石门揭煤安全技术措施

石门揭煤安全技术措施（精选6篇）

1.石门揭煤安全技术措施 篇一

40401运输石门开门施工安全技术措施

一、工程概况：

40401运输石门在1813环形车场内开门,以41100运输石门与1813环形车场交叉口北帮往北20.4米为开门中心开门，开门坐标为：X=2967565.0m、Y=459461.9m、H=1817.4m，按方位角α=248°31′，坡度ß=+13°掘进176米后揭露4#层，该巷道全段采用爆破掘进。40401运输石门断面为（1/3）圆弧拱形断面，规格尺寸：掘宽4.2m，掘高3.1m，S掘=11.09㎡；净宽4.0m，净高3.0m，S净=10.26㎡；该巷道总长176m，掘进实体煤岩1951.84m3，采用刮板输送机配合皮带输送机进行出货，为确保40401运输石门在开门施工过程中的质量与安全，特编制本措施，并严格按措施相关内容执行。

二、技术措施：

1、开门位臵由地测科现场给出，并提前按设计要求放好中、腰线，施工时施工单位严格按给定的中、腰线进行施工。

2、开门前，施工单位将各种风水管线接到位，并准备好各种施工工具（顶锚钻机、风钻、风镐、铁铲、手镐等），将运输设备提前安装好，施工所用局部风机安装好，并完善好两闭锁装臵。

3、开门前，在40401运输石门开门点处，先用L=6m锚索将影响开门施工的“U”型棚棚梁锁住，然后将棚腿拆除。或采用架设抬棚的方式将“U”型棚棚梁固定好，再将棚腿拆除。

4、开门施工第一排钢带全部支护L=6m锚索，以对三叉门段顶板进行加强支护。

5、施工前，由通风工区提前向施工单位下达允掘通知书，施工单位严格按

允掘通知书施工，严禁超掘。

6、开门前，安全管理科必须组织相关单位进行开门验收，经验收合格，并签发开工验收报告后方可进行施工。（验收包括：风电闭锁、瓦斯电闭锁是否完善，运输设备机头、机尾防护栏是否完善，开门前的各种材料是否准备到位、“一通三防”设施是否齐全等）。

7、开门前，由机电工区安设一部电话到40401运输石门开门点附近位臵，便于施工单位联系地面各单位，电话的距离随着掘进进尺的推进而移动。

8、40401运输石门断面为（1/3）圆弧拱形断面，规格尺寸：掘宽4.2m，掘高3.1m，S掘=11.09㎡；净宽4.0m，净高3.0m，S净=10.26㎡；水沟规格为：上底0.5m，下底0.3m，高0.3m呈倒梯形，布臵在巷道南帮，风筒布臵在巷道北帮，巷道内运输设备铺设在巷道中心往北0.5m位臵，风水管布臵在巷道南帮；动力电缆、监控线布臵在巷道的中心位臵，动力电缆线距顶板0.5m，监测线距顶板0.3m，风筒距底板1.7m，压风管距底板1m，水管距底板0.8m。

9、运输系统：40401运输石门掘进迎头420加强型刮板输送机→1813车场420加强型刮板输送机→41100运输石门皮带输送机→四采运输下山一部皮带→四采煤仓→1800大巷→地面。

10、供风采用2×30KW风机供风，风机安装在40401运输石门与1813车场交叉口往北指定位臵。风机供电采用1800大巷变电所进行供电。

11、40401运输石门回风路线为：40401运输石门掘进迎头→1813车场→四采轨道上山→1844联巷→四采回风上山→地面。

12、施工过程中，当风筒与掘进迎头的距离超过8m时，通知通风工区的工作人员及时将风筒延长，保证风筒与掘进迎头的距离不大于8m，确保工作面 的通风需求。

L=6000锚索间排距2000×200040401运输石门巷道断面图 单位：mm S掘进=11.09㎡ S 净=10.26㎡L=2500树脂锚杆间排距800×1000 L=3500钢带监测线电缆风筒风管水管

13、需采用1.4m×0.9m钢筋网、3.5m“W”型钢带配合2.5m左旋式螺纹锚杆对顶板进行支护，锚杆间排距为0.8m×1.0m（顶板完整、完好时，只用钢筋网配合锚杆支护,锚杆间排距为0.8m×1.2m），肩窝处所施工锚杆与岩面的夹角≥75°，巷道中间所施工锚杆与岩面保持垂直，锚杆使用3节以上的树脂锚固剂，锚杆外露长度≤50mm。如遇巷道岩石破碎带及地质构造带均采用L=6.0m，间排距为2.0m×2.0m的锚索加强支护。锚索使用5节以上的树脂锚固剂，锚索外露长度≤150mm,锚索施工完成后，必须使用张拉千斤顶拉紧。网与网连接 3

必须牢固可靠，且紧贴岩面，不得出现兜网、漏网、脱网现象。

14、巷帮支护形式：采用L=2.5m左旋式螺纹锚杆配合1.4m×0.9m钢筋网，以对眼或五花眼施工方式施工对其巷帮进行支护，帮锚杆间排距为0.8m×0.8m。

15、放炮掘进期间顶板临时支护：

⑴、施工迎头采用3棵玻璃钢单体配合钢筋网按1m间距布臵在巷道迎头作临时支护。

⑵、具体操作：放炮后，将玻璃钢单体前移一排锚带位臵，移至指定位臵后，开始进行扒装浮货，清理完一排锚带浮货位臵后，及时施工一排锚带对顶板进行支护。

l=2500树脂锚杆间排距800×1000掘进迎头炮掘最大空顶距剖面图 单位：mml=2500树脂锚杆间排距800×1000 玻璃钢单体间排距1000X1000掘进迎头16、40401运输石门开门掘进5m段，第一、二排炮采用小炮施工，炮眼深度为 1.5m，单孔装药量不超过3节，炮眼间距0.5m；开门施工两排后，炮眼布臵图及装药量见爆破说明书。

17、放炮后，必须使用风镐或手镐找足、找齐巷道断面并挖掉巷道伸脚、鼓包后，方可进行挂网打锚杆，确保巷道工程质量。

18、严格执行“逢掘必探、先探后掘”原则，开门施工前，提前探明施工前方煤层地质构造赋存情况，若打钻分析遇断层时，必须提前打钻对施工前方断层周围的瓦斯进行预抽。

19、施工过程中，若施工迎头有异常情况出时，必须及时汇报工区值班领导或矿调度室。

三、安全措施:

1、开门前,由当班班排长及有经验的工人对开门点周围5m段巷道的安全情况进行全面检查，发现安全隐患及时处理，只有在确保安全的情况下方可施工。

2、每班施工前及施工过程中都必须严格执行“敲帮问顶”制度，由班组长及有经验的工人站在顶板完整、支护完好的安全地点，手持长把工具进行“敲帮问顶”工作，找下帮顶的悬矸、活石，确认安全后方可施工。

