煤揭煤施工安全技術措施

PAGE60/NUMPAGES60山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司回風立井15-3#煤層揭煤安全技術措施第一章概述一、編寫依據（1）山西潞安環(huán)能地質勘探大隊提供的井筒檢查孔綜合柱狀圖附圖1：井筒井檢孔綜合柱狀圖（2）《山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司回風立井井筒平、剖、斷面圖》（3）《山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司兼并重組整合礦井地質報告》（4）《山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司回風立井井筒施工組織設計》（5）《山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司進、回風立井安全揭煤防突技術方案》（6）《煤礦安全規(guī)程》（7）《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》二、工程概況山西潞安集團左權五里堠煤業(yè)有限公司位于左權縣境內?；仫L立井井筒設計凈直徑φ7m，設計井筒深度238m，回風立井井筒中心坐標為：X=4104424.840、Y=19708836.770、Z=+1208.000，支護形式：表土段及風化基巖段井壁采納雙層鋼筋混凝土支護，支護厚度為1000mm，基巖段采納素砼/鋼筋砼支護，井壁厚度500mm/600依照潞安環(huán)能地質勘探大隊提供的《回風立井井檢孔鉆孔柱狀圖》顯示，回風立井在垂深207.85～213.5m（永久鎖口標高＋1208.00m，相對標高±0.000m）位置時將揭露15-3#煤層，煤厚5.65m目前已施工到距離15-3#煤層上67.05m位置（垂深140.8回風立井井筒技術特征見下表1-1名稱單位數量井口位置Xm4104424.840Ym19708836.770井口標高m+1208.000設計凈直徑m7設計凈斷面m238.47表土深度m28.5井筒深度m238三、重大危險因素辨識表1-2序號活動／產品／工作危害因素危害結果操縱措施1班前會沒有開班前會下井人員失誤操作傷亡必須參加班前會軀體狀況不佳下井人員失誤操作導致損害嚴禁下井穿化纖衣服下井產生火花引發(fā)火災嚴禁下井不按規(guī)定發(fā)送信號人員傷亡、設備損壞嚴格執(zhí)行操作規(guī)程2電氣設備電氣火災人員傷亡、設備損壞杜絕電器設備起火電氣設備失爆引起火災傷人杜絕電器設備失爆3通風無風或風量不足有害氣體超限及時恢復通風4井下有害氣體燃燒、爆炸傷人、設備損壞加強通風有害氣體涌出異常傷人、設備損壞及時檢側預防5爆破作業(yè)用瓦斯釋放孔做炮孔點燃瓦斯嚴禁用瓦斯釋放孔做炮孔6超前治理未執(zhí)行先探后掘有害氣體涌出嚴格執(zhí)行先探后掘7煤與瓦斯突出瓦斯爆炸人員造成傷亡嚴格執(zhí)行本措施破壞通風系統(tǒng)造成人員窒息傷亡加強通風設施的維護8打鉆鉆機未固定好鉆機搖擺傷人固定牢固操作人員站在鉆機后方頂鉆傷人嚴格執(zhí)行操作規(guī)程鉆機未固定好鉆孔竄位固定牢固9瓦電、風電閉鎖監(jiān)控系統(tǒng)失靈瓦斯超限或工作面無風情況下不能及時斷電及時檢修10封口盤、吊盤、模板雜物未清掃潔凈、工器具未生根牢固雜物、工器具墜落傷人每班按排專人負責清掃潔凈，工器具生根牢固11測定瓦斯參數數據誤差偏大采取防突措施不符合規(guī)定測定人員嚴格執(zhí)行操作規(guī)程12絞車愛護裝置失靈造成人員傷亡每班按排專人負責檢查、維護、試驗13遠距離爆破作業(yè)警戒未做好無關人員進入造成人員傷亡專人負責警戒放炮誤揭煤層下層煤層愛護距離不足嚴格操縱放炮進尺14揭煤流程未按揭煤流程施工防突措施不到位嚴格按照流程施工15施工作業(yè)施工人員不熟悉突出預兆瓦斯突出、人員傷亡嚴格貫徹突出預兆四、礦井地質概況1.礦井地質概況井田位于山西斷隆沁水臺凹沁縣凹陷的中東部，其東側為太行山斷拱。出露地層由東向西依次由老至新，要緊為上太古界五臺超群石咀群金剛庫組（桐峪組）；上中元古界長城系常州溝組、串嶺購組；下古生界寒武系奧陶系；上古生界石炭系、二疊系；中生界三疊系及第四系等。井田所在區(qū)域的西部以走向NE的相互平行的褶皺為主，以石厘向斜為代表。東部以走向NNE的斷裂為主，具代表性的為走向NNE的高平斷裂帶斜貫其中。五里堠煤礦位于沁水煤田中東部武鄉(xiāng)五區(qū)普查范圍內，本區(qū)含煤地層有石炭系中統(tǒng)本溪組（C2b）、上統(tǒng)太原組（C3t）；二疊系下統(tǒng)山西組（P1s）及下石盒子組（P1x）。其中太原組、山西組含有要緊可采煤層；本溪組、下石盒子組含1－2層薄煤層，均為不可采煤層。2.煤層賦存特征據經查資料，15-3#煤層鉆孔瓦斯含量較大，為13.89ml/g可燃質，考慮到15-3#煤層厚度達到5.65m，因此15-3#煤層在井筒揭煤過程中要嚴格按照煤層特征來治理。