石拉乌素煤矿主井井筒揭2

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1、石拉乌素矿井主井井筒揭 2-2 煤施工安全技术措施一、工程概况石拉乌素矿井主井井筒设计净9.4m，主井井口设计标高 +1338.3m，井筒设计总深度为749.632m,采用全深冻结法施工，冻 结深度为760m，采用双层钢筋砼井壁支护。主井井筒外壁掘砌至-627.1m后施工了 12.9m的整体壁座，然后 套砌内壁至-8m;套壁工作已于2013年11月14日完成，在完成工序 转换后即将开始-640m以下水平的井筒外壁掘砌施工。根据地质资料 显示-660.67m即为2-2煤层的顶板水平，为确保施工安全，根据石 拉乌素煤矿主井井筒过 2-1、2-2、3-1、4-1 煤揭煤施工设计、煤 矿安全规程、防治

2、煤与瓦斯突出规定的有关规定,特编制石拉乌 素矿井主井井筒揭 2-2 煤施工安全技术措施。本次揭煤范围为距2-2煤顶板法距2m至距2-2煤底板下法距2m 位置为止，即主井井筒-658.67m-673.54m。二、瓦斯地质概况1、地质概况根据石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告、石拉乌素井田井 筒检查钻孔柱状图等资料显示 2-2煤位于井筒垂深660.67m 671.54m，其中包含-661.47m-661.77m、-666.97m667.72m 两层分 别厚 0.3m 和 0.75m 的泥岩夹层,整体厚度为 10.87m, 2-2 煤顶板为 粗砂岩为主,底板为泥岩。因煤层位于冻结段内，因此在打钻探煤施

3、工过程中不需要考虑水的问题。2、瓦斯地质根据石拉乌素井田井筒检查钻孔地质报告显示 3个钻孔中共采集10个瓦斯煤样的测试成果，各煤层甲烷（CH4 ）含量为0.000.03 daf,二氧化碳（CO2 ）含量为0.020.07daf。自然瓦斯成分 中甲烷（CH4 ）在0.044.42%,二氧化碳（C02 ） 1.537.88%,氮气（ N2） 89.85 97.89%,瓦带分带属二氧化碳氮气带。钻孔所测瓦斯含量虽较低,但区内主要可采煤层埋藏深,在井筒 揭煤时,须对井下瓦斯进行严密监测,加强通风,以防局部富集,造 成事故发生。煤层自燃等级为III级，自燃倾向性为自燃容易自 燃。三、施工方案当探 2-2

4、 煤、取下煤样送实验室预测突出危险性等工作全部结 束,且预测煤层无突出危险后方准进行揭煤工作。当井筒工作面掘进 至2-2煤层顶板法距2m （-658.67m）位置时，把工作面矸石清理干 净,利用伞钻打眼, 全断面震动放炮揭露煤层。如果震动放炮未能按 照要求揭穿煤层,出现残爆、拒爆和爆破不成型的现象,在掘进剩余 部分时（包括掘进煤层和进入顶底板2m范围内），仍按照震动放炮的 要求，进行放炮作业。揭煤期间,根据冻结壁发展情况,采用打浅眼,放小炮通过该煤 层，浅眼深度为2.5m （见爆破图表1）,如冻结壁发展到荒径，可根 据实际情况，采取深孔爆破，炮眼深度为4.5m （见爆破图表2）。四、施工方法1

5、 、钻爆器材的选择 凿岩机:采用一台XFJD8.12伞型钻架配8台YGZ-70型凿岩机。 钻杆：选用直径26mm中空六角钢钻杆，长度4.7m。钻头：选用55mm “十”字合金钻头。 炸药：选用煤矿许用T220抗冻型水胶炸药，药卷规格为45 x 500mm。雷管：选用1-5段铜脚线毫秒延期电雷管。联线方式：并 联联线方式。2 、爆破参数(1 )每循环爆破进尺2.5m掏槽眼：采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深1.5m，圈径为1.7m, 眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深2.5m，圈径为4.0m，眼距 897mm，布置14个炮眼。辅助眼：共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m，布置21个炮眼， 眼

