1、主井井筒揭二1煤层防突设计及施工安全技术措施一、 编制依据 1、煤矿安全规程2009版2、防治煤与瓦斯突出规定3、主井井筒地质柱状图4、主井井筒施工组织设计5、主井基岩段施工安全技术措施6、附近地区煤矿揭二1煤层施工经验等二、 概况： 1、矿井概况登封市XX煤业有限公司XX煤矿位于登封市西南约35Km，行政隶属登封市颍阳镇管辖。矿区地形属低山丘陵区，地面标高+492.3+571.6m，相对高差79.3m，地貌呈“U”字形，地表为基岩半裸露区，余为表土层覆盖。矿井设计年产量30万吨/年，矿井服务年限16.5年，主采煤层二1煤倾角28度，厚度5.0m。矿井为煤与瓦斯突出矿井，煤尘具有爆炸危险性，属2、不易自燃煤层。2、井筒概况 XX煤矿采用立井式开拓，回风斜井式通风方式，主、副井位于同一工业广场内。主、副井井口设计标高均为+551.6m（相对标高0.00m），其中副井井筒设计深度为560.1m,井筒直径为5200mm，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；主井井筒设计深度为531.6m（不包括临时改绞深度）,井筒直径为5000mm，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。目前两井筒正在积极施工期。截至3月22日，主井掘砌深度为408米，工3、作面相对标高为-408.0m位置。根据甲方提供相关地质资料及副井井筒探二1煤层结果显示，主井井筒二1煤层顶板位置预计为-466.0m，煤层真厚度为13.2m，伪厚度为14.9m。煤尘具有爆炸危险性。3、地质、水文地质概况：根据地质资料显示，主井施工期间主要揭露岩层为砂质泥岩、细砂岩、粉砂岩和中粒砂岩。此外，井筒施工期间将穿过五、四、二、一煤组累计17层煤层。其中二1煤层层厚13.2m，煤层顶板标高为-466.0m。煤层顶板岩石为细粒砂岩，岩层厚度为5.0m，底板为炭质泥岩，岩层厚度1.0m、粉砂岩，层厚5.0m。由于井筒无井检孔地质资料，所参照井筒地质柱状图为建设单位根据附近煤矿施工地质资料推4、算而出。二1煤层埋藏位置以及附存条件参照副井探二1煤层结果执行。施工过程中地质人员要及时收集地质资料，特别是在距离二1煤层顶板位置（-466m）垂直距离46m（-420m）位置时，对二4煤层（层厚200mm，顶板标高-431.0m，距二1煤层顶板34.0m）和二3煤层（层厚850mm，顶板标高-445.8m，距二1煤层顶板20.2m）以及二2煤层（层厚1600mm，顶板标高-454.7m，距二1煤层顶板11.4m）进行布置探孔进行探明。施工过程中认真分析所揭露岩性，为井筒施工提供较准确的地质预测预报。根据煤炭工业郑州设计研究院有限公司二00七年七月份编制的河南省登封市XX煤业有限公司技术改造初5、步设计修改说明书第一章第二节地质特征显示,本区二1煤层无伪顶,直接顶在0m水平以浅以砂质泥岩、泥岩为主，老顶为中、细粒砂岩，厚度一般不大于4.0m。底板无伪底，直接底板岩性为泥岩、砂质泥岩及细粒砂岩或中粒砂岩。本区二1煤层瓦斯含量为5.2915.8ml/g.燃，平均10.48 ml/g.燃；深部（+250m以深）未开采区为11.1315.8ml/g.燃，平均12.91 ml/g.燃。煤层瓦斯含量总体有随煤层埋深增加而增高。鉴于矿区深部二1煤层瓦斯含量普遍较高，煤层突出危险性指标均超过临界值，瓦斯放散初速度（P）为19.5，煤的坚固性系数（f）为0.12，突出危险性综合指标（K）为162.5，故6、确定二1煤层为煤与瓦斯突出煤层。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。附表一序号煤 层顶板标高（m）层厚（m）备注1二4煤层-431.550.22二3煤层-445.80.853二2煤层-454.71.64二1煤层-466.014.9三、揭煤工序设计：1、揭煤工艺流程：见附图2、前探钻孔设计（1）、考虑到主井二1煤层层位，设计在井筒迎头距二1煤层顶板法距20m以外位置【即井筒深度为-446m】处停头，在岩层倾向上下施工2个(探1、探2)地质前探钻孔，以验证二1煤的赋存情况。7、井筒迎头距二1煤层顶板法距10m以外位置【即井筒深度为-456m】处停头，施工2个(测1、测2)地质前探及测压钻孔，准确控制二1煤层层位及井筒前方煤（岩）层赋存状况并测定二1煤综合瓦斯压力。