煤矿风井揭煤施工安全技术措施.doc

煤矿风井揭煤施工安全技术措施第一章工程概况一、编制依据1、煤矿安全规程（最新版）、煤矿建设安全规范及中华人民共和国安全生产行业标准AQ1083-2011。2、煤矿井巷工程施工规范（GB50511-2010）、煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）。3、孙疃南风井井筒冻结段外壁掘砌作业规程孙疃南风井井筒施工组织设计以及本单位现有设备和职工实际操作技术水平。二、工程名称工程名称：孙疃南风井井筒掘砌工程。三、工程及地质概况南风井井筒设计全深532.5m，荒断面直径9.006m，净直径为6.5m,表土段设计采用冻结法施工，冻结支护深度265m（包括内外壁整体浇注段8m）。南风井井筒基岩段主要技术特征如下：1、井筒井口绝对标高为+27.5m；2、井筒净直径6.5m，井筒净断面33.1m2；3、井口设计坐标：纬距x=3712463.0m，经距Y=39475960.0m。第二节南风井井筒所揭煤层基本情况根据淮北矿业集团勘探工程有限公司所绘制的孙疃煤矿南风井井检孔井筒地质剖面图（图1-1），可知揭露厚度大于0.30m的煤层共计9层，确定为51、71、72、82、83、10煤及无名煤（11煤在南风井绕道掘进期间已经揭露，故本设计不考虑）。南风井井筒掘进至埋深260.65m时将揭穿无名煤（组），分别为无名煤1、无名煤2、无名煤3，夹矸共计厚度为33.5m；掘进至埋深350.67m时将揭穿51煤；掘进至埋深395.4m时将揭穿7煤（组）分别为71、72煤，掘进至埋深439.69m时将揭穿8煤（组）分别为82、83煤，掘进至埋深507.58m时将揭穿10煤，具体所揭煤情况见表1-1。表1-1南风井揭煤情况表井筒井深当前煤层煤厚埋深备注名称情况名称（m）（m）南风井设计井筒深度532.5m目前已施工了200m煤10.35260.65煤20.35275.15煤30.35293.8510.83350.67710.4395.4721.04397.79822.42439.69830.74445.27100.45507.58图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图（1）图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图（2）图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图（2）图1-1南风井井检孔、井筒地质剖面图（3）第三节煤层瓦斯赋存情况1、51煤层51煤层位于下石盒子组中部,上距上石盒子组底部K3砂岩约115m。煤厚02.02m,平均0.97m，可采区煤厚一般0.81.3m之间。煤层结构简单，以单一煤层为主，局部夹一层夹矸,单孔夹矸厚度0.050.28m,夹矸为炭质泥岩和泥岩。赋存不稳定的薄煤层。煤层顶板以泥岩为主，底板为泥岩为主。83采区地质钻孔资料29-7号孔51煤瓦斯含量3.87m3/t。2、72煤层72煤层赋存于下石盒子组下部，下距82煤层32m左右。距铝质泥岩平均55m。煤层厚度03.36m，平均1.45m，该煤层一般不含夹矸，含两层或两层以上夹矸见煤点5个，结构较简单；单孔夹矸厚度0.100.99m，平均0.28m，夹矸岩性为泥岩或炭质泥岩，个别点为粉砂岩。属赋存较稳定的中厚煤层。83采区地质钻孔资料29-7号孔51煤瓦斯含量3.87m3/t。3、82煤层赋存于下石盒子组下部，下距标志层铝质泥岩14-43m，平均23m左右。煤层厚度04.53m，平均1.79m，可采区一般煤厚0.92.5m之间。该煤层小部分见煤点含一层夹矸，少量含两层或三层夹矸，单孔夹矸厚度0.090.69m，平均0.34m。结构较简单。属赋存稳定的中厚煤层。4、10煤层赋存于山西组中部，上距铝质泥岩约54m，下距太原组一灰顶界面约61m左右。煤层厚度05.38m，平均2.58m；该煤层一般不含夹矸，小部分含一层夹矸，单孔夹矸厚度0.190.53m，平均0.22m。结构简单，赋存属于较稳定的中厚煤层。