一、工程概況
色連二號礦井風井井筒設計深度364m,凈直徑7.6m,掘進荒徑8.9m。井筒目前采用人工挖刷配合挖掘機掘進施工,掘進斷面62.2m2,采用段高3.6m模板一掘一砌的作業(yè)方式施工。
風井井壁采用鋼筋混凝土支護,表土段、基巖段支護厚度均為650mm,混凝土強度等級分別為C30、C40。過煤段井筒井壁采用單層鋼筋混凝土支護,砼強度等級為C40。截止2012年9月17日風井井筒已施工井深至237.8m,根據前探孔資料,預計施工至累深246.5m位置將見2-1煤層組見第一層煤。因2-1下煤層與上面兩層煤層間距均小于5m,故對2-1三層煤進行聯(lián)合揭煤,為了安全揭過該煤層組,特編制該施工安全技術措施。編制依據:
1、《回風立井揭2-1煤層組地質說明書》。
2、《煤礦安全規(guī)程》(2011版)
3、《風井井筒預測地質柱狀圖》
4、已批準的《風井井筒及相關硐室掘砌工程施工組織設計》。
5、《煤礦井巷工程質量檢驗評定標準》(MT5009-94)。
6、《防治煤與瓦斯突出細則》煤安字【1995】第30號。
二、地質、煤層、瓦斯情況
1、所揭煤(巖)層地質狀況 (見地質說明書)
(1)地質構 造及水文地質情況。
根據勘探報告資料及井筒檢查孔資料分析,該區(qū)域地質構造簡單,施工中無構造影響。根據井筒上部實際揭露地質資料及井筒檢查孔抽水試驗資料分析,主要充水水源為頂板砂巖裂隙水,在裂隙發(fā)育處,有淋滴水現(xiàn)象,正常涌水量0~5m3/h ,最大可達20m3/h。
(2)瓦斯地質概況
本區(qū)域據6號煤層鉆孔瓦斯測試成果知,甲烷(CH4)含量為0.00~0.03ml/g。自然瓦斯成分中甲烷(CH4)在0.00~7.49%,二氧化碳(CO2)0.53~7.69%,氮氣(N2)91.24~98.83%,瓦斯帶分帶屬二氧化碳~氮氣帶。
該區(qū)域各煤層瓦斯含量低;各煤層煤塵均具爆炸危險性,爆炸指數(shù)在30~50%之間;自燃傾向性為容易自燃~自燃,自燃發(fā)火期一般為40~60天。
(3)突出危險性評估
地勘資料無2-1煤層組瓦斯指標樣數(shù)據,根據2-2中煤地勘時期瓦斯資料分析,預測回風井筒2-1煤層組瓦斯壓力P<0.2Mpa,瓦斯含量W<0.03m3/t;同時周邊礦井揭露2煤層組時,無突出及瓦斯災害等情況發(fā)生。
2、風井井筒截止至9月17日已施工井深237.8m,距2-1首層煤頂板最小法距9.0m。工作面已按照揭煤設計的要求,完成前探、測壓、工作面突出危險性預測工作,并完善了安全防護設施。
三、防突設計執(zhí)行情況
(一)前探測壓鉆孔
1、在井筒迎頭距2-1煤層組頂板最小法距12.6m(即233.9m)前施工一組共計3個前探孔,對2-1煤層組及巖石賦存情況和構造情況進行探控,準確掌握了煤層賦存情況和構造情況。 所有鉆孔施工過程中均無噴孔、夾鉆、頂鉆等動力現(xiàn)象。
2、所有前探鉆孔均正常施工,成孔完好,具體見表1:
表1 回風立井過2-1煤層組前探(測壓)孔實際參數(shù)
孔號 | 孔徑/mm | 方位角/o | 傾角/o | 孔深/m | 備注 |
1﹟ | 75 | 0 | -75 | 20.5 | 1#、2#、3#孔均兼作測壓孔并穿過2-1煤層組底板0.5m |
2﹟ | 180 | -90 | 19.5 | ||
3﹟ | 270 | -51 | 25.2 |
3、根據鉆孔施工見煤情況分析煤層賦存情況如下:
根據前探鉆孔分析,及時修改完善了煤層賦存和頂?shù)装逑嚓P參數(shù),準確控制煤層層位。打鉆位置實際距離首層煤法距12.6m,前方煤巖層狀接近水平,首層煤厚度0.6~1.2m,厚度相對穩(wěn)定,第二層煤厚度0.4~1.2m,厚度不穩(wěn)定,與首層煤間距2.0~2.9m;2-1下煤層厚度0.8~1.0m,與第二層煤間距1.2~2.5m。根據鉆孔測壓觀察情況,預計下部細砂巖含水層水量較小,不會影響井筒的正常施工。具體見:
附圖一:回風立井前探2-1煤層組成果圖
(二)預測預報
1、利用法距2-1煤層組12.6m前施工的3個前探孔兼做2-1煤層組測壓孔,鉆孔封孔至2-1煤層組見煤點,測定2-1煤層組瓦斯壓力,其中3#孔控制到井筒輪廓線外15米處。所有測壓孔全部采用“兩堵一注”的方式進行封孔。
2、測壓鉆孔施工過程中未出現(xiàn)任何動力現(xiàn)象。測定2-1煤層組層原始瓦斯壓力,壓力穩(wěn)定后實測2-1煤層組原始瓦斯壓力最大為0.04Mpa。
3、根據《中煤科工集團重慶研究院》出具的瓦斯含量測定及突出危險性評估初步報告,2-1煤層組實測瓦斯含量為3.652 m3/t, 2-1煤層組在風井區(qū)域為無突出危險性煤層。
附回風立井2-1煤層組瓦斯含量測定及突出危險性評估初步報告。
(三)預測結果及過煤方法
基于以上結論:2-1煤層組區(qū)域為無突出危險區(qū),2-1煤層組工作面為無突出危險工作面,在迎頭距2-1煤層組頂板2m法距時采用鉆屑瓦斯解吸指標K1值進行最后驗證,驗證結果若K1值不超標,采取安全防護措施后執(zhí)行人工挖掘過2-1煤層組。
四、安全防護及管理措施
(一)通風、供電系統(tǒng)
1、通風系統(tǒng)
(1)選用兩臺FBDNo6.3/2×30局扇,一臺工作,一臺備用,采用壓入式通風方式供風,局扇實行雙電源雙局扇,自動切換。過2-1煤層組期間局扇必須設專職局扇司機,且局扇司機必須是電工。局扇開雙級供風,供風不正?;騻渖炔荒苷9ぷ鲿r,嚴禁進行作業(yè)。
通風系統(tǒng)如下:
新鮮風:地面→局扇→風筒→迎頭
乏 風:迎頭→回風立井井筒→地面
過煤期間必須安設專人對井筒內風筒進行檢查,發(fā)現(xiàn)問題及時整改。
附圖三:回風立井過2-1煤層組通風、監(jiān)控系統(tǒng)及避災路線圖
2、供電系統(tǒng)
(1)供電系統(tǒng)
①電氣設備主要有風機、井上、下照明、信號及調度絞車、鉆機等。為滿足井下風量要求使用2臺FBDNo6.3/2×30局扇供井下通風,正常使用時,一臺使用,另一臺備用。風機供電滿足“三專”供電方式以及風機自動切換要求,1#主局采用S9-100/6/0.69變壓器供電(6#專用變壓器),2#主局采用KS9-315/6/0.69變壓器供電。過煤期間井下工作面及吊盤照明及信號設備、過煤用鉆機;井口照明來自東側穩(wěn)車群供電;信號系統(tǒng)采用1臺BZX-4.0型照明信號綜合保護裝置供電,(詳見回風立井揭2-1煤層組供電系統(tǒng)圖)。
風電瓦斯電閉鎖開關為QBZ-2*120/1140(660)SF (編號為6#)和KBD-400(編號為3#),斷電范圍為井口調度絞車、井下過煤用鉆機、泵、井下及井口照明打點信號。
風機以及控制設備位于井口北側距井口20米以外。東、西井蓋門用絞車及控制電源均位于井口20米范圍之外,聯(lián)絡開關安裝于東穩(wěn)車群集控室,
②防爆設備管理。井下、井口20米范圍內使用防爆電器(包括井口調度小絞車),并在使用前應由具備資質的電氣設備防爆檢查員檢查其安全性能,取得合格證后方可投入使用。使用中的防爆電氣的防爆性能每天檢查一次, 確保防爆性能良好,過煤期間必須設專人負責檢查、維修和調試,并留有記錄和數(shù)據;嚴禁使用性能失爆的電氣設備。加強入井礦燈防爆檢查工作。