15-3#煤層標高+994.5m～+1000.15m（相對標高-207.85m～-213.5m）：15-3#煤層上部為砂巖：井深-194.65m～-207.85，層厚13.2m，灰白色，中粒砂狀結構，含暗色礦物；15-3#煤層下部為砂巖3.煤層瓦斯情況目前已揭煤層瓦斯情況：依照井檢孔資料以及井筒施工實際情況，5#煤層以上未揭露任何煤層?；仫L井分不在井深80.8m、113.5m、125.45m、127.5m、129.4m、141.6m、152.8m、172.0m、186.35m處揭露5#、6#、7#、8-1#、8-2#、9#、11#、13#、14#煤層煤層編號煤厚（mm）瓦斯含量(m3/t)瓦斯壓力(MPa)5m處K1最大值2m處K1最大值遠距離放炮揭煤時刻放炮30分鐘后CH4(%)放炮30分鐘后CO(ppm)5#7504.06530.0330.020.075月3日20：18076#7004.3050.0360.020.035月29日9：28047#6003.42570.0460.010.126月3日9：560.0428-1#4503.10020.0290.020.056月4日18：150.0328-2#4503.13650.0320.030.039#7503.74000.0670.190.136月9日8：210.0217.511#9503.63650.0530.170.236月28日19：260213#4504.00490.0730.130.187月6日20:550214#5503.73670.0520.090.107月18日18:0000進風井15-3#48005.17690.030.250.117月18日16:09004.水文地質情況依照潞安環(huán)能地質勘探大隊提供的井筒檢查孔綜合柱狀圖和終孔報告，鉆孔揭露資料、簡易水文資料及鹽化測井成果等，將基巖含水層劃分為2個含水層；即：①碎屑巖類裂隙含水層組；②碎屑巖、碳酸鹽巖類裂隙巖溶含水層組。①碎屑巖類裂隙含水層組：碎屑巖含水巖組要緊指上、下石盒子組及山西組地層中的砂巖含水層。k8砂巖具斜交裂隙，方解石薄膜充填，裂隙面鐵質浸染。厚度3.50m，砂巖為中粒，成分以長石、石英為主，依照簡易水文觀測，消耗量無明顯變化，故富水性較弱，而且透水性又不行，因而對煤層開采阻礙不大。k7砂巖含水層，為中粒，長石、石英砂巖，厚4.15m。為山西組底界，距離太原組煤層距離又遠，間距11.45m，故而對太原組煤層的開采阻礙亦較小。一般地講，其對山西組煤層的開采無大阻礙。②碎屑巖、碳酸鹽巖類裂隙巖溶含水層組太原組k5砂巖含水層以及k4、k3、k2石灰?guī)r含水層即屬該類含水層。k5砂巖含水層，巖性為中粒長石，厚2.05m，依照簡易水文觀測，消耗量無明顯變化，富水性較弱。k4、k3、k2三層石灰?guī)r裂隙巖溶含水層，k4灰?guī)r厚3.30m；k3灰?guī)r厚3.30m；k2灰?guī)r厚6.00m。k4、k3石灰?guī)r具不規(guī)則裂隙，方解石脈充填，依照簡易水文觀測，消耗量無明顯變化，富水性較差，k2灰?guī)r具不規(guī)則裂隙，180.00～180.10m掉鉆，簡易水文觀測水位下降至126.00m左右。k2石灰?guī)r含水層對太原組15號煤層開采較有阻礙，望施工過程中引起注意?；仫L井打地質鉆期間，在井筒垂深165.65m、180m處分不遇K3、K2石灰?guī)r，出現涌水現象，依照現場實際測量，單孔涌水量分不為33m3/h、31m3/h（鉆孔75mm），井筒涌水量為118.7m3/h。目前第二章揭煤技術措施一、揭煤流程（具體流程見下圖）無危險無危險有危險無效有效無效有效有危險超前地質孔（l>20m），依照巖性及地質距煤層不小于10m，前探孔+測壓孔，精探煤層賦存狀況，測定煤層瓦斯壓力(P)或含量(W)距煤層垂距5m處，預測煤層突出危險性邊預測邊探邊掘至距煤層安全垂距最小處（遠距離爆破位置）防突措施效果檢驗補充防突措施補充措施效果檢驗安全防護措施遠距離爆破揭煤加強支護接著采取防突措施直至穿透煤層進入煤層底板進入煤系地層無危險實施局部防突措施距煤層垂距7m實施區(qū)域防突措施有效無危險有危險區(qū)域防突措施效果檢驗無效采納工作面預測方法進行最后驗證揭煤防突工藝流程示意圖

1.在距煤層法向距離20m處對煤層進行超前預探，初步掌握煤層層位及產狀，防止誤揭煤層；2.在掘進到距煤層法向距離10m前再次進行超前鉆探，進一步掌握煤層層位及產狀，并測定煤層瓦斯壓力及含量，對所揭煤層突出危險性進行初步預評價；3.若在距離煤層法向距離10m之前，預測煤層具有突出危險性，則在距離煤層法向距離7m前，對煤層采取區(qū)域綜合防突措施，直到措施有效。4.若在距離煤層法向距離10m時預測煤層無突出危險性或采取區(qū)域防突措施有效后，掘進至距離煤層法向距離5m時，對煤層采納工作面預測方法進行區(qū)域驗證。5.在距離煤層法向距離5m時區(qū)域驗證煤層具有突出危險，則立即采取局部綜合防突措施，直到措施檢驗有效。6.在距離煤層法向距離5m時區(qū)域驗證煤層無突出危險或采區(qū)局部防突措施效果檢驗有效后，掘進至遠距離爆破揭煤位置采納工作面預測方法進行最后驗證。