井筒迎头距二1煤层顶板法距7m以外位置【即井筒深度为-459m】处停头，施工瓦斯抽放孔60个和效果检验孔4个，对二1煤层进行瓦斯抽排和效果检验。钻孔具体设计参数见下表：二1煤层前探钻孔参数（表二）孔号施工位置孔径角方位孔深开孔距井中距离备注探1#井深446m75mm90/2.0m探2#井深446m75mm90/2.0m测1#井深456m75mm5/2.0m测2#井深456m75mm-5/2.0m具体参数以现8、场钻孔见煤进行调整，终孔深度以穿过煤层底板0.5m为准。（2）、前探钻孔施工过程中，地质人员现场跟班，详细记录钻孔开孔位置，见煤深度，止煤深度，孔深，同时记录施工期间喷孔、顶钻现象，确切掌握煤层赋存条件、顶底板岩性、构造及瓦斯情况。（3）、测压钻孔施工完成后，进行测压孔埋设及瓦斯压力测定工作，测压孔位于井筒以外。煤层瓦斯压力测定：1、测定煤层瓦斯压力方法采用粘土水泥水玻璃浆液封孔法 2、在测压钻孔内插入带有压力表接头的紫铜管，管径为68mm,长度应较测孔长度长1.01.5m（依据测压钻孔深度确定）。 3、因测压孔较深，紫铜管直径较细，强度较低。为此,测压管可选用18mm无缝钢管。 4、在测压管9、测压端端头1.5m处焊一圆形档盘，档盘厚度6mm，直径小于测压孔直径810。 5、将测压端端头圆档盘以下测压管加工成花管状，花管孔经8mm，孔距100。 6、将测压端端头圆形档盘上部放置厚度不小于3的两层胶皮垫，按设计位置将测压管下入测压孔内，用特制的柱状粘土（即成型的炮泥）送入孔内，送入0.30.5m粘土后，用堵棍捣实。 7、将成型的炮泥送入孔内棍捣实后，在孔内下入注浆管进行测压孔的封堵注浆，安上压力表测压，并详细记录压力上升与时间的关系。 8、待压力稳定后应继续观察23天，最终稳定后的压力即为煤层的瓦斯压力。瓦斯压力表应在测压孔施工完成4小时内安装完毕。 四、突出危险性预测1、根据防治煤与10、瓦斯突出规定要求，突出危险性预测采用煤层瓦斯压力P值、综合指标D、K值法。具体的预测方法为：钻孔施工过程中，由钻机施工人员从钻孔取二1煤的煤样一份，煤样重量不少于3.5Kg，送专业通风实验室化验煤的p、f、a、b值，采用下列方法计算综合指标D、K值：由地测部门提供准确的煤层埋藏深度，根据综合指标法预测公式：D=(0.0075H/f-3)(P-0.74) K=P/ f式中： D- 工作面突出危险性的D综合指标； K- 工作面突出危险性的K综合指标； H- 煤层埋藏深度，m；P- 煤层瓦斯压力，取各个测压钻孔实测瓦斯压力最大值，MPa；P-软分层煤的瓦斯放散初速度；f- 软分层煤的坚固性系数。参照11、防治煤与瓦斯突出规定表3及表4中临界值预测突出危险性，各项指标临界值见下表：突出危险性综合指标D、K及煤层瓦斯压力P临界值（表三）预测指标DK瓦斯压力P(Mpa)临界值0.25150.74当D、K、P值都小于临界值或者K、P值小于临界值且D值计算公式中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其他异常情况，则预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。 2、前探、预测等各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象视为有突出危险。五、防治突出措施：1、若预测煤与瓦斯为突出危险工作面时，揭煤工作面选择抽放瓦斯的防突措施。抽放瓦斯钻孔按留7.0m岩柱进行设计。当井底施工至距煤层法距7.0m岩柱时12、，开始停头施工钻孔，钻孔在井筒工作面呈锥台形均匀布孔，孔径为=75120mm，周边排放终孔应在距井帮外不低于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、施工前在井筒工作面浇筑200300mm厚的混凝土封底，打平经凝固后施工钻孔。抽采钻孔开孔间距不得小于400mm，钻孔孔径不得小于80mm，在控制范围内均匀布孔。钻孔抽采半径按2.0m布置钻孔。3、对施工完的抽采钻孔及时用聚氨酯材料进行快速封孔，封孔前必须用压风净底，然后用50 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），封孔至钻孔见煤点，见煤段全程下花管。