3、拆“U”型棚棚腿时，下方不得有人员通过，若确需通过时，必须跟当班带作作业人员取得联系并经同意后，方可通过。

4、如需架设抬棚时需注意如下几点：

(一)施工时人员必须口号一致，必须手托棚梁，稳抬稳放，不要将手伸入柱梁接口处，严禁扶在梁的上面，头部要在安全的一侧。

(二)抬运棚子时，抬运人员必须注意行走时的安全，必须相互配合，步伐一致、同起同落，确保抬运期间的安全。

(三)架棚时，必须至少4人一组进行施工，人员相互配合好。

5、严禁空顶作业，加强顶板管理，施工人员必须站在顶板完好，支护完好地点进行作业。做好临时支护，控制好锚杆的间排距,严禁间排距超过规定。

6、放炮前后必须检查开门点的瓦斯浓度及回风流中的瓦斯，只有开门点附近20m范围及回风流的瓦斯浓度小于0.8%及以下时，方可进行放炮作业。

7、施工期间,每班放炮前,必须对各种管线、风筒的保护进行检查,只有各种保护到位，确认安全后,方可进行撤人放炮工作，此工作由现场安检员进行监督。

8、放炮后的浮货及时清理走，不得堵塞通风断面1/3及以上。

9、施工锚杆及锚索支护顶板作业时，作业人员必须站在顶板完好、支护完好的安全地点进行作业。

10、各类管线必须按规定吊挂整齐、平直、材料必须上架堆放整齐。

11、严禁瓦斯超限作业，当施工迎头及回风流中瓦斯浓度达到0.8％及以上时,必须立即停止作业、切断电源、撤出人员、采取措施进行处理。

12、大、小班电工加强对电气设备的检查和维护，确保设备正常运转，“两闭锁”必须完善，且灵敏可靠，所有电气设备杜绝“失爆”。

13、施工过程中,若发生意外损坏风筒等安全设施时,必须配合瓦检员作好现场的应急处理工作,并立即汇报矿调度。

14、放炮待炮烟吹散后，由瓦检员、班组长、放炮员、安检员同时进入迎头检查通风、顶板、瓦斯、残爆、拒爆及支护等情况，只有掘进工作面及回风

流瓦斯浓度小于0.8%，CO2浓度小于1.5%，其他一切正常后，由瓦检员向矿调度和通风调度汇报，由矿调度和通风调度对掘进迎头进行监督，施工单位当班班组长负责向本工区值班领导汇报，只有经矿调度同意后，瓦检员方可通知班组长撤岗，然后施工单位班组长组织人员进入迎头工作，该项工作由安检员现场负责监督。

四、火工品管理

1、领用火工品时，背篓装炸药，木箱装雷管，并避开行人高峰期。且炸药箱必须放在避开淋水、片帮和电气设备的安全地点，并保证炸药箱、雷管箱相距在10m以上。

2、井下爆破工作业必须由专职爆破工担任。在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出煤层中，专职爆破工必须固定在同一工作面作业，放炮员必须持证上岗，严格按规程措施施工，按章操作，严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。

3、不得使用过期或严重变质的爆破材料。不能使用的爆破材料必须交回爆炸材料库。

4、井下爆破作业，必须使用煤矿许用炸药和煤矿许用电雷管。严禁使用黑火药和冻结或半冻结的硝化甘油炸药。同一工作面不得使用2种不同品种的炸药。在掘进工作面，必须使用煤矿许用瞬发电雷管或煤矿许用毫秒延期电雷管。使用煤矿许用毫秒延期电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130ms。不同厂家生产的或不同品种的电雷管，不得掺混使用。不得使用导爆管或普通导爆索，严禁使用火雷管。

5、在掘进工作面应全断面一次起爆，不能全断面一次起爆的，必须采取安

全措施；严禁在一个掘进工作面使用2台发爆器同时进行爆破。

6、爆破工必须把炸药、电雷管分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁；严禁乱扔、乱放。爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设备的地点。爆破时必须把爆炸材料箱放到警戒线以外的安全地点。

7、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：

1）必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。

2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。

3）电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

4）电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。

8、装药前，首先必须清除跑眼内的煤粉或岩粉，再用木质或竹质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。炮眼内的各药卷必须彼此密接。装药后，必须把电雷管脚线悬空，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及掘进机械等导电体相接触。

9、炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥或用不燃性的、可塑性松散材料制成的炮泥封实。严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。严禁裸露爆破。

10、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：

1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破;在特殊情况下，如挖底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可小于0.6m，但必须封满炮泥。

2）炮眼深度为0.6-1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。3）炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。4）炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1m。

5）光面爆破时，周边光爆炮眼应用炮泥封实，且封泥长度不得小于0.3m。

6）工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中最小抵抗线不得小于0.3m。浅眼装药爆破大沿块时，最小抵抗线和封泥长度不得小于0.3m。

11、装药前和爆破前有下列情况之一的，严禁装药、爆破：

1)掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定，或者支架有损坏，或者伞檐超过规定。

2)爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8％及以上。3)在爆破地点20m以内，矿车，未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。

4)炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。

5)掘进工作面风量不足。

12、在有煤尘爆炸危险的煤层中，掘进工作面爆破前后，附近20m的巷

道内，必须洒水降尘。

13、爆破前，必须加强对机械和电缆的保护或将其移除工作面。爆破前，班组长必须亲自布臵专人在警戒线和可能进入爆破地点的说有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在安全地点警戒。警戒线处应设臵拉绳。

14、爆破母线和连接线应符合下列要求：（1）、煤矿井下爆破母线必须符合标准。

（2）、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。

（3）、巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。不得使用固定爆破母线，特殊情况下，在采取安全措施后，可不受此限。

（4）、爆破母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道的两侧。如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并保持0.3m以上的距离。

（5）、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。

（6）、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

15、爆破工必须最后离开爆破地点，并必须在安全地点起爆。起爆地点到爆破地点的距离必须在作业规程中具体规定。

16、发爆器的钥匙，必须由爆破工随身携带，严禁转交他人。不到爆破通电时，不得将把手或钥匙插入发爆器，爆破后，必须立即将钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

17、爆破前，脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进

行。爆破母线连接母线、检查线路和通电工作，只准爆破工一人操作。爆破前，班组长必须清点人数，确认无误后，向矿调度汇报撤人设岗情况，然后由瓦检员向矿调度汇报通风、瓦斯情况，同时询问是否有人员经矿调度同意进入原四采进风行人上山，并请示是否可以放炮，只有经矿调度允许后方能下达放炮命令。爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5s，方可起爆。装药的炮眼应当班爆破完毕。特殊情况下，当班留有尚未爆破的装药的炮眼时，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

18、爆破后，待工作面的炮烟被吹散，必须待30分钟后，爆破工、瓦斯检查工和班组长必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、拒爆、残爆等情况。如有危险情况，必须立即处理。确认安全无误后方可组织其他人员进入迎头作业。

19、通电以后拒爆时，爆破工必须先取下钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等至少15min，才可沿线路检查，找出拒爆的原因。

20、处理拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，当班爆破工必须在现场向下一班爆破工交接清楚。

处理拒爆时，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0.3m以外另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臵的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹拒爆（残爆）炮眼。