7.在掘進至遠距離爆破揭煤位置2m時進行最后驗證，若煤層具有突出危險性，則采取補充防突措施，直到措施檢驗有效。8.在掘進至遠距離爆破揭煤位置2m時進行最后驗證，若煤層無突出危險性或采取補充防突措施效果檢驗有效后，實施遠距離爆破揭煤。二、區(qū)域綜合防突措施在距煤層法向距離20m處對煤層進行超前預探，利用QZJ-100B型風動潛孔鉆機施工2個超前鉆孔，初步掌握煤層層位及產狀及鉆孔涌水情況。超前鉆孔參數表表2-1孔號孔徑（㎜）鉆孔圈徑（mm）見煤深度（m）終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）方位角175660022.5m見15-3#煤28.652990°275660023.6m見15-3#煤29.7526270°附圖2：距離15-3#煤層20m時前探鉆孔布置示意圖1.區(qū)域突出危險性預測1.1預測方法依照掘探一體化施工鉆孔資料分析，該段無地質構造復雜、巖石破裂的區(qū)域。在井筒掘砌至垂深197.85m（距離15-3#煤層10m）時停止掘進施工,利用QZJ-100B型風動潛孔鉆機施工6個超前鉆孔（操縱到井筒輪廓線外8m處）探明工作面和15-3#煤層賦存情況及相對位置。鉆孔孔徑為130mm、75mm，其中一個從井筒中央垂直向下打鉆，另外五個從井筒周圍向煤層打鉆，鉆孔應穿透15-3#煤層底板0.5m。其中1#、2#、3#、4#鉆孔作為嚴格按照揭煤措施進行探煤工作，并保證前探鉆孔質量，準確操縱煤層層位，防止誤揭煤層，若發(fā)覺斷層、褶曲或煤巖層產狀異常等，必須增加操縱鉆孔數量。詳細記錄每一鉆孔實際施工過程中的數據，并對探煤情況對操縱范圍進行反算，保證探煤孔操縱在立井輪廓線外8m處。若施工中存在其他因素阻礙需調整好開孔位置時，應依照實際開孔情況對鉆孔參數進行修正。利用煤層瓦斯壓力、DGC瓦斯含量直接測定裝置測定瓦斯含量、瓦斯放散初速度值（△P）、煤的牢固性系數（f）和鉆屑解析指標（△h2、k1）來預測是否具有突出危險性，區(qū)域預測有突出危險時采取區(qū)域防突措施。詳見超前鉆孔設計參數表2-2；超前鉆孔（區(qū)域預測孔）參數表表2-2孔號孔徑（㎜）鉆孔圈徑（mm）見煤深度（m）終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）方位角1130700012.5m見15-318.653090°2130600013.0m見119.152990°3130013.319.4527井筒“十”字線中心4130600013.619.7526270°575600013.3m見15-3#煤19.45270°675600013.3m見15-3#煤19.4527180°附圖3：距離15-3#煤層10m時前探鉆孔（區(qū)域預測孔）布置示意圖1.2鉆孔施工方法當井筒施工至井深197.85m時，對井壁進行永久支護和必要的臨時支護,并將工作面進行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安設鉆機。前探（取芯及測壓）鉆孔施工過程中地測及礦通風部技術人員現場跟班，詳細記錄鉆孔開孔位置、見煤深度、終孔深度。（見附表11.3測壓方法1）測壓封孔針對不同的鉆孔，考慮孔口內是否有水等情況，設計不同的測壓封孔方法，并將無需測壓的探煤孔（包括廢孔）用水泥密封住，防止其對測壓造成阻礙，確保測壓的準確可靠。測壓所需材料見表2-3。瓦斯壓力測定所需設備及材料一覽表表2-3序號名稱規(guī)格型號單位數量1注漿泵QZB-40/11臺12鉆機QZJ-100臺13水泥42.5硅酸鹽T14壓力表0～4.0MPa，高精度只45測壓管8高壓膠管m2006注漿管鐵管，車絲連接m1507閘閥個48壓力表三通接頭個49托盤外徑70mm,一側打8.5mm大的小孔個410橡膠墊外徑70mm，內徑60mm個311膨脹劑Kg10012流量計浮子流量計只113氮氣罐罐114氣罐與三通的連接頭加工個1測壓封孔方式見下圖2）具體測壓步驟如下：⑴在需要測定煤層瓦斯壓力的地點，選擇無地質構造的地段安裝鉆機。⑵首先用φ130mm鉆頭打鉆約5~10m（1號孔5m，2號孔10m）深度停止打鉆，在孔內安設φ108⑶待水泥凝固后，再換上φ75mm鉆頭進行沖孔，期間須進行清水試壓，查看孔口管固定是否完好，方法同上，若固定好打鉆至距離煤層大約5m的距離停止打鉆，換上φ60mm鉆頭接著鉆進至距煤層0.5m~1m左右停止打鉆。若孔內沒水則接著鉆進至煤層底板中0.5m停止鉆進，轉至步驟（5），但這時僅須下端托盤，上部托盤就不需要了。⑷若孔內有水，且含水層離煤層較遠，則接著穿透煤層0.5m。⑸下4寸注漿鐵管與8mm測壓管，鐵管下端焊接托盤，使托盤卡在鉆孔臺階上，托盤與臺階之間用橡膠墊密封，下端托盤一側打一直徑8.5mm的小孔，使測壓管穿過小孔進入下部空間測壓，測壓管與托盤之間用速凝膠密封；且在靠近含水層的下部還要焊接一托盤于鐵管上，如此能對含水層的水有一定阻擋作用，使下部水泥漿能較好地凝固，兩托盤的尺寸均略小于鉆孔。