抽采系统采用地面临时抽采泵，其型13、号为2BEA型抽采泵，井筒内6寸无缝钢管，地面8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8寸总管2BEA型抽采泵排向大气。4、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。六、防突措施的效果检验：防突措施实施之后，且控制范围内煤体卸压瓦斯抽放率大于45%后，采用钻屑瓦斯解析指标h2、钻屑量指标S、残余瓦斯压力P0进行效果检验。方法如下：1、钻孔控制范围内瓦斯储量计算（1）、钻孔控制到井筒荒径轮廓线外10m内的煤体。按容重1.42，瓦斯含量（取煤样化验结果）计算二1煤控制范围内煤体瓦斯量。2、施工检验孔4个。钻孔控制到措施孔控制范围边缘，布置在措施孔之间，见煤点与其它钻孔见煤14、点间距不得小于0.5m。检验孔其中2个兼测残余瓦斯压力，井筒荒径轮廓线外710m、 57m各一个（设计参数见附图）。3、效果检验指标临界值为：h2（湿煤160pa，干煤200pa）、钻屑量S（3.5kg/m）、残余瓦斯压力P0（0.74MPa）、钻孔瓦斯涌出出速度q（2L/min）。如检验指标均在突出危险临界值以下，则认为措施有效。若任一检验指标超过临界值，或发现钻孔施工过程中有顶钻、喷孔等动力现象则认为措施无效，必须重新进行补打卸压钻孔（所补钻孔均相应布置在原钻孔之间，不得套孔）或延长抽采时间，直至效果检验有效为止。七、确定安全岩柱厚度措施：根据防治煤与瓦斯突出细则中的规定，经预测或防突效果15、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： 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。 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5米以上。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 2.0米。八、过煤层施工措施： 根据副井井筒探二1煤层结果，二1煤层倾角260300，倾向33003500，煤层真厚13.2米，伪厚14.9米。实际施16、工时应根据主井探孔探煤结果,准确控制二1煤层顶、底板位置。根据煤与瓦斯防突规定要求，在距离二1煤层顶板法向距离2.0米时在工作面首先采用金属骨架措施对二1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。 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米段高拼装式绳捆模板。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17、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，必须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。骨架钻孔穿过煤层并进入煤层底板至少0.5m。钻孔间距为0.3m。骨架材料选用直径50mm钢管并加工成花管，孔径68mm，孔距300mm，其伸出孔外端砌入砼井壁内。然后采用注浆泵进行充填注浆，注浆终压5.5Mpa。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800800mm；金属网采用3mm厚菱形钢板网18、，网附规格为1000mm2000mm，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）、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，若加强砼支护强度具体如下：（1）、变素混凝土为钢筋砼，同时提高砼标号为C40和增加井壁厚度至1080mm（临时支护80mm+一次支护500mm+二次支护500mm）。二次支护采用双层钢筋砼支护方案。钢筋型号：环筋：20螺纹钢筋，竖筋：18螺纹钢筋，19、钢筋保护层100mm，钢筋间排距：250250mm。 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。