郑煤集团一一井有限公司
井筒揭煤安全技术措施
二00八年一月二十六日
郑煤集团一一井有限公司作业规程会审表
名称：井筒揭煤安全技术措施 主持人 会审意见： 严格按本安全技术措施和煤矿安全规程有关规定进行施工，严禁违章指挥、违章作业，确保安全生产。 赵春阳 会审地点 矿办公室 会审时间 08．1．30 会审人员签字 总工程师 生产矿长 安全矿长 机电矿长 生产技术科 安全检查科 调度室 施工单位 1
郑煤集团一一井有限公司
井筒揭煤安全技术措施
一、工程概况与施工情况
根据郑煤集团一一井有限公司的初步设计，在本区深部新打主、副立井，并对原北风井进行改造，在井底车场以东沿东部边界煤柱线掘进两条上山，在浅部掘进回风大巷与原风井贯通，形成三个立井单水平上山开拓方式。主井净直径4.0m,井口标高+214.0m,落底于+20m水平,井深194m，布置一对2.5t箕斗，安装梯子间，用作提煤和安全出口；副井净直径4.0m,井口标高+213.6m,落底于+20m水平, 井深193.6m，布置一对0.75t单层单车罐笼，安装排水管、压风管、消防洒水管、动力电缆和信号电缆，用作提矸、下料、升降人员和设备，进风；东风井净直径4.0m,井口标高+226.37m,落底于+142.37m,安装梯子间，用作回风和安全出口。详见井筒特征表。
主井井筒施工154m，剩余40m; 副井井筒施工163m，剩余30m; 风井井筒施工64m，剩余20m;下部井段井壁均采用单层钢砼支护，支护厚度600mm，砼强度等级C30.
根据《初步设计》提供的地质报告，与主井东北200米8A-补11和主井南30米9-5钻孔柱状图等资料分析，主井在
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井深165m-180m段穿过二1煤层；副井在井深170m-185m段穿过二1煤层，为确保穿煤层期间施工安全，特编制本措施。
井筒特征表
井筒名称 井口 坐标 X Y 主 井 3819339 38450547 +214.00 +20.00 194.00 4.0 270 400 300 12.56 18.09 16.61 2.5t箕斗一对、钢丝绳罐、排水管道、井筒装备 钢丝绳罐道、梯子消防洒水管、动力及间。 信号电缆。 梯子间。 副 井 3819308 38450522 +213.60 +20.00 193.60 4.0 270 400 300 12.56 18.09 16.61 0.75t灌笼一对、风 井 3819670 38450198 +226.37 +142.37 84.00 4.0 15(风硐方位) 400 300 12.56 18.09 16.61 井口标高(m) 落底标高(m) 井筒深度(m) 井筒净直径(m) 提升方位角(度) 壁厚 (mm) 断面积（m） 进 基岩 2表土 基岩 净 掘表土
二、煤层煤质特征及瓦斯情况 （一）煤系地层
二1煤为二迭纪二煤组第一层煤，煤层总厚6.32～22.45m，平均18.89m；残余煤厚4.12～20.25m，平均17.60m。
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（二）煤质
二1煤：黑～黑灰色，具半金属～玻璃～油指光泽，条带状结构，粒状小块状结构。原煤为低灰，特低硫、低磷、中等可选到难选的贫煤，可作气化用煤和动力用煤。发热量为35.52MJ/kg。
（三）瓦斯、煤尘及自燃 1、矿井瓦斯
本矿主要开采裴沟井田原浅部的二1煤层，由于裴沟矿已开采多年，围岩封闭条件变差，瓦斯已被部分释放，矿井瓦斯相对涌出量为6.25m/t, 为低瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性
本矿二1煤为粉末产生大量煤尘，据裴沟矿资料（2002年煤炭科学研究总院重庆分院鉴定报告），煤尘具有爆炸性
3、煤层自燃倾向性
据2002年煤炭科学研究总院重庆分院鉴定报告，本矿二1
煤层自燃倾向等级为三类，属不易自燃煤层。
三、施工方案
根据《煤矿安全规程》规定，确定本次探揭煤按以下顺序施工：
1、掘进工作面距离预测煤层顶板10m时，施工6个探煤孔，确定煤层产状。详见探煤施工方法。
2、瓦斯检测：
（1）浓度：利用光学瓦检仪每班至少检查3次，在探眼
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施工过程中，必需有专职瓦检员与安检员在现场进行监测，并做好详细记录。瓦检员除测定迎头外的瓦斯浓度外，还必须随时测定吊盘处的瓦斯浓度。只有在两处瓦斯浓度均不超限的情况下，方可移钻继续打第二孔。