③確保保護靈敏可靠。漏電保護試驗必須每天一次, 并作好記錄,由專人管理。局扇必須安排專人看管。過煤前做一次遠端漏電試驗,過煤期間嚴禁做此試驗。過煤期間,風電閉鎖、瓦斯電閉鎖及局扇切換開關自動切換必須每天試驗一次,確保靈活可靠,并留有記錄。井下及井口照明信號選擇照明信號綜合保護裝置供電。過煤期間,每天必須對照明綜保進行實驗,確保其完好,并記錄。
④強化電器設備檢修,過煤所使用的電器設備必須臺臺完好,供電線路絕緣良好,各種電氣保護靈敏可靠。井下不得帶電檢修、搬遷電氣設備,包括電纜和電線,非專職或值班電氣人員,不得擅自操作電氣設備。
⑤井筒內鋼絲繩懸吊電纜必須使用卡子卡緊,吊盤上及井口電纜懸掛整潔,開關及各電氣設備擺放整齊,確保清潔衛(wèi)生。
⑥嚴格停送電制度:檢修或搬遷電器設備、電纜前,必須切斷電源,檢查瓦斯,風流中瓦斯?jié)舛鹊陀?.8%時,再用與電源電壓相適應的驗電筆檢驗;檢驗無電后,方可進行導體對地放電。開關把手在切斷電源時必須閉鎖并懸掛停電牌。
⑦安排專職電工負責過煤期間停、送電。
(2)停送電操作:
①嚴格執(zhí)行龍煤礦建二十二工程處七公司停送電制度。
②停電后,閉鎖,掛停電牌,設專人看護。
(3)安全措施:
① 井筒施工過煤期間,必須每天對風電閉鎖、瓦斯電閉鎖、局扇自動切換功能試驗一次。
② 停送電工作人員在接到調度及項目部領導值班人員通知后,嚴格執(zhí)行停、送電管理規(guī)定,停電后,進行驗電、放電,停電開關要閉鎖、掛停電牌,并派專人看守。
附圖四:回風立井過2-1煤層組供電系統(tǒng)圖
(二)安全設施
1、監(jiān)測監(jiān)控
(1)在距迎頭小于5m范圍內設置甲烷傳感器T1,距井筒回風道口向下10~15m處設置甲烷傳感器T2。
探頭報警及斷電濃度如下:
探頭 | 報警濃度 | 斷電濃度 | 斷電范圍 | 復電濃度 |
T1 | ≥0.5% | ≥0.8% | 回風井井筒內及井口20m范圍內所有非本安型電氣設備 | <0.5% |
T2 | ≥0.5% | ≥0.8% | <0.5% |
(2)加強瓦斯探頭的使用維護工作,防止因外力撞擊、淋水等原因造成監(jiān)控數(shù)據失真,確保靈敏可靠。
(3)在距迎頭小于5m處必須懸掛瓦斯便攜儀,報警濃度為≥0.5%,并要做到靈敏可靠。
(4)每隔10天由監(jiān)控人員對瓦斯探頭進行更換調校。
2、通訊設備
過煤期間,井下設本質安全型礦用電話機,增設一路工作面至井口的直通電話,以便緊急情況及時匯報。在吊盤與工作面之間安裝聲光信號,供工作面與吊盤之間聯(lián)系。
(三) 掘進施工
1、過煤范圍
井筒工作面迎頭距2-1煤層組首層煤頂板最小法距2m開始穿過2-1煤層組至工作面迎頭距2-1煤層組底板最小法距2m止。
2、巖柱控制
為進一步探明2-1煤層組情況,在井筒迎頭距2-1煤層組頂板法距5m前,每班掘進施工前在迎頭最先預計見煤位置施工不少于2個小直徑(Φ42mm)超前探眼(參數(shù)由礦建工程技術部地測專業(yè)人員提供),準確控制安全巖柱和距2-1煤層組的法距,確保安全巖柱厚度不小于2m。
3、過2-1煤層組段掘砌、支護
(1)施工方案
采用綜合機械化配套掘砌作業(yè)方式施工,使用63挖掘機配破碎錘和B87型風動破碎機施工,挖掘機裝矸。副提升采用JK-4.0×3.5/15.5E絞車、主提升采用2JK-3.6/15.5絞車,各配一套單鉤4.0 m3吊桶提升。采用大段高(段高3.6m)一掘一砌作業(yè)方式。
施工流程為:鑿巖→出矸→扎筋→立?!鷿仓?/p>
井壁采用MJY型整體金屬模板立模澆筑,段高3.6m,一掘一砌;砼由商品混凝土攪拌站提供,3.0m3及2 m3底卸式吊桶運至吊盤,用妥善安置在吊盤上的溜灰管放砼對稱入模。噴漿料由3.0 m3底卸式吊桶運至工作面,現(xiàn)拌現(xiàn)用。
