进风立井井筒7 8 煤揭煤施工安全技术措施(改版)方案

山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进风立井揭7、81、82煤层安全技术措施第一章概述一、编写依据（1）山西潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图附图1井筒井检孔综合柱状图（2）山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进风立井井筒平、剖、断面图（3）山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告（4）山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进风立井井筒施工组织设计（5）煤矿安全规程（6）防治煤与瓦斯突出规定二、工程概况山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司位于左权县境内。进风立井井筒设计净直径6M，设计井筒深度217M，进风立井井筒中心坐标为X4104451840、Y19708966270、Z1205800，支护形式表土段及风化基岩段井壁采用双层钢筋混凝土支护，支护厚度为800MM，基岩段采用素砼/钢筋砼支护，井壁厚度450MM/500MM，混凝土强度等级为C30。进风立井井筒技术特征见下表11名称单位数量XM4104451840井口位置YM19708966270井口标高M1205800设计净直径M6设计净断面M22826根据潞安环能地质勘探大队提供的进风立井井检孔钻孔柱状图显示，进风立井在垂深89258985M（永久锁口标高120580M，相对标高0000M）位置时将揭露7煤层，煤厚06M；垂深91309175M位置时将揭露81煤层，煤厚045M；垂深93209365M位置时将揭露82煤层，煤厚045M；目前已施工到距离7煤层上1125M位置（垂深78M,绝对标高11278M）。为保证安全顺利穿过7、81、82煤层，特编制本揭煤安全技术措施，以指导揭煤施工。三、重大危险因素辨识表12序号活动产品工作危害因素危害结果控制措施没有开班前会下井人员失误操作伤亡必须参加班前会身体状况不佳下井人员失误操作导致伤害严禁下井穿化纤衣服下井产生火花引发火灾严禁下井1班前会不按规定发送信号人员伤亡、设备损坏严格执行操作规程电气火灾人员伤亡、设备损坏杜绝电器设备起火2电气设备电气设备失爆引起火灾伤人杜绝电器设备失爆3通风无风或风量不足有害气体超限及时恢复通风燃烧、爆炸伤人、设备损坏加强通风4井下有害气体有害气体涌出异常伤人、设备损坏及时检侧预防5爆破作业用瓦斯释放孔做炮孔点燃瓦斯严禁用瓦斯释放孔做炮孔6超前管理未执行先探后掘有害气体涌出严格执行先探后掘瓦斯爆炸人员造成伤亡严格执行本措施7煤与瓦斯突出破坏通风系统造成人员窒息伤亡加强通风设施的维护钻机未固定好钻机摇摆伤人固定牢固操作人员站在钻机后方顶钻伤人严格执行操作规程8打钻钻机未固定好钻孔窜位固定牢固9瓦电、风电闭锁失灵瓦斯超限或工作面无风情况下不能及时断电及时检修表土深度M28井筒深度M217监控系统10封口盘、吊盘、模板杂物未清扫干净、工器具未生根牢固杂物、工器具坠落伤人每班按排专人负责清扫干净，工器具生根牢固11绞车保护装置失灵造成人员伤亡每班按排专人负责检查、维护、试验四、矿井地质概况1矿井地质概况井田位于山西断隆沁水台凹沁县凹陷的中东部，其东侧为太行山断拱。出露地层由东向西依次由老至新，主要为上太古界五台超群石咀群金刚库组（桐峪组）；上中元古界长城系常州沟组、串岭购组；下古生界寒武系奥陶系；上古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系及第四系等。井田所在区域的西部以走向NE的相互平行的褶皱为主，以石厘向斜为代表。东部以走向NNE的断裂为主，具代表性的为走向NNE的高平断裂带斜贯其中。五里堠煤矿位于沁水煤田中东部武乡五区普查范围内，本区含煤地层有石炭系中统本溪组（C2B）、上统太原组（C3T）；二叠系下统山西组（P1S）及下石盒子组（P1X）。其中太原组、山西组含有主要可采煤层；本溪组、下石盒子组含12层薄煤层，均为不可采煤层。2煤层赋存特征根据实际打钻探明7、81、82煤层层位稳定，煤层厚度分别为06M、045M、045M，为不可采煤层，各煤层相邻岩层与地质柱状图提供资料略有不同。其中7煤层标高111655M111595M（相对标高8925MM8985M）及相邻岩层描述如下7煤层上部为炭质泥岩井深8775M8925M，层厚15M，黑色，厚层状，炭泥质结构，含少量植物化石碎片；7煤层下部为泥岩井深8985M913M，层厚145M，黑色，厚层状，泥质结构，含少量植物化石碎片；81煤层下部为砂质泥岩井深9175M932M，层厚145M，黑色，厚层状，砂泥状结构，产植物化石碎片；82煤层下部为泥岩井深9365M994M，层厚575M，黑色，泥质结构，含少量植物化石碎片。根据已揭露岩层以及打钻预测7、81、82煤层为东西走向，倾角约10左右。3煤层瓦斯情况已揭露破碎带、5及6煤层瓦斯情况井筒目前在井深27M处已揭露破碎带，层厚1M，无瓦斯及其他有害气体。根据井检孔资料以及井筒施工实际情况，5、6煤层以上未揭露任何煤层。施工至井深44M、773M处分别揭露5、6煤层，放炮通风30分钟后，瓦检员检测井口回风流瓦斯浓度为000，CO含量为0PPM，分别施工至距5、6、7煤层7M时对煤层进行了取芯试验，试验详见5、6、7、81、82煤层煤样瓦斯含量测定记录表（附表1、附表2、附表3、附表4、附表5）。