（4）处理拒爆的炮眼爆炸后，爆破工必须详细检查炸落的煤、矸，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。

21、放炮前必须对瓦斯探头进行妥善保护，放炮后及时恢复，且瓦斯探头距迎头不得大于5m。

22、打眼放炮，严格按照爆破说明书规定执行，严禁将瓦斯抽放钻孔作为炮眼使用，严禁放糊炮，明炮，严禁使用放炮器以外的电源放炮。

23、装药时，每个炮眼必须使用2节以上水炮泥，其余部分用黄泥填实，放炮前、后必须洒水降尘。

24、严禁打眼和装药平行作业，必须一次装药，一次起爆，严禁一次装药，分次起爆，严禁反向装药反向爆破。

25、放炮位臵：40401运输石门。

26、停电地点：180大巷变电所；

27、停电单位：机电工区；

28、停电线路：40401运输石门刮板输送机、四采回风上山刮板输送机。（与回风路线有关）

29、停电范围：40401运输石门、四采回风上山所有非本质安全型电源全部切断。

30、放炮撤人范围：40401运输石门、四采回风上山所有人员全部撤至警戒线以外的安全地点。放炮期间警戒区域严禁有人，见撤人、设岗示意图。

31、放炮前撤人设岗： G1:40401运输石门与四采回风上山交叉点往南75m位臵（开门5m段放炮距离为100m），此岗职责阻止人员沿原四采进风行人

上山往北行走进入警戒区域，此岗兼起爆点。

32、设岗人员必须坚守岗位，严禁脱岗、睡岗，必须在警戒期间阻止任何人员进入警戒区域。

33、实习未满三个月的新工人严禁安排站岗警戒。

34、严格执行专人停送电制度，由当班电工进行验电工作、安检员现场监督，必须确认停电范围内停电后，方可进行放炮连线工作。

35、放炮前，放炮员必须最后撤离放炮地点。

36、放炮后，必须将放炮母线两端扭接成短路，设岗人员必须在接到班组长的撤岗通知以后，才能撤岗。

五、刮板输送机运输安全技术措施：

1、刮板输送机的机头、机尾处各打两棵长度适宜且Ø≮150mm牢固、可靠的压柱，压柱打在专门打压柱的横梁上，且压拄与底板夹角65°～75°。机头防侧滑装臵必须完善，经常行人处安设过桥。

2、刮板输送机司机必须持证上岗，按章操作，并坚守岗位。

3、开机前，必须先发出信号，点动试机，确保无隐患后，方可正常开机。

4、每班安排一名维护工，检查维护设备，确保设备正常运转。

5、刮板输送机的机头、机尾及中部分别挖一个回煤坑，并确保及时清理回煤坑。

6、刮板输送机运转联系信号清晰，且信号装臵必须灵敏可靠。信号内容为：一点“停”，二点“开”。

7、延刮板输送机时，安设溜槽板必须保证刮板输送机平、直、稳，链条、刮板、螺丝齐全并上紧。

8、刮板输送机司机在开机前必须对刮板输送机运转情况、加油情况、链条、刮板、螺丝紧固情况及机头、机尾压柱等进行全面检查，只有在安全情况下方可开机运行。

9、掐、接链条时使用紧链器，作业人员必须是熟练的工人，并站在刮板输送机侧面避开刮板输送机运行方向的安全地点进行作业。

10、刮板输送机与矿车的搭接高度不得小于0.3m，以防底链拉回煤、矸石等杂物。

11、磨损变形的溜槽板、螺丝及活扣必须及时更换，严禁刮板输送机飘链运行。

12、严禁使用刮板输送机运送物料及设备。

13、每班必须对减速箱及电动机周围浮货进行清理，确保电动机散热良好。

六、组织措施: 1.工区区长对该项工程安全、质量以及规程、措施的落实情况全面负责。2.工区技术员负责措施的编制并组织作业人员学习签字及现场监督落实。3.施工单位每班验收员对工程质量全面负责，工程质量不合格必须停掘进行整改。

4.当班负责人负责规程、措施现场落实兑现，并按规程、措施组织作业，对对现场的安全、质量工作全面负责。

5.施工人员认真学习规程、措施,并严格按规程、措施执行，且对当班自身的施工安全、任务及进度负责。6.地测科负责及时延放中腰线。

7.生产管理科负责工程质量进行监督和指导。

8.安检员按规程、措施负责施工现场的安全监督。

40401运输石门炮眼布置图 单位：mmA－A

B－B

装药结构图

1、掏槽眼：脚线ABDDDDC4004001800D1000脚线脚线A2、辅助眼：BDDC300A4003、内周边眼：BDDC***001500BD6004、外周边眼：脚线ADC5005、底眼：脚线AB4001500DD600DC3004001500800 A:炮泥 B：水炮泥 C：起爆药卷 D：药卷

爆破说明书炮眼装药量炮眼名炮眼编眼数称号(个)眼深(mm)炮眼角度单孔装药量水平垂直卷数掏槽眼辅助眼1-67-******0******9054334重量(kg)1.00.80.60.60.8填充率(%)4447606047合计卷数3036363932173重量(kg)6.07.27.27.86.434.6Ⅲ起爆顺序炮眼填充情况联线方式ⅠⅡ黄泥和水炮泥内周边16-27眼外周边28-40眼底眼合计41-48串联 17

40401运输石门放炮撤人设岗图四采轨道上山四采运输上山四采回风上山四采煤仓四采矸石仓装煤绕道G41813运输石门1800大巷F41100运输石门G2联2#1813车场G21813运输联巷G1(起爆点）G3四采回风下山四采轨道下山四采运输下山巷

2.石门揭煤安全技术措施 篇二

关键词：西山煤矿,石门揭露煤层,安全,思考

1矿井概矿

1.1矿井位置与范围

新疆天发工贸有限责任公司西山煤矿井田开采深度+1 093 m~+500 m标高。

1.2地质构造

井田位于西山单斜带中部,东西走向,为向北倾斜的单斜构造,地层倾角地表一般为60°~80°,井下一般为65°~67°。井田南部发育两条区域性大断裂F1、F2,伴生的小断层颇为发育,其中在新井西部巷道170 m处见一断层,断距10 m之内。另在东井西巷道中亦见一小断层。

1.3井田2008年状况

矿区内自20世纪80年代以来,先后建有5个矿井,均为立井,其中生产井两处,废井3处。

(1)新井(立井):本井田生产井之一,建于1997年3月,井型3万t/a,井深110 m,开采B7、B8煤层,最深开采标高为+946 m,主井口布置在地表B8煤层顶板岩层中,在井筒70 m处见B8煤层,到井底向南北两侧掘石门,见B7、B8煤层进行东西两翼开采,东翼开采210 m,西翼开采150 m。该井自2002年底停产。