⑹在靠近下端托盤的鐵管周圍打部分密集小孔，利用4寸鐵管進行注漿，直至漿液從孔口流出。⑺安裝流量測定裝置，測定鉆孔瓦斯流量；假如瓦斯流量大，就使用流量計測瓦斯流量；假如瓦斯流量小，就利用排水集氣法收集瓦斯，依照收集瓦斯的時刻和瓶子的體積計算瓦斯流量。流量測定完畢，安裝壓力表。⑻瓦斯壓力觀測定期觀測瓦斯壓力，各鉆孔在封孔后7天內每天觀測和記錄二次壓力表讀數和觀測的時刻，直至瓦斯壓力穩(wěn)定為止。在壓力觀測結束后，拆下壓力表，再次測定鉆孔瓦斯流量，并記錄鉆孔瓦斯涌出衰減情況。若孔內有水且含水層離煤層較近（下向孔）其具體步驟如下：（1）鉆孔鉆進：選用￠127mm的鉆頭鉆進。鉆孔施工10m時（1號孔5m，2號孔10m）下孔口管，孔口管直徑￠108mm。先在孔口處將孔口管與鉆孔壁之間用木楔和快干水泥固定住，使孔口管不下滑。然后在孔口管外端加上法蘭盤，連上注漿接頭，預備注漿。（2）注漿固管：待孔口管和鉆孔壁之間的快干水泥凝固后，通過孔口管底端法蘭盤上的注漿接頭向孔口管內注漿。待注漿一定時刻后，孔口有少量漿液滲出或發(fā)覺注漿泵壓力不再上升，現在停止注漿。關閉注漿閥門，等48小時待漿液凝固后再進行下面工序。

若注漿過程中，周圍巖壁裂隙中有較多漿液流出，應間斷地多次注漿。（3）掃孔、清水試壓：待48小時后孔口管中的漿液凝固，將法蘭盤卸除，選用￠94mm鉆頭掃孔到20-25m（1號孔10m），然后用清水試壓，試壓壓力不小于8MPa，確定孔口管合格（孔口管在高壓下可不能被壓出鉆孔，同時無水滲出）后再進行下一步工序。（4）接著鉆進：清水試壓確定孔口管合格后，進一步鉆進，現在仍用￠94mm鉆頭鉆進（最好用巖芯管取芯鉆進，以便更準確操縱鉆孔距煤層的位置），準確測量鉆孔深度，當鉆孔孔底距離煤層5m左右時，停止鉆進，提鉆觀看鉆孔出水情況。（5）注漿堵水：假如沒水則接著鉆進，然后實施步驟（6）。若孔口有大量水（或有一定量的滲水）流出。則實施測壓孔高壓注漿堵水：在孔口管上擰上法蘭盤，通過注漿接口向孔口管內注漿，注漿壓力應達到8MPa，但不能超過8MPa，并保持該壓力許多于10分鐘，然后關閉注漿閥門，完成鉆孔注漿工作。48小時后待漿液凝固，再進行工序（6）。（6）掃孔：改用￠60mm的鉆頭鉆進至原孔底，觀看鉆孔是否出水（滲水）（觀看時刻許多于12小時），如出水（滲水）必須重新注漿堵水，直到不出水（滲水）為止。（7）封孔測壓：接著鉆進至煤層頂板中0.5m停止鉆進（防止鉆孔進入煤層頂板，將煤層頂板含水層的水導入測壓孔內），然后封孔注漿（同前）后，上表測壓。1.4瓦斯含量測定方法使用DGC瓦斯含量測定裝置對5#、6#鉆孔煤樣的瓦斯含量進行測試。（見附表2）1）井下取芯：記錄2個時刻及大氣壓和溫度與采樣地點、煤樣編號。⑴停鉆時刻：鉆進到取芯位置停鉆時刻。⑵取芯開始時刻：開始鉆進取芯時刻。⑶取芯結束時刻：開始退鉆時刻。⑷開始解吸時刻：煤樣罐與解吸管相連的時刻。注明：解吸完畢之前煤樣罐閥門始終是打開的，解吸30分鐘一分鐘讀取一次解吸量后關閉閥門，把煤樣罐放入水中檢查氣密性。2）地面試驗室解吸:（記錄試驗室大氣壓和溫度）將井下裝好的煤樣罐與地面解吸管相連，記錄初始刻度緩慢打開煤樣罐閥門觀看解吸量大?。?分鐘內解吸量小于5ml/min地面解吸結束）記錄終止刻度。3）粉碎解吸：提取煤樣罐中的煤樣進行稱重并記錄，在稱重前先看煤的破壞類型，在稱重后的煤樣中稱取兩份相同重量的煤樣（100g-120g4）煤樣的水分測定：在煤樣中稱取1份10g的煤樣放入水分測定儀中，打開觀看口調零，開始加溫，待數值刻度穩(wěn)定后讀取水分值。（數據讀取時一個刻度是0.05）。5）輸入所有測試數據輸入電腦軟件進行計算。1.5瓦斯放散初速度值測定方法1）煤樣采?。喝?#鉆孔煤樣1kg用雙層塑料密封裝袋后及時送實驗室。2）粉碎煤碎，采納60目和80目的分析篩取粒度為0.20mm~0.25mm煤樣50g作為實驗測定用樣。3）取下帶杯真空活塞下端的樣杯，用苯或甲苯認真擦洗樣杯和活塞芯下端；待苯或甲苯揮發(fā)后，從每種被測煤樣中各取兩份，每份重3.5g，裝入同組兩個樣杯中，并在煤樣面上鋪上薄薄一層脫脂棉，幸免脫氣時煤樣抽入真空系統(tǒng)中。然后在活塞的下端均勻地涂上一層真空脂，按順序裝上樣杯，將彈簧托盤托好樣杯。4）旋轉活塞“Ⅰ”使甲烷氣源與梳形管斷開；啟動真空泵，緩慢地旋轉活塞“Ⅱ”，使真空泵與梳形管相通，然后逐一緩慢旋動活塞芯使樣杯與梳形管相通，煤樣脫氣時刻為1.5h。5）煤樣脫氣1.5h后，關閉所有樣杯活塞和活塞“Ⅱ”，將活塞“Ⅰ”旋轉使氣源與梳形管相通隨即關閉，再打開活塞“Ⅱ”抽掉梳形管內的甲烷氣體，反復兩次以清洗管路。轉動活塞“Ⅱ”，使真空泵與大氣相通，然后停泵；旋轉活塞“Ⅰ”，使甲烷氣源與梳形管相通后，旋動各樣杯上的活塞，使甲烷進入各個樣杯，煤樣在近似一個大氣壓的條件下吸附甲烷1.5h。6）在吸附甲烷結束前0.5h開啟儀器電源預熱20min后，按“預置”鍵后，從鍵盤輸入測定日期，煤樣編號，預置完畢后，按“2”7）煤樣吸附甲烷結束后，旋轉1、2、3、4、5、6樣杯活塞，關閉樣杯與梳形管的氣路；8）旋轉活塞“Ⅰ”使甲烷氣源與梳形管斷開而與檢測器相通，用彈簧夾將氣源出氣管夾緊，以免抽真空時甲烷進入測定系統(tǒng)；9）啟動真空泵，并緩慢旋轉活塞“Ⅱ”，使真空泵與梳形管相通，對測定系統(tǒng)抽真空，當顯示窗顯示值接近零，2min后，旋轉活塞“Ⅱ”使真空泵與梳形管氣路斷開。