煤矿安全技术措施风井井筒揭21煤层组施工安全技术措施.docx

风井井筒揭2-1煤层组施工安全技术措施一、工程概况色连二号矿井风井井筒设计深度364m,净直径7.6m,掘进荒径&9m。井筒目前采用人工挖刷配合挖掘机掘进施工，掘进断面62.2m2,采用段高3.6m模板一掘一砌的作业方式施工。风井井壁采用钢筋混凝土支护，表土段、基岩段支护厚度均为65OnInI,混凝土强度等级分别为C30、C40o过煤段井筒井壁采用单层钢筋混凝土支护，碎强度等级为C40o截止2012年9月17日风井井筒已施工井深至237.8m,根据前探孔资料，预计施工至累深246.5m位置将见2-1煤层组见第一层煤。因2-1下煤层与上面两层煤层间距均小于5m,故对2-1三层煤进行联合揭煤，为了安全揭过该煤层组，特编制该施工安全技术措施。编制依据:1、回风立井揭2-1煤层组地质说明书。2、煤矿安全规程（2011版）3、风井井筒预测地质柱状图4、已批准的风井井筒及相关碉室掘砌工程施工组织设计。5、煤矿井巷工程质量检验评定标准（MT5009-94）o6、防治煤与瓦斯突出细则煤安字【1995】第30号。二、地质、煤层、瓦斯情况1、所揭煤（岩）层地质状况（见地质说明书）（1）地质构造及水文地质情况。根据勘探报告资料及井筒检查孔资料分析，该区域地质构造简单，施工中无构造影响。根据井筒上部实际揭露地质资料及井筒检查孔抽水试验资料分析，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水，在裂隙发育处，有淋滴水现象，正常涌水量。5m3h,最大可达20m3ho(2)瓦斯地质概况本区域据6号煤层钻孔瓦斯测试成果知，甲烷(CH4)含量为0.00-0.03m1go自然瓦斯成分中甲烷(CH4)在0.007.49%,二氧化碳(CO2)0.53-7.69%,氮气(N2)912498.83%,瓦斯带分带属二氧化碳氮气带。该区域各煤层瓦斯含量低；各煤层煤尘均具爆炸危险性，爆炸指数在3050%之间；自燃倾向性为容易自燃自燃，自燃发火期一般为4060天。(3)突出危险性评估地勘资料无2-1煤层组瓦斯指标样数据，根据2-2中煤地勘时期瓦斯资料分析，预测回风井筒2-1煤层组瓦斯压力P<0.2Mpa,瓦斯含量W<0.03m3t;同时周边矿井揭露2煤层组时，无突出及瓦斯灾害等情况发生。2、风井井筒截止至9月17日已施工井深237.8m,距2-1首层煤顶板最小法距9.Omo工作面已按照揭煤设计的要求，完成前探、测压、工作面突出危险性预测工作，并完善了安全防护设施。三、防突设计执行情况(一)前探测压钻孔1、在井筒迎头距2-1煤层组顶板最小法距12.6m(gp233.9m)前施工一组共计3个前探孔，对2-1煤层组及岩石赋存情况和构造情况进行探控，准确掌握了煤层赋存情况和构造情况。所有钻孔施工过程中均无喷孔、夹钻、顶钻等动力现象。2、所有前探钻孔均正常施工，成孔完好，具体见表1：表1回风立井过2-1煤层组前探（测压）孔实际参数孔号孔径mm方位角/o倾角/o孔深/m备注75-7520.51#、2#、3#孔均兼作测压孔并穿过2-1煤层组底板O.5m2#180-9019.53#270-5125.23、根据钻孔施工见煤情况分析煤层赋存情况如下：根据前探钻孔分析，及时修改完善了煤层赋存和顶底板相关参数,准确控制煤层层位。打钻位置实际距离首层煤法距12.6m,前方煤岩层状接近水平，首层煤厚度0.612m,厚度相对稳定，第二层煤厚度0.41.2%厚度不稳定，与首层煤间距2.02.9m；2-1下煤层厚度0.8-1.0m,与第二层煤间距122.5m。根据钻孔测压观察情况，预计下部细砂岩含水层水量较小，不会影响井筒的正常施工。