5、83采区瓦斯测定成果表煤层孔号采样深度瓦斯含量（m3/t）5129-7400.833.877229-7469.004.4930-31-3361.091.338229-7504.883.5229-5310.022.2626-11534.452.4630-31-3408.873.131029-7570.253.6629-5397.543.4130-31-3483.74083采区开拓期间所做参数测定：煤层采样地点采样深度瓦斯压力瓦斯含量（m3/t）8283轨道上山-4203.8583轨道上山-4203.2483轨道上山-4520.33.4683轨道上山-4520.233.3110南风井绕道-527.60.122.75南风井绕道2.046、突出危险性预测根据上述参数测定成果可知，83采区煤层已知瓦斯含量均未超过突出危险临界值。南风井座落在83采区内部，根据淮北矿业股份有限公司孙疃煤矿83采区煤与瓦斯突出危险性评估报告结论可知83采区72、82煤层-545m以浅为无突出危险性煤层。第二章施工方法一、施工方法采用SJZ-6.7型伞型钻架，配8台YGZ-70型独立回转凿岩机选用B25中空六角钻杆，55mm球齿形合金钢钻头打眼，普通光面爆破法(执行远距离放炮)。采用短掘短砌支护，一掘一砌,掘进-临时支护-掘进-砌壁。采用中心回转抓岩机将矸石抓进吊桶，然后提至地面翻矸台，利用汽车排出。当掘砌至揭煤段时，必须将煤运到矿指定地点，严禁将煤运出矿外。二、工艺流程出矸净底、安全检查钻眼爆破、安全检查、验炮出矸锚网支护出矸找平立模找线砼浇筑。三、爆破图表及说明书1、爆破器材选型、雷管：雷管采用毫秒延期电雷管，电雷管脚线长度6m，电雷管使用380V动力电起爆。、炸药：炸药采用PT470水胶炸药，规格35300mm，在冻结段尽量减少炸药的使用量，以提高炸药的使用效果。、放炮母线：采用专用固定放炮母线。四、远距离放炮1、揭煤程序(1)当掘砌至标高-260.65m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(2)当掘砌至标高-275m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(3)当掘砌至标高-294m煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(4)当掘砌至标高-351m(5-1煤)煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(5)当掘砌至标高-395m（7-1煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(6)当掘砌至标高-398.83m（7-2煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(7)当掘砌至标高-442.11m（8-2煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(8)当掘砌至标高-446.01m（8-3煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(9)当掘砌至标高-508.03m（10煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(10)当掘砌至标高-528m（11煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）(5)当掘砌至标高-529.41（11煤）煤顶板10m法距位置使用KSZ100型浅孔钻机在井筒内布置5个探孔进行打探空探测煤层位置，若区域验证为无突出危险性后，在掘砌至标高-260.65m煤顶板5m法距位置探孔工具使用SJZ-6.7型伞钻配6m钻杆在井筒内布置5个探孔进行探测，煤层位置确认后，方可进入距揭煤层最小法向距离5m内施工；当掘砌至标高-260.65m煤顶板2m法距位置，必须执行工作面循环预测，并实施以远距离放炮为主的安全防护措施，指标超标采取局部防突补充措施，直至有效,方可进行远距离放炮。（附：探孔布置图）2、远距离放炮执行范围施工远距离放炮范围为距标高-260.65m煤层顶板最小法距2m位置开始，至穿过煤层底板最小法距2m位置为止。3、放炮站位置放炮位置在风井井口20m范围外。4、警戒位置井口向外20m处分4个方向设置警戒点。5、撤人范围井口20m范围及井筒内所有作业人员。6、断电范围井筒内及井口20m范围内所有非本质安全型电气设备（包括电缆）电源。