(2)老西井(废立井)、东井、大泉煤矿:立井垂深90 m左右,各井采煤方法为仓储后退式采煤方法,巷道为木支护,轨道矿车运输, 简易箕斗提升。

2回风石门揭煤层防突技术

2.1揭煤防突措施

2008年6月12日,施工+745 m水平皮带巷石门时,发生一起煤层突出1死1伤事故后,煤炭科学研究总院抚顺分院对石门揭煤过程制定了《西山煤矿揭煤防突设计方案》,该矿严格按照设计方案要求实施。揭露石门选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证有效的方法,进行预测工作面突出危险性。

2.2回风石门揭煤安全措施

(1)通风及瓦斯监测监控。

1揭煤工作面进回风瓦斯,氧气、一氧化碳、二氧化碳、温度、 硫化氢传感器必须重新标校、检查,不得“带病”工作。

2工作面必须装备经校正的瓦斯自动控制报警断电仪,瓦斯电闭锁、风电闭锁齐全、可靠。

3井下带班领导、班组长、放炮员、瓦检员、电钳工及工程技术人员必须携带便携式瓦斯监测报警仪,保证其灵敏可靠。

4揭煤工作面专职瓦检员,光学瓦检仪必须有备用,随时检查瓦斯等气体深度。每天班中每小时至少汇报一次瓦斯等气体浓度和通风情况。

5当工作面风流中最高瓦斯浓度超过1.0%时,必须停止打眼和放炮,瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止一切作业,撤退井下所有人员至地面,并切断井口20 m范围内及井筒内除风机外一切电源。

(2)井下所有人员必须佩带隔离式自救器,必须穿戴抗静电、 阻燃工作服、帽、手套及胶鞋等劳保用品,严禁穿化纤衣服入井。

(3)严格执行入井人员检身制度,坚决杜绝烟草或引火物品带入井下。井口20 m范围内的电器设备杜绝失爆,并严禁烟火。入井所有人员的矿灯每天班前进行失爆检查一次。

(4)工作面必须设有压风自救设施,压风自救设施配备能同时供8人使用,压风自救设施带有减压装置和阀们控制的呼吸嘴。

(5)工作面有与矿井调度室直通电话。

(6)井下电器“三专二闭锁”必须经检查无误。

(7)井下所有电器设备必须为本质安全型,无失爆。

(8)放炮安全:

1必须远距离,在地面距井口30 m以外放炮,

2必须采用煤矿安全炸药和煤矿许用铜脚线电雷管,且不能掺混使用不同厂家或不同品种的电雷管。

3全断面一次装药,一次放炮。

4装药必须采用正向爆破,严禁反向爆破。

5放炮工作必须由专职放炮员担任,放炮员、班组长、瓦斯检测员必须在现场执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”,并做好记录,现场所有人员当场签字。

6所有炮眼必须用水炮泥和炮泥充填满,不装药的排放残孔及检验残孔必须用黄泥全部充填。

7放炮前,在地面切断除风机、通讯及信号以外井口20 m范围内一切电源,工作面用矿灯照明。

8所有雷管在专人监督下进行分选,在井下连接好后用防水胶布包好,置于安全位置。

9每次爆破前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通;爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。

10放炮后至少经过1 h,由救护队到揭煤面检查,根据检查结果,确定采取恢复送电、排水及排送瓦斯等工作。

11爆破后通风后,必须仔细检查井筒、清除帮、顶的浮煤活矸。

12工作面出现瞎炮、残炮,必须由放炮员,在距残炮或瞎炮0.3 m,重新平行打眼、重新装药放炮,严禁将残炮或瞎炮继续加深。

(9)在施工过程中要指定专人对工作面进行突出预兆观察,发现煤炮、温度忽然高低、压力增大、工作面变形,底鼓等异常时,首先撤离井下所有人员到地面,报告总工程师和矿长,补充安全措施后,由救护队处理。

(10)整个揭煤过程中,煤矿救护小队在地面24 h值班,以防险情。

(11)揭煤期间,揭煤领导小组除与工人一起上下班,在现场指挥外,矿领导必须轮流24 h在调度室值班。

3结语

通过严格执行上述安全措施,安全揭露煤层。

参考文献

[1]防治煤与瓦斯突出细则(1995年版)[S].

[2]煤矿安全规程(2006年版)[S].

3.石门揭煤安全技术措施 篇三

关键词：松动爆破快速揭煤增透应用

0 引言

淮南矿业集团潘三矿目前所开采各煤层均属低透气性煤层，抽采半径小，抽采效果差，为提高煤层透气性，提高瓦斯抽采消突效果，最终实现安全快速揭煤，分别在东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤层、东四B组皮带机下山揭7-1煤层、东四B组轨道下山揭5-2煤层进行了松动爆破，考察了深孔松动爆破有效半径，且进行了现场应用试验，取得了较好的成果。

1 增透原理

深孔松动爆破就是使炸药在煤体爆破孔内爆破过程中产生应力波和爆生气体，在爆破近区产生压缩粉碎区，形成爆炸空腔，煤体固体骨架发生变形破坏，在爆炸空腔壁上产生长度约为炮孔半径数倍的初始裂隙(不同于原生裂隙)；此外，空腔壁上部分原生裂隙将会扩展、张开。在爆破中区，应力波过后，爆生气体产生准静态应力场，并楔入空腔壁上已张开的裂隙中，与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面，在裂隙尖端产生应力集中，使裂隙进一步扩展，进而在爆破孔周围形成径向“之”字形交叉的裂隙网。在爆破远区，由于爆破孔附近存在辅助自由面－控制孔的作用，形成反射拉伸波，当拉伸波大于介质的抗拉强度时，使介质从自由面向里剥落。同时，反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加，促使径向裂隙和环向裂隙进一步扩展，大大增大裂隙区的范围。同时，原生裂隙中的瓦斯，由于爆炸应力场的扰动将作用于已产生的裂隙内，使裂隙进一步扩展。最后，在爆破孔周围形成包括压缩粉碎圈、径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网，从而有利于消除煤体结构的不均匀、减小地应力，降低能量梯度，提高煤体的透气性，增大煤体抽采钻孔的抽采效果，從而达到增透消突的效果。

2 有效松动半径考察

以东四B组煤皮带机下山揭7-1煤为例， 2008年3月18日～3月25日在潘三矿东四8煤皮带机上山对7-1煤进行深孔松动爆破有效松动半径的考察。设计两组方案：第一组考察半径为3m和3.5m；第二组考察半径为3.5m和4m。

对各考察孔分析，确定深孔松动爆破的松动半径为3～3.5m。

3 现场应用

在东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤和东四B组轨道下山揭5-2煤层时进行深孔现场松动爆破应用，重点以东四B组轨道下山揭5-2煤层爆破应用情况为例：

3.1 东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤

3.1.1 煤层情况。13-1煤厚4.5m，水平层理，以块状暗煤为主，夹亮、镜煤条带，属半暗～半亮型煤。13-1煤顶板为灰色～浅灰色泥质粉砂岩，薄层状，水平层理，层面含大量植化碎片，厚6.2m；底板为深灰色泥质粉砂岩，块状构造，较坚硬，厚3.1m。