(2)支護方案
過煤層段井壁采用現(xiàn)澆單層鋼筋混凝土支護。井幫圍巖較差,易片幫時,采用錨網或錨網噴臨時支護管理幫部。鋼筋混凝土支護:鋼筋為HRB400級鋼筋,環(huán)筋Φ20@200mm,縱筋Φ18@250mm,豎筋采用直螺紋套筒連接,環(huán)筋綁扎連接,搭接長度560mm(28d),井壁鋼筋搭接接頭面積百分率≤25℅,壁厚650mm,混凝土強度等級C40。臨時支護:錨桿采用Φ20×1800mm樹脂錨桿,錨桿托盤100×100×8mm鋼板,錨桿按梅花形狀布置,間排距800×800mm,錨固劑為Z2350型1卷/孔,金屬網為8#鐵絲編制而成,網孔50×50mm,網片規(guī)格1.0×10.0m,網片搭接150mm;噴混凝土厚100mm,噴混凝土強度等級C20。
(3)支護工藝
①錨桿網支護
支護設備:錨桿采用YT—28風鉆及MQB-50手持式氣動幫錨機打眼
錨桿眼施工工藝
a、打眼前,必須清除幫部浮矸危巖。
b、根據設計要求,使用紅漆標出錨桿位置。
c、打眼方向應垂直于井幫,不得打穿皮眼或沿順層面或裂隙縫打眼。
d、錨桿眼的深度、間排距及布置形式要符合設計規(guī)定。打眼時應在釬子上做好標志,嚴格按錨桿長度打眼。
e、打眼的順序,應按由上至下的順序依次進行。
f、開風鉆時,應先開風后給水,停機時先停水后停風。
g、采用風鉆打眼時,風壓應控制在0.4~0.65MPa,水壓應控制在0.6~1.2 MPa。
②錨桿安裝工藝
a、安裝前,應將眼內的積水、巖粉用壓風吹掃干凈。對錨桿眼,錨桿的質量進行檢查,發(fā)現(xiàn)不符合設計規(guī)定的要進行處理。
b、按規(guī)定數(shù)量放入樹脂錨固劑(2個),把樹脂錨固劑送入眼底,把錨桿插入錨桿眼內,使錨桿頂住樹脂錨固劑,外端頭套上專用攪拌器。
c、用風鉆卡住專用攪拌器旋轉將錨桿旋入樹脂錨固劑,對錨固劑進行攪拌,直至錨桿達到設計深度,攪拌時間為30~40s。
d、安裝15min后上好托盤,并用扳手將螺母擰緊。
e、錨桿外露≤50mm,托盤要與巖面接觸嚴實,禁止在托盤上墊木頭、石塊或多加托盤。
f、對于錨桿托盤不能緊貼巖面,造成錨桿失效的,必須在其附近300mm范圍內補打錨桿。
g、網片搭接150mm,用12#鐵絲每隔300mm連接一道,金屬網應緊貼巖面。
h、錨桿安裝要做到構件齊全,安裝到位。
i、錨桿的擰緊扭矩不小于100N.m,抗拔力>50KN。
(4)物料上下安全技術措施
①噴漿機使用4根長1.5m的4分鋼絲繩鎖扣配5T卸扣對稱懸掛打運。打運前要使用卸扣將鋼絲繩與鉤頭保險繩鎖牢。
②使用3m3底卸式吊桶下放噴漿料前,要認真檢查吊桶,清除吊桶底座上粘著的砂石,確保吊桶保險銷插牢后方可打運。
③其他使用吊桶下放的物料嚴禁超出罐沿,如物料較長,超出罐沿部分應使用鐵絲在罐梁上綁扎牢固。
④上、下材料時嚴格按《回風立井長材打運專項措施》執(zhí)行。
掘砌施工的其他未盡事宜按《回風立井基巖段掘砌作業(yè)規(guī)程》執(zhí)行。
(四)其他管理措施、規(guī)定
1、瓦斯管理
局扇距井口不小于20m,并指定專人看管,嚴禁隨意停送電,局扇因故停止運轉時,必須立即停止迎頭工作,切斷電源、撤出人員到地面;風筒接頭要嚴密,風筒吊掛要牢固,嚴防風筒脫節(jié)墜落。風筒嚴禁跑漏風,風筒口距迎頭不大于5m。
過煤期間,安設專職測氣員,隨時檢查瓦斯變化情況,當發(fā)現(xiàn)瓦斯涌出忽大忽小、有煤炮聲等突出預兆時,要及時撤出人員、并及時向礦調度匯報。