7、远距离放炮要求（1）、远距离放炮前，施工单位负责将撤人范围内的所有人员撤至警戒线以外，并在各警戒地点设置专人警戒，并且严禁在远距离放炮时人员严禁进入警戒范围内；施工单位负责切断井筒内及井口20m范围内所有非本质安全型电气设备（包括电缆）的电源。放炮员、瓦斯检查员、施工单位班长、停送电电工和撤人、警戒人员完成放炮前各自的准备工作后，汇报矿调度，矿调度接到汇报一切工作准备就绪后方可同意放炮。（2）、远距离放炮后，放炮员立即汇报调度和地面监控机房，地面监控人员随时观察井筒内的瓦斯变化情况，发现异常立即汇报调度室，调度所接到汇报后，首先通知揭煤带班领导。放炮30min后无瓦斯异常时，由揭煤领导小组成员及验炮人员进入工作面检查、并验炮，确认一切正常后，揭煤带班领导通知调度室，并安排现场人员撤除警戒、恢复送电等工作。（3）、揭煤期间，严禁使用中心回转抓岩机和电动挖掘机直接抓实体煤（矸）。（4）、远距离放炮期间，地测部门准确掌握掘进工作面的煤层赋存情况。（5）、揭煤期间采用全断面一次打眼、一次装药、一次放炮，严禁一次打眼分次装药放炮，装药放炮不得与其它工作平行作业。（6）、在本井筒揭煤时安设专职放炮员，并熟练掌握煤与瓦斯突出预兆及本措施各项要求，严格按煤矿安全规程规定执行远距离放炮，通风队负责安排专人监管揭煤放炮全过程。（7）、设置警戒时，由警戒人对警戒范围外进行巡视，巡视人员必须由班组长以上人员担任。（8）、施工人员必须进行防突知识培训，具体由项目部相关专业人员授课。第三章井筒断面及支护方式井筒冻结基岩段掘进断面为63.67、基岩段掘进断面为42.987。若井帮围岩稳定，直接出矸，找平迎头工作面，采用MJY-3.7型整体液压金属模板，进行砼井壁浇筑。若井帮围岩或煤体不稳定或较破碎时，必须采用锚网进行临时支护。一、断面规格及支护参数井筒冻结基岩段掘进断面为63.67，净断面为33.17。壁厚为1250mm双层钢筋混凝土，砼标号C50，配合比：水：水泥：砂：碎石：外加剂(JQ-HPC60)=0.37:1:1.42:2.31:0.13。井筒基岩段掘进断面为42.987，净断面为33.17。壁厚为450mm素砼，砼标号C45。二、永久支护要求1、严格执行煤矿井巷工程质量验收规范（GB50213-2010）、煤矿井巷工程施工规范（GB50511-2010）等相关标准或规范控制施工质量，保证工程质量全部达到优良品。2、砼试块每模都必须做一组，每三组送检一组，定期抽查送检；砼振捣时划分责任区域，明确责任人并留名；每模中心线校中一次，保证井壁垂直度，责任人为当班技术员。3、每模施工过程中，出矸高度1.5m左右时必须进行大模板仞角处接茬凿毛，将矸石清理干净。4、井壁接茬缝质量，特别是过煤层段及含水层段井壁接茬缝质量。每一模砼浇筑到最后时，间隔关闭合茬板进行振捣，且必须振捣密实，合茬板必须合茬到位，接茬缝不得大于30mm，模与模之间及合茬板处错茬不得大于10mm。5、井筒掘进半径为4578mm，井筒十字中心线至任一帮距离偏差0150mm；净半径为3250mm，井筒十字中心线至任一帮距离偏差030mm，壁厚为1250mm；局部壁厚允许偏差50mm；砼井壁不得有蜂窝、孔洞、裂纹等质量问题，且井壁壁后必须充填密实。6、井壁砼在模板内养护时间不得低于10小时。7、若煤体松软或破碎时，可采取增加井壁砼厚度或其他加固措施。第四章安全技术措施一、过煤层安全技术措施（一）、防治水措施1、在过煤层期间，提前预备水泵，保证工作面排水系统畅通。2、工作面涌水量大时要预备大功率排水泵。同时要加强排水设备日常维护，确保排水管路畅通，排水设备完好，要经常清理水坑内的淤泥杂物，保证水泵进水口畅通。3、过煤层期间，工作面现场作业人员要密切注意工作面水文情况，当工作面发现有出水预兆时，如煤壁挂汗、空气变冷、出现水雾、水叫、淋水增大等，要及时向矿调度汇报，作业人员撤离、避灾。（二）、一通三防管理措施1、过煤层期间，必须重点加强工作面及刃脚处瓦斯、一氧化碳的检测工作。发现异常及时汇报矿调度。2、过煤层期间，必须加强工作面的防突管理工作，严格执行防突管理各项规定。3、完善工作面防尘喷洒水系统，坚持正常使用。（三）、井帮管理措施1、每次接班后、打眼前、装药前、放炮后及支护前都必须严格执行敲帮制度，找尽井帮危岩、活矸。2、井筒正常掘进找帮严格执行以下顺序和要求（1）、找帮工作应在班、队长监护下，由具备一定经验的人员担任。（2）、找帮人员要站在安全地点(严禁正对浮矸)，从岩性完好处开始，由顺时针或逆时针依次找尽危岩、活矸。（3）、找帮时，一人找一人观察井帮和退路。