实测13-1煤层瓦斯压力3.8MPa，瓦斯放散初速度△p为4，煤的坚固性系数f为0.61，综合指标D为16，K为6.6，预测具有突出危险性。

3.1.2 在东翼-650～-750新增进风下山对13-1煤层共施工了5个爆破钻孔进行松动爆破，并且进行了水力冲孔试验，由于松动爆破对煤体的松动效果，单孔冲出煤量达3t以上。

3.1.3 结果 ①揭煤前瓦斯抽采量为57585m³，抽采率达72%，测得残余瓦斯压力为0，整个揭煤过程中巷道回风瓦斯浓度始终在0.2%以下。②在揭煤过程中对巷道顶板采取了金属骨架及注马丽散加固措施，有效防止了巷道揭煤过程中由于顶板破碎造成片帮掉顶等事故。③本次揭煤前探孔施工时间为5天，测压时间为7天，消突钻孔施工和抽采时间共44天，采取远距离放炮揭煤时间为20天，去除其他因素影响的等待时间，总共揭煤时间为5+7+44+20=76天，揭煤过程中未出现任何动力现象，且瓦斯涌出正常，实现76天安全揭煤。

3.2 东四B组轨道下山揭5-2煤

3.2.1 煤层情况 5-2煤厚约2.6m，与下伏5-1煤层层间距约1.5m；煤层顶板为泥岩，厚6.0m，浅灰～灰色，含植化碎片，顶底部较破碎，中部含砂质，局部夹有粉细砂岩薄层；底板为泥岩，厚2.0m，含植物根部化石，局部含砂质。实测5-2煤层瓦斯压力2.9MPa，瓦斯含量9.5m³/t，瓦斯放散初速度△p为12，煤的坚固性系数f为0.5，综合指标D为6.98，K为14.86，预测具有突出危险性。

3.2.2 消突钻孔参数 在巷道迎头距5-2煤层顶板法距5米时共设计144个钻孔，其中设计16个钻孔作为深孔松动爆破钻孔。钻孔布置平面图中红色为深孔松动爆破孔，先施工完毕爆破孔两边的所有抽采钻孔，并进行合茬抽采，然后施工19、20、99、100号钻孔装药爆破并进行效果考察。

3.2.3 装药参数（见下表）

备注：其中装药量为3kg/m，4个爆破孔共装药90kg。

3.2.4 效果考察 从爆破前后瓦斯抽采量对比表格中可以看出，爆破后24小时内瓦斯抽采纯量增加了5陪，以后每天的抽采瓦斯浓度和抽采瓦斯量均为爆破前的2～3陪，大大提高了钻孔瓦斯抽采半径、瓦斯抽采量，缩短了瓦斯抽采时间。

钻孔设计控制面积为35×48=1680m2， 按常规钻孔终孔间距不大于3m布置钻孔，共需要192个抽采钻孔。现钻孔设计：巷道轮廓线投影范围内，按终孔间距按3m布置抽采钻孔；巷道两帮5m处布置爆破孔，爆破孔终孔间距按6m布置，在爆破孔周围布置抽采钻孔，终孔间距按6～7m布置；巷道轮廓线外8m以外（爆破孔影响较小范围）钻孔布置孔底间距按3.5m布置抽采钻孔，共144个钻孔，对比常规钻孔布置方式减少了48个钻孔。

4 结论

4.1 采用深孔松动爆破技术方案，减少了48个抽采钻孔，按3台钻机同时施工，每天每台钻孔施工3个钻孔，减少48个钻孔缩短了6天钻孔施工时间。

4.2 抽采瓦斯纯量前8小时提高了5陪，以后每天平均提高了2.5陪。按抽采瓦斯45%计算，共需抽采瓦斯量35×48×2.6×1.35×9.5×0.45=25208m³，如不采取松动爆破每天抽采瓦斯410m³，共需抽采瓦斯25208÷410=61天；松动爆破后每天抽采瓦斯量860m³，共需抽采瓦斯25208÷860=29天，缩短了抽采瓦斯时间32天。

4.石门揭煤安全技术措施 篇四

石门揭煤是一项危险性大、技术难度高的工作, 往往成为制约矿井合理采掘部署的瓶颈。揭煤地点的瓦斯压力、应力通常都处于原始状态, 揭穿煤层时, 工作面由岩层突然进入较松软的煤层, 揭开煤后存在易留“门坎”等潜在的安全隐患, 为发生煤与瓦斯突出提供了必要而有利的条件。在揭近水平煤层的过程中, 除考虑煤层的突出危险外, 煤层地质构造的影响也很重要, 同时还要考虑因倾角小引起揭煤路程长, 一次性揭穿煤层全厚难度大等因素[1,2]。因此, 揭具有复杂地质条件突出危险的近水平煤层时, 制订合理的防突技术措施尤为关键。

祁南矿主采的7煤层分71, 72 2层煤, 平均层间距为7 m, 其中72煤层瓦斯含量高且有突出危险性, 在中央运输石门揭煤时曾发生过瓦斯喷出和煤与瓦斯突出动力现象。71煤层平均厚度1.43 m, 72煤层平均厚度为2.64 m, 平均倾角为5°~10°, 煤层透气性系数为0.048 6 m2/ (MPa2·d) , 为较难抽放煤层。矿井地质构造复杂, 小构造发育, 石门揭煤时无法完全避开地质构造带, 加上围岩破碎、地压大, 揭煤距离长、过程复杂, 多次过煤门、石门, 增加了石门揭煤难度。因此, 有必要摸索出一套地质条件复杂近水平煤层石门揭煤的瓦斯治理模式。

1 近水平煤层石门揭煤技术方案

根据多年石门揭煤的研究实践和《煤矿安全规程》的要求, 摸索并形成了矿井缓倾斜石门揭煤技术模式, 见图1。

1) 控制煤层层位。

揭煤前首先必须掌握所揭煤体附近煤层赋存、地质构造和煤层瓦斯等情况。为准确控制突出煤层层位, 在距煤层垂距20 m开始, 每个循环在石门断面四周轮廓线外10 m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔, 以保证能够确切地掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯等情况, 为石门揭煤做准备。所有钻孔必须穿透71和72 2层煤, 并进入煤层顶板 (底板) 不小于0.5 m。必须边探边掘, 随着岩柱的缩小, 前探钻孔布置加密, 前探钻孔超前掘进工作面距离不小于10 m。在探测出石门附近发育有断层等地质构造时, 必须准确探明地质构造情况, 制订针对性措施, 防止误揭煤层。

2) 距煤层垂距10

m处的防突措施。在距煤层垂距10 m处向煤层施工2个测压钻孔, 测压钻孔要避开原前探钻孔, 两者见煤点的间距不小于5 m, 钻孔孔径为75 mm, 穿过72煤进入煤层底板0.5 m。在钻孔穿煤过程中收集煤粉作为煤样, 送实验室测定煤的坚固性系数f和瓦斯放散初速度ΔP。完工后及时、严密封孔, 测压管接头不得漏气, 严格按照压力测定步骤实施测压, 经过一段时间, 待瓦斯压力稳定后读取压力值p。根据测定的f, ΔP和p值, 对石门所揭煤体的突出危险性进行初步评定。在距煤层垂距10 m处开始施工卸压排放钻孔, 排放孔孔径为75~100 mm, 孔底间距为3 m, 钻孔控制范围为巷道两帮外10 m。