4水文地质情况根据潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图和终孔报告，钻孔揭露资料、简易水文资料及盐化测井成果等，将基岩含水层划分为2个含水层；即碎屑岩类裂隙含水层组；碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组。碎屑岩类裂隙含水层组碎屑岩含水岩组主要指上、下石盒子组及山西组地层中的砂岩含水层。K8砂岩具斜交裂隙，方解石薄膜充填，裂隙面铁质浸染。厚度350M，砂岩为中粒，成分以长石、石英为主，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，故富水性较弱，而且透水性又不好，因而对煤层开采影响不大。K7砂岩含水层，为中粒，长石、石英砂岩，厚415M。为山西组底界，距离太原组煤层距离又远，间距1145M，故而对太原组煤层的开采影响亦较小。一般地讲，其对山西组煤层的开采无大影响。碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组太原组K5砂岩含水层以及K4、K3、K2石灰岩含水层即属该类含水层。K5砂岩含水层，岩性为中粒长石，厚205M，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较弱。K4、K3、K2三层石灰岩裂隙岩溶含水层，K4灰岩厚330M；K3灰岩厚330M；K2灰岩厚600M。K4、K3石灰岩具不规则裂隙，方解石脉充填，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较差，K2灰岩具不规则裂隙，1800018010M掉钻，简易水文观测水位下降至12600M左右。K2石灰岩含水层对太原组15号煤层开采较有影响，望施工过程中引起注意。上述含水层涌水量计算均是利用了钻孔抽、注水资料，其涌水量可作为井筒施工时的水文地质依据。井检孔全深进行了混合抽水试验，预计井筒涌水量小于2M3/H。目前井筒无涌水现象，根据打钻观测，在揭煤段施工中，井筒将不会出现涌水现象。第二章揭煤技术措施一、揭煤流程（具体流程见下图）无危险有危险无效有效无效有效有危险超前地质孔（L20M），根据岩性及地质分析，确定煤层层位距煤层不小于10M，前探孔测压孔，精探煤层赋存状况，测定煤层瓦斯压力P或含量W，初步预测煤层突出危险性距煤层垂距5M处，预测煤层突出危险性（区域验证）边预测边探边掘至距煤层安全垂距最小处（远距离爆破位置）防突措施效果检验补充防突措施补充措施效果检验安全防护措施远距离爆破揭煤加强支护继续采取防突措施直至穿透煤层进入煤层底板进入煤系地层无危险实施局部防突措施距煤层垂距7M前实施区域防突措施有效无危险有危险区域防突措施效果检验无效采用工作面预测方法进行最后验证揭煤防突工艺流程示意图1在距煤层法向距离20M处对煤层进行超前预探，初步掌握煤层层位及产状，防止误揭煤层。2在掘进到距煤层法向距离10M前再次进行超前钻探，进一步掌握煤层层位及产状，并测定煤层瓦斯含量，对所揭煤层突出危险性进行初步预评价；3若在距离煤层法向距离10M之前，预测煤层具有突出危险性，则在距离煤层法向距离7M前，对煤层采取区域综合防突措施，直到措施有效。4若在距离煤层法向距离10M时预测煤层无突出危险性或采取区域防突措施有效后，掘进至距离煤层法向距离5M时，对煤层采用工作面预测方法进行区域验证。5在距离煤层法向距离5M时区域验证煤层具有突出危险，则立即采取局部综合防突措施，直到措施检验有效。6在距离煤层法向距离5M时区域验证煤层无突出危险或采区局部防突措施效果检验有效后，掘进至远距离爆破揭煤位置采用工作面预测方法进行最后验证。7在掘进至远距离爆破揭煤位置2M时进行最后验证，若煤层具有突出危险性，则采取补充防突措施，直到措施检验有效。8在掘进至远距离爆破揭煤位置2M时进行最后验证，若煤层无突出危险性或采取补充防突措施效果检验有效后，实施远距离爆破揭煤。二、区域综合防突措施1区域突出危险性预测11预测方法在井筒掘砌至垂深7925M时停止掘进施工（距7煤层顶板10M左右）,施工6个超前钻孔探明工作面和7、81、82煤层赋存情况及相对位置。区域预测根据煤层瓦斯含量进行预测；区域预测有突出危险时采取区域防突措施。根据掘探一体化施工钻孔资料分析，该段无地质构造复杂、岩石破碎的区域。利用DGC瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量来预测是否具有突出危险性。12钻孔设计距离7煤层10M时的施工方法（1）、钻孔机具A、QZJ100B型风动潜孔钻机；B、钻杆50MM；C、钻头75；（2）、钻孔施工超前钻孔设计参数A、钻孔个数6个；B、钻孔深度、钻孔位置钻孔深度以深入各煤层底板500MM为宜。详见超前钻孔预计参数表22；附图2距离煤层十米前探孔（区域预测孔）布置示意图。超前钻孔（区域预测孔）参数表表22孔号孔径（）钻孔圈径（MM）预计见煤深度（M）预计终孔深度（M）钻孔与井筒中心线夹角（）钻孔位见7煤111010井筒“十”字线方向东侧27560001324M见81煤136910井筒“十”字线方向北侧37560001385M见82煤143010井筒“十”字线方向西侧47560001275M见81煤132010井筒“十”字线方向东侧57560001000M见7煤106010井筒“十”字线方向北侧67560001434M见82煤147910井筒“十”字线方向西侧（3）钻孔施工方法当井筒施工至井深7925M时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机。1钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过7煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。2钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过81煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。3钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过82煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。4钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过81煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。5钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过7煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。6钻孔沿煤层法线方向钻进至穿过82煤层底板05M后停止钻进，钻孔施工过程中取1份煤样。前探（取芯）钻孔施工过程中地测技术人员现场跟班，详细记录钻孔开孔位置、见煤深、止煤深及孔深。13瓦斯含量测定方法使用DGC瓦斯含量快速测定仪对煤样的瓦斯含量进行测试。（见附表6）1）井下取芯记录4个时间及大气压和温度与采样地点、煤样编号。停钻时间钻进到取芯位置停钻时间。取芯开始时间开始钻进取芯时间。取芯结束时间开始退钻时间。开始解吸时间煤样罐与解吸管相连的时间。注明解吸完毕之前煤样罐阀门始终是打开的，解吸30分钟一分钟读取一次解吸量后关闭阀门，把煤样罐放入水中检查气密性。2）地面试验室解吸（记录试验室大气压和温度）将井下装好的煤样罐与地面解吸管相连，记录初始刻度缓慢打开煤样罐阀门观察解吸量大小（1分钟内解吸量小于5ML/MIN地面解吸结束）记录终止刻度。3）粉碎解吸提取煤样罐中的煤样进行称重并记录，在称重前先看煤的破坏类型，在称重后的煤样中称取两份相同重量的煤样（100G120G）把两份分别放入粉碎机（粉碎23分钟。注明（如果粉碎停止还有气泡冒出继续再粉碎2030秒左右），读取初始刻度与终止刻度。4）煤样的水分测定在煤样中称取1份10G的煤样放入水分测定仪中，打开观察口调零，开始加温，待数值刻度稳定后读取水分值。（数据读取时一个刻度是005）。5）输入所有测试数据输入电脑软件进行计算。14突出危险性判定根据煤层瓦斯含量进行区域预测的临界值，若瓦斯含量小于8M/T，同时未发现其他异常情况，则预测为无突出危险区域；否则，判定为突出区域，实施区域防突措施进行消突。若判定无突出危险性，则采取安全防护措施后，可掘进至距煤层法向距离5M位置。表21瓦斯含量区域类别8M/T无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区2区域防突措施当区域危险性预测煤层有突出危险性时采取区域防突措施；本次区域防突措施是通过打瓦斯释放孔释放瓦斯、卸压来预防突出。当区域预测有突出危险，则在距离预揭煤层10M外掘进断面上施工75的释放孔57个，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯突出的发生。21释放瓦斯孔设计根据防治煤与瓦斯突出规定的规定及煤层特点，设计排放钻孔。主要技术参数如下A、按每平方米2个钻孔计算，共需释放孔57个；B、开孔间距钻孔开孔间距1000，孔底控制范围超出井筒轮廓线15000MM；C、钻孔直径75；D、钻孔深度穿透各煤层全厚进入底板至少500；E、钻孔总数57个；具体钻孔深度见附图。2、释放孔施工A、释放孔采用QZJ100B型风动潜孔钻机施工，孔径75，孔底超出井筒轮廓线15000MM。B、全部释放孔均穿透各煤层进入煤层底板500。22钻孔施工方法钻孔施工方法同上。附图3释放瓦斯钻孔布置示意图在瓦斯释放期间要分组进行,按井筒“十字”线分四组，一组一组释放，其中一组释放时，其它三组用水泥袋，装上粘土封好口，有利于集中控制释放，利用风筒对着释放孔直接吹散瓦斯。3区域防突措施效果检验对采取措施后的煤层进行一次突出危险性指标的测定，根据实测的指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。按照防突规定要求效果检验孔应不少于4个，本措施中在工作面每个煤层分别打设4个效果检验孔，13号孔均匀分布在井筒井壁以内1M远的位置（东、西、北三侧），1、3终孔点位于井筒断面轮廓线外24M处（各钻孔均穿透煤层底板500MM）。4个孔尽量布置于所在部位消突钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各消突钻孔或尽可能与周围各消突钻孔保持等距离。具体钻孔布置方法见附图。在施工完区域防突措施后，必须进行区域措施效果检验，区域防突措施效果检验后，煤层仍有突出危险时，增加瓦斯释放孔数量，继续排放瓦斯，然后重新做区域防突措施效果检验，直至煤层无突出危险性。效果检验必须经总工程师审批同意后，方可进入下一个环节。附图4区域防突效果检验孔布置示意图4区域验证区域预测为无突出危险时，在确保采取安全防护措施下掘进到距离煤层最小法向距离5M时（垂深8425M）进行区域验证，本次区域验证采用钻屑瓦斯解析指标法K1值。（验证结果作为局部危险性预测结果）。附表7突出效果检验结果单距离工作面5M时的施工方法在工作面向煤层的适当位置打6个钻孔，打设钻孔应保证钻孔在穿过煤层底板后深度不小于05M，1号孔垂直于工作面中心；26终孔点位于井筒断面轮廓线外24M处。