可不停泵待用。10）按動操縱板上的“監(jiān)控”鍵，使儀器處于監(jiān)控狀態(tài)。11）按動采樣鍵，現在操縱板上的預備燈亮。12）旋轉活塞“Ⅰ”使樣杯“Ⅰ”與梳形管相通，現在，測量燈亮，預備燈滅，儀器開始自動采集數據，1min后測量燈滅，測量數據自動存入存儲器。表示第1測量工作結束，然后旋轉活塞“Ⅰ”使樣杯“1”13）測定結果的輸出方式有兩種，即顯示器上顯示和打印輸出。1.6煤的牢固性系數測定方法1）在打鉆過程中取2#鉆孔煤樣時，沿煤層厚度的上、中、下部采取塊度為10cm左右的煤芯兩塊。煤樣采取后應及時用紙包上并浸蠟封固，以免風化。2）將煤樣用小錘碎制成20~30mm的小塊，用孔徑為20和30mm的篩子篩選；3）稱取制備好的煤樣50g為一份，每5份為一組，共稱取三組。4）將搗碎筒放置在水泥地板上，放入試樣一份，將2.4Kg重錘提高到600mm高度，使其自由落下沖擊試樣，每份沖擊3次，把5份搗碎后的試樣裝在同一容器中；5）把每組（5份）搗碎后的試樣一起倒入孔徑0.5mm分樣篩中篩分，篩到不再漏下煤粉為止；6）把篩下的煤粉未用漏斗裝入計量筒內，輕輕敲打使之密實，然后輕輕插入具有刻度的活塞尺與筒內粉末接觸，在計量筒口相平處讀取數l（即粉末在計量筒內實際測量高度，讀至毫米）。當l≥30mm時，沖擊次數n即可定為3次，按以上步驟接著進行其它各組的測定。當l≤30mm時，第一組煤樣作廢，每份沖擊次數n改為5次，按上步驟進行沖擊、篩分和測量，仍以每5份作一組，測定煤粉高度l。7）牢固性系數的計算，f=20n/l,n-每份試樣沖擊次數，次；l-每組試樣篩下煤粉的計量高度，mm。1.7鉆屑瓦斯解吸指標（簡稱鉆屑解吸指標）的測定方法1）鉆屑解吸指標（△h2）的測定打鉆時，在3#鉆孔取出鉆屑，用孔徑1和3mm的篩子篩分（孔徑1mm的篩子在下，孔徑3mm的篩子在上），將篩分好的1～3mm粒度的試樣裝入MD－2型解吸儀的煤樣瓶中，試樣裝至煤樣瓶刻度線水平（10g左右），自鉆孔打至該采樣段起經3min后，啟動秒表，轉動三通閥，使煤樣瓶與大氣隔離，在2min時記錄解吸儀的讀數，該值即為△h2，單位為Pa。2）鉆屑解吸指標（K1）的測定打鉆取4#鉆孔煤樣，使用WTC型突出預測儀。每鉆進2m，取一次鉆屑作解吸特征測定。取樣時，把秒表、篩子預備好，鉆孔鉆到預定深度時，用組合篩子在孔口接鉆屑，同時啟動秒表，一面取樣，一面篩分，當鉆屑量許多于100g時，停止取樣，并接著進行篩分，最后把已篩分好的1～3mm的煤樣裝入WTC儀器的煤樣罐內，蓋好煤樣罐，預備測試。1.8突出危險性判定以上各項參數的測定由中國礦業(yè)大學派專人進行測定，礦通風部配合并依照煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度值和煤的牢固性系數進行區(qū)域預測的臨界值，若瓦斯壓力小于0.74Mpa,瓦斯含量小于﹤8m3/t，瓦斯放散初速度﹤10ml/min，煤的牢固性系數>0.5，鉆屑解吸指標△h2<200，鉆屑解吸指標K1<0.5，在7m處實施區(qū)域防突措施進行消突，并再次對煤層進行突出危險性預測，判定無突出危險性，則采取安全防護措施后，可掘進至距煤層法向距離5m處。 表2-4瓦斯壓力MPa瓦斯含量m3/t瓦斯放散初速度ml/min煤的牢固性系數鉆屑解吸指標△h2鉆屑解吸指標K1區(qū)域類不﹤0.74﹤8m3>10<0.5<200<0.5無突出危險區(qū)除上述情況以外的其他情況突出危險區(qū)2.區(qū)域防突措施當區(qū)域危險性預測煤層有突出危險性時采取區(qū)域防突措施，本次區(qū)域防突措施是通過打瓦斯釋放孔釋放瓦斯、卸壓來預防突出。當區(qū)域預測有突出危險，則在距離預揭15-3#煤層7m掘進斷面上施工φ75㎜的釋放孔3082.1釋放瓦斯孔設計依照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》的規(guī)定及煤層特點，設計排放鉆孔。要緊技術參數如下：共布置8圈排放鉆孔，其中井筒外布置6圈。井筒外每圈鉆孔終孔間距為2m，井筒內鉆孔能夠依照實際條件多打鉆孔。每圈排放鉆孔數（從外向內）依次為76個、65個、55個、44個、33個、22個、8個、5個。附圖4：距離15-3#煤層7m處釋放瓦斯鉆孔布置示意圖2.2鉆孔施工方法當井筒施工至井深200.85m（距15-3#煤層7m）時，對井壁進行永久支護和必要的臨時支護,并將工作面進行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安設鉆機，釋放孔采納QZJ-100B型風動潛孔鉆機施工，孔徑φ75㎜，最外圈鉆孔操縱到井筒輪廓線外12000mm（沿煤層距離），全部釋放孔均穿透各煤層進入煤層底板500㎜。3.