6、深为2.3m,眼间距为942mm;第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼，眼 深为2.3m,眼距为931mm;第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼，眼 深为 2.3m， 眼距为 925mm。周边眼：井筒掘进直径为13m,炮眼布置圈径为12.9m，眼距为 587mm,共布置69个炮眼，眼深2.3m,最小抵抗线为1m。炮眼总数为 6+14+21+29+37+69=176 个。一阶掏槽眼每眼2卷药卷、二阶掏槽眼每眼3卷药卷、辅助眼第 一、第二圈每眼3卷药卷、第三圈辅助眼每眼2卷药卷、周边眼每眼 2 卷药卷。每循环炸药消耗量：( 6x 2+14x 3+21x 3+29x 3+37x 2+69 x 2)

7、x 0.8=332.8kg。(2 )每循环爆破进尺4.0m掏槽眼：采用二阶直眼掏槽，一阶掏槽眼深3m，圈径为1.7m, 眼距890mm，布置6个炮眼；二阶掏槽眼深4.5m，圈径为4.0m，眼距 897mm，布置14个炮眼。辅助眼：共布置三圈炮眼，第一圈圈径为6.3m，布置21个炮眼， 眼深为4.3m,眼间距为942mm;第二圈圈径为8.6m,布置29个炮眼，眼 深为4.3m,眼距为931mm;第三圈圈径为10.9m,布置37个炮眼，眼 深为 4.3m， 眼距为 925mm。周边眼：井筒掘进直径为 13m, 炮眼布置圈径为 12.9m, 眼距为 587mm, 共布置 69 个炮眼, 眼深 4.3

8、m, 最小抵抗线为 1m。炮眼总数为 6+14+21+29+37+69=176 个。一阶掏槽眼每眼 4 卷药卷、二阶掏槽眼每眼 6 卷药卷、辅助眼第 一、第二圈每眼5 卷药卷、第三圈辅助眼每眼4 卷药卷、周边眼每眼 4卷药卷。每循环炸药消耗量：(6 x 4+14 x 6+21 x 5+29 x 5+37 x 4+69 x 4 )x 0.8=625.6kg。附：石拉乌素煤矿主井井筒揭 2-2 煤爆破图表。3、装药结构必须采用正向装药结构。4、远距离放炮安全技术措施打眼时，岩、煤炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工， 并根据围岩和见煤情况适时适当调整。(2) 探测孔不得作为炮眼使用，放炮前所有不

9、装药的眼孔要用黄 泥、黄砂等不燃性材料填堵实，中心排放孔可用水炮泥封堵，孔口留0.40.5m用炮泥封严并捣实，以起到爆破自由面的作用。不得使用过期或变质的炸药。一次放炮使用的电雷管，一定是 同厂、同期生产的电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查 和电阻测定，退库存放再次使用前必须做二次导通试验。揭煤期间远距离放炮采用铜脚线 15 段毫秒延期电雷管，电 雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。井下一切电源由施工单位参加揭煤的专职电工负责检查、停 电，并由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，在得到调度室 的同意后方可进行装药工作。要严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度，只有

10、检测工 作面及20m范围内瓦斯浓度小于1%时，才能装药放炮。联线必须由放炮员亲自操作，要使接线清洁并用胶布缠好，联 线后必须由放炮员检查确认无误后，才能与母线接线。爆破母线连接 脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。雷管和母线联线前必须处于短路状态。使用地面380v电源起 爆，在炸药、雷管下井前由放炮员检查起爆电源是否锁好，锁好后钥 匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将 起爆电源锁头打开送电。装药应采用正向装药结构，严禁采用反向装药。放炮前将井筒施工设备都保护好，吊盘提至距工作面30m以 上，负责清点人数，把所有井盖门打开，井口房及翻矸平台上人员全 部撤出井口棚外

