主井井筒揭二1煤层施工安全技术措施
一、编制依据
1、《煤矿安全规程》2010版
2、《防治煤与**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
二、揭煤工程简述：
1、井筒概况
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。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(°)深度(m)见煤深度(m)止煤深度(m)煤层厚度(m)**压力
（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**压力最大为1.0mpa。四、防治突出措施：
1、揭煤工作面选择预抽煤层**和金属骨架相结合的综合防突措施。抽放**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**抽放孔布置图。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。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**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**压力p0（0.74mpa）。实际测得三个效检孔残余**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**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**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**对二1煤层进行揭开。**图表依据揭煤炮眼布置图表。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**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**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。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**涌出等情况发生。3、加强井壁支护措施；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**：
1、震动**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-4**.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：φ**十字型合金钻头。选用**煤矿许用水胶**，规格为φ45×400mm，**选用6m长铜芯脚线的1～5段毫秒延期电**，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**一次起爆。装**结构：采用正向装**。装**量：正常装**量的1.5～2.0倍。联线方式：串、并联连线方式，放炮前采用**网络导通仪进行导通试验。3、远距离震动**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
3 井筒掘进断面 m2 38.5
4 岩石条件 f 4～6
5 雷 管 发 107 抗杂散毫秒延期电**
6 炸 **（ø45）m/卷、kg/卷 0.4、0.** t330**煤矿许用水胶**
表2 井 筒 预 期 爆 破 效 果
序号 爆 破 指 标 单 位 数 量
1 炮 眼 利 用 率%90
2 每 循 环 进 尺 m 3.87
3 每循环**实体矸石量 m3 156.07
4 每循环**消耗量 kg 391.9
5 单位原岩**消耗量 kg/m3 3.58
6 每米井筒**消耗量 kg/m 101.3
7 每循环**消耗量 个 107
8 单位原岩**消耗量 个/m3 0.97
9 每米井筒**消耗量 个/m 27.6
表3 井 筒 爆 破 参 数 表
眼别 眼数(个)眼深(mm)角度(°)装 **量(kg)起爆 顺序 装**结构 联线
方式
卷/眼 kg/眼
掏槽眼 6 3 90 6 4.14 ⅰ 正
向 串
联
辅掏眼 11 4.5 90 8 5.52 ⅱ
一圈辅助眼 17 4.3 90 6 4.14 ⅲ
二圈辅助眼 25 4.3 90 6 4.14 ⅲ
周边眼 48 4.3 90 4 2.76 ⅳ
合计 107 391.9
4、放炮位置，停电、撤人范围及警戒安设
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。**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。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**量应该严格按**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**浓度小于0.8％时，才能装**、放炮。5）**要严格检查和挑选，确保质量，不得使用过期或变质的**，采用铜脚线电**，使用前应严格对每个电**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误后，才能与母线连接。**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**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**的眼孔（包括前探孔、测压孔、不抽的**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**作业；装**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，**后，必须立即将把手或钥匙**，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**，并撤出警戒区域内一切人员。15）放炮30分钟后，且炮烟吹散后，根据监控终端显示迎头及回风流**浓度等参数小于规定值后，方可由揭煤领导小组成员、测气员、放炮员、班队长共同到工作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由小组成员统一安排撤警戒、送电，进入工作面，恢复工作。16）恢复工作后，出矸、揭煤、砌壁等各工序施工时，现场均应有专人检查**，观察工作面**涌出动态，围岩变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，**涌出量剧增、温度突然下降或发出声响等异常现象，...