879回风石门揭煤安全技术措施129剖析Word文档下载推荐.docx

1、导地质副总通风副总技术副总机电副总掘进副总安全副总总工程师备注87采区879回风石门揭煤安全技术措施根据矿生产接替安排及地测科下发的掘进工作面揭煤预报，879回风石门将从原停头位置（距煤法距10.5m）继续向前施工，预计施工10.5m（斜）处揭露8煤层，为了确保施工安全，特编制石门揭煤安全技术措施。一、概况1、巷道工程（1）879工作面位于87采区南翼第五区段，南至朱仙庄矿与芦岭矿的井田边界，北到F5-1断层，上邻四区段877工作面（已回采完毕）,下邻二水平5采区南翼851工作面（未开采）。工作面标高为-350.0-408.0，其中石门揭煤处标高为-353.6m。（2）879回风石门拨门后向前

2、施工22.16m甩车场，设计为半圆拱形断面，净宽净高4.63.5m，后断面为净宽3.5m，巷道优先采用锚网喷支护，围岩破碎时采用同等规格U型棚+喷浆支护。 综合平面布置图见附件1。2、施工组织879回风石门设计从876集中巷GB点前16.2m处拨门，拨门方位为563457，巷道以3坡度施工22.16m，再按15下山施工47.2m，最后变平施工17.3m至超过风巷拨门位置3m处，设计全长86.7m。现石门已施工至迎头H0测点前18m处停头（距8煤法距为10.5m），向前施工4m平巷然后变15下山施工至H0测点前28.5m（斜）处将揭露8煤层，向前施工完全进入8煤层，至超过风巷拨门位置3m处结束。

3、该工程计划由矿掘进一区2队负责施工。3、防突工程879回风石门在拨门口向前施工8.5m处（距煤层法距20m）施工了超前地质探查孔，并在距煤法距10.5m处实施了煤层原始瓦斯含量及压力的测定，同时根据煤层赋存状况设计并施工了穿层预抽钻孔，预抽1个半月后实施了区域瓦斯治理效果检验，其检验石门段残余瓦斯含量和残余瓦斯压力均小于突出危险临界值。2015年1月22日由矿长组织相关部门对石门区域瓦斯治理工程进行了验收，经验收各项防突工程质量符合设计要求，石门已达到预抽消突目标，可以进行石门揭煤。二、防突设计执行情况1、前探钻孔为掌握石门段煤层赋存情况，879回风石门在拨门前距煤法距20m位置，由地测科设计

4、了7个控制巷道前方及两侧的地质探查孔（探查孔设计见附件2），由于实际施工时前方煤层赋存情况较为复杂，后有补充施工了6个地质探查孔，共计施工了13个地质探查孔，探明了揭煤处的煤层赋存情况。根据探查资料，绘制了石门探查地质剖面图，其石门巷道见煤点标高预计为-353.5m,煤厚15m。该处施工地质钻孔期间未出现瓦斯喷孔等动力现象，但受断层构造影响，煤层被拉伸的较厚，揭煤时要加强顶板管理，强化金属骨架施工及煤体固化。（20m位置前探钻孔成果图及煤、岩层综合柱状图见附件3）；图1：探查钻孔成果平、剖面图2、预测预报（1）为掌握揭煤段煤层瓦斯压力参数，在距煤法距10.5m的位置施工了4个测压钻孔，并取煤芯

5、对瓦斯含量进行了测定，钻孔施工完成后安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施压力测定。测压孔布设见附件4。瓦斯压力测定方法：在探查钻孔施工中，准确记录钻孔参数、钻孔见煤时间、终孔时间，钻孔见煤深度等。安装测压管和回浆管：测压管为81.5mm的PA11尼龙压力管，测压管的总长度与钻孔长度一致，测压管最前端用纱布包裹，防止煤渣进入测压管；回浆管为2m一节的PVC管，用管箍相连，胶水密封，回浆管末端带有阀门；将测压管和回浆管一起送入钻孔，回浆管在煤层底板位置设置三通，三通下方用棉线缠绕,棉线沿回浆管缠绕长度为500mm，厚度10mm。安装注浆管：注浆管为4m长的黑布胶管，带有阀门和高压胶管快速接头，

6、钻孔施工到位后将注浆管送入钻孔。密封钻孔口：为了防止注浆时浆液流出钻孔，提前对钻孔孔口采用聚胺脂、毛巾等进行密封。注浆：待聚胺脂凝固后，用注浆泵把水泥浆通过注浆管注入钻孔，直至回浆管有浆液流出后停止注浆关闭注浆管阀门。瓦斯压力观测：瓦斯压力观测采取定期观测记录，直至瓦斯压力稳定为止。即各钻孔在封孔后前5天每小班观测并记录压力表读数和观测的时间，以后每1-2天观测一次，压力观测累计不少于15天。瓦斯压力测定示意图见图2。图2：瓦斯压力测定示意图瓦斯压力测定结果：在测压过程中，表压上升平稳无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前一周内表压成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力0.5MP