11、50m位置后，在井口四角至少安设四人警戒。将井口 20m以内一切电源由专人负责检查、停电。(11) 放炮员最后升井。由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇 报，负责警戒和停电的负责人也要向调度室汇报，放炮员只有接到现 场指挥的放炮命令后，方可放炮。(12) 放炮员接到放炮命令后，先发出放炮警号，至少再等5s,方 可起爆。爆破后，须立即将起爆电源断开。(13) 放炮30分钟后，救护队员由井口 20m以外逐步向井口检查瓦 斯情况，直到井口井盖门，当井口井盖门瓦斯含量不超过 1.0%，瓦 斯自动检测报警系统检测井下瓦斯浓度小于 1.0%时，由揭煤领导小 组安排救护队配齐用具下井检查，确认无危险，井筒

12、内瓦斯浓度均小 于 1.0%，救护队队员上井后，瓦检员、放炮员再次进入迎头检查后， 由揭煤小组值班领导向调度室汇报现场情况并请求恢复送电，只有接 到调度室的恢复送电命令后方可恢复送电，最后施工人员入井施工。(14) 瞎炮、残炮处理，要严格按照煤矿安全规程有关规定执行。五、过煤段支护自距2-2煤层顶板法距2m起至进入2-2煤层底板下法距2m位置 止为过煤段支护范围，揭煤范围长度为14.87m,又由于煤、岩层倾 角较小，故该段采用架设 20#槽钢井圈背木板与现浇砼联合支护。 20# 槽钢井圈直径13m，间距中-中为600mm，采用6才根托钩固定20#槽钢 井圈，圈与圈之间采用6根挂钩连接；背板为长

13、1200mm x宽300mm x厚50mm的木板;托钩采用20mm螺纹钢筋加工而成,长度为700mm, 利用膨胀药卷固定；挂钩采用20mm螺纹钢筋加工；现浇砼强度等 级C40,壁厚400mm。过煤段支护形式根据井筒实际揭露围岩情况确 定,如果围岩破碎,采用以上支护形式；若井帮围岩较稳定,则采用现浇砼支护。六、安全技术措施(一)、通风、瓦斯及防尘安全技术措施1、局部通风管理需风量计算(1) 按工作面最多人数计算需风量 Q 人Q =4N=4 x 50=200m3/min人式中：N工作面最多人数，取N=50人。(2) 按排除炮烟计算需风量 Q炮Q =78 x (A(SL)2k)i/3=2612.72

14、m3/min炮601式中： Q 爆破后工作面所需风量， m3/s炮t排除炮烟时间，井筒取30minA同时爆破的炸药量，625.6kgl井巷长度，749.632mk淋水系数，k=0.6S 井筒净断面面积， 69.36m2(3) 按井筒最低风速计算需风量Qv根据煤矿安全规程有关规定，并结合立井施工揭穿煤层的具体情况，立井掘进的最低风速取0.15m/s，并按下式计算需风量Q :vQ=60SVv式中：Q 一掘进工作面需风量，ms/min;vS 一工作面净断面面积，m2;取S=69.36m2；V 一最低风速，m/s。取 V=0.15m/s;计算得 Q = 60 x 69.4 x 0.15 = 624.2

15、4 ms/min。按瓦斯涌出量计算：Q =100kq=100 x 1.5 x 0.57=85.5m3/min瓦K- 井筒掘进工作面瓦斯绝对涌出量， m3/min;q- 井筒掘进工作面通风系数，一般取1. 52。(5)需风量选取根据上述计算可知，Q炮QVQ人Q瓦，故所需风量选取其 中最大值Q炮=2612.72m3/min。2 x 30KW型对旋风机主要技术性能参 数：单机风量500 - 740ms/min。根据上述计算，选用4台2 x 30kw型 对旋式风机采用压入式通风方式向井下供风，配备两趟800mm高强 度胶质风筒，即可满足井下需求。2、局扇及其附属设备的选取与管理(1) 采用压入式通风，局扇安装在地面。选择2 x 30kw对旋轴流式 风机，配备两趟800mm高强胶质风筒通风，取井筒百米漏风率为1 %，迎头供风量可达 460 x( 1-1 %x 5.96 ) = 377.8ms/min 370 ms/min，能够满足通风要求。(2) 四台同等力局扇(两台使用、两台备用)必须保证两台正常 运转。局扇必须实现自动切换，局扇等电气设备管理责任到人，配备 司机(值班电工专职管理)并挂牌，不得随意停开。(3) 风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节。