在钻孔钻进到煤层时采集一次粒径为13MM的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值，按下表中所列的指标临界值预测突出危险性。钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性的参考临界值表表23煤样K1指标临界值干煤样05湿煤样04钻孔施工参数表表24孔号孔径（）预计见煤深度（M）预计终孔深度（M）钻孔与井筒中心线夹角（）钻孔方位角（）17551M见7煤570井筒“十”字线方向中间27553M见7煤5916井筒“十”字线方向北侧37571M见81煤75516井筒“十”字线方向西侧47572M见81煤76516井筒“十”字线方向南侧57585M见82煤8916井筒“十”字线方向东侧67586M见82煤9016井筒“十”字线方向东侧附图5WTC突出参数测定钻孔布置示意图通过观测工作面有无动力现象和WTC突出参数测定K1值来鉴定煤层是否具有突出危险性。根据检测数据及观测现象进行分析，如果测定瓦斯各项指标降至临界值以下，也没有突出预兆时，证明措施有效，应当采取安全防护措施后进行掘进作业。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的掘进作业均应当继续执行防突措施。三、局部综合防突措施1工作面突出危险性预测在距离煤层最小法向距离2M时（垂深8725M）进行局部突出危险性预测，突出危险性预测仍采用钻屑瓦斯解吸指标法。2工作面防突措施当工作面突出危险性预测煤层有突出危险性时，采取工作面防突措施，工作面防突措施是通过打设瓦斯释放孔的方法来释放瓦斯、卸压来预防瓦斯突出。当工作面突出危险性预测有突出危险，则在距离预揭煤层2M外掘进断面上施工75的释放孔57个，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯突出的发生。3防突措施效果检验31局部防突效果检验必须包括以下内容1）对采取防突措施后的煤层再进行一次K1值的测定，根据实测的指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。2）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断。32效果检验孔（K1值的测定）K1值测定施工钻孔的相关参数与局部突出危险预测相同。K1测定钻孔不可重复利用，不能与已施工过的钻孔重叠。测定方法在工作面的适当位置分别向各煤层打4个钻孔，应保证钻孔穿过煤层底板至少05M。在钻孔钻进到煤层时，用13MM的筛子在孔口接水煤煤粉，同时启动秒表计时；煤样筛分后迅速装入煤样瓶中，并用筛子刮平，使装入煤样的体积和煤样瓶体积一致，然后拧紧罐盖，松开盖上阀门；当秒表计时时间达到15MIN时，拧紧盖上阀门的同时执行仪器采样功能，测定其瓦斯解吸指标K1值，按表中所列的指标临界值预测突出危险性。33效果分析根据检测数据及观察现象进行分析，瓦斯各项指标降至临界值以下，证明钻孔释放有效，若有一项检测指标超过规定值则证明防突效果无效，继续执行防突措施或补充措施直至措施有效，只有工作面无突出危险后方可进行下一步工作。施工方法在工作面每个煤层分别打设4个效果检验孔，13号孔均匀分布在井筒井壁以内1M远的位置（东、西、北三侧），1、3终孔点位于井筒断面轮廓线外24M处（各钻孔均穿透煤层底板500MM）。在钻孔钻进到煤层时采集一次粒径为13MM的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值，按表23中所列的指标临界值预测突出危险性。在施工完工作面防突措施后，必须进行工作面措施效果检验，检验方法与工作面突出危险性预测相同。爆破前再最后对揭露煤层做一次验证，验证无突出危险性后，方可揭煤；如验证有突出性，继续做防突措施。确保效果检验必须经矿总工程师审批同意后，方可进入下一个环节。34安全防护措施1）全体施工人员必须坚持安全第一的方针，施工时要实行安全生产责任制和业务自主保安，建立各工种的岗位责任制，工人应明确自己的岗位职责，互助协作，共同作好揭煤安全工作。2）井口附近50M内严禁明火，下井人员实行“检身制”。3）装药前脚线要扭结成短路。不同厂家的雷管不得同时使用。4）施工过程中，要有项目负责人现场统一指挥。5）放炮后瓦检员在井口检测回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度由低到高，再由高到底，降至1以下，方可由瓦检员、安全员携带检测仪器，从井口缓慢下井检查瓦斯及二氧化碳浓度。瓦斯浓度超过1或二氧化碳浓度超过15，停止落罐，等低于规定值后，方可向下继续检查。检查时罐内人员使用防爆对讲电话与地面联系。6）每次放炮前，要详细检查通风设施是否完好，有损坏的立即修复，保证放炮时工作面能够正常通风。7）施工前，应对井筒内一切机电设施、设备进行防爆检查，更换不合格设施设备，井筒内各种电气设备必须达到防爆要求。并作好检查记录，负责人签字。8）下井人员要佩带矿灯和隔离式自救器。9）入井人员严禁穿化纤衣服。10）自本措施开始执行起，必须建立瓦斯检查制度，坚持正常检查瓦斯。11）远距离爆破时井下必须停止工作，所有人员必须撤至地面，井下必须全部断电。爆破至少30分种后，由救护队人员到井口检测瓦斯、CO、氧气等指标确认符合规定后，方可进行下一个工序。12）井筒工作面配备压风自救系统，在工作面和吊盘上安装10套压风呼吸自救装置，平均每人的压缩空气供给量大于01M3/MIN，满足工作面最多同时施工人数时的自救需要。5远距离爆破揭煤施工51爆破工艺流程在预测为无突出危险或经防突措施效果检验，突出危险消除后，采用远距离爆破措施揭开煤层。揭煤采用远距离爆破的方法两次爆破揭露煤层。