观察人员应站在找帮人的侧后面，时刻注意井帮的安全状况，观察到危险或异常时，要立即告知找帮人撤到安全地点。（4）、找帮工具用6分钢管前端焊有20mm圆钢制成的尖枪头，长度不小于2.5m。找帮时，应防止煤或矸顺矸而下伤人。（5）、找帮人员在找危岩、活矸时，找帮范围内严禁有其它人员进入或工作。找帮工作结束后，其它人员方可进入工作面进行工作。3、每次进入工作面前，跟班队长或班长必须对工作面安全情况进行一次全面的检查，确认无危险后，方可让其他工作人员进行工作。4、施工过程中如发生片帮、抽帮及垮塌等情况，应暂时停止工作，待井帮稳定后方可派有经验的人员进行处理。处理前，先备齐材料、清理好退路、检查片帮或抽帮处的瓦斯浓度，确认安全后方可进行护帮作业。（五）、临时支护措施1、如井筒若井帮围岩稳定，直接出矸，找平迎头工作面，采用MJY-3.7/2.4型整体液压金属模板，进行砼井壁浇筑。2、若井帮围岩或煤体不稳定或较破碎时，必须采用锚网进行临时支护。锚杆规格222200mm，间排距10001000mm，网片采用金属网610001000mm，网格为100100mm，网片压茬200mm，用22#铁丝将压茬绑扎牢固。每根锚杆用2卷Z2360锚固剂并搅拌均匀，网片必须密贴岩面，锚杆外漏长度为1550mm。3、风锤使用注意事项：、开眼时，必须使钎头落在实岩上，如有浮矸应处理后再开眼。、开眼时给风阀门不要突然开大，待钻进一段后再开大风门。、为避免断钎伤人，推进凿岩机不要用力太猛，更不要横向用力，凿眼时钻工应站稳扶正，钻进时提防突然断钎。、风钻风水管应接牢并在使用过程中随时检查，以防脱落伤人。、工作面出现停水、停风、有突水预兆或有害气体超过规定时，必须停止钻眼，采取措施，进行处理。、严禁骑风锤打眼或打眼时双手离开操作手柄。、风、水管与风锤连接处必须使用14#铁丝进行二次保护。二、放炮及火工品管理安全技术措施1、放炮员必须由经专门培训并考试合格的专职人员担任，持证上岗，并严格按“十不装”和“十不放”制度执行。2、严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度。装药前、放炮前及放炮后应由测气员检查爆破地点及其附近20米内瓦斯浓度，瓦斯浓度达到0.3%时，不得进行爆破作业。3、放炮员必须根据生产计划批领雷管、炸药。运送、携带过程中要用专用药包分开装运，避免冲撞和挤压，严禁乱扔乱放。4、做炮头时，电雷管只许由药卷的顶部装入，不得用电雷管代替竹、木签扎眼.电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插或捆挷在药卷的中部。同时，做炮头应在工广炮头房内进行。5、放炮电缆不得与任何导电体接触，且不得有明接头、破皮等现象，接头不得超过两个，且必须用绝缘胶布包裹好。6、严格执行一次打眼，一次装药，一次爆破。7、所有炮眼必须完好，并进行扫眼，变形的炮眼严禁装药。8、装药前迎头有积水时必须将积水排尽后方可装药。装药时，先用掏勺或压缩空气清除炮眼内的煤岩粉，然后用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实，炮眼内的药卷必须彼此密接。装药工作由爆破助手持证协助放炮员进行，其他人员严禁从事装药作业。严禁反向装药。9、装药前必须切断迎头动力电源，放炮前必须切断井筒内全部非本质安全型设备电源，并由放炮员向矿调度汇报。装药开始时，闲杂人员撤至井口20米范围以外并设置警戒(“人、牌、网”三警戒)。10、装药后，必须把电雷管脚线悬空、电雷管脚线严禁与电气设备或导体相接触。放炮母线与雷管脚线联接，两接头要错开不小于200mm距离，以防放炮产生明火。11、脚线的连接由放炮员和经过培训的班队长共同进行连线，母线与脚线的连接由放炮员一人连接。放炮前后，放炮母线必须扭结成短路，放炮器钥匙必须由放炮员随身携带。严禁用其它物品代替放炮钥匙。12、爆破前必须加强对机电设备、电缆、瓦斯监测仪等的保护或将其移至安全地点。13、每次放炮前必须由当班班长带领专人设置警戒，禁止行人进入放炮警戒区域内，警戒人到位并将警戒范围内所有人员撤出后，由班队长回到放炮地点汇报确认后方可放炮。放炮完毕由班组长负责安排专人撤除警戒人。否则，任何人不得随意下达放炮命令放炮和自行解除警戒。警戒处必须按规定实行“人、牌、网”三警戒。14、每次放炮前，班队长必须要向调度站汇报，各警戒点距离情况及警戒人员名单。