副斜井井筒掘进揭15煤施工安全技术措施内容摘要:
向打设,均以 300 打设。 3孔沿巷道正中打设距底板为 2275mm, 其它 4 个孔距巷道顶、底板均为 1125mm,孔距为 2100mm,距帮为 450mm。 4孔和 5孔分别与左、右帮水平方向呈 300夹角打设。 d、钻机功率: 采用 KHYD75 型矿用煤(岩)电动钻机配套 Ф 42mm 三翼钻头进行钻孔。 (附图 6:工作面防突效果检验孔布置示意图) 最后验证 进行至距离 15煤层 2m 处,在爆破前再最后对揭露煤层利用钻屑瓦斯解析指标法测定 K1 值做一次验证,验证无突出危险性后,实施远距离爆破揭煤。 检验孔数为 5 个,分别位于巷道断面的上部、中部、下部和两侧。 中部孔位于掘进巷道断面 中部,并且水平方向平行于掘进方向,其他四个孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外 3m 处。 a、打设 5 个测定钻孔。 b、钻孔直径:φ 42 ㎜; c、钻孔深度: 严格按照防突设计执行,穿入煤层至少 10m; 15 d、钻孔布置:钻孔沿倾角方向打设,均以 22176。 打设。 e、钻机功率: 采用 KHYD75 型矿用煤(岩)电动钻机配套 Ф 42mm 三翼钻头进行钻孔。 如验证有突出性, 根据专项防突设计 继续 进行 防突措施。 (附图 7:最后验证钻孔布置示意图) 四 、 揭煤 措施 爆破工艺 : 再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揭露煤层。 全断面打眼,在揭露 15煤层打眼期间,井下必须有项目部领导井下带班。 ( 1) 爆破材料: a、 爆破采用 煤矿许用 3号岩石 乳化炸 药 ,规格φ 25 200㎜。 b、 起爆采用 铜质脚线 毫秒延期电雷管 , 1~ 5 段, 总 延期时间不超过 130ms,不允许隔段使用。 ( 2) 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 个水泡泥。 炮眼深度不得小 于 2m,装药深度为。 因 掘进巷道底板 处揭露煤层 顶板 ,震动炮后掘进按原作业规程执行。 ( 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) 远距离爆破 联线方法: 采用 大 并联 16 ( 5) 起爆方法: 远距离爆破 在距 工作面 300m 以外 ( 即 地面放炮) ,用 380V 交流电源起爆,利用原放炮电缆起爆。 ( 6)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 8: 放炮警戒 图 ) 爆破设计 : ( 1) 爆破设计原则 a、 炮眼数目 为 53 个 ; b、 震动爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的 ~ 2倍; ( 2) 爆破说明书 (见附图 9) a、 炮眼布置图 b、 爆破参数表 c、 装药方 法示意图 ( 3)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,采用锚网喷的方法封闭煤层。 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,立即进行锚杆、网的临时支护,支护完毕后马上喷射混凝土封闭煤层。 远距离揭开煤层,出矸暴露井帮 ,在全断面打锚杆、挂网,喷射 50mm厚的混凝土封闭煤层。 锚杆规格:Φ 20 2200mm 左旋无纵螺纹钢锚杆,间排距 800 800mm,每根锚杆分别采用 1卷 K233 1卷 Z2360 型锚固剂,锚固力不小于 7T;金属网采用Φ 圆钢制作,网孔 100 100mm,搭接 100mm,使用 16铁丝双股双扎、扎丝首尾相接。 临 17 时支护混凝土厚度为 50mm,强度为 C20。 上述支护采用短段掘砌,直至施工到煤层底板 处,揭煤工作结束,再对临时支护段二次架设 U29 型钢架喷浆成巷。 五 、防突系统设计 通风系统 通风路线 进 风 流:局部通风机→导风筒→ 副斜井 掘进工作面 乏 风 流:副斜井 掘进工作面→地面 风量计算 ( 1)按瓦斯或 CO2涌出量计算, 根据进 、回 风立 井揭煤期情况,预计 瓦斯绝对涌出量为 , 故按瓦斯涌出 量 计算: Q掘 = q掘 KCH4/C掘回 = ,取 90m3/min (式 1) 式中: Q 掘 — 掘进工作面实际需要风量; q 掘 ─掘进工作面 CH4绝对涌出量,取 ; K CO2─掘进工作面 CH4涌出不均衡系数,取 ; C 掘回 ─掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度,取 %。 ( 2)按人数计算: Q 掘 =4N=4 40=160m3/min (式 2) 式中: 4— 每人供给的最小风量, m3/min; N— 掘进工作面实际工作最多人数,取交接班最多人数 40人。 ( 3) 按放炮后排除炮烟所需风量计算 根据炸药量确定风量 18 ( )3m /min3 2 22t=炸Q A SPk L d (式 3) Q 炸 —— 按爆破炸药量计算的工作需风量, m3/min。 t—— 通风时间,取 t=15min。 A—— 取第一次爆破最大炸药量,。 S—— 净断面面积,。 P—— 通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比,取 P=; Ld—— 炮烟稀释临 界长度,取 400m; K—— 淋水系数,取 k=。 将上述参数代入得出: Q 炸 =( 4) 按掘进巷道内的最低风速计算: Q掘 =V掘 min S=18 =, (式 4) 式中: V掘 min—— 掘进巷道内最低风速,取 18m/min; S —— 巷道净断面积, ; 按 4式计算最大风量即为掘进工作面正头所需风量,取 329m3/min; ( 5)局部通风机的供风量的计算: Q局 = = 329=395m3/min (式 5) 式中: Q掘 — 掘进头的需风量, — 风筒最大漏风率 15%时的系数。 ( 6)按风速进行验算: Q 掘 min=V minS =18 =Q掘 max =VmaxS=240 =满足要求:Q 掘 min< Q掘 < Q掘 max 式中: Q掘 — 掘进工作面风量,已求得为 329m3/min; 19 Vmin— 最低允许风速, 18m/min; Vmax— 最高允许风速, 240 m/min。 S— 掘进巷道的净断面积,。 通过计算得, 本工作面掘进工作面 需 风量为 329m3/min。 根据 2 45kW各项参数, 故选择 2 45kW 对旋式风机。 目前 开启二级电机,实 测 回 风量为 690 m3/min, 实现双风机双电源,配备ф 800mm胶质风筒即可满足掘进通风要求。 FBDNo 对旋式局部通风机性能表 风机型号 功率( Kw) 风压( Pa) 风量m3/min 配套风筒 2 45 605~ 7200 473~ 817 216。 800mm 强力胶质风筒 加强通风系统的维护与管理,保证风筒吊 挂牢固、平直,无破洞、漏风现象,揭煤期间风筒距井底的距离 ≤ 5m,保证井筒底有足够的新鲜风流。 (附图 10:通风系统示意图 ) 六、现场揭煤流程 瓦检员入井检查炮眼孔口、工作面、回风流瓦斯和 CO 等有害气体浓度。 确认安全防护措施是否一切正常。 在确认瓦斯及 CO 等有害气体符合规程要求、安全防护措施正常的情况下,指挥部命令下井装药。 装药完毕,放炮前瓦检员检查炮眼孔口、工作面、回风流瓦斯和 CO 等有害浓度。 指挥部命令井筒内所有作业人员撤出,以井筒为中心点半径 30 米范围拉线警戒,做好安全设施保护工作,井 筒内及以井筒为中心点半径 30 米范围所有电器设备停止送电,确定具备远距离爆破条件后下令放炮。 远距离起爆爆破,排炮烟及释放瓦斯。 至少 30 分分钟后,由救护队员 检查回风流瓦斯、 CO 等有害气体以及 O2 浓度,根据检查情况确定是否可以下井。 若经检测气体浓度未达到规范要求必须适当延长释放时间,直至达到规定要求后方可进行下一步作业。 20 瓦检员下井检查揭露煤层工作面和回风流的瓦斯、 CO 等有害气体和 O2 浓度,以及安全防护措施是否一切正常。 确认一切正常后指挥部下令揭煤爆破工作结束,施工单位开始正常作业。 由 调度室向司马煤业公司和集团公司报告揭煤爆破完成。 第三章 施工组织管理 一、组织措施 ( 1) 本次 揭煤 施工要由项目负责人、技术负责人、安全负责人﹑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 此次 揭煤 施工 有关的工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。 要严格按照操作规程进行操作。 二 、 管理机构设置及职责 为加强五里堠煤业 副 斜井井筒 工作面揭煤、防突施工的安全技术管理工作,确保本次揭煤、防突施工安全、顺利进行,项目部成立专项施工领 导小组。 组织机构 组 长:五里堠煤业总工程师王刚 副组长: 中煤二处项目经理 刘家刚 组 员:吴 迪 曹春林 杨克华 杨怀祥 吴玉杰 魏徐州 李伟 职责 王 刚: 对本次揭煤施工的准备、实施及协调工作全面负责。 刘家刚 : 在 组长 指挥下,对本次防突施工的准备、实施及协调工作负责,组织相关人员进行“安全技术措施”和相关知识的学习和培训。 吴 迪:是探、释放瓦斯过程各项措施的实施负责人,按措施要求组织人员、设备、落实具体生产任务。 吴玉杰:负责本次防突施工的安全技术管理工作 ,对防突施工技。副斜井井筒掘进揭15煤施工安全技术措施
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