九、震动爆破： 二1煤层采用远距离震动爆破法进行掘进，即增大装药量（正常装药量的1.5倍）揭开二1煤层，装药结构采用正向装药。在距二1煤层顶板法向距离5.0m时至全部穿过二1煤层底板后整个过程全部按照揭煤防突措施执行，待过二1煤层底板2.0m后，且井筒该段以上位置永久支护完毕后，方可认为揭煤结束。当工作面采用抽排瓦斯防突措施结束后且工作面超前支护结束之后即转入揭煤施工过程，因此，在开始20、施工炮眼前要首先对抽放钻孔进行封孔。封孔选用中砂和水封孔或采用水泥浆液封孔，确保震动爆破效果。 爆破参数见附图、表。十、安全技术措施：1、局扇管理1） 两台局扇（一台使用、一台备用）必须保证一台正常运转,另一台要处于热备状态。局扇、开关等电气设备管理责任到人,配备司机（值班电工专职管理）并挂牌，不得随意停开。2） 风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节，不得有漏风现象，揭穿煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。3） 局扇供电必须做到“三专两闭锁”。4） 工作面因停电或其它原因造成停风时，必须及时撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须经瓦检员检查瓦斯浓度，只有在井筒内瓦斯浓度不超过1%时，且局扇及其开关21、处瓦斯浓度不大于0.5%时，才能人工开启局扇。2、电气管理1） 井筒及井口20m范围内的电器设备必须是本安型或防爆型，新下井电器设备必须经检查和签发防爆合格证后，方准入井，并按标准化挂牌管理。2） 井下使用的电缆必须是符合煤矿安全规程有关规定的阻燃电缆。3） 井筒通讯及信号设备全部采用本安型。4） 井下动力供电必须采用检漏保护装置，保证检漏保护装置灵敏可靠。井下照明和信号装置必须具有短路、过载和漏电综合保护。5） 项目部负责指定专人对局扇风电、瓦斯电闭锁和备用局扇班班进行实验，确保完好。6）井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”。 “三无”：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头“两齐”：22、电缆悬挂整齐、设备清洁整齐“四有”：有过流和漏电保护装备、有螺钉和弹簧垫圈、有密封圈和挡板、有接地装置“三全”防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全3、远距离放炮安全措施 打眼时，岩、煤炮眼的眼位和眼深应该严格按爆破图表施工，并根据围岩和见煤情况适时做出调整。 探孔及瓦斯抽排孔不得作为炮眼使用，放炮前所有不装药的眼孔要用黄泥、黄砂等不燃性材料充填堵实。 严禁使用过期或变质的炸药。一次放炮使用的电雷管，必须是同厂、同期生产的电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定，退库存放再次使用前必须做二次导通试验。 揭煤期间远距离放炮采用铜脚线15段毫秒延期电雷管，电雷管总延期时间不得超过130m23、s，严禁跳段使用。 装药前，井下一切电源由项目部参加揭煤的专职电工负责检查、停电，并由放炮员、瓦检员、调度员分别向调度室汇报，在得到调度室的同意后方可进行装药工作。 严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”和“三人联锁”放炮制度，只有检测迎头及井口周围20m范围内瓦斯浓度小于1%时，才能装药放炮。 联线必须由放炮员亲自操作，要使接线清洁并用胶布缠好，联线后必须由放炮员检查确认无误后，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。 雷管和母线连线前必须处于短路状态。发爆器的钥匙必须由放炮员随身携带，严禁转交他人，不到爆破通电时，不得将发爆器的锁打开。 装药应采用正向装药结构，24、严禁采用反向装药。 放炮前由项目部跟班领导小组成员负责将井筒施工设备都保护好，吊盘提至距工作面30m以上，负责清点人数，把所有井盖门打开，把井口房及翻矸台上人员全部撤出井口棚外50m位置后，在井口四角至少安设四人警戒。将井口20m（井口顺风侧50m）以内一切电源由专人负责检查、停电。