區(qū)域防突措施效果檢驗可能瓦斯通過排放一周時刻后，對釋放煤層瓦斯區(qū)域防突措施進行檢驗時，首先由中國礦業(yè)大學、通風、地質部門分析、檢查釋放區(qū)域內鉆孔的分布等是否符合設計要求，不符合設計要求的，不予檢驗。檢驗期間還應當觀看、記錄在煤層中施工鉆孔等作業(yè)時發(fā)生的噴孔、頂鉆及其他突出預兆。能夠安全揭煤的條件為（瓦斯排放區(qū)域）：（1）鉆孔瓦斯解吸指標（△h2、K1）值小于臨界值；（2）煤層殘余瓦斯壓力P<0.74MPa。具體方法是：在工作面打設4個效果檢驗孔，封孔后測定煤層殘余瓦斯壓力，用以檢驗瓦斯壓力是否降低到0.74MPa以下。瓦斯壓力測定方法同上。當殘余瓦斯壓力降低到0.74MPa以下時，在煤層最外圈排放鉆孔之間打4個鉆孔，測定煤層的鉆屑解析指標k1值。3.1檢驗鉆孔布置。在施工完區(qū)域防突措施后，利用測定△h、K1值及煤層瓦斯壓力進行效果檢驗。具體方法是在工作面打設4個效果檢驗孔，1～3號孔均勻分布在井筒井壁以內1m遠的位置（東、西、北三側），1～3終孔點位于井筒斷面輪廓線外10m處（各鉆孔均穿透煤層底板500mm）。4個孔盡量布置于所在部位消突鉆孔密度相對較小、孔間距相對較大的位置，并遠離周圍的各消突鉆孔或盡可能與周圍各消突鉆孔保持等距離。具體鉆孔布置方法見附圖。測定△h2、K1值鉆孔施工參數表（距15-3#煤層7m）表2-5孔號孔徑（㎜）見煤深度（m）終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）鉆孔方位角（°）1428.85m見15-3#15.001690°2429.8m見15-3##煤15.959270°3429.4m見15-3#煤15.55150°4429.3m見15-3#煤15.450井筒“十”字線中心測定煤層壓力值鉆孔施工參數表（距15-3#煤層7m）表2-6孔號孔徑（㎜）見煤深度（m）終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）鉆孔方位角（°）1428.95m見15-3#煤15.1016100°2429.7m見15-3##煤15.859280°3429.5m見15-3#煤15.651510°4429.4m見15-3#煤15.550井筒“十”字線中心區(qū)域防突措施效果檢驗后，煤層仍有突出危險時，增加瓦斯釋放孔數量，接著排放瓦斯，然后重新做區(qū)域防突措施效果檢驗，直至煤層無突出危險性。效果檢驗必須經總工程師審批同意后，方可接著掘進井筒至煤層法距5m處進行區(qū)域驗證附圖5：15-3#煤層區(qū)域防突效果K1值檢驗鉆孔布置示意圖附圖6：15-3#煤層區(qū)域防突效果壓力值檢驗鉆孔布置示意圖3.2鉆屑瓦斯解吸指標法參考臨界值表表2-7煤樣△h2指標臨界值K1指標臨界值干煤樣2000.5濕煤樣1600.44.區(qū)域驗證對采取措施后的煤層進行一次突出危險性指標的測定，依照實測的△h2、K1指標值推斷是否降到臨界值以下、有無突出危險。區(qū)域預測為無突出危險時，在確保采取安全防護措施下掘進到距離15-3#煤層最小法向距離5m時（垂深202.85m）進行區(qū)域驗證，本次區(qū)域驗證采納鉆屑瓦斯解析指標法△h2、K1值，并將測定結果記錄?！鱤2、附表3：揭煤流程防突參數匯報表距離工作面5m時的施工方法：在工作面向煤層的適當位置打4個鉆孔，1～4號孔均勻分布在井筒井壁以內1m遠的位置（東、西、北、南四側），終孔點位于井筒斷面輪廓線外5m處（各鉆孔均穿透煤層底板500mm）。4個孔盡量布置于所在部位消突鉆孔密度相對較小、孔間距相對較大的位置，并遠離周圍的各消突鉆孔或盡可能與周圍各消突鉆孔保持等距離。鉆孔施工參數表（距15-3#煤層5m表2-8孔號孔徑（㎜）可能見煤深度（m）可能終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）鉆孔方位角（°）1426m見15-3#煤12.152380°2426.8m見15-3#煤12.9520260°3426.3m見15-3#煤12.4520350°4426.4m見15-3#煤12.5520170°附圖7：15-3#煤層區(qū)域驗證鉆孔布置示意圖通過觀測工作面有無動力現象、測定△h2、K1值來判定煤層是否具有突出危險性。依照檢測數據及觀測現象進行分析，假如測定瓦斯各項指標降至臨界值以下，也沒有突出預兆時，證明措施有效，應當采取安全防護措施后進行掘進作業(yè)。區(qū)域驗證結果作為局部危險性預測結果。三、局部綜合防突措施1.工作面突出危險性預測距離15-3#煤層5m時（垂深202.85m）采納鉆屑瓦斯解析指標法△h2、K1值進行工作面突出危險性預測，具體預測方法同區(qū)域驗證，區(qū)域驗證結果作為判定工作面突出危險性預測結果。2.工作面防突措施當工作面預測有突出危險性時，距離15-3#煤層最小法向距離5m時采取防突措施。在工作面利用QZJ-100B型風動潛孔鉆機施工孔徑為φ75㎜的釋放孔308個來釋放瓦斯。鉆孔操縱到井筒輪廓線外5000mm（沿煤層距離），全部釋放孔均穿透各2.1鉆孔施工方法當井筒施工至井深202.85m時，附圖8：距離15-3#煤層5m處釋放瓦斯鉆孔布置示意圖3.