揭煤施工措施

f
4～6
5 雷管
抗杂散毫秒延期电雷
发
107
ຫໍສະໝຸດ Baidu
管
炸药 6
（Ø45）
m/卷、kg/
T330三级煤矿许用水
0.4、0.69
卷
胶炸药
序号
表2 井 筒 预 期 爆 破 效 果
爆破指标
单位
1 炮眼利用率
%
2 每循环进尺
m
3 每循环爆破实体矸石量
m3
4 每循环炸药消耗量 5 单位原岩炸药消耗量
Kg Kg/m3
6 每米井筒炸药消耗量
2、金属骨架防突措施在工作面距离煤层顶板法线距离2米时施工。 开孔间距为500mm，终孔位置为过煤层底板1000mm，开孔圈径为 R=7000mm。附图。
3、抽放孔及金属骨架施工前，分别在井筒工作面浇筑200～300mm 厚的混凝土垫层，打平经凝固后固定钻机跑道，然后开始施工钻孔。
4、对施工完的抽采钻孔及时用聚氨酯A、B液进行快速封孔，封孔
装药结构：采用正向装药。 装药量：正常装药量的1.5～2.0倍。 联线方式：串、并联连线方式，放炮前采用爆破网络导通仪进行导
通试验。 3、远距离震动爆破参数见下表：
表1 爆 破 原 始 条 件
序号 名 称
单位
数量
备
注
1 井筒直径
m
Φ5.0
2 井筒荒径
m
Φ7.0
井筒掘进断 3
m2
面
38.5
4 岩石条件
误后，才能与母线连接。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。
7）不同厂家或不同批次的雷管不允许同时使用，使用前应严格进 行导通实验。
8）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求： a、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。 b、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。 c、炮眼布置在煤层中时必须全孔用不燃性材料封堵严实。 d、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小 于0.5m，在岩层中不得小于0.3m。 9）采用远距离放炮揭穿煤层时，应将工作面所有不装药的眼孔 （包括前探孔、测压孔、不抽的瓦斯抽采孔等）用不燃性材料进行封满 堵实。 10）联线时要保持接线清洁，确认无误后，才能与母线连接，并将 接头处用绝缘胶布包好并悬空。 11）远距离放炮期间，要落实停、送电负责人，明确各电气开关位 置，并挂牌作业；装药及放炮前，由现场带队人员下达停电通知，由电 工负责停井筒及井口20m范围内的动力电源。 12）严禁放炮时停局扇。 13）放炮前井筒施工设备都要保护好，吊盘提至距工作面30m以 上，井盖门打开。待井口房及翻矸台上人员全部撤出井口20m外位置 后，班（队）长必须清点人数，确认无误后，由放炮员、测气员、安监 员分别向矿调度所和揭煤小组值班人员汇报，放炮员只有接到揭煤领导 小组成员的放炮命令后，方可发出放炮信号，至少再等5秒，才能起 爆，爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。 14）放炮前，切断主井井筒内及井口20m范围内的所有非本质安全 型电器设备电源。并在距主井井口20m以外安设专人警戒，并拉出临时 警戒线，并撤出警戒区域内一切人员。
5、远距离放炮安全技术措施
1）必须对所有参与揭煤施工的的入井人员进行措施贯彻传达，并 签字备查。
2）井下所有人员必须佩带自救器，并会正确熟练使用。 3）打眼时，岩（煤）炮眼的眼位眼深及装药量应该严格按爆破图 表施工。 4）严格执行 “一炮三检”、 “一炮三泥”和“三人连锁”放炮 制，只有检测迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8％时，才能装药、放 炮。 5）炸药要严格检查和挑选，确保质量，不得使用过期或变质的炸 药，采用铜脚线电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电 阻测定。 6）联线必须由放炮员亲自操作，联线后必须由放炮员检查确认无
6、整个揭煤施工期间最外圈两圈抽排孔要始终保持抽排状态。 五、防突措施的效果检验：