地面井口附近20m范围内严禁有任何火源。 放炮员最后升井。由放炮员、测气员、调度员分别向调度室和跟班带队小组长汇报，负责警戒和停电的负责人也要向跟班带队小组长汇报，由跟班带队组长最后向调度室汇报，放炮员只有接到现场指挥的放炮命令后，方可放炮。 放炮员接到放炮命令后，先发出放炮警号，至少再等5s，方可起爆。爆破后，须25、立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。 放炮40分钟后瓦检员由井口20m以外逐步向井口检查瓦斯情况，直到井口井盖门，当井口井盖门瓦斯含量不超过1.0%，瓦斯自动检测报警系统检测井下瓦斯浓度小于1.0%时，方可由瓦检员和安检员下井检查，确认无危险并测得井筒内瓦斯浓度均小于1%，瓦检员可上井，然后由瓦斯检查员、放炮员及施工队长再次进入工作面检查后，由施工队长向调度室汇报现场情况并请求恢复送电，只有接到调度室的恢复送电命令后方可恢复送电，最后施工人员方可下井。 瞎炮、残炮处理，要严格按煤矿安全规程有关规定执行。4、瓦斯管理 要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理，严格执行操作规程和岗位责26、任制，严禁违反煤矿安全规程。 当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并查明原因及时采取措施。 对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。 井筒揭煤施工期间必须设专职瓦检员，随时检查瓦斯浓度，如遇异常情况及时停止施工汇报项目部和调度室。 瓦斯检查要重视通风死角，对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点，如井壁刃脚下、吊盘下及封口盘下等位置，均应设点仔细检查，防止漏检。 采用KJF16B型瓦斯监测系统， T1探头距工作面不大于5m，T2探头距封口盘1015m。T1、T2探头参数设定如下表。因瓦27、斯超限或故障出现断电，必须采用人工送电。探头报警值断电值复电值断电范围T10.8%1.0%1.0%井筒内及井口20m范围内所有非本质安全型电器设备T20.8%1.0%1.0% 瓦检员每班要检查并记录井下探头数值，如出现探头值与瓦斯检测值不一致，现场按最大值处理，由通风队负责在一小班内将两种仪器调校准确。 （8）瓦斯监控探头及所用瓦斯检查仪使用前必须送到有资质的实验单位进行校核。5、瓦斯抽放管理细则：（1）、钻探作业 1）、钻探作业人员到达现场，必须先检查后工作，确保作业环境安全及设备完好方可作业；2）、施工钻孔必须严格按设计参数施工；3）、打钻到终孔位置时要有专人在现场验收，由安全科长、技术科28、长、掘进队长等揭煤领导小组成员在钻探台帐上签字；4）、钻探要有小班原始记录，升井后揭煤领导小组要根据原始资料如实填写台帐，做到井下原始记录、地面钻探台帐相符；5）、所有钻孔实行编号管理；6）、钻机维修人员每天必须对井下钻机等设备进行维修保养，确保钻机运行状况良好。（2）、管路安装、维修1）、抽放管路敷设要尽量吊挂平直，地面安设时遇到过路段要深埋地下，上面要确保碾压不坏并在两边设置提醒标志；2）、管路安装要有设计，瓦笼、放水器、防回火、防回气、防爆设备、排空管等按照设计完成安装；3）、整个排放管路接头螺丝、皮垫必须上紧，确保接头严密、不漏气；4）、加强管路检查、维修工作，抽放系统日常维护设专职人29、员，抽放主管每天必须巡回检查一次，并做好检查记录；5）、对抽放泵负压突然降低，必须及时停抽放泵，关闭瓦斯抽放阀门，检查管路，在处理管理漏气过程中，必须带瓦检仪，加强瓦斯检查，在瓦斯不超过1情况下处理；6）、抽放系统内所有阀门实行编号管理，管路以50m为单位，实行标码管理。（3）、钻场管理1）、钻场按设计要求施工，必须满足抽放施工需要。2）、钻场内严禁堆放任何杂物，要保持钻场清洁卫生。3）、钻场内严禁吸烟。（4）、抽放管路连接、丰孔作业1）、抽放孔封孔采用水泥砂浆封孔，作业人员要相互配合好，必须保证封孔质量，并认真填写封孔记录。2）、抽放孔和支管及主干管路连接要求按规定设好阀门，并保联连接质量，30、确保不漏气。（5）、抽放作业1）、抽放现场必须有专人负责值班监督检查。