3) 距煤层垂距5

m处的防突措施。包括突出危险性预测、防突措施和安设抽放系统。防突措施包括掘进工作面抽放孔和帮钻孔, 掘进工作面的抽放孔孔径94 mm, 孔底间距2.5 m, 控制到巷道周边10 m范围内的煤层。在两帮开挖钻场, 布置帮钻孔抽放瓦斯, 帮钻孔孔径94 mm, 孔底间距2.5 m, 控制揭煤点周边10~15 m内的煤层, 见图2。钻孔施工完毕封孔后接入抽放系统抽放, 抽放管径不小于250 mm, 确保抽放负压不小于13 kPa;在抽放管路上安装自动计量装置, 计算煤层瓦斯抽放率, 瓦斯预抽率达50%方可实施揭煤 (预抽时间一般不少于6个月) 。

4) 揭开煤层。

揭煤前在距煤层垂距3 m和1.5 m处进行防突措施效果检验, 经检验无突出危险后, 采用远距离放炮, 浅进浅掘揭开煤层, 即每次放炮进度控制在1.0 m以内, 采用光面爆破, 以保证巷道压力分布均匀, 并使用金属挡栏等其他综合防护措施。若检验突出指标超标, 则需继续采取防突措施, 待消除突出危险性后再进行揭煤。

5) 石门穿煤。

缓倾斜煤层不能一次揭开煤层全厚, 在有效钻孔控制范围内掘进剩余部分, 必须采用边掘边抽和排放孔防突措施。在巷道两帮施工钻场, 其间距5 m。钻场规格 (宽×深×高) 为3.2 m×3.0 m×2.4 m, 每个钻场内布置5个孔, 孔径91 mm, 孔深50 m, 两帮钻孔对称布置在巷道两侧的应力增高区内, 边孔控制到巷帮10 m的范围。排放孔孔径75~100 mm, 孔底间距1.5~2 m, 控制到巷道周边10 m范围内。

6) 煤层进入巷道顶板的防突措施。

为了防止巷道顶部煤体在矿山压力、煤体自重及煤体松软结构的作用下发生压出和冒顶等事故, 在工作面前方煤体瓦斯抽排的基础上, 在巷道顶部周边向倾斜上前方布置超前骨架钻孔。采用单排骨架布置方式, 每排骨架水平控制范围为13.0 m。

7) 穿煤后5

m范围内的防突措施。煤层进入巷道顶板或底板, 如不对顶板或底板的煤层采取措施, 煤层还具有一定的突出危险性, 因此对与巷道垂距小于5 m内的煤体需要施工穿层排放钻孔, 排放瓦斯消除突出危险性。排放孔孔底间距2~3 m, 孔径75~100 mm, 控制到巷帮10 m的范围。

2 实践效果

祁南矿近几年在复杂地质条件下成功揭 (穿) 82采区机头检修斜巷、西翼Ⅰ部胶带机巷、南大巷及轨运2#联络巷、82采区运输石门、82采区煤仓、84运输石门等6处近水平72煤层石门。下面对南大巷及轨运2#联络巷石门和82采区运输石门揭煤情况进行分析。

2.1 南大巷及轨运2#联络巷石门揭煤

石门揭煤处地质构造及钻孔布置见图3, 在巷道内施工瓦斯抽采钻孔。揭煤点的地 (构造) 应力高, 巷道施工过程中揭露2条逆断层。经过3个月的预抽, 抽放量为27 653 m3, 预抽率为71.1%, 计算出揭煤处残余瓦斯含量为3.7 m3/t。然后采用钻屑解吸法对防突措施进行效果检验, 施工了4个效果检验孔, 测定Δh2最大为50 Pa, 说明工作面已消除了突出危险。

整个揭煤巷道长度155 m, 共施工抽放钻场3组, 钻孔工程总量为35 km, 揭煤过程中无动力现象发生, 杜绝了工作面瓦斯浓度超限现象。

2.2 82采区运输石门揭煤

石门揭煤处地质构造及钻孔布置见图4, 由于此处具备超前施工抽放瓦斯的条件, 故在特殊条件下充分利用了附近巷道 (即底板巷道) 施工抽放钻孔。82采区运输石门处于张学屋向斜轴部, 附近断层发育, 揭煤点的地 (构造) 应力高。经过长时间的抽放, 瓦斯抽放量达到66 356.7 m3, 预抽率为59.3%, 煤层残余瓦斯含量为6.23 m3/t, 效果检验Δh2最大为70 Pa, 说明工作面已无突出危险性。

揭煤巷道长度165 m, 揭露3条小断层。共施工了底板抽放巷道75 m, 帮钻场9个 (30 m) , 抽排钻孔40 km, 其中预抽钻孔20 km、边掘边抽钻孔4 km和排放孔16 km, 投入了金属骨架 (Φ50 mm钢管) 4.5 km, 马丽散8 t。

3 结束语

复杂地质条件下揭近水平煤层防治煤与瓦斯突出, 既要考虑本煤层的瓦斯突出危险性, 又要考虑揭煤路程长的因素, 揭煤工作安全隐患较大。采取探煤→煤与瓦斯突出危险性预测→防突措施→效果检验→安全揭煤的瓦斯治理模式, 形成了一套超长钻孔超前探测、预测预报、超前预抽、边掘边抽、顶板加固、煤体固化揭煤技术, 保证石门揭煤安全, 能够较好解决复杂地质条件下揭近水平煤层的防突技术问题。采取上述石门揭煤防治模式后, 祁南矿在该矿其他地点安全快速揭煤, 促进矿井建设进度大大提高, 也为类似矿井揭煤工程提供了有益的参考。

参考文献

[1]周世宁, 林柏泉.煤层瓦斯赋存与流动理论[M].北京:煤炭工业出版社, 1997.