第一次爆破揭露7煤层，24小时以后第二次爆破揭露81、82煤层，揭露三层煤共需两个循环，每循环进尺为40M。在揭露81、82煤层打眼装药期间，井下必须有项目部领导井下带班。52爆破作业1）炮眼布置布孔原则总的原则是多打眼、少装药，中间稀，周边密，所有炮眼都在炸药与封口炮泥间装2个水炮泥。（1）爆破设计原则A、炮眼数目为正常爆破炮眼数目的1215倍；B、远距离爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的152倍；（2）爆破说明书A、爆破原始条件B、爆破参数表C、炮眼布置附图7煤层爆破原始条件表序号名称单位数量备注1掘进断面M237392炮眼总长度MM64123岩石坚固性系数F244工作面瓦斯情况0进风井井筒探掲7煤层预期爆破效果表11序号爆破指标单位数量1炮眼利用率902掘进断面M237393每循环进尺M404每循环爆破实体岩石量M3149565每循环炸药消耗量KG13966单位原岩炸药消耗量KG/M30937每循环雷管消耗量个1608单位原岩雷管消耗量个/M31079每循环炮眼长度M6412附图6揭煤炮眼布置图及揭穿煤层示意图。进风井井筒探掲7煤层爆破图表表12装药量炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径M眼深M眼距MM倾角度卷/眼KG/圈起爆顺序延期时间MS雷管段别掏槽眼1661442700908961辅助眼7181224406009051202辅助眼19341636407009051603辅助眼35602648405809052604辅助眼611004058404509054004周边眼1011606067403508833605合计1601396备注采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷35MM,药卷长250MM,重200G/卷毫秒延期电雷管起爆。注本爆破图表仅供此次揭露煤层，施工中应根据实际揭露的煤层进行调整。81、82煤层爆破原始条件表序号名称单位数量备注1掘进断面M237392炮眼总长度MM64123岩石坚固性系数F244工作面瓦斯情况0进风井井筒探掲81、82煤层预期爆破效果表11序号爆破指标单位数量1炮眼利用率902掘进断面M237393每循环进尺M404每循环爆破实体岩石量M3149565每循环炸药消耗量KG13966单位原岩炸药消耗量KG/M30937每循环雷管消耗量个1608单位原岩雷管消耗量个/M31079每循环炮眼长度M6412附图6揭煤炮眼布置图及揭穿煤层示意图。进风井井筒探掲81、82煤层爆破图表表12装药量炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径M眼深M眼距MM倾角度卷/眼KG/圈起爆顺序延期时间MS雷管段别掏槽眼1661442700908961辅助眼7181224406009051202辅助眼19341636407009051603辅助眼35602648405809052604辅助眼611004058404509054004周边眼1011606067403508833605合计1601396备注采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷35MM,药卷长250MM,重200G/卷毫秒延期电雷管起爆。注本爆破图表仅供此次揭露煤层，施工中应根据实际揭露的煤层进行调整。揭露煤层使用远距离爆破法施工，在煤层地板下2M掘砌施工时同样采用远距离爆破措施进行掘进，如煤层较软时，可降低施工段高减少装药量，进行锚网喷临时支护，以保证施工安全。2）爆破材料（1）爆破采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，规格35250200G（2）起爆采用铝质脚线毫秒延期电雷管15段，总延期时间不超过130MS，不允许隔段使用。3）装药作业装药结构采用正向连续装药,掏槽眼为直眼掏槽。4）连线联线方法采用大并联5）警戒及爆破揭煤远距离爆破在地面距井口50M以外，使用专用起爆器起爆。附图7煤层远距离爆破警戒布置图。6）爆破后支护在放炮出矸后，必须及时进行围岩支护工作，过煤层的技术原则是使煤层暴露时间短，避免延期突出的危险，采用锚网喷方法封闭煤层。（1）远距离爆破前和放炮后，根据现场情况对工作面充分洒水，杜绝煤干燥，出矸后，立即分段打锚杆，挂金属网片、架井圈、喷浆快速封闭煤层。（2）远距离爆破揭开煤层，出矸暴露井帮05M时，在井壁上打锚杆，分段分片挂金属网片，够1M高时立即进行加固封闭煤层。（3）当煤层较松软时，可以进行直接人工装吊桶，运出井筒，如较硬，采用松动爆破法掘进，松动爆破仍按照远距离远距离爆破的规定执行。（4）锚杆规格202000MM左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800MM800MM，每根锚杆分别采用1卷K2335、一卷Z2360型锚固剂，锚固力不小于15T；金属网为65MM钢筋制作，网孔100100MM，网片之间纵横向采用铁丝绑扎连接，连接长度100MM。喷射混凝土强度等级为C20，喷砼厚度为150MM。（5）上述支护采用短段掘砌，直至施工到煤层底板20M，揭煤层工作即结束。附图8临时支护示意图。第三章生产系统一、一通三防系统施工过程中，采用压入式通风，选择FBDNO80/245KW矿用隔爆型压入式对旋局部通风机，配备两路800MM胶质双反边风筒局部通风机和备用，局部通风机分别安设在井架东北侧、井架东南侧20M处新鲜风流中。1工作面通风11风量计算工作面实际需要的风量，应按瓦斯、人数、爆破后排除炮烟所需风量计算、风速演算等规定要求分别进行计算，取其中最大值作为实际需要风量。