防突措施实施之后，采用残余瓦斯压力P0进行效果检验。 方法如下： 1、施工检验孔3个。钻孔控制到措施孔控制范围边缘，布置在措施 孔之间。详见附图。 2、效果检验指标临界值为：残余瓦斯压力P0（0.74MPa）。实际测 得三个效检孔残余瓦斯压力为：X1：0.05Mpa，X2：0.0Mpa，X3： 0.0Mpa。检验指标均在突出危险临界值以下，措施有效。 六、确定安全岩柱厚度措施： 根据《防治煤与瓦斯突出规定》中的相关规定，经预测或防突效果 检验煤层无突出危险后，在工作面距煤层法距2.0m处，开始采用远距离 震动放炮方法揭开煤层，采取以下措施确保安全岩柱厚度： ① 在井筒施工过程中，地质人员经常了解、准确掌握煤岩层位 置，并利用前探钻孔和排放孔，准确掌握煤层的位置。 ② 从工作面距煤层顶板法距5m开始，每次在打炮眼前，在工作面 底板沿煤层倾向方向上、下平行井筒施工方向各打一个超前探孔，深度 5m以上。任何一个探孔见煤后，立即停止掘进，汇报调度室及揭煤领导
深度(m)
(°)
(m)
(m) 度(m) （Mpa）
1#
30
20.5 12.5 18.5 6.0
0.8
2#
0
23.3 16.8 22.8
6.0
1.0
2、预测预报
测压情况：本次测压采用聚氨脂A、B液快速封孔技术进行测压，封 孔长度为5m，封孔质量符合要求。经过12天的观测，二1煤层综合瓦斯 压力最大为1.0Mpa。
停电、撤人范围：放炮前切断井下及井口附近20m范围内所有非本 质安全型电气设备电源。备用开关打在停止位置并闭锁，挂停电牌；井 下所有人员全部撤至地面警戒范围外。
远距离放炮地点及警戒安设：远距离放炮地点设在距主井井口20m 外。警戒线为：主井井口护栏距井口距离＞20m，警戒4人；警戒位置 要“人、牌、网”俱全，各处警戒安设好后，警戒负责人必须向现场指 挥汇报。
Kg/m
数量 90 3.87
156.07 391.9 3.58 101.3
7 每循环雷管消耗量
107
个
8 单位原岩雷管消耗量 9 每米井筒雷管消耗量
个/m3 个/m
0.97 27.6
眼别
掏槽眼 辅掏眼 一圈辅助眼 二圈辅助眼 周边眼 合计
表3 井 筒 爆 破 参 数 表
眼数 (个)
眼深 角度 (mm) (°)
前必须用压风净底，然后用φ50 mm的抗静电硬质塑料管封孔（最外2圈 钻孔孔口往里2m为铁管），封孔长度为5.0m，见煤段全程下花管。
5、抽采系统采用地面临时抽采泵，其型号为2BEA型抽采泵，井筒 内6寸无缝钢管，地面6寸总管。管路系统：迎头2寸封孔管→4寸软胶管 →6寸钢管→地面6寸总管→2BEA型抽采泵→排向大气。
三、揭煤设计执行情况：
1、前探、测压钻孔 根据“揭二1煤层防突施工组织设计”要求，在主井距二1煤顶板法 距10m外位置（即460.6m）施工两个测压孔（兼探孔），对二1煤层赋存 情况进行了探明并进行了测压。实际施工钻孔参数如下表：
测压孔（兼前探孔）实际钻孔参数表
孔号
角度
见煤深度 止煤深度 煤层厚 瓦斯压力
装 药量(kg) 卷/眼 Kg/眼
起爆 顺序
装药 结构
联线 方式
6
3
90
6 4.14 Ⅰ
11 4.5 90
8 5.52 Ⅱ
17 4.3 90 25 4.3 90
6 4.14 Ⅲ 正 串 6 4.14 Ⅲ 向 联
48 4.3 90
4 2.76 Ⅳ
107
391.9
4、放炮位置，停电、撤人范围及警戒安设
四、防治突出措施：
1、揭煤工作面选择预抽煤层瓦斯和金属骨架相结合的综合防突措 施。抽放瓦斯钻孔留7.0m岩柱，共施工74个抽放孔。钻孔在井筒工作面 呈锥台形均匀布孔，孔径为φ=80mm，最外面一圈排放孔终孔落在距井 帮外12.0m处的煤层底板上，钻孔穿透煤层全厚。详见主井揭二1煤层瓦 斯抽放孔布置图。
2、 临时支护措施： 临时支护采用锚网喷，锚杆采用管缝式锚杆，长度2000mm,间排距为 800×800mm；金属网采用3mm厚菱形钢板网，网附规格为 1000mm×2000mm，网片搭接长度为100mm，搭接处采用12号铁丝连接3 道；喷浆厚度为80mm，喷浆砼标号为C20。临时支护要紧跟工作面，确 保整个揭煤过程中的安全以及防治施工过程中由于围岩暴露时间长造成 瓦斯涌出等情况发生。 3、加强井壁支护措施；