5.石门揭煤安全技术措施 篇五

1 水力割缝原理及方法

1.1 水力割缝原理

水力割缝是通过高压装置和专用钻头将高压水送至孔底,通过钻头旋转,利用高压水来切割煤体,从而在钻孔周围形成环状切割缝隙,增加钻孔周围煤层裂隙,提高煤层透气性,最终达到增大瓦斯抽放半径的目的。水力割缝增透措施原理如图1所示。

1—水力割缝影响半径;2—水力割缝半径; 3—钻孔;4—水力割缝后形成的缝隙。

1.2 水力割缝装备及方法[5]

水力割缝主要装备包括高压钻头(带直径2 mm喷嘴2个)、钻机、密封水尾、密封钻杆、储水箱、高压泵、高压管等。

水力割缝方法:当钻孔施工完毕后,通过高压泵将储水箱里的水经过高压管、密封水尾、密封钻杆压到高压钻头处,高压水通过高压喷嘴射出,利用钻头的旋转(钻头位置固定)将煤体切割出环形缝隙,切割时间根据煤层硬度情况而定,一般不少于8～10 min,切割完毕后,通过闸阀将高压管及钻杆内的高压水回流至储水箱内。

水力割缝装备及方法如图2所示。

2 应用实例

利用水力割缝装备,在贵州某高突矿井11采区1114工作面回风石门揭M1煤层过程中,对M1煤层实施水力割缝增透措施,取得了良好的瓦斯抽放效果。

2.1 试验工作面概况

1114工作面回风石门所要揭露的M1煤层厚度为2.2 m,煤层硬度中等,软分层不明显,无夹矸,煤层倾角25°,石门高度3.0 m、宽度3.4 m,断面积10.2 m2。

在距离煤层法线10 m处时,利用前探钻孔测定的煤层原始瓦斯压力为1.2 MPa,原始瓦斯含量为13.441 9 m3/t。

该工作面运输石门揭煤前测定的原始瓦斯压力为1.26 MPa,瓦斯含量为13.731 9 m3/t。采用预抽煤层瓦斯区域防突措施,钻孔施工完毕并接抽后,瓦斯抽放浓度衰减较快,预抽15 d后采用直接法测定的残余瓦斯含量为10.857 2 m3/t,仍具有突出危险性;继续抽采至63 d时,测定的残余瓦斯含量才降到8 m3/t以下,说明煤层的透气性较差。因此,回风石门揭煤时通过水力割缝增透措施后,再进行封孔并接抽。

2.2 瓦斯预抽钻孔(含水力割缝孔)布置

在石门掘进工作面距离煤层法线7 m处实施预抽煤层瓦斯区域防突措施。钻孔呈4 m×4 m网格式布置,顶部和底部控制巷道轮廓线外各12.5 m,两帮控制巷道轮廓线外14.3 m,钻孔直径89 mm(钻杆直径50 mm),布置9排,每排9个钻孔,共81个钻孔。水力割缝钻孔呈交叉布置,实施水力割缝钻孔25个。中下部钻孔割2道,中上部钻孔割1道,给水压力不小于25 MPa,每道割缝时间不少于10 min。全部钻孔施工完毕、水力割缝结束后,对所有钻孔立即进行封孔并接抽。

瓦斯预抽钻孔(含水力割缝钻孔)布置如图3所示。

2.3 瓦斯预抽效果检验

封孔接抽后,每天对抽放参数进行测定,并计算了钻孔控制范围内的瓦斯抽放量,在抽放16 d后采用直接法测定了煤层残余瓦斯含量,共布置瓦斯预抽措施效果检验[6]钻孔5个,分别位于上部、两侧、中部和下部。瓦斯预抽效果检验钻孔布置如图4所示。

测定的残余瓦斯含量与原始瓦斯含量对比情况如表1所示。

2.4 应用效果分析

通过表1可以看出,实施水力割缝以后,只在抽采16 d的情况下,残余瓦斯含量就降到了标准临界值8 m3/t以下,剔除Ⅴ号效检孔可能因为下向钻孔取样时间较长存在一定误差以外,其余测定结果与原始瓦斯含量相比,平均降低47.93%;而未实施水力割缝的1114运输石门,在15 d时测定的残余瓦斯含量降低20.93%,而在63 d时降低比例才达到42.38%。在抽放时间相同的情况下,经过水力割缝后再进行抽放与直接进行抽放相比,其抽放效果提高1.3倍;反之,在抽放效果相同的情况下,经过水力割缝后再进行抽放与直接进行抽放相比,其预抽时间缩短了3/4;通过揭煤实际对比,1114回风石门揭煤时间比1114运输石门揭煤时间缩短了40 d。

通过上述分析表明,石门揭煤预抽煤层瓦斯措施前,经水力割缝增透措施后,其抽放效果得到了显著提高,大大缩短了揭煤时间。

3 结论

1)对于较硬高突煤层石门揭煤,水力割缝是提高煤层透气性的有效措施。

2)采用水力割缝增透措施后,抽采效果提高1.3倍,预抽时间缩短3/4。

3)在石门揭煤区域防突措施阶段执行水力割缝增透措施后,使整体揭煤时间缩短40 d,大大提高了石门揭煤速度。

参考文献

[1]孙忠强,郭立稳.石门揭煤发生突出的危险性研究[J].煤炭工程,2006(8):73-74.

[2]练友红,邓涛,董钢锋.复杂地质条件近水平煤层石门揭煤瓦斯防治技术研究[J].矿业安全与环保,2009,36(5):54-56.

[3]孔凡正,潘友富,孙重旭.预抽煤层瓦斯防突效果的评价方法[J].矿业安全与环保,1991(1):28-29.

[4]余模华,沈大富,张大新.利用瓦斯解吸指标确定突出煤层瓦斯预抽有效抽放率[J].矿业安全与环保,2006,33(1):52-56.

[5]周廷扬.高压水力割缝提高瓦斯抽采率的技术研究[J].矿业安全与环保,2010,37(S1):7-12.

6.石门揭煤安全技术措施 篇六

古蔺县宏能实业有限公司箭竹坪煤矿设计生产能力0.45 Mt/a。矿井采用立井与斜井综合开拓方式, 批准开采C11、C17上、C17下、C20、C24和C25等6层煤。全矿井共划分为3个水平, 即+650 m、+450 m和+300 m 3个水平。

1.1 石门工程特征及支护

五采区一区段轨道石门采用直墙半圆拱型断面。石门净断面积为10.2 m2;在轨道石门落平点过后布置1个调车场, 石门按0°方位角掘进依次揭穿C25、C24、C23、C20、C17上、C17下等煤层。

石门支护:在稳定石灰岩段采用喷射厚50 mm砂浆支护, 喷射砂浆的强度等级为M10;进入煤系地层段顶板比较稳定时, 采用锚网喷支护;煤系地层段在顶板破碎、围岩稳定性差、锚网喷支护达不到支护效果的地段, 采用格栅架+网片+喷砼作为永久支护。

1.2 煤层、地质情况

根据五采区一区段轨道石门地质钻孔资料及矿井地质资料分析得知, 五采区一区段轨道石门开口于二叠系茅口组灰岩地层中。

五采区一区段轨道石门将依次揭穿C25、C24、C23、C20、C17上、C17下6个层煤。这6个煤层的岩性分别为:C25厚度1.2 m, 底板为灰白色粘土岩, 含硫铁矿结核, 顶板以砂岩、泥岩为主;C24厚1.1 m, 底板为泥岩, 顶板为砂岩和泥岩;C23厚0.86 m, 底板为砂岩, 顶板为泥岩和砂质泥岩;C20厚0.5 m, 顶底板岩性均以砂岩为主;C17上、C17下分层厚2.2 m, 夹矸为泥岩;底板岩性为泥岩, 顶板以砂岩为主。