15、每次放炮前，放炮员最后离开放炮地点，且撤出井筒内及井口20m范围内所有人员至警戒线以外。16、如遇放炮不响，放炮员必须摘掉放炮钥匙，并将放炮母线从电源上摘下，扭结成短路，并至少等30分钟后，方可进入井筒内查找原因。17、放炮后至少等30分钟，经测气员、班长、放炮员、安监员到迎头验炮检查瓦斯、通风、井帮等情况，无异常情况，施工人员方可进入迎头。施工人员进入作业地点，将风筒接好后，洒水防尘，及时找净井帮浮矸危岩后方可进行其它工作。18、放炮员、班长进入迎头必须随身携带便携式甲烷检测仪，沿途检查瓦斯情况。19、处理拒爆、残爆必须在爆破工和班组长的指导下进行，必须遵守下列规定：（1）、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。（2）、在距拒爆炮眼0.3米以外另行打与拒爆炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。（3）、严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的起爆药卷或拉出电雷管，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆炮眼。（4）、处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须仔细检查炸落的矸石，收集未爆的电雷管。（5）、在拒爆处理完毕以前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。（6）、当班处理不完需交下一班的，应由当班放炮员在现场向下一班放炮员交接清楚。20、严禁放明炮、糊炮和明电放炮。使用毫秒延期电雷管时，最后一段延期时间不得超过130毫秒。21、验炮管理措施（1）、放炮前1）、所有炮眼必须完好，变形的炮眼严禁装药。2）、装药前必须将炮眼内的煤、岩粉清除干净，保证眼内不留残渣。3）、彩带必须装在眼底的药卷上。4）、严禁在残眼等其它孔眼中施工炮眼。5）、装药时要求炸药紧密接触，不要留有空隙。6）、雷管必须使用同一型号，同一批次。7）、加强对炸药的检查和保管，不使用超期、硬化、变质等质量不好的炸药。（2）、放炮后1）、炮后验炮，施工单位班队长必须配合放炮员进行验炮，炮后及出矸净底两次验炮，净底时必须对所有残眼进行仔细验炮，要见到眼底。残眼内有残药时必须立即处理干净，否则严禁进行下一步工序。2）、如果发现残眼内有残药，残药用手能够拿出时用手拿出，手够不到时采用低压水流冲出残药，水流由小到大冲刷孔底，不得用压风吹。3）、炮后放炮员进入迎头验炮时，必须将迎头的残药、未爆电雷管、彩带清理完毕，然后方可允许其他人员进入迎头。4）、严禁套打残眼，放炮前所有不用的孔洞和残眼必须充填实。5）、因岩性变化，造成放炮后残眼深度超过0.6m的，施工单位必须及时分析原因，调整爆破参数，减小残眼深度。三、通讯及信号系统管理1、施工迎头、放炮地点必须各安设一部电话，并保持与调度室联系。2、提升信号必须齐全、灵敏、可靠。3、施工单位必须每日对所有信号进行检修，并加强管理，确保通讯线路安全畅通。4、揭煤期间，井下设本质安全型矿用电话机，井下通过电话同绞车房、调度室进行联系。吊盘到工作面用气喇叭进行传递信号。四、供电系统管理1、供电管理（1）、南风井井筒揭煤施工期间，电气设备主要有对旋风机、井筒内照明信号、主副提信号、井口照明、井口调度绞车、电动葫芦、钻机、搅拌系统设备（提料机、配料机、搅拌机、给水泵、水泥输送机）等。为满足井下风量要求使用两台台FBD-NO9.6型230kw对旋式风机供井下通风，正常使用时，一台风机作为主局，另一台作为备局。风机供电满足“双三专”供电方式以及风机自动切换要求。揭煤期间井筒内工作面及吊盘有照明及信号、揭煤用钻机，井下照明及信号各采用1台KJTx-Sx-1、Dd250/127型2台型照明信号综合保护装置供电。井口20米范围内有两台调度绞车、电动葫芦、井口照明、主副提信号、搅拌系统；调度绞车、电动葫芦、井口照明、主副提信号、取自地面临时变电所。风电瓦斯电闭锁开关为QBZ1-4*120、KBZ9-400，位于20米以外，其断电范围为：井筒内及井口20米范围内所有电气设备。对旋风机以及自动切换开关控制设备、用于井盖门和翻矸台的电机及开关均分别距井口20米以外。