具体见：附图一：回风立井前探2-1煤层组成果图（二）预测预报1、利用法距2-1煤层组12.6m前施工的3个前探孔兼做2-1煤层组测压孔，钻孔封孔至2-1煤层组见煤点，测定2-1煤层组瓦斯压力，其中3#孔控制到井筒轮廓线外15米处。所有测压孔全部采用“两堵一注”的方式进行封孔。2、测压钻孔施工过程中未出现任何动力现象。测定2-1煤层组层原始瓦斯压力，压力稳定后实测2-1煤层组原始瓦斯压力最大为0.04Mpao3、根据中煤科工集团重庆研究院出具的瓦斯含量测定及突出危险性评估初步报告，2-1煤层组实测瓦斯含量为3.652m3t,2-1煤层组在风井区域为无突出危险性煤层。附回风立井2-1煤层组瓦斯含量测定及突出危险性评估初步报告。(三)预测结果及过煤方法基于以上结论：2-1煤层组区域为无突出危险区，2-1煤层组工作面为无突出危险工作面，在迎头距2-1煤层组顶板2m法距时采用钻屑瓦斯解吸指标K1值进行最后验证，验证结果若K1值不超标，采取安全防护措施后执行人工挖掘过2-1煤层组。四、安全防护及管理措施(一)通风、供电系统1、通风系统(1)选用两台FBDNo6.3/2X30局扇，一台工作，一台备用，采用压入式通风方式供风，局扇实行双电源双局扇，自动切换。过2-1煤层组期间局扇必须设专职局扇司机，且局扇司机必须是电工。局扇开双级供风，供风不正常或备扇不能正常工作时，严禁进行作业。通风系统如下：新鲜风：地面一局扇一风筒一迎头乏风：迎头一回风立井井筒一地面过煤期间必须安设专人对井筒内风筒进行检查，发现问题及时整改。附图三：回风立井过2-1煤层组通风、监控系统及避灾路线图2、供电系统(1)供电系统电气设备主要有风机、井上、下照明、信号及调度绞车、钻机等。为满足井下风量要求使用2台FBDNo6.3/2×30局扇供井下通风，正常使用时，一台使用，另一台备用。风机供电满足“三专”供电方式以及风机自动切换要求，1#主局采用S9-100/6/0.69变压器供电（6#专用变压器），2#主局采用KS9-315/6/0.69变压器供电。过煤期间井下工作面及吊盘照明及信号设备、过煤用钻机;井口照明来自东侧稳车群供电;信号系统采用1台BZX-4.0型照明信号综合保护装置供电，（详见回风立井揭2-1煤层组供电系统图）。风电瓦斯电闭锁开关为QBZ-2*1201140（660）SF（编号为6#）和KBD-400（编号为3#）,断电范围为井口调度绞车、井下过煤用钻机、泵、井下及井口照明打点信号。风机以及控制设备位于井口北侧距井口20米以外。东、西井盖门用绞车及控制电源均位于井口20米范围之外，联络开关安装于东稳车群集控室，防爆设备管理。井下、井口20米范围内使用防爆电器（包括井口调度小绞车），并在使用前应由具备资质的电气设备防爆检查员检查其安全性能，取得合格证后方可投入使用。使用中的防爆电气的防爆性能每天检查一次，确保防爆性能良好，过煤期间必须设专人负责检查、维修和调试,并留有记录和数据;严禁使用性能失爆的电气设备。加强入井矿灯防爆检查工作。确保保护灵敏可靠。漏电保护试验必须每天一次，并作好记录，由专人管理。局扇必须安排专人看管。过煤前做一次远端漏电试验，过煤期间严禁做此试验。过煤期间，风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇切换开关自动切换必须每天试验一次,确保灵活可靠，并留有记录。井下及井口照明信号选择照明信号综合保护装置供电。过煤期间，每天必须对照明综保进行实验，确保其完好，并记录。强化电器设备检修，过煤所使用的电器设备必须台台完好,供电线路绝缘良好，各种电气保护灵敏可靠。井下不得带电检修、搬迁电气设备，包括电缆和电线，非专职或值班电气人员，不得擅自操作电气设备。