五采区一区段轨道石门煤层情况如表1所示。

根据勘探报告资料, 井田内各煤层瓦斯含量如下:C17上煤层最高, 为14.01~37.60 m3/t, 平均21.95 m3/t;C17下煤层为9.16~13.25 m3/t, 平均11.21 m3/t;C24煤层为8.75~22.14 m3/t, 平均12.73 m3/t;C25煤层最低, 为6.72~7.76 m3/t, 平均7.37 m3/t。其变化规律大体是, 上面的煤层含量高于下面的煤层, 如C17上比C17下煤层瓦斯含量高, 同一煤层的瓦斯含量随埋深增加而增加。

根据勘探报告, 在21~16号钻孔中测得煤层瓦斯压力以C17上煤层最高, 为0.46 MPa;C24煤层为最低, 为0.39 MPa;C25煤层为0.36 MPa。根据五采区一区段轨道石门已施工的瓦斯测压孔测得的资料, C25、C242个分层的综合瓦斯压力为0, C20、C17上、C17下3个分层的综合瓦斯压力为1.55 MPa。

2 地质探孔布置

当五采区一区段轨道石门掘进至距C25煤层底板法向距离10 m时, 采用ZDY-750型钻机在碛头位置施工2个地质孔, 1号钻孔倾角0°、方位角0°, 穿透C17上煤层且进入煤层顶板不小于0.5 m, 用于探明前方煤层和岩层赋存情况, 2号钻孔倾角45°、方位角0°, 穿透C17上煤层且进入煤层顶板不小于0.5 m, 用于辅助探明前方煤层和岩层赋存情况;并在同一位置布置2个分层测压孔, 其中3号钻孔倾角30°、方位角33°, 钻孔穿透C24煤层且进入顶板不小于0.5 m, 测定C25、C24两层煤的瓦斯压力, 4号钻孔倾角30°、方位角28°, 钻孔孔穿透C17上煤层且进入顶板不小于0.5 m, 用于测定C20、C17下、C17上3层煤的瓦斯压力。

钻孔直径为65 mm, 钻孔施工过程中应保证钻孔平直、孔型完整, 钻孔施工中应准确记录钻孔开钻时间、见煤时间, 以及钻孔方位、倾角、长度、钻孔开始见各层煤的长度及钻孔在煤层中长度。在钻孔施工过程中要即时采取各煤层煤样, 送实验室测试瓦斯放散初速度、煤层坚固性系数、软煤分层的破坏类型等突出指标。同时采取各煤层煤样, 即时测定瓦斯吸附常数a、b值和煤的灰分、煤的水分、煤的孔隙体积、煤的体积质量等分析指标。

10 m垂距超前地质探孔布置示意如图1所示。

3 区域综合防突措施

3.1 区域预测

当轨道石门掘进至碛头距煤层底板法向距离7 m时, 采用钻屑瓦斯解吸指标法进行区域预测。石门区域预测钻孔布置示意如图2所示。

当实测干煤粉K1<0.5 m L/g·min1/2或湿煤粉K1<0.4 m L/g·min1/2且Smax<6 kg/m时, 则该区域为无突出危险区, 则采取边探边掘, 保持超前垂距不小于1.5 m, 掘进到垂距5 m位置;当实测干煤粉K1≥0.5 m L/g·min1/2或湿煤粉K1≥0.4 m L/g·min1/2或者Smax≥6 kg/m, 或在打钻过程中出现喷孔、顶钻等钻孔动力现象时, 则该区域为突出危险区域, 必须采取区域防突措施[1]。

根据预测的结果分析轨道石门在该区域为无突出危险区, 石门采取边探边掘保持1.5 m法线距离掘进至迎头距C25煤层5 m位置。预测参数如表2所示。

4 局部综合防突措施

4.1 局部预测

轨道石门掘进至迎头距C25煤层底板法线距离5 m时, 采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测, 在石门碛头布置5个检验孔, 检验孔穿透C25煤层, 终孔位置分别位于揭煤工作面区域内的上部、中部、下部和两侧。根据预测的结果分析该石门工作面为无突出危险工作面, 石门采取边探边掘保持1.5 m法线距离掘进至碛头距C25煤层1.5 m位置。预测参数如表3所示。

4.2 工作面最后验证

石门采取边探边掘保持1.5 m法线距离, 掘进至1.5 m位置采取钻屑瓦斯解析指标法进行最后验证, 验证为无突出危险区时, 采取远距离放炮揭煤[2]。根据测定结果分析+700 m石门工作面最后验证为无突出危险性。预测参数如表4所示。

4.3 远距离放炮揭煤

4.3.1 揭煤工作面的修整

+700 m轨道石门边探边掘至距C25煤层底板垂距1.5 m后, 停止掘进修整迎头工作, 之后按揭煤炮眼布置图布置炮眼揭穿煤层[3]。轨道石门迎头修整示意如图3所示。

4.3.2 计算揭煤爆破参数

(1) 炮眼数目按以下公式计算:

式中:N为炮眼数目, 个;q为单位岩体炸药消耗量, 2 kg/m3;S为石门断面积, 11.36 m2;m为每个药卷的长度, 0.18 m;y为炮眼利用率, 85%;a为装药系数, 取0.5;P为每个药卷的质量, 0.15 kg/卷。

经计算, N=47个, 实际布置炮眼50个。

(2) 炸药消耗量计算:

炸药消耗量按下式计算:

式中:Q为炸药消耗总量, kg;L为爆破进尺, 2.6 m。

经计算, Q=50.2 kg

(3) 雷管消耗量计算:

根据炮眼数目确定, 采取毫秒雷管延期时间不得大于130 ms, 雷管消耗量如表5所示。

1~4段毫秒延期雷管, 每发雷管必须用测试仪做导通测试。

(4) 爆破器材:

使用三级煤矿许用乳化炸药, 药卷规格为φ32×180 mm, 质量150 g, 1~5段毫秒延期电雷管引爆, MBF-200型隔爆电容式发爆器起爆。

(5) 炮眼装填结构:

全部炮眼采用正向连续柱状装药。

(6) 炮眼布置:

采用双楔形掏槽, 掏槽眼8个, 炮眼深度为3.0 m, 辅助眼15个, 辅助眼眼深2.8 m, 周边眼20个, 眼深2.8 m, 底板眼7个, 眼深2.8 m, 炮眼总长度142.6 m, 总装药量58 kg, 周边眼眼底落在掘进轮廓线以外100 mm。

5 结论

石门在施工过程中严格按照区域“四位一体”和局部“四位一体”综合防突措施安全顺利揭穿了C25、C24、C23、C20、C17上、C17下煤层。施工现场证明区域和局部预测采用钻屑瓦斯解析指标法, 临界值取实测干煤粉K1<0.5m L/g·min1/2或湿煤粉K1<0.4 m L/g·min1/2且Smax<6 kg/m是科学合理的。此次石门揭煤为箭竹坪煤矿今后石门揭煤及防治煤与瓦斯突出总结出了一套较完善的方法及经验。

参考文献

[1]张吾平.“四位一体”的防突措施在海孜煤矿揭开煤层时的应用[J].煤炭技术, 2005 (7) .

[2]许振温.石门揭煤环形闭合底板巷区域防突措施初探[J].能源技术与管理, 2011 (3) .