为保证井筒内及井上人员联系及时与畅通，确保施工人员安全，方法一：正常掘砌施工中，采用吊盘工作面和井口信号房通过信号打点控制绞车提升、本安型电话作为通讯工具；方法二：在揭煤期间入井采用对讲机联系，可以保证揭煤放炮后第一桶人员入井时，遇到炮烟浓度大熏人等突发情况可以及时联系。方法三、在出现瓦斯异常造成井筒及井口20米范围内设备断电情况时，采用备用本质安全型信号打点至井口信号房，控制绞车提升，同时在20米范围外的集控室增加一套备用井盖门开启装置，控制井盖门开启。方法四、在吊盘位置安装了一部程控拨号电话可以直接通往绞车房，控制绞车提升。解决人员紧急撤离的问题。（2）、防爆设备管理。井下、井口20米范围内使用防爆电器,并在使用前应由具备资质的电气设备防爆检查员检查其安全性能,取得合格证后方可投入使用。使用中的防爆电气的防爆性能每天检查一次,确保防爆性能良好，揭煤期间必须设专人负责检查、维修和调试,并留有记录和数据;严禁使用性能失爆的电气设备。加强入井矿灯防爆检查工作。（3）、确保保护灵敏可靠。漏电保护试验必须每天一次,并作好记录,由专人管理。局扇必须安排持有局扇司机以及井下电钳工双证的专人看管。揭煤前做一次远端漏电试验,揭煤期间严禁做此试验。揭煤期间，风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇切换开关自动切换必须每天试验一次,确保灵活可靠,并留有记录。井下及井口照明信号选择照明信号综合保护装置供电。揭煤期间，每天必须对照明综保进行实验，确保其完好，并记录。（4）、强化电器设备检修，揭煤所使用的电器设备必须台台完好，供电线路绝缘良好,各种电气保护灵敏可靠。井下不得带电检修、搬迁电气设备,包括电缆和电线,非专职或值班电气人员,不得擅自操作电气设备.（5）、井筒内钢丝绳悬吊电缆必须每6米卡一道电缆卡子,吊盘上及井口电缆悬挂整洁,开关及各电气设备摆放整齐,确保清洁卫生。（6）、严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，在其风筒风流中瓦斯浓度低于0.8%时，在用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁并悬挂停电牌。（7）、安排专职电工负责揭煤期间停、送电。2、停送电操作（1）、严格执行停送电制度。（2）、放炮前，接到调度停电通知后，由专职电工操作馈电开关、漏电开关，切断井口20米范围内及井筒内所有电源。（3）、停电后，闭锁，挂停电牌，设专人看护。（4）、放炮后，确认可以送电时，由专职电工摘牌操作，送开关，操作完毕。3、安全措施：（1）、井筒施工揭煤期间，必须每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换功能试验一次。（2）、揭煤放炮前，所有停送电工作人员必须由跟班人员统一指挥，不得擅自操作。（3）、停送电工作人员在接到通知后，严格执行停、送电管理规定，停电后，进行验电、放电，停电开关要闭锁、挂停电牌，并派专人看守。（4）、跟班人员在接到现场操作电工汇报停电情况后，并现场确认停电工作完毕后，向调度汇报，现场调度认可后方可安排放炮。（5）、验炮合格，待警戒解除后，恢复馈电开关、迎头供电。(6)、井筒内使用的电气设备，做到开关上架，严禁失保失爆。(7)、井筒内供电必须做到“三无”、“四有”、“两齐”，局扇供电必须实行“三专两闭锁”。(8)、严格停送电制度，杜绝无计划停电，减少停电事故。井下检查、维修、搬迁电气设备，严禁带电作业；检修或搬运前切断电源，并用同电源电压相适应的验电笔验电，开关打到停止位置并加闭锁、悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌。(9)、任何人员不得在井下私自拆卸矿灯。各类司机和机电人员持证上岗。(10)、所有电气设备实行“三大保护”。(11)、所有井筒内电缆必须有“MA”标志的阻燃矿用电缆。(12)、所有动力电缆、信号电缆的允许截流量与供电负荷匹配。(13)、开关中的继电器应进行短路和过载电流整定。(14)、所有电气设备都应具备三证。第五章“一通三防”、瓦斯监控管理及避灾路线一、通风管理1、通风系统：两台台FBD-NO9.6型230kw对旋式风机供井下通风，一路800mm胶质风筒加强通风、降温，局扇供电实行双电源双局扇，自动切换。风筒距迎头距离不大于5米。新鲜风流地面、局扇南风井井筒内风筒迎头。回风路线：乏风流迎头南风井井筒地面。附通风系统图。