防突措施效果檢驗3.1局部防突效果檢驗必須包括以下內容：1）對采取防突措施后的煤層再進行一次△h2、K1值的測定，依照實測的指標值推斷是否降到臨界值以下、有無突出危險。測定方法同上。2）檢查所實施的工作面防突措施是否達到了設計要求和滿足有關的規(guī)章標準等，并了解、收集工作面及實施措施的相關情況、突出預兆等（包括噴孔、卡鉆等），作為措施效果檢驗報告的內容之一，用于綜合分析、推斷。局部防突措施效果檢驗應在實施完局部防突措施瓦斯釋放孔釋放一段時刻后進行，即在距離15-3#煤層法向距離5m時進行。3.2效果檢驗孔鉆屑瓦斯解析指標法△h2、K1值測定方法：在工作面的適當位置向煤層打5個鉆孔，應保證鉆孔穿過煤層底板至少0.5m。若如驗證有突出性，接著做防突措施。直至無突出危險后，掘進至距煤層法向距離2m處。鉆孔施工參數表（距15-3#煤層5m表2-9孔號孔徑（㎜）可能見煤深度（m）可能終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）鉆孔方位角（°）1425.9m見112.0530100°2426.8m見15-312.9525280°3426.4m見15-312.552710°4426.4m見15-312.5527190°5426.3m見15-312.450井筒“十”字線中心附圖9：15-3#煤層局部防突檢驗鉆孔布置示意圖4最后驗證進行至距離15-3#煤層2m處，在爆破前再最后對揭露煤層利用鉆屑瓦斯解析指標法測定△h2、K1值做一次驗證，驗證無突出危險性后，實施遠距離爆破揭煤。鉆孔施工參數表（距15-3#煤層2m表2-10孔號孔徑（㎜）可能見煤深度（m）可能終孔深度（m）鉆孔與井筒中心線夾角（°）鉆孔方位角（°）1422.0m見15-3#煤8.1520110°2422.8m見15-3#煤8.9517290°3422.3m見15-3#煤8.451820°4422.4m見15-3#煤8.5518200°5422.3m見15-3#煤8.450井筒“十”字線中心附圖10：15-3#煤層最后驗證鉆孔布置示意圖如驗證有突出性，接著做防突措施。采取在距離15-3#煤層2m外掘進斷面上施工φ75㎜的釋放孔308個，釋放瓦斯，降低煤體中的瓦斯壓力和圍巖應力，杜絕瓦斯突出的發(fā)生。鉆孔操縱到井筒輪廓線外3000mm（沿煤層距離），穿透各附圖11：距離15-3#煤層2m處釋放瓦斯鉆孔布置示意圖4.1鉆孔施工方法當井筒施工至井深205.87m對采取防突措施后利用鉆屑瓦斯解析指標法測定△h2、K1值進行判定，直至△h2、K1值降至臨界值以下，證明鉆孔釋放有效，若△h2、K1值超過規(guī)定值則證明防突效果無效，接著執(zhí)行防突措施或補充措施直至措施有效，只有工作面無突出危險后方可按照遠距離爆破規(guī)定進行揭煤作業(yè)。4.2安全防護措施1）全體施工人員必須堅持安全第一的方針，施工時要實行安全生產責任制和業(yè)務自主保安，建立各工種的崗位責任制，工人應明確自己的崗位職責，互助協作，共同作好揭煤安全工作。2）井口附近50m內嚴禁明火，下井人員實行“檢身制”3）裝藥前腳線要扭結成短路。不同廠家的雷管不得同時使用。4）施工過程中，要有項目負責人現場統(tǒng)一指揮。5）每次放炮前，要詳細檢查通風設施是否完好，有損壞的立即修復，保證放炮時工作面能夠正常通風。6）施工前，應對井口20m范圍及井筒內全部機電設施、設備進行防爆檢查，更換不合格設施設備，井筒內各種電氣設備必須達到防爆要求。并作好檢查記錄，負責人簽字。7）下井人員要佩帶礦燈和隔離式自救器。8）入井人員嚴禁穿化纖衣服。9）自本措施開始執(zhí)行起，必須建立瓦斯檢查制度，堅持正常檢查瓦斯。10）遠距離爆破時井下必須停止工作，所有人員必須撤至地面，井下必須全部斷電。爆破至少30分種后，由礦山搶救大隊在井口檢測回風流中的瓦斯?jié)舛龋咚節(jié)舛扔傻偷礁?，再由高到底，降至EQ1%以下，先由礦山搶救大隊攜帶檢測儀器，從井口緩慢下井檢查瓦斯及二氧化碳濃度。瓦斯EQ濃度超過1%或二氧化碳濃度超過EQ1.5%，停止落罐，等低于規(guī)定值后，方可向下接著檢查。檢查時罐內人員使用防爆對講電話與地面聯系。經搶救隊人員檢測瓦斯、CO、氧氣、瞎炮等指標符合規(guī)定后，方可進行下一個工序。11）井筒工作面配備壓風自救系統(tǒng)，在工作面和吊盤上安裝20套壓風呼吸自救裝置，平均每人的壓縮空氣供給量大于0.1m35．遠距離爆破揭煤施工5.1爆破工藝流程在預測為無突出危險或經防突措施效果檢驗，突出危險消除后，采納遠距離爆破措施揭開煤層。所有瓦斯釋放孔、效果檢驗孔不能作為炮眼使用，遠距離爆破時應封閉所有瓦斯釋放孔和效果檢驗孔并重新施工炮眼。揭煤采納遠距離爆破的方法兩次爆破揭露煤層。每循環(huán)進尺為4.2m，在揭露15-3#5.2爆破作業(yè)1）炮眼布置布孔原則：總的原則是多打眼、少裝藥，中間稀，周邊密，所有炮眼都在炸藥與封口炮泥間裝2個水炮泥。