1按瓦斯涌出量计算，根据通风部提供数据，工作面最大瓦斯绝对涌出量为10M3/MIN，故按瓦斯涌出量计算Q掘100Q掘K掘通1001820360M3/MIN式中Q掘掘进工作面正头实际需要的风量，M3/MIN；Q掘掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，预测为15M3/MIN；K掘通掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取最低值20。2按人数计算Q掘4N42080M3/MINQ掘掘进工作面正头实际需要的风量，M3/MIN；N掘进工作面同时工作的最多人数，人；4每人供给的最小风量，M3/MIN。3）、按放炮后排除炮烟所需风量计算根据炸药量确定风量炸/IN2T炸78ASPKLDQ炸按爆破炸药量计算的工作需风量，M3/MINT通风时间，取T30MINA一次爆破最大炸药量，1396KGS净断面面积，2826M2P通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比，取P12；LD炮烟稀释临界长度，取80M；K淋水系数，取K03将上述参数代入得出Q炸13773M3/MIN4按风速进行验算VMINSQ掘VMAXSVMINS928262544M3/MINVMAXS240282667848M3/MIN即2544M3/MIN360M3/MIN67848M3/MIN式中Q掘掘进工作面的风量，M3/MIN；取300M3/MINVMIN最低允许风速，岩巷时取015609M/MIN；VMAX最高允许风速，460240M/MIN；S净掘进巷道断面积2826M2。由此可得掘进工作面需风量为360M3/MIN。5）、局部通风机的供风量的计算及选型Q局KQ掘12360432M3/MIN式中Q掘掘进头的需风量，M3/MIN；K风筒最大漏风率15时的系数,取12。通过以上计算，本井筒工作面风量不小于432M3/MIN，符合煤矿安全规程规定的范围。而FBDNO80/245KW型风机工作风量为400800M3/MIN，故选择FBDNO80/245KW矿用隔爆型压入式对旋局部通风机，配备两路800MM胶质双反边风筒即可满足掘进通风要求。附图9进风立井通风示意图12通风系统进风流局部通风机风筒井筒掘进工作面乏风流井筒掘进工作面井筒地面13局部通风管理采用两台FBDNO80/245KW对旋式通风机，配备直径800MM风筒，向工作面压入式通风。另设两台FBDNO80/245KW对旋式通风机及一路直径800MM备用风筒。14工作面无计划停风现场处置措施当工作人员在工作面发现无计划停风时，首先切断工作面非本安型电源，由跟班队长向井口信号室值班人员汇报情况，井口值班人员接到电话后立即汇报项目部调度室，瓦检员、安全员、风机管理员向调度室汇报，并迅速查明原因，进行处理。井口调度室立即通知井下工作人员全部升井，安全员负责在井口设置警戒。项目部调度员必须及时如实上报矿调度室，矿值班调度员要将通知情况做好详细记录。处理程序1）若井下停风时间较短且停风区域瓦斯不超过1、二氧化碳浓度不超过15时（可用瓦斯传感器数据，也可在井口的人工检查数据），调度室直接安排瓦检员、安全员、跟班队长、局部通风机管理员负责恢复局部通风机通风，正常后由调度室向所通知的项目部领导和相关单位负责人及时汇报；2）若井下瓦斯或二氧化碳浓度超过1，但不超过3时，调度员通知矿总工程师、项目经理、技术经理、机电经理、通风队、机电队、安监员、调度室负责人到调度室集合，组织安排有关单位进行排放瓦斯；3）若井下瓦斯或二氧化碳浓度超过3，应立即成立指挥部。安排救护队人员进行排放瓦斯。进行排放瓦斯前，项目部值班调度员按指挥部命令（或排放瓦斯措施）通知井口20M范围内停止工作，切断电源，撤至50M以外安全距离处。机电队的配电工在值班变电所待命，随时准备按指挥部命令进行恢复井下送电、送风工作。各队队长在本队值班室待命，按指挥部下达的命令组织实施本单位工作。4）局部通风机恢复通风及排放瓦斯临时停风的局部通风区域，当停风时间不超过8H，并且停风区瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3（可用瓦斯传感器数据，井口可人工检查数据）时，由通风部门组织，在安全员的监督下，由救护队人员现场组织排放瓦斯。停风时间超过8H或停风区瓦斯浓度和二氧化碳浓度超过3时，救护队人员排放。5）排放瓦斯时，由调度人员填写井下排放瓦斯调度记录表，写明排放时间、排放路线、停电范围、撤人范围、警戒地点、排放方法、排放过程、排放组织机构等。6）排放瓦斯安全技术措施（1）排放瓦斯井筒内必须切断电源、停止其它工作。井口设置警戒，防止人员误入。（2）完成警戒和监测点布置后，现场负责人与矿调度室联系，确认按照井下排放瓦斯记录表要求的其它地点完成断电撤人及警戒后，经调度室允许开始准备排放瓦斯。（3）排放瓦斯时必须坚持低瓦斯浓度排放的原则，严禁“一风吹”和高浓度排放。采取控制工作面排放风量的方法进行，通过增大风筒直径大小来增加工作面风量。（4）排放井筒瓦斯浓度不超过10和二氧化碳浓度不超过15时，并稳定30分钟后，经救护队人员检查排放瓦斯井筒内无瓦斯积聚，通风设施完好后，方可完成瓦斯排放工作，现场负责人可向调度室汇报排放瓦斯完毕，调度室安排掘进队恢复正常作业。（5）当排放瓦斯发生在交接班时，警戒人员应在警戒地点交接班。（6）排放瓦斯期间应由信号工在距离井口最近的电话附近，随时传达上级指示，汇报现场情况。（7）排放瓦斯完毕后，瓦检员应对井筒瓦斯传感器进行对比监测，并及时汇报调度室，防止由于高浓度瓦斯冲击瓦斯传感器产生误差。（8）组织和参加排放瓦斯人员必须携带便携式瓦斯报警仪，随时观测井口回风流中瓦斯情况。