井筒内钢丝绳悬吊电缆必须使用卡子卡紧，吊盘上及井口电缆悬挂整洁，开关及各电气设备摆放整齐，确保清洁卫生。严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁并悬挂停电牌。安排专职电工负责过煤期间停、送电。(2)停送电操作：严格执行龙煤矿建二十二工程处七公司停送电制度。停电后，闭锁，挂停电牌，设专人看护。(3)安全措施：井筒施工过煤期间，必须每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换功能试验一次。停送电工作人员在接到调度及项目部领导值班人员通知后，严格执行停、送电管理规定，停电后，进行验电、放电，停电开关要闭锁、挂停电牌，并派专人看守。附图四：回风立井过2T煤层组供电系统图(二)安全设施1、监测监控(1)在距迎头小于5m范围内设置甲烷传感器T1,距井筒回风道口向下1015m处设置甲烷传感器T2o探头报警及断电浓度如下：探头报警浓度断电浓度断电范围复电浓度T1NO.5%20.8%回风井井筒内及井口范围内所有非本安型电气设备<0.5%0.5%20.8%<0.5%(2)加强瓦斯探头的使用维护工作，防止因外力撞击、淋水等原因造成监控数据失真，确保灵敏可靠。(3)在距迎头小于5m处必须悬挂瓦斯便携仪，报警浓度为205%,并要做到灵敏可靠。(4)每隔10天由监控人员对瓦斯探头进行更换调校。2、通讯设备过煤期间，井下设本质安全型矿用电话机，增设一路工作面至井口的直通电话，以便紧急情况及时汇报。在吊盘与工作面之间安装声光信号，供工作面与吊盘之间联系。(三)掘进施工1、过煤范围井筒工作面迎头距2-1煤层组首层煤顶板最小法距2m开始穿过2-1煤层组至工作面迎头距2-1煤层组底板最小法距2m止。2、岩柱控制为进一步探明2-1煤层组情况，在井筒迎头距2-1煤层组顶板法距5m前，每班掘进施工前在迎头最先预计见煤位置施工不少于2个小直径(42mm)超前探眼(参数由矿建工程技术部地测专业人员提供)，准确控制安全岩柱和距2-1煤层组的法距，确保安全岩柱厚度不小于2m。3、过2-1煤层组段掘砌、支护(1)施工方案采用综合机械化配套掘砌作业方式施工，使用63挖掘机配破碎锤和B87型风动破碎机施工，挖掘机装歼。副提升采用派-4.0X3.5/15.5E绞车、主提升采用2JK-3.6/15.5绞车，各配一套单钩4.0m3吊桶提升。采用大段高(段高3.6m)一掘一砌作业方式。施工流程为：凿岩一出阡一扎筋一立模一浇筑硅井壁采用MJY型整体金属模板立模浇筑，段高3.6m,一掘一砌;於由商品混凝土搅拌站提供，3.Om3及2m3底卸式吊桶运至吊盘，用妥善安置在吊盘上的溜灰管放硅对称入模。喷浆料由3.03底卸式吊桶运至工作面，现拌现用。(2)支护方案过煤层段井壁采用现浇单层钢筋混凝土支护。井帮围岩较差,易片帮时，采用锚网或锚网喷临时支护管理帮部。钢筋混凝土支护：钢筋为HRB400级钢筋，环筋2020Omm,纵筋18250mm,竖筋采用直螺纹套筒连接，环筋绑扎连接，搭接长度56Omm(28d),井壁钢筋搭接接头面积百分率25%,壁厚650mm,混凝土强度等级C40。临时支护：锚杆采用20X180Omm树脂锚杆，锚杆托盘IOOX1OOX8mm钢板，锚杆按梅花形状布置，间排距800×800mm,锚固剂为Z2350型1卷/孔，金属网为8#铁丝编制而成，网孔50><50,网片规格1.OX10.Om,网片搭接150TnT1；喷混凝土厚IOOn1n1,喷混凝土强度等级C20。(3)支护工艺锚杆网支护支护设备：锚杆采用YT28风钻及MQB-50手持式气动帮锚机打眼锚杆眼施工工艺a、打眼前，必须清除帮部浮汗危岩。b、根据设计要求，使用红漆标出锚杆位置。c、打眼方向应垂直于井帮，不得打穿皮眼或沿顺层面