瓦斯檢查要重點檢查通風死角,對井筒內易產生局部瓦斯積聚地點,如井壁刃腳下、模板內、吊盤下、及封口盤下等應仔細檢查,防止漏檢。
2、防塵管理
(1)出煤、矸時必須設專人灑水,嚴禁煤(巖)塵飛揚。
(2)迎頭施工人員佩戴防塵口罩,做好個人防護。
(3)采用濕式打眼。
3、井幫管理
煤層揭露后,根據實際揭露的巖層情況,如巖幫破碎,易片幫時,找?guī)秃蟊仨毤皶r按要求進行臨時支護支護。如井幫有較大的集中出水點時,必須采取措施進行處理,保證混凝土澆筑質量。
5、安全防護措施
(1)入井人員必須佩戴自救器和礦燈,自救器要能熟練使用,熟悉突出預兆。
(2)井口20m范圍內禁止使用明火、吸煙、電氣焊。加強入井檢查制度,嚴禁攜帶煙草、點火物品,嚴禁穿化纖衣服入井和帶電子表下井。
(3)井下不得以敲擊、砸打作為信號,需要時使用氣喇叭。
(4)過煤期間,按照規(guī)定對壓風自救裝置進行維護,確保正常使用。
(5)過煤施工中,兩臺絞車必須保證安全運轉,工作面始終保持一個不摘鉤的吊桶,待另一個吊桶下至工作面后,工作面不摘鉤的吊桶才準起鉤。信號應保證準確、暢通。
(6)出矸時,必須灑水滅塵,以有效降低煤塵擴散,井下施工人員必須佩戴防塵口罩,搞好個人防護。
(7)過煤期間,嚴格執(zhí)行項目部領導跟班制度,現(xiàn)場指揮;交接班要有詳細記錄,遇到變化立即匯報調度及礦調度室。
(8)在施工中應仔細觀察鉆孔的瓦斯涌出量、打眼時有無異常現(xiàn)象等。如遇有異常情況應及時匯報,并采取相應對策。
(9)過煤期間,施工超前鉆孔前必須向礦調度匯報,礦調度通知地質人員查看鉆孔見煤(巖)情況,施工前礦調度通知揭煤小組跟班人員現(xiàn)場跟班。
(10)過煤的過程中,若出現(xiàn)瓦斯異常情況,井筒內斷電后,人員需要升井時,使用工作面或吊盤上的本安型信號與地面信號室及值班電工聯(lián)系,本安信號失效后,用本安電話聯(lián)系,操作井蓋門小絞車將井蓋門打開,然后用電話通知絞車房將吊桶由井下提升至井口,確保人員安全升井。若絞車出現(xiàn)故障,人員可通過安全梯升井,操作步驟同上。
(11)過煤前,必須對所有參與揭煤人員進行防突知識培訓,經考核合格后方可參與過煤工作,同時對過煤施工人員進行措施貫徹,方準上崗。特殊工種必須持證上崗,嚴禁脫崗、串崗。
(12)突出預兆:巖層破碎、巖幫崩落或壓出、地壓加大、煤層層理紊亂、傾角煤厚急變、瓦斯忽大忽小、溫度迅速下降或升高、煤體出現(xiàn)劈裂聲及悶雷聲、響煤炮聲、打鉆噴孔等異?,F(xiàn)象。
(13)過煤期間,井底及井口20m范圍內嚴禁燒焊作業(yè)。
(14)其他涉及揭煤事項仍執(zhí)行《煤礦安全規(guī)程》、《防治煤與瓦斯突出細則》、《色連二號礦井施工組織設計》及《色連二號礦井揭2-1煤層組防突設計》中的相關規(guī)定。
(五)避災
避災路線(水災、火災、瓦斯、煤塵災害):
工作面→吊桶→地面;
工作面→軟梯→吊盤→安全梯→地面;
吊盤設軟梯,在過煤期間要緊跟工作面,并要保證能正常使用,確保在發(fā)生災變時該路線暢通。
五、組織管理機構
項目部成立揭煤領導指揮小組,加強對揭煤工作的組織管理。揭煤前由領導小組組長帶隊,組織相關人員對揭煤準備工作進行一次全面檢查,并對檢查發(fā)現(xiàn)的問題召開專題會議落實解決。揭煤期間,必須有領導小組副組長以上領導現(xiàn)場值班。領導小組組織機構如下:
組 長:
副組長:
成 員:
六、相關圖紙
(一)回風立井前探2-1煤層組成果圖
(二)2-1煤層組頂?shù)装鍘r性綜合柱狀圖
(三)回風立井過2-1煤層組通風、監(jiān)控及避災路線圖
(四)回風立井過2-1煤層組供電系統(tǒng)圖