1、井筒概况 金星煤矿主井井口设计标高为+551.6m（相对标高±0.00m）。井筒 设计深度为531.6m（不包括临时改绞深度）。井筒直径为Ø5000mm，支 护形式为：表土及风化基岩段采用双层钢筋单层砼井壁支护结构，砼标 号C40，正常基岩段采用素砼井壁结构，砼标号C30。根据主井揭煤设计 要求，主井井筒揭煤段支护形式为双层钢筋砼井壁结构。内、外壁厚度 均为500mm。钢筋型号为：环筋Ф20@250mm，竖筋Ф18@250mm，箍筋为 Ø12@500×500mm。钢筋保护层：外层100mm，内层60mm。揭煤段井筒荒 径为ø7.0m，掘进断面38.5m2。目前井筒掘砌深度为466.8米，工作面相 对标高为-466.8m。 2、地质、水文地质概况： 根据4月24日对二1煤层的探煤结果显示，二1煤层顶板标高 为-474.9m，底板标高为-481.2m，煤层铅锤厚度为6.3m，煤岩层产状为 330～350°∠28～30°。井筒无水文地质资料，设计时按不含水考虑， 在井筒施工时对可能含水的砂岩地层进行超前探水工作，当涌水量超过 10m3/h时进行工作面预注浆，确保工程顺利进行和工程质量。
1）、变素砼支护为钢筋砼支护； 2）、增加砼浇筑厚度及砼标号； 根据煤层实际揭露情况，加强砼支护强度：（1）、变素混凝土为钢 筋砼，同时提高砼标号为C40；增加井壁厚度至1080mm（临时支护 80mm+一次支护500mm+二次支护500mm）。一次支护段高为1.2m，单层钢 筋砼结构；二次支护段高为4.0m，双层钢筋单层砼结构。钢筋型号：环 筋：Ф20螺纹钢筋，竖筋：Ф18螺纹钢筋，钢筋保护层：外/内： 100/60mm，钢筋间排距：250×250mm。采用搭接绑扎方式，搭接长度： 环筋700mm，竖筋630mm，一次支护竖筋搭接采用挂钩式搭接，以提高施 工速度，保证施工安全。 3）、施工段落及工程量。 根据探明二1煤层位置确定加强井壁支护强度施工段高，施工段落为 煤层顶板上5米至煤层底板下2米位置。具体部位要根据煤层实际赋存位 置确定。 八、震动爆破： 1、震动爆破范围： 二1煤层顶板上法线距离5.0m至煤层底板下法线距离2.0m， 即-469.2m~-485.9m，工程量：16.7m。放炮基地：设在地面距主井井口 20m以外的安全地点。 2、钻爆器材的选择：
凿岩设备：采用SJZ6.7型伞钻配YGZ-70型凿岩机。钻杆： φ26×4700mm六角中空合金钢钎。钻头：φ55mm十字型合金钻头。
选用三级煤矿许用水胶炸药，规格为φ45×400mm，雷管选用6m长 铜芯脚线的1～5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130ms， 严禁跳段使用；全断面一次打眼、一次装药一次起爆。
进入煤层施工时首先采用小段高掘砌，然后大模板（4.0米）砌筑 的施工原则。即：一次支护采用小段高掘进，掘砌段高为1.2米，模板 采用1.2米段高拼装式组合模板。当一次支护施工深度够4.0米后采用二 次支护措施对井壁进行永久支护，二次支护模板采用4.0米段高下行金 属模板施工。
另外，过二1煤层时还要采取增加临时支护及加强永久支护强度等 措施进行施工，从而确保过煤层施工期间的安全顺利进行。
1、超前支护措施： 超前支护采用金属骨架支护方案。金属骨架作为防突措施也可作为超 前支护措施，在抽排瓦斯防突措施效果检验有效后方可在揭开煤层前实 施。金属骨架措施在井筒周边外1.0m范围内布置骨架孔，开孔直径为 80mm，钻孔必须穿过煤层并进入煤层底板1.0m，钻孔间距为0.5m。骨 架材料选用直径50mm钢管并加工成花管，孔径6~8mm，孔距300mm， 其伸出孔外端砌入砼井壁内。封孔采用聚氨酯A、B液快速封孔法，封 孔长度为5.0m，每个孔封孔结束后及时的采用注浆泵对其进行充填注 浆，注浆终压视现场埋管情况而定。揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。
主井井筒揭二1煤层施工安全技术措施 1、 编制依据
1、《煤矿安全规程》2010版 2、《防治煤与瓦斯突出规定》2010年版 3、《主井揭二1煤层防突设计》 4、《主井井筒地质柱状图》 5、《主井井筒施工组织设计》 6、《主井基岩段施工安全技术措施》 7、附近地区煤矿揭二1煤层施工经验等
2、 揭煤工程简述：
小组，立即进行分析，确保安全岩柱的法距不小于 2m。
七、过煤层施工措施： 主井井筒内二1煤层倾角280～300，倾向3300～3500，煤层厚度
6.3m。根据防突设计要求，在距离二1煤层顶板法向距离2.0m时在工作 面首先采用金属骨架防突措施对二1煤层进行超前支护。然后采取远距 离震动爆破对二1煤层进行揭开。爆破图表依据揭煤炮眼布置图表。