主井箕斗装载硐室揭112煤措施

1朱集煤矿主井箕斗装载硐室揭11-2煤防突安全技术措施一、工程概况…………………………………………………………2二、施工方案及顺序…………………………………………………………2三、防突设计执行情况…………………………………………………………3（一）前探钻孔…………………………………………………………3（二）预测预报…………………………………………………………3（三）消突措施…………………………………………………………4(四)突出危险性效果检验……………………………………………………4(五)安全防护措施…………………………………………………………6四、施工辅助系统（一）提升系统…………………………………………………………6（二）供电系统…………………………………………………………7（三）压风系统…………………………………………………………7（四）通风系统…………………………………………………………7（五）排水系统…………………………………………………………7（六）供水系统…………………………………………………………7（七）通讯、信号、照明、电视监控系统………………………………8（八）瓦斯检测、监控…………………………………………………………8五、放炮管理…………………………………………………………8六、井帮管理…………………………………………………………10七、其它事项…………………………………………………………10八、避灾路线及自救措施……………………………………………………11九、组织管理、终端责任……………………………………………………12（一）成立揭11-2煤领导小组…………………………………………………12（二）揭煤前准备…………………………………………………12（三）相关单位职责…………………………………………………122朱集煤矿主井箕斗装载硐室揭11-2煤防突安全技术措施一、工程概况1、设计概况主井设计深度1009m，净直径ø7.6m，井口设计标高+24.0m。井筒支护形式为锚网喷+单层钢筋砼联合支护，锚杆为Ф22×2500mm高强树脂锚杆，间排距800×800mm，药卷规格为Z2350/2850，每孔为2卷；金属网为Ф6.5×930×1750mm钢筋网，网格为100×100mm，压茬不小于100mm；喷射砼标号C20，喷厚100mm；钢筋：竖筋Ф20@250mm，环筋Ф22@200mm；现浇砼标号C50，壁厚700mm。硐室主体支护形式为锚网索喷+双层钢筋砼联合支护，锚杆为Ф22×2500mm高强树脂锚杆，间排距为800×800mm，药卷规格为Z2350/2850，每孔为2卷；底脚锚杆为Ф22×3500mm高强树脂锚杆，间距为800mm，药卷规格为Z2850，每孔为2卷；金属网为Ф6.5×930×1750mm钢筋网，网格为100×100mm，压茬不小于100mm；锚索为Ф17.8×8300/8700mm钢绞线，间排距为3m×2.5m，药卷为Z2350型，每孔4卷；托盘为14×300×300mm，锚索之间采用[18b槽钢连接；喷射砼厚度为100mm，喷射砼标号为C20；双层钢筋，内外层环筋及水平筋为Ф25螺纹钢，水平筋与竖筋间排距均为200×200mm；现浇砼厚度为900mm，标号为C50。2、施工概况截止2008年12月28日井筒已施工至井深-933m（其中钢筋砼支护施工至-925m，锚网喷支护施工至-933m），距11-2煤层顶板3.54m，硐室主体施工至-931m（其中钢筋砼支护施工至-925m，锚网索喷支护施工至-931m）。由华煤洛阳分公司第九项目部承担主井箕斗装载硐室施工任务。依据《朱集矿井主井装载硐室揭11-2防突施工组织设计》，主井箕斗装载硐室于井深-925.70m位置，施工了4个前探钻孔（其中2个兼测压钻孔），又于距煤层法距约7m位置，补充施工了2个前探钻孔（兼测压钻孔），对11-2煤层层位、煤岩层赋存进行测定。在掘至井深-933m位置，施工卸压排放孔及部分抽采孔。