2、局部通风设计1）井筒工作面所需风量计算A、按井筒工作面同时工作最多人数计算Qi=4ni=440=160m3/min式中Qi井筒工作面所需风量m3/sni井筒工作面最多人数，取40人B、按井筒工作面爆破排除炮烟计算式中Q井筒工作面所需风量m3/st炮后排烟时间取30minA最大装药量取234kg（按最大掘进断面）K淋水系数取0.3S井巷通风断面取33.2m2L稀释炮烟长度取250mP风筒进出风量比取1.25Q=7.8/30（23433.2225020.3/1.252）1/3=333.9m3/minC、按风速计算a、井筒岩石段施工，井筒最低风速取0.15m/s井筒最高风速取4m/sQ最高=4S60=433.260=6782m3/minQ最低=0.15S60=0.1533.260=254.34m3/minb、井筒揭过煤段施工，井筒最低风速取0.25m/s井筒最高风速取4m/sQ最高=4S60=433.260=6782m3/minQ最低=0.25S60=0.2533.260=423m3/min根据以上计算该井筒施工时，基岩段井筒工作面需最低风量为333.9m3/min，揭过煤期间井筒工作面需最低风量为423m3/min。2）局扇工作风压计算A、风筒风阻计算风井井筒深度为532.5m，考虑到风机至井口及拐弯，风筒全长按550m计算，采用800mm胶质风筒，每节风筒长为10m。a、风筒摩擦风阻式中Rm摩擦风阻Pas2/m6胶质风筒的摩擦阻力系数取0.0029d风筒直径取0.8mL风筒总长取800mRm=6.50.0029550/0.85=46N.S2/m8b、弯头风阻Rw=b/2S2式中b转弯阻力系数取1.25空气密度取1.2Kg/m3S风筒断面积取0.5m2R弯=1.251.220.82=1.17N.S2/m8c、风筒的总风阻R=RmRwR=46+1.17=47.17N.S2/m8d、胶质风筒的风量比P=（1KDL（R/g）1/23l）2式中P胶质风筒的风量比K胶质风筒单位接头漏风系数取0.005（罗圈反边连接）D风筒直径取0.8mL风筒总长取550mR总风阻取47.17N.S2/m8g取9.8l每节风筒长度取10mP=（10.0050.8550（47.17/9.81）1/2310）2=1.34a、井筒基岩段施工井筒工作面所需风量Qh为245m3/min即4.08m3/s局扇吸入风量Qa=PQh=1.344.08=5.5m3/s局扇全压Ht=R/PQa2Qh2/2S2式中Ht局扇全压R总风阻取47.17N.S2/m8P胶质风筒的风量比取1.34Qh井筒工作面所需风量取4.08m3/s空气密度取1.2Kg/m3Qa局扇吸入风量取5.5m3/sS风筒出风口断面积取0.5m2Ht=47.17/1.345.521.24.08220.52=1104Pab、井筒揭过煤段施工井筒工作面所需风量Qh为423m3/min即7.05m3/s局扇吸入风量Qa=PQh=1.347.05=9.5m3/s局扇全压Ht=R/PQa2Qh2/2S2式中Ht局扇全压R总风阻取47.17N.S2/m8P胶质风筒的风量比取1.34Qh井筒工作面所需风量取7.05m3/s空气密度取1.2Kg/m3Qa局扇吸入风量取10.2m3/sS风筒出风口断面积取0.5m2Ht=47.17/1.349.521.27.05220.52=3296Pa3）局扇的选型通过以上计算可选用FBD-NO9.6型对旋风机压入式通风，其主要技术特征为：风量6801325m3/min，风压5003200Pa功率230KW。岩石段施工工作面需最低风量为333.9m3/min，揭煤期间工作面需最低风量为423m3/min，一路直径0.8m风筒压入式通风，可满足施工需要。二、通风管理安全技术措施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。揭煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。3、局扇供电必须做“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。5、局扇必须采用三专供电，每天必须有专人检查1次；每班试运行备用局扇1次，并将试验情况详细填写在牌板上，保证局扇可靠运转。6、风筒必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到迎头的距离不大于5米。