2）、抽放参数测定工，每三天对井下所有抽放支管测定一次瓦斯含量二氧化碳含量，所有参数必须准确反映当前抽放现状。3）、抽放站配备必须符合抽放要求，设备完好率达到100。4）、抽放瓦斯浓度必须达到20以上，如达不到，安全、抽放队必须查明原因进行处理，并汇报揭煤领导小组。5）、抽放站值班人员要求每小时测定一次参数，发现变化较大时，必须立即向揭煤领导小组汇报，并查明原因。（6）、其他安全管理1）、凡在抽放管路地区施工作业的单位，负责教育本单位职工自觉爱护抽放系统，不准恶意损坏抽放系统及未经过有关主管领导的同意擅自变动抽放系统。2）、31、对由于客观原因造成管路位移、开裂等引起漏气，影响正常抽放的，安全科必须立即向揭煤领导小组汇报，由揭煤领导小组安排人员立即进行处理，确保抽放管路完好。3）、所有抽放图纸、台账、记录等相关技术资料必须保存完好。4）、瓦斯抽放泵要严格按照操作规程进行操作。6、防尘、防火管理 必须采取湿式打眼，放炮前后必须洒水洒透，出矸期间要根据矸石潮湿及粉尘情况及时补洒水。打眼、出矸等有粉尘产生工序，作业人员必须佩戴防尘口罩。 严格入井检身制度，严禁穿化纤衣物、戴电子表、带手机下井。矿灯在井下任何人不得随意拆卸。7、过煤层施工 在煤层里施工时，除严格按照防突规定及煤矿安全规程等有关条文组织施工外，还应注意以下几点：32、 1）、在煤层里施工时禁止采用风镐以及手镐进行刷帮作业； 2）、施工过程中禁止使用风镐等震动型设备和工具，振动棒禁止采用电动振动棒，必须是风动型振动棒。 3）、只有在震动爆破后且工作面内瓦斯等含量符合煤矿安全规程相关规定后方可使用抓岩机出矸。使用抓岩机出矸前工作面采用洒水器对煤、矸进行洒水湿透，防止出矸（煤）时产生火花。 4）、出矸过程中禁止吊桶、抓岩机等碰撞模板，以及抓岩机碰撞吊桶等，以避免碰撞产生火花。8、异常情况处置与避灾自救1） 参加揭煤的作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆：井帮压力增大 ；煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出；空气变冷，煤质干燥，煤体变暗；有煤炮声，煤层层理紊乱；瓦33、斯浓度变化大；井筒涌水由清变浑；打钻时，出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。2） 在出矸、砌壁、打眼等工序施工时，现场均应专人负责观察观测工作面围岩和井帮稳定情况，有专职测气员检查瓦斯及温度变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯浓度忽大忽小，温度骤降或发出声响等突出预兆异常现象，应立即停止工作，撤退人员升井，及时报告项目部有关领导，采取相应措施。3）揭穿煤施工期间下井人员一律佩戴自救器和矿灯，否则不准下井。井下安装压风自救装置。 4）通风系统： 新鲜风流： 地面风机井筒（风筒）掘进工作面 泛 风 流： 掘进工作面井筒地面 a、风量计算、按工作面同时工作最多人数计算：Q=4N=420=8034、m3/min式中：Q - 风量，m3/minN - 工作面同时工作最多人数， 取20、按瓦斯绝对涌出量计算：Q=100qk/C=1003.11.150.8=445.6m3/min式中：q- 瓦斯绝对涌出量； 取3.1m3/mink- 瓦斯绝对不均衡系数；C- 回风瓦斯控制浓度 取0.8、按同时最大爆破炸药量计算：Q=7.8/t(KAS2L2/2)1/3= 7.8/30（301.921.2230020.3/1.42）1/3 =320.2m3/min。式中：t - 炮后排烟时间， 取30min；K - 淋水系数 取0.3；A - 同时爆破的炸药量 取391.9kg；S - 通风断面积， 取21.235、m2L - 稀释炮烟长度， 取300m； - 风筒进出风量比， 取1.4、按最小风速验算：最低风速取0.25m/s；Q最低=0.25S60=0.2521.260=318m3/min根据配风量取大原则，选择445.6m3/min为施工所需风量，能满足施工要求。b、局扇工作风压计算因该次揭煤区域最深为492m，考虑到风机至井口及拐弯，每路风筒全长按510m计算，采用800mm胶质风筒，每节风筒长10m。