（2）压力：任一探孔施工完毕后，首先测定好瓦斯浓度，并立即提钻，给孔口管上法兰，测定孔内瓦斯压力，根据压力采取措施。当瓦斯压力小于0.6Mpa，掘进工作面距煤层最小垂距为5m时，则采取瓦斯排放措施，打直径为90mm的排放钻孔，钻孔必须穿透煤层全厚，外圈钻也超出井筒轮廓线外的距离不得小于2m，钻孔间距一般为1.5m-2m，在控制断面内均匀布孔16个。当瓦斯压力小于0.6Mpa时，继续掘进至距煤层顶板1.5m处，按揭煤施工方法进行施工。
四、探煤施工方法：
当井筒施工至距预测煤层顶板垂距10m时，停止工作面掘进，进行探煤施工。
（一）探煤钻孔参数：
1、探煤设备：采用1台DZ－100型潜孔钻机配Φ90mm与Φ130mm的钻头及Φ 50mm钻杆。
2、探孔数量与孔深：探孔数量6个，每孔穿过煤底板2m。 3、探孔布置方法：在净断面内探孔，孔圈直径3m。 4、孔口管：直径Φ108 mm，采用无缝钢管，每根长2.5m，其一端要焊接法兰盘，另一端用Φ6mm盘圆钢焊上抗拔筋，间距500mm，法盘上联接Φ38mm高压阀门。
（二）探孔施工：
当井筒工作面施工至主井井深155m；副井井深160m位置时，先用潜孔钻机钻Φ130mm的眼2.3m深，然后下孔口管，
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并采用注浆方法对孔口管进行固定好后，开始深眼施工，并详细做好深度岩性记录，以便于与8A-补11和9-5钻孔柱状图等钻孔柱状图进行煤层赋存深度对照。
五、揭煤施工方法：
（一）打眼：打岩石炮眼，不能打入煤层内，应预留100-200mm。由于打眼难以掌握，如果打透煤层，拔出钎子后及时用炮泥封堵、捣实，深浅眼要用木捧作出明显标记，煤层炮眼应打穿煤层全厚或预定位置。
打眼时，经常观察工作面变化情况。如岩粉涌出、瓦斯增加等异常预兆。及时告诉班长确认后向领导汇报。打眼采用湿式凿岩，严禁打干眼，在打煤层眼时，要掌握风压和钻进速度，防止夹钎子。
（二）爆破：
除采用基岩段施工的机具，炸药必为安全等级不低于三级的煤矿许用炸药，把导爆管改为毫秒延期电雷管，其它不变。
1、由于煤层的硬度与岩柱的硬度相差较大。在揭煤放炮时，若眼底全部落在煤层中会产生“座底”现象；若眼底全部落在岩柱中，放炮后只能揭开岩柱，又不能使煤层震裂释放出瓦斯，起不到震动炮效果。因此在揭煤前，在煤顶板上部预留1.5m岩柱不能揭开。
如果煤层有倾斜，为了在放震动炮时一次能全部揭开岩柱。最后的1.5m岩柱厚度必须尽量相同。
为能同时揭开岩柱又能震动煤层，应使一部分炮眼落在煤层，一部分煤眼落在岩柱，并使各炮眼有合理的起爆顺序。这样才能起到爆开岩石、松动煤层、释放瓦斯的作用。
在放震动炮的过程中，打眼、装药、联线等操作均得按“揭
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煤爆破图表”进行，一圈掏槽打入煤体内，二圈掏槽及两圈辅助眼和周边眼均为长短眼，一长眼一短眼间隔打出。浅眼打入岩柱底部，深1.5m；长眼打入煤层，深2.5m。各眼的雷管及装药量必须搞清，绝不能乱装，采用并联方式，要全断面一次将煤层揭开。
2、震动爆破图表的编制依据及方法：
采取安全等级不低于三级煤矿许用炸药与1-5段毫秒雷管进行爆破，当采用毫秒雷管量，其全部延期的时间必须小于130ms。
（1）煤眼布置：根据经验采用直眼掏槽方式，煤眼与岩石交错布置，岩石眼与煤眼比例为1：1,岩石眼底部留200mm岩石，不得打入煤层。
（2）煤眼数量：震动炮的数量一般为普通爆破的2-3倍，由经验公式计算，则：
N=5.5× S×式中：
S――掘进断面积，18.09㎡。 f—－岩石硬度系数，取5。 实际取炮眼数57个。
（3）炸药消耗量：据经验，采用毫秒延期电雷管，炸药消耗量为2-3Kg/m,有的矿井取1.88kg/ m。因炸药量增大并不安全，容易使原来瓦斯不突出造成瓦斯突出，原来小突出造成大突出。同时当炮眼深度大于2.5米时，装药长度不得超过炮眼的1/2。因此我们取1.88 kg/ m。则：
Q=q×V=1.88KG/m×45 m=85.02kg 式中：
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f ×=5.5× 18.09×5 =56.8
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q—单位岩石炸药消耗量，1.88kg/ m。 V――震动炮岩石体积，45 m。 总药量取85.02kg。