7）恢复送电瓦斯排放完毕后，必须经过瓦斯检查工检查，证实符合煤矿安全规程规定后，通风队通知机电队组织恢复送电工作。2综合防尘21防尘系统采用安装4寸静压水管将地面静压水送入井筒吊盘，在吊盘安设分水器，在吊盘下方安设喷雾装置。22防尘管理1）井筒在掘进时，吊盘下安装喷雾降尘，净化水幕要雾化良好，覆盖全断面；2）打眼使用湿式打眼，工人佩戴防护口罩；3）采用水炮泥封孔；4）井筒浇注混凝土7天以内的、每班洒水一次进行养护，浇注28天以内的，每天洒水一次养护。3防治瓦斯、CO31监测系统1）瓦斯传感器的安设及参数设置（1）瓦斯传感器安设位置采用高低浓度瓦斯传感器（KGJ23型），在掘进井筒距井口1015M处安设一瓦斯传感器T2，传感器检测孔距井壁不小于200MM；距工作面5M内安设另一瓦斯传感器T1，传感器检测孔距井壁不小于200MM，对工作面及回风流中瓦斯实施24小时不间断监控。（2）瓦斯传感器参数设定井口瓦斯传感器T2参数设定如下；报警浓度10CH4断电浓度10CH4复电浓度10CH4断电范围井筒内所有非本质安全型电气设备及井口20米范围内非本安电气设备。掘进工作面瓦斯传感器T1参数设定如下；报警浓度10CH4断电浓度15CH4复电浓度10CH4断电范围井筒内所有非本质安全型电气设备及井口20米范围内非本安电气设备。2一氧化碳传感器的安设在掘进井筒距井口1015M处安设一台一氧化碳传感器，传感器型号为KGA5，报警浓度为24PPM；距工作面5M内安设一台一氧化碳传感器，传感器检测孔距井壁不小于200MM，用固定装置吊挂。对工作面及回风流中一氧化碳实施24小时不间断监控。一氧化碳传感器垂直悬挂，传感器检测孔距井壁不小于200MM。3其他传感器的设置（1）风机开停传感器的安设在主局扇和备用局扇分别安装一台开停传感器KTG9，当主局扇停止工作时，自动切断井筒内所有非本质安全型电气设备电源。当主局扇正常运转时自动对该电源解锁。（2）风筒风量开关传感器的安设在连接主局扇的风筒上和井下吊盘上1M处的风筒上各安装一台风筒风量开关KGV6800，当任何一台风筒风量开关显示无风时，自动切断井筒内所有非本质安全型电气设备电源。附图10监测监控示意图附图11瓦斯电闭锁断电示意图32瓦斯、CO管理1瓦斯管理（1）瓦斯传感器管理瓦斯传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装位置，安装日期、报警浓度、责任人等。牌板应安设整齐并易于观测。瓦斯传感器每七天调校一次。瓦斯传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。2瓦斯检查管理牌在井口20M范围内必须挂瓦斯检查管理牌，每班瓦检员检查三次瓦斯，认真清楚地填写在管理牌上，出现异常立即向井口调度室及项目部通风队汇报，采取措施进行处理。3队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式瓦检仪。2一氧化碳传感器管理A一氧化碳传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装位置，安装日期、报警浓度、责任人、更换日期。牌板应安设整齐并易于观测。B一氧化碳传感器每15天调校一次。C一氧化碳传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。D队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式一氧化碳报警仪经常检查一氧化碳情况。E防止损坏瓦斯和一氧化碳监测设施，加以必要的保护，如果损坏要及时报告调度室及自动化部进行处理。F在井口20M范围内一氧化碳牌板同瓦斯牌板一起吊挂，记录当班瓦斯及一氧化碳变化情况，传感器管理牌板离井口地坪15M。3两闭锁开关管理A风电闭锁开关当风量不足或停风时，监控分站控制断电仪动作，自动切断井筒内内全部非本质安全型电气设备的电源。风电闭锁装置安装在地面就局扇20M位置，局扇停风时自动切断工作面电源。B瓦电闭锁开关当瓦斯探头达到断电值时或无信号，断电仪自动切断井筒内及井口20M范围内全部非本质安全型电气设备的电源。附图12进风立井瓦斯闭锁接线示意图33瓦斯排放1瓦斯排放准备工作A瓦斯检查及警戒设置停风后，工作面瓦斯浓度以传感器显示浓度为准，若传感器故障时，由人工检测瓦斯浓度，并及时启用备用传感器。瓦斯排放前，应切断井筒内及井口棚20范围内所有电器设备电源，撤出井下所有人员，并在井口设岗、栅栏和警标，严禁任何人入内。B排放瓦斯的方法切断井筒内及井口20M范围内电器设备（风机在井口20M以外），撤出工作面施工人员，设立“人员警戒线”后方可进行排放瓦斯。C瓦斯排放路线工作面井筒地面2排放工作面管理技术措施要注意观察排放点周围异常情况，检查支护、井帮等完好情况，发现有不安全因素必须及时处理，方可继续作业。3停送电管理技术措施A有计划停电时队组在接到矿调度室通知后按照停送电操作程序逐级停电。B瓦斯排放前，应切断井筒内及井口棚20M范围内所有电器设备电源，撤出所有人员，并在井口周边50M范围处设岗、栅栏和警标，严禁任何人入内。4防灭火41防火设施1）工作面静压水管“三通”必须留有消防管口。2）井口必须配备2个灭火器及消防铁锹备用。3）井口必须配备沙箱，装沙体积不能小于02M3，消防钩、消防钗、消防斧必备齐全。42防灭火管理1）井下消除明火。2）井下电气设备必须隔爆，电缆垂吊整齐。3）电气设备保护齐全。4）井下严禁私拆开矿灯。5）经常检查灭火器完好情况，保证使用有效，定期更换。6）严禁带电检修和搬运电气设备。7加强对易燃物品的管理，严禁将废油、剩油泼洒在工作面，用过的棉纱、布、纸等必须回收至地面。二、供电系统项目部目前供电为进线双回路，高压电源来自矿发电机房，保安电源来自矿变电所堡西线，两回路电源互相闭锁不能同时使用，矿方供给电源电压为10000V，通过主变S9315010KV/6KV至6KV开闭所。