7、局扇的设备齐全，吸风口有风罩和整流器，高压部位（包括电缆接线盒）有衬垫（不漏风）；局扇必须装有消音器（低噪音局扇和除尘风机除外），并设专人维护、保养，确保局扇正常运转。8、风筒接头严密（手距接头处0.1米处感到不漏风），无破口（末端20米除外）。无反接头，软质风筒要反压边。破损的风筒及时修补或更换，无跑漏风、无用铁丝穿扎风筒等现象，以保证工作面的风量符合要求。9、风筒吊挂垂直，风筒实行编号管理。10、局扇每次启动时，应先点动数次后再正常开启，确保局扇风压逐渐加大。11、正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工开启局部通风机。12、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁，使用2台局扇供风的，2台局扇都必须同时实现风电闭锁。保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部非本质安全型电气设备的电源。正常工作的局部通风机故障，切换到备用局部通风机工作时，该局部通风机通风范围内应停止工作，排除故障；待故障被排除后，恢复到正常工作的局部通风后方可恢复工作。13、每天应进行一次正常工作的局部通风机与备用局部通风机自动切换试验，试验期间不得影响局部通风，试验记录要存档备查。14、风筒末端最后一节风筒必须使用防炮崩风筒。三、瓦斯管理认真贯彻执行“安全第一，预防为主”的安全生产方针，认真做好矿井“一通三防”工作，杜绝瓦斯等重大事故的发生。1、要加强工作面瓦斯检查和通风的管理，严格执行操作规程和岗位责任制，严禁违反煤矿安全规程。2、瓦斯检查严格执行瓦斯监控系统和人工检查结合的检查方式，确保24小时连续监测。3、瓦检员每班应对井筒内瓦斯的数据进行检查校对，并将检查校对结果报调度室，发现问题或隐患必须及时汇报。4、瓦检员要认真执行瓦斯检查的各项制度，严禁空班、漏检、假检，出现空班、漏检、假检按相关文件进行处罚。5、瓦斯检查员必须严格按照煤矿安全规程有关规定检查瓦斯、二氧化碳和其他有毒有害气体浓度。6、瓦斯检查人员必须执行瓦斯检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯班报表，每次检查结果都必须记入瓦斯检查手册和检查地点的记录牌上。7、瓦斯检查员必须做到记录牌、检查手册、班报三对口。8、瓦斯检查员必须执行“三人连锁”放炮制度。9、井下检修电器设备时必须切断电源，检查瓦斯，杜绝带电检修、搬迁电气设备。10、因临时停电或其他原因造成停风的，在恢复通风前必须先检查瓦斯。11、井筒揭煤期间，必须经常检查瓦斯，发现问题及时处理。12、掘进工作面班组长要携带便携式瓦斯检测报警仪，作业地点的便携式瓦斯报警仪要悬挂到指定地点。掘进工作面悬挂地点距迎头不超过5米。13、T1、T2瓦斯传感器必须按规定进行悬挂，T1按进尺随时挪移。14、当掘进工作面瓦斯浓度达到1.0%或回风流中瓦斯浓度达到0.8%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。15、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0.8%以下时，方可人工送电。16、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，如井壁刃脚下位置，应设点仔细检查，防止漏检，如果出现瓦斯集聚，必须立即处理。可用压风进行吹排。18、测气员每班要检查并记录井下探头数值，如出现探头值与瓦斯机测值有误差，现场按最大值处理，由矿抽采队查明原因进行调校。19、严禁穿化纤衣服下井。20、凡是下井人员必须按规定佩戴隔离式自救器。21、施工出现下列情形之一的，必须停止施工，汇报矿调度、通风值班室和相关矿领导，并查明原因，采取针对性的防治瓦斯措施。(1)、炮眼、探眼（探煤眼除外）或围岩裂隙瓦斯浓度达到3的。(2)、炮眼、探眼等各类岩眼（孔）或围岩裂隙突然出水的。(3)、T1、T2达到预警值，或井筒内瓦斯浓度突然增大超正常值一倍以上的。(4)、前探、控层等钻孔岩石段出现喷孔、顶钻等异常现象的。(5)、工作面突遇煤线或岩层产状突变的。22、严格执行地质工作“三级”管理制度。施工单位必须连续掌握并记录煤线、岩性及其它地质构造情况。23、井筒掘砌过程中执行瓦斯预警制度：(1)、通风人员每旬根据瓦斯变化情况，制定瓦斯