（4）起爆电源：震动炮采用220－380V交流电源起爆，放炮母线为井筒内敷设的放炮电缆，放炮开关采用防爆开关。
（5）装药联线：装药采用正向装药。联线时，要认真细心，无丢、漏接，联线要首尾分清，各连接点要除锈、去泥、拧紧，保证接触良好。各线要悬空，不能与其它物体接触。
（三）支护：
在放炮出矸以后，必须及时进行围岩喷浆做好支护封闭工作，当掘进段高满足施工组织设计要求时，应立即砌筑永久井壁。
六、组织措施与安全技术措施：、 A、组织措施：
1、本次揭煤施工要由矿长、技术负责人、施工队长统一指挥，施工前认真贯彻本措施。施工中由以上人员共同研究处理发生的问题。
2、与揭煤有关的各种人员都必须认真学习有关瓦斯防治知识，并学会使用自救器。各岗位工种必须持证上岗，要严格按照工种操作规程进行操作，不得有任何违章行为。
3、放震动炮时，要挑选出专门的值班人员，并确定正、副班长，在操作时在服从值班人员的指挥和领导，不得随意行动。
4、加强井口管理，从打10m探孔开始以及揭煤全过程，井筒内及井口20m以内绝对不得产生明火和电弧。
B、安全技术措施
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（一）探揭煤时的通风与瓦斯管理：、
（1）、风筒距工作面距离不得大于5m，并由专职通风工管理，严禁沿途风筒破口，如有必须及时修补。
（2）、掘进工作面风流中，瓦斯浓度超过1%或C02浓度超过1.5%时，都必须停止工作，撤出人员进行处理；电气设备附近20m以内风流中，瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员进行处理。
（3）、矿井因停电或检修，局扇停止运转或通风系统破坏以后，必须及时恢复通风排除瓦斯。恢复正常通风后，必须经过专职瓦检员检测，证实无危险后，方可恢复工作。
（4）每班必须按规定检测瓦斯至少3次，瓦检员认真填写瓦斯检查记录，并通知工作面人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦检员有权责令现场人员停止工作，并撤到井上安全地点。
（5）、井筒揭煤施工过程中，局扇机必须操持连续运转，并且要有一台备用扇风机。局扇及风筒必须经过认真检查。施工过程中，任何人员不随意关闭风机，局扇发生意外停机时，井下人员要立即升井。
（6）、并且在放炮前后详细检查通风设施是否完好，保证工作面有足够的新鲜风流。每次放炮后，至少等送风30分钟，方可组织人员下井检查。下井前，首先检查井口及附近20m范围内的瓦斯浓度，确定无问题方可下井。下井前，除扇风机外其它任何设备不得送电。
（二）预防瓦斯、煤尘爆炸措施
1、防止瓦斯、煤尘积聚，加强通风管理，保证工作面始终有新鲜风流，及时将井底的瓦斯、煤尘吹散，并排出井外，发现瓦斯超限及时撤出人员进行处理。
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2、防止瓦斯引爆，杜绝一切非生产性火源，井下作业人员严禁携带烟草及点火物品下井，井口房和局扇附近20m内严禁烟火，井口房和井下不得从事电气焊工作。严格执行“一炮三检”及“三人连锁”放炮制度，放炮时，必须在井口20米以外起爆。
（三）机电设备管理
（1）井筒内的电气设备，必须达到防爆要求，失爆的电气设备应立即更换或处理。
（2）井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。
“三无”：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头。
“四有”：有过流的漏电保护装置、有螺钉和弹簧垫圈、有密封圈和挡板、有接地装置。
“两齐”：电缆悬挂整齐、设备清洁整齐。
“三全”：防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全。 “三坚持”：坚持使用漏电继电器、坚持使用照明和信号综保、坚持使用瓦斯继电仪和风电闭锁。
（四）放炮管理
（1）装药放炮时必须遵守下列规定：、
1、装药放炮前，班组长必须组织掘进工作面施工人员详细检查井帮围岩情况，处理活石，并检查支护情况。
2、放炮员必须由经过培训考试合格的专职人员担任，并要持证上岗，必须按照放炮说明书进行放炮。
3、其他事宜，严格按《煤矿安全规程》执行。
二00八年一月二十六日
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施工措施贯彻学习表
8点班 12点班 4点班
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