从6KV开闭锁出线到各施工用电点，风机电源由专用移变KSGB315/6供给。附图13进风立井供电系统图。三、压风系统在工业广场内设压风机站，站内安装5L40/8压风机4台,L一/8压风机1台，最大供风能力180M3/MIN，完全满足施工要求，地面压风管选用1596无逢钢管，井下用风经井筒内敷设的压风管路送至吊盘，吊盘上设分风器，再经寸高压管至各用风机具。四、排水系统1排水方向工作面水窝吊盘水箱井筒排水管地面沉淀池。2在正常情况下，施工工作面准备两台排水风泵，型号为FQW2050/K,污水和井筒涌水用风泵排入吊桶内，随矸石排到地面。井筒水量大于10M3/H时，风泵直接向吊盘水箱排水，吊盘设一台MD50805卧泵向地面排水。该泵扬程为560M，排水量可达50M3/H。排水管选择1085MM无缝钢管，用一台16T稳车悬吊。掘进期间，工作面排水水泵、排水管路等排水设施要及时敷设到吊盘，每次放炮后在工作面低洼处做出一个1M见方的临时水窝便于排水。以防工作面积水淹没钻孔。五、信号、通讯、照明系统井上下信号、通讯选用常熟产的通讯信号装置。该装置除具备信号功能外，还配有防爆通讯电话。井口安装电视摄像头。司机操作室安装了电视摄像头和监控电视，使司机能清楚了解井口的工作情况，做到相互监督，确保安全生产。井筒内还敷设有U131016照明电缆，供电电压127V。在吊盘上层盘和中、下层盘间各设矿用防水灯，吊盘下方设DKS250/170型立井投光灯两盏。第四章安全技术措施一、控制进尺掘进安全技术措施1为防止距离待揭煤层保护距离出现偏差，在距离待揭煤层法距10M、5M、2M时，根据测量人员提供的标高严格控制打眼深度和爆破装药量，防止一旦爆破超过预定位置或误揭煤层。2每班进尺前在井筒底板施工前探钻孔，探明煤层的准确位置。3任何一个前探孔见煤后，立即停止施工，汇报揭煤领导小组，确定安全岩柱厚度。4根据防治煤与瓦斯突出规定规定，经防突效果检验有效，煤层无突出危险后，在工作面距煤层顶板最小法距2M外，开始采用远距离爆破揭穿煤层。二、打钻施工安全技术措施1施工人员要认真执行互保联保制度。2施工前，必须严格执行敲帮问顶制度，将作业地点附近活矸全部清理干净，加强井筒作业地点上下10M范围内支护检查。3施工现场必须要有队干和相关技术人员跟班，严格监督确保施工安全和施工质量。4在多人抬搬钻机时，人员协同配合，统一指挥，同起同放。5钻孔顺序按瓦斯释放孔示意图施工。6安排每班专职瓦斯员进行现场监护，不得随意让人靠近瓦斯释放孔。用金属网做防喷孔装置，在钻机前架此装置，并且严禁人员站在钻机前。7施工时，必须确保排水系统正常，出现问题不能正常工作时必须停止钻进，及时汇报有关部门组织人员进行维修，待运转正常后方可继续钻进。8排水系统要紧跟工作面。9排水系统管理要求91排水泵的前端设置一个逆止阀，排水时打开，排完水后关闭，避免排水管路中的水倒流。92采用风泵排水时，必须确保风泵完好，定期对风泵的转动及轴承部位进行注油。93排水时必须有专人现场排水，加强对排水设备的看护与管理。94积水排完后，必须立即停止水泵的运转，避免排水泵长时间空运转，损坏排水设备。95必须定期对排水设备进行检修，保证排水设备的正常运转，并在排水地点配备一台备用排水泵。附图14进风立井排水系统示意图10施工时，要设专人进行停送电，以及技术熟练的操作人员操作钻机，其他人员不得随意操作。钻机开启和停止必须听从钻机操作人员的指挥。11施工时，必须备用一定数量的封孔材料防止突水事故。12施工时，钻机必须架设稳固牢靠，以免摇摆伤人或倾倒。13钻进时，发现煤（岩）壁松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻、抱钻等异常情况时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻杆，立即向队值班室和调度室汇报。当工作面瓦斯浓度超过1时必须立即停电撤人。14打钻时，施工人员应站在钻机两侧，不得站在钻机前方和后方，严禁面对钻孔口观察钻进情况，以免发生钻孔喷孔伤人。15机电工应对开关、设备经常检查，发现问题及时处理。16钻孔施工完毕后，必须封锁开关并将现场设备、工具、仪器等码放标准，班组长向队部汇报当班工作情况记录钻孔参数。17乘吊桶检查井底工作时，吊桶不得蹾撞工作面。18必须坚持瓦斯检查制度，坚持正常瓦斯检查，不得漏检。19揭煤前安全梯放置在吊盘以上12M处，若出现停电、停风时，利用柴油机发电或人力，通过稳车将井底作业人员升井。20煤层具有突出危险性时，煤层段施工缩小浇筑段高。21远距离爆破时吊盘应控制在距井底工作面40M以上。三、排放瓦斯安全技术措施1排放瓦斯作业人员进出及警戒设置要求当发生瓦斯超限，需要进行排放瓦斯时，井下所有人员都必须升井至地面。排放瓦斯前由现场负责人向矿调度室汇报，确认排放瓦斯井筒内所有人员全部撤离，井口设置好警戒。全部落实后，通知现场负责人开始组织排放瓦斯当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到1以下，经全面安全检查情况正常，无局部瓦斯积聚并且稳定30MIN后方可结束排放瓦斯工作。2通风安全技术措施和灾害撤退路线当局部地点发生瓦斯超限，需要进行排放瓦斯时，井下所有人员都必须升井。排放瓦斯时，瓦检员负责掘进工作面回风流与全风压风流混合处的瓦斯检查，当瓦斯浓度或CO2浓度接近15时，现场协调人员应指令调节风量人员，减少进入掘进工作面的风量。在排出的风流与全压风流混合处悬挂便携式瓦斯报警仪，以便对混合风流的瓦斯浓度进行不间断监测。排放瓦斯后所有受到影响的地点，必须经瓦斯检查，证实符合煤矿安全规程中的规定后，方可恢复工作。所有电器设备附