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(jù)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(jù)：

1、《回風立井揭2-1煤層組地質(zhì)說明書》。

2、《煤礦安全規(guī)程》(2011版)

3、《風井井筒預測地質(zhì)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(zhì)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(zhì)、煤層、瓦斯情況

1、所揭煤(巖)層地質(zhì)狀況 (見地質(zhì)說明書)

(1)地質(zhì)構 造及水文地質(zhì)情況。

根據(jù)勘探報告資料及井筒檢查孔資料分析，該區(qū)域地質(zhì)構造簡單，施工中無構造影響。根據(jù)井筒上部實際揭露地質(zhì)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(zhì)概況

本區(qū)域據(jù)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(jù)，根據(jù)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)

3、根據(jù)鉆孔施工見煤情況分析煤層賦存情況如下：

根據(jù)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(jù)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(jù)《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(nèi)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(diào)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?！惫╇姺绞揭约帮L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(diào)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(nèi)使用防爆電器(包括井口調(diào)度小絞車),并在使用前應由具備資質(zhì)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(diào)試,并留有記錄和數(shù)據(jù);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(nèi)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(diào)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(nèi)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:

(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(jù)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(diào)校。

2、通訊設備

過煤期間，井下設本質(zhì)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(wǎng)或錨網(wǎng)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(wǎng)為8#鐵絲編制而成，網(wǎng)孔50×50mm，網(wǎng)片規(guī)格1.0×10.0m，網(wǎng)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(wǎng)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(jù)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(nèi)的積水、巖粉用壓風吹掃干凈。對錨桿眼，錨桿的質(zhì)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(nèi)，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(nèi)補打錨桿。

g、網(wǎng)片搭接150mm，用12#鐵絲每隔300mm連接一道，金屬網(wǎng)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(diào)度匯報。

瓦斯檢查要重點檢查通風死角，對井筒內(nèi)易產(chǎn)生局部瓦斯積聚地點，如井壁刃腳下、模板內(nèi)、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(jù)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(zhì)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(nèi)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(diào)度及礦調(diào)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?，F(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(diào)度匯報，礦調(diào)度通知地質(zhì)人員查看鉆孔見煤(巖)情況，施工前礦調(diào)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(nèi)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(jīng)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、打鉆噴孔等異常現(xiàn)象。

(13)過煤期間，井底及井口20m范圍內(nèi)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