距11-2煤顶板法距3.0m位置采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验，并由项目部领导组织机电科、安检科、通风队、通风地质科、工程科等有关人员对揭煤前的准备工作进行检查。现已具备揭煤条件。为安全过11-2煤，特编此防突安全技术措施。二、施工方案及顺序第一阶段先进行井筒揭过11-2煤（从距煤层顶板法距3m～煤层底板法距2m）施工，3待井筒揭过11-2煤结束后进行箕斗装载硐室主体的施工，施工前对11-2煤层进行效果检验，若检验无效，则施工顺层排放钻孔，直到措施效果检验有效。硐室主体施工至距11-2煤法距2m位置进行硐室主体揭过11-2煤施工，揭煤前需对11-2煤层再次进行效果检验，若检验无效，则施工顺层排放钻孔，直到措施效果检验有效。箕斗装载硐室揭过煤期间支护形式为先期采用锚网喷及锚网索喷一次支护，并从距煤层顶板法距1m～煤层底板法距1m（如围岩松软破碎则从距煤层顶板法距2m～煤层底板法距2m）采取M钢带加强支护措施，M钢带间排距为800×500mm，采用Ф22×2500mm高强树脂锚杆固定，锚杆间排距800×800mm。待施工至井深-941.15m位置后，进行箕斗装载硐室的二次钢筋砼支护。三、防突设计执行情况（一）前探钻孔依据揭煤设计，11-2煤共施工前探钻孔4个，钻孔开孔井筒深度：949.7m。钻孔施工过程中无喷孔、夹钻、顶钻等动力现象。为确保钻孔施工质量，钻孔方位及倾角由测量人员现场给定。实际施工钻孔参数如下表：孔号方位倾角见11-2煤止11-2煤终孔深度m1#117°-24°25.528.5292#67°-28°2224263#34°-58°13.31515.54#275°-39°18.821.723通过前探钻孔资料分析，11-2煤（岩）层走向123°～147°，倾向213°～237°，煤层倾角4°，煤层厚度1.17～1.7m，平均1.42m。主井揭11-2煤段（11-2煤顶板法距2.0m、底板2.0m）无地质构造异常，煤层赋存稳定。具体钻孔柱状图附后。（二）预测预报1、测压情况：首先利用1#、4#前探钻孔兼作原始瓦斯压力测定孔，其中1#、2#终孔控制到井筒周界外25.9m。由于施工位置处于施工位置处于泥岩和砂质泥岩当中，岩石较破碎，测压孔周围存在裂隙，测得1#测压孔周围最大压力为0.39Mpa，4#孔测得最大压力为0.25Mpa，后根据集团公司要求，在装载硐室侧距煤层法距约7m位置施工加1#、加2#两个测压孔，分别控制到11-2煤层法距6.85m和13m，但通过3~4天观察，压力为始终为零。为准确了解11-2煤层瓦斯情况，右在矸石井东绕道施工一个补1#测压孔，目前正在4测压。具体钻孔参数见下表：孔号方位倾角见11-2煤止11-2煤终孔深度m加1#200°-45°9.711.812.6加2#245°-30°15.118.319.5补1#135°-80°37.539.540.52、煤样化验情况：经集团公司通风实验室化验，其指标如下：煤样坚固性系数f放散初速度△P突出综合指标K值11-2煤样1.0432.88（三）消突措施在井筒掘至距11-2煤顶板法距3.5m（装载硐室距煤层法距7m）处施工措施孔120个,控制到井筒周界外11.0m，并对外三圈钻孔进行连续抽采，其余钻孔为排放钻孔。为确保钻孔施工质量，由抽排工、安全员共同验收，具体见实际钻孔参数验收表。钻孔施工从12月29日开始，元月2日结束，措施钻孔在施工过程中未出现夹钻、喷孔及瓦斯异常涌出等动力现象。揭煤期间保持对外三圈钻孔连续抽采措施。(四)突出危险性效果检验卸压排放（抽采）孔施工后，施工2个残余瓦斯压力测定孔，均控制到井筒周界外11m，通过压力观察，压力最大值Mpa。其钻孔参数见下表：孔号方位倾角见11-2煤止11-2煤终孔深度m1#125-586.811.6见煤后4.8m2#280-486.411.2见煤后4.8m根据主井井检孔资料，取最大瓦斯含量：4.41m3/t，计算得出井筒周界外11.0m范围内的瓦斯储量为6529m3,到元月4日为止，共卸压瓦斯2937m3，其中风排m3，抽采m3，排放率%，大于45%要求。