（1）爆破設計原則a、炮眼數目為正常爆破炮眼數目的1.2～1.5倍；b、遠距離爆破炸藥消耗量為正常爆破炸藥消耗量的1.5～2倍；（2）爆破講明書a、爆破原始條件b、爆破參數表c、炮眼布置附圖15-3#煤層爆破原始條件表表5.1序號名稱單位數量備注1掘進斷面m250.242炮眼總長度m887.43巖石牢固性系數f2～44工作面瓦斯情況%0%回風井井筒探掲15-3#煤層預期爆破效果（第一次爆破）表5.2序號爆破指標單位數量1炮眼利用率%902掘進斷面m250.243每循環(huán)進尺m4.24每循環(huán)爆破實體巖石量m32115每循環(huán)炸藥消耗量kg186.26單位原巖炸藥消耗量kg/m30.887每循環(huán)雷管消耗量個2118單位原巖雷管消耗量個/m319每循環(huán)炮眼長度m887.4回風井井筒探掲15-3#煤層爆破圖表（第一次爆破）表5.3炮眼名稱炮眼序號炮眼數目圈徑(m)眼深(m)眼距(mm)傾角(度)裝藥量起爆順序延期時刻(ms)雷管段不卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.44.47009089.6Ⅰ1輔助眼7-18122.44.260090512.0Ⅱ2輔助眼19-34163.64.270090516.0Ⅲ3輔助眼35-60264.84.260090526.0Ⅳ4輔助眼61-91316.04.260090531.0Ⅴ4輔助眼92-140497.04.245090549.0Ⅵ4周邊眼141-211718.04.235088342.6Ⅶ5合計211186.2備注:采納三級煤礦許用粉狀乳化炸藥，藥卷φ35mm,藥卷長250mm,重200g/卷;毫秒延期電雷管起爆?；仫L井井筒探掲15-3#煤層預期爆破效果（第二次爆破）表5.4序號爆破指標單位數量1炮眼利用率%902掘進斷面m250.243每循環(huán)進尺m4.24每循環(huán)爆破實體巖石量m32115每循環(huán)炸藥消耗量kg142.86單位原巖炸藥消耗量kg/m30.687每循環(huán)雷管消耗量個2118單位原巖雷管消耗量個/m319每循環(huán)炮眼長度m887.4回風井井筒探掲15-3#煤層爆破圖表（第二次爆破）表5.5炮眼名稱炮眼序號炮眼數目圈徑(m)眼深(m)眼距(mm)傾角(度)裝藥量起爆順序延期時刻(ms)雷管段不卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.44.47009067.2Ⅰ1輔助眼7-18122.44.26009049.6Ⅱ2輔助眼19-34163.64.270090412.8Ⅲ3輔助眼35-60264.84.260090420.8Ⅳ4輔助眼61-91316.04.260090424.8Ⅴ4輔助眼92-140497.04.245090439.2Ⅵ4周邊眼141-211718.04.235088228.4Ⅶ5合計211142.8備注:采納三級煤礦許用粉狀乳化炸藥，藥卷φ35mm,藥卷長250mm,重200g/卷;毫秒延期電雷管起爆。注：本爆破圖表僅供此次揭露煤層，施工中應依照實際揭露的煤層進行調整。附圖12：15-3#煤層炮眼布置圖及揭穿煤層示意圖揭露煤層使用遠距離爆破法施工，在煤層地板下2m掘砌施工時同樣采納遠距離爆破措施進行掘進，如煤層較軟時，可降低施工段高減少裝藥量，進行錨網噴臨時支護，以保證施工安全。2）爆破材料（1）爆破采納三級煤礦許用粉狀乳化炸藥，規(guī)格φ35×250㎜×200g（2）起爆采納鋁質腳線毫秒延期電雷管1～5段，總延期時刻不超過130ms，不同意隔段使用。3）裝藥作業(yè)裝藥結構采納正向連續(xù)裝藥,掏槽眼為直眼掏槽。4）連線聯線方法采納大并聯5）警戒及爆破揭煤遠距離爆破在地面距井口50m以外，使用專用起爆器起爆。附圖13：煤層遠距離爆破警戒布置圖6）爆破后支護在放炮出矸后，必須及時進行圍巖支護工作，過煤層的技術原則是使煤層暴露時刻短，幸免延期突出的危險，采納錨網噴方法封閉煤層。（1）遠距離爆破前和放炮后，依照現場情況對工作面充分灑水，杜絕煤干燥，出矸后，立即分段打錨桿，掛金屬網片、架井圈、噴漿快速封閉煤層。（2）遠距離爆破揭開煤層，從煤層以上2m的位置開始進行全斷面臨時錨網噴臨時支護，出矸暴露井幫0.5m時，在井壁上打錨桿，分段分片掛金屬網片，夠1m高時立即進行加固封閉煤層。當封閉煤層段高達到4.0m時，進行永久支護。（3）當煤層較松軟時，能夠進行直接人工裝吊桶，運出井筒，如較硬，采納松動爆破法掘進，松動爆破仍按照遠距離遠距離爆破的規(guī)定執(zhí)行。（4）錨桿規(guī)格：Φ20×2000mm左旋無縱筋螺紋鋼錨桿，間排距為800mm×800mm，；金屬網為Φ6.5mm鋼筋制作，網孔100×100mm，網片之間縱橫向采納鐵絲綁扎連接，連接長度100mm。（5）上述支護采納短段掘砌，直至施工到煤層底板2.0m，揭煤層工作即結束。附圖14：臨時支護示意圖第三章生產系統(tǒng)一、一通三防系統(tǒng)施工過程中，采納壓入式通風，選擇FBDNO7.1/2×37KW礦用隔爆型壓入式對旋局部通風機，配備兩路φ800mm膠質雙反邊風筒局部通風機和備用，局部通風機分不安設在井架東北側、井架東