、 风筒摩擦风阻R摩=6.48* L/ D5=6.480.002510/0.85=20.17NS2/m8式中：R摩 - 摩擦风阻 - 风筒的摩擦阻力系数 取0.002D - 风筒直径 取0.8mL 36、- 风筒总长 取510m、局部风阻R弯=b/2S2=0.31.2220.52=0.86NS2/m8式中：b - 转弯阻力系数 取0.3 - 空气密度 取1.2Kg/m3S - 风筒断面积 取0.5m2、风筒的总风阻R=R摩R弯=20.170.86=21.03NS2/m8c、局扇选型：主井揭煤期间选用218.5KW对旋式局部通风机，最大通风量达到500m3/分钟，满足主井井筒揭煤需要。 5）避灾路线： 避灾路线： 工作面井筒（吊桶）地面 6）打眼、装药、连线时要确保吊桶始终在井下，一旦井下有突发情况可以立即升井。十一、组织管理1、项目部成立揭煤放炮领导小组，负责揭煤过程的指挥、协调、检查、落实工37、作，领导小组构成如下：组 长：李志成副组长：蔡振国 张永和 刘朝锋 成 员：李明举 王子民 慕振中 王彦军 李修凯 杜同林 杨玉山 张若柏 陈 科 郭永强 揭煤领导小组负责对副井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。2、揭煤前，由施工单位总工程师组织通风、地质、矿建、机电、安监等部门一起对揭煤区域的通风系统、供电系统、监控系统、通信系统等进行一次全面的检查，针对查出的问题，必须指定人员限期解决，否则不准施工。3、放炮由揭煤领导小组统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令。4、相关部门责任如下：1）38、项目部：负责揭煤期间通风管理、通风设施的设置、监控传感器的使用管理；负责做好各类钻孔的施工工作；负责按设计、措施规定进行井筒的掘进施工；负责远距离放炮撤人、警戒，设置放炮喷雾等；负责揭煤区域电器设备的安装、维护、检修，杜绝失爆失保，保证供电的稳定，杜绝无计划停电；负责远距离放炮时现场的停送电。2）、技术科：负责收集地质钻孔资料、掌握揭煤距离及构造情况、及时提供地质及测量资料；验收措施钻孔；负责监督防突设计、措施在现场的落实，以及工程质量的监督管理。负责人:陈科3）、机电队：负责揭煤期间供电系统的安全检查，杜绝失爆失保现象的发生。负责人:杨玉山 张若柏4）、安全监察科：督促各项措施在现场的落实39、整改情况。与通风地质管理科、监理共同验收措施钻孔。负责人:杜同林5）、通风队：负责突出危险性预测、瓦斯压力的观察、防突资料的收集及瓦斯管理等。负责人:杜同林6）、调度：负责井筒揭煤期间的调度指挥、协调与记录工作，及时通知揭煤跟班人员并做好跟班人员汇报记录工作。提前做好揭煤期间应急处理准备。负责人:杜同林主井井筒揭煤段施工劳动力配备表 序号井筒名称主井井筒工种名称小班圆班一井下直接工9271抓岩机司机（兼钻机操作工）132吊盘信号工133井底把钩、信号工264掘进工4125班组长16二地面辅助工291井口信号工132井口把钩工133翻矸工264绞车司机265大、小班机电维修106装载机司机1三40、揭煤领导小组10四后勤、管理、技术、瓦检等人员20合计86十二、揭煤工期安排1、施工前探钻孔(探1#、探2#)及测压钻孔(测1#、测2#)+瓦斯压力 测定，预计用时: 10天2、瓦斯抽放钻孔施工+抽放时间，井筒在距二1煤层顶板法距7.0m施工瓦斯抽放孔60个预计用时: 30天3、超前支护、注浆加固，预计用时 5天4、井筒揭煤段施工，预计用时 15天5、预计揭煤总用时： 60天附：主井井筒揭煤施工炮眼布置图及爆破参数表、预期爆破效果表。 主井井筒揭煤爆破参数表 （附表1）序号眼别眼数(个)眼深(m)角度()装药量起爆顺序装药结构卷/眼/眼1一阶掏糟眼639064.14正向2二阶掏槽眼114.59085.523一圈辅助眼174.39064.144二圈辅助眼254.39064.145周边眼484.39042.76合计107391.9 主井井筒揭煤爆破效果表 （附表2）序 号名 称单 位数 量1炮眼利用率%902每循环进尺m3.873每循环爆破实体岩石m3109.44每循环炸药消耗量391.95每米井筒炸药消耗量/m101.36每m3实体岩石雷管消耗量个/m30.977每循环雷管消耗量个1078每m3实体岩石炸药消耗量/m33.589每米井筒雷管消耗量个/m27.610每m3原岩炮眼消耗量m/m34.15- 24 -