防突措施执行完毕后，采用钻屑瓦斯解吸指标法对井筒11-2煤进行工作面突出危险性5效果检验。共施工5个效果检验孔。其钻孔参数见下表:孔号方位倾角距帮井筒中心距离预计孔深m12050-3707.8m穿过煤层见底板2250-3207.8m穿过煤层见底板31150-3407.8m穿过煤层见底板42950-3507.8m穿过煤层见底板5中筒中心-9007.8m穿过煤层见底板测得最大K1=。经验证，该工作面已无突出危险性，具备揭煤条件。进入揭煤区域（距11-2煤顶板法距2.0m至底板法距2.0m），每次打眼放揭煤炮前，采取瓦斯解吸指标法进行预测，见煤后采用K1及Smax双指标进行预测或验证。检验孔数为4个，其中3个形成互成120度夹角的钻孔，钻孔深度控制到井筒轮廓线外5~8m，中间一个垂直于工作面的钻孔，所有效检孔必须穿过煤层。其临界值：K1=0.5Smax=6Kg/m。只有在指标合格时，方可继续施工。若有一项指标不合格，必须重新编制措施。待井筒内安全揭过11-2煤层后，继续对装载硐室侧煤层施工泄压排放孔，钻孔控制到三帮轮廓线外8m以上，排放孔完工后，同样采用解析指标法和钻屑法对措施进行校检，从井筒内向装载硐室南侧施工三个校检孔，控制到装载硐室轮廓线外3m以上（见附图及参数表）。指标合格后，且施工过程中无夹钻、喷孔及瓦斯涌出异常等其它情况，方可进入装载硐室侧揭煤工作。孔号方位倾角孔深m11350-201122000-301032450-20116(五)安全防护措施1、整个箕斗装载硐室进入揭煤区域后，实行远距离放炮揭穿煤层，所有人员撤到井口20m范围以外。2、井下迎头至绞车房操作室增设一部本安型电话，当出现紧急情况时，井底工作面能够直接通知绞车房司机开车。3、在南稳车群内增设一台备用井盖门卷扬机，在出现紧急情况时，绞车司机能够直接在绞车房内将井盖门。4、分别在井口20m范围内、吊盘、工作面安装压风自救装置。5、箕斗装载硐室一次锚网索喷支护后，在煤层位置安设2~3个压力观测孔，后期装载硐室施工要定时观测瓦斯压力，发现异常要及时采取补充措施。四、施工辅助系统（一）提升系统7提升系统：主、副提各布置一台2JK-3.6/13.23和JKZ-2.8/15.5型绞车，分别挂4m3及3m3矸石吊桶及2.4m3底卸式吊桶，做两套单钩提升。（二）供电系统井筒附近建设临时变电所，自矿方35KV变电所敷设两路YJV-3×95/6KV电缆至主井临时变电所（两路电缆并列运行可以互为备用），在主井临时变电所安装两台KS9-315/6矿用变压器，一台风机专用，一台井上下动力及风机备用，安装一台S11-630/6节能型变压器作为稳车用电，安装一台S11-315/6变压器，作为排水用电，运行最大负荷为3848.3KVA。（三）压风系统施工用压风由矿方地面压风机向井口供应。由压风机房敷设一条φ159mm供风管路至井口4m3风包，再由风包接φ159mm供风管路至井下。压风由压风机经供风管路、风包、油水分离器，然后经井口至井下管路输入工作面用风设备。（四）通风系统根据井筒断面和作业特点，基岩段施工期间，采用压入式通风。地面距井口20m以外设两台2×30kw和两台2×55km的防爆压入式对旋流式局部通风机，主备局扇通过裤叉合并成一路风筒，两风机做到“三专两闭锁”并能自动切换。局扇主要参数分别为：电机功率2×55KW；风量450－980m3/min；全压1224-7500Pa。电机功率2×30KW；风量380－560m3/min；全压912-5700Pa。风筒为2路双抗胶质风筒，风筒直径为Φ1000mm，正常距工作面不大于10m（岩）和不大于8m（煤、半煤），揭煤不大于5m。封口盘设一规格为1500×1500mm的回风孔，四周设保护栅栏和筛网。风筒2台2JZ-10/600型稳车钢丝绳悬吊。揭煤期间，两台风机同时