7、a，测定煤层赋存瓦斯含量为4.0464 m/t。瓦斯压力测定及瓦斯含量实测结果见表1。（压力测定表见附件7）瓦斯压力测定和瓦斯含量测定值 表1位置孔号瓦斯压力P/MPa瓦斯含量W/（m3*t-1）法距10.5m1#0.50.742.90188.02#0.20.743.01068.03#0.430.744.04648.04#0.140.743.42268.0（2）石门距煤法距10.5m位置施工测压孔期间，为收集煤层f值及a、b吸附常数，工业指标，瓦斯含量等参数，通过测压孔1#、2#、3#、4#见煤段采用套管实施取芯，通过通防实验室对相关参数进行化验。DGC瓦斯含量测定方法：煤层瓦斯含量测定采用直

8、接测定法，主要通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。同时在钻孔施工期间确定取芯钻孔倾角、方位、钻头直径、开孔高度、取芯管及钻机型号，并做好相关记录。通过对钻孔煤样化验分析，测得煤样f值、a、b吸附常数和瓦斯含量值等。（瓦斯参数测定指标见附件8）（3）预测预报结论：矿井8煤层为突出煤层，根据七采区8煤区划资料，879回风石门位于8煤突出危险区，经石门段压力和瓦斯含量等参数测定，该石门揭煤处实测最大瓦斯压力0.5MPa，煤层赋存瓦斯含量为4.0464 m/t，无突出危险性。由于该揭煤处位于

9、断层带附近，为保证安全揭煤，仍继续施工预抽钻孔对揭煤区域瓦斯进行预抽。3、防突措施（1）石门预抽防突钻孔施工情况在距离煤层法距10.5m位置处，施工底板穿层钻孔，预抽钻孔孔径为113mm，按照矿井8煤层有效抽放半径2.5m标准，钻孔布设轴间距3m。钻孔控制范围为巷道两帮不小于12m、石门揭煤处巷道上下沿层面距离不小于12m（钻孔控制范围,还必须同时满足巷道轮廓线上下不小于5m）。（钻孔设计施工图见下图3和附件9）预抽钻孔设计平面图 预抽钻孔设计剖面图图3：预抽钻孔设计平、剖面图石门预抽钻孔施工联管情况：预抽钻孔于2014年11月19日开始施工，2014年12月15日施工结束，累计施工钻孔125

10、个，工程量4632m，钻孔施工完毕后即封孔联入抽放系统实施抽放。钻孔竣工图见附件10。（2）钻孔施工状况石门预抽钻孔施工期间，所有钻孔均采用水力冲孔工艺，累计冲煤量147t，冲煤率0.72，水力冲孔和钻孔穿煤期间无喷孔现象。（3）钻孔验收和成孔情况根据矿瓦斯治理钻孔验收管理规定，钻孔施工期间要加强验收力度，严格记录钻孔施工参数，防突区施工人员认真记录钻孔穿煤和冲煤量。（4）钻孔竣工根据预抽钻孔现场记录施工参数，由瓦斯办技术人员在钻孔施工结束后即对钻孔进行上图分析，根据钻孔分析结果确定补孔参数，对出现异议和施工不到位的进行及时补孔施工，确保预抽钻孔无空白带，同时为保证钻孔施工质量，在施工预抽钻孔

11、期间提取一定钻孔进行测斜，经测定石门段预抽钻孔控制范围满足要求，孔间距控制在3m以内，符合防突设计要求。（5）预抽瓦斯情况根据879回风石门揭煤段煤层赋存资料，预抽钻孔控制区域内赋存煤量约为2.04万吨，煤层赋存瓦斯总量预计在8.3万m。按照钻孔2014年12月15日施工结束至2015年1月16日止，累计抽放瓦斯总量为3.2万m，瓦斯预抽率38.6，钻孔所控范围瓦斯抽排效果较好，符合规定。4、防突措施效果检验（1）区域措施效检方法校检指标规定：根据防治煤与瓦斯突出规定五十二条规定，为验证实施预抽煤层瓦斯区域防突措施效果，采用直接测定残余瓦斯压力和瓦斯含量方法，对预抽钻孔控制区域煤层残余瓦斯压力

12、和含量进行测定，同时在检验期间记录钻孔施工过程中发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。考察确定的突出临界值评判标准为：预抽区域煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa、残余瓦斯含量小于8m3/t，确定为无突出危险，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。同时对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。校检钻孔布设参数：在879回风石门迎头施工5个区域效果检验钻孔

13、，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧，其中2个钻孔位于预抽放区域内接近边缘的部位，即位于边缘线内侧不大于2米处。效检孔布设保证每个钻孔避开已施工的区域预抽钻孔，检验测试点布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、排放时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各排放钻孔。（效检钻孔设计参数及平、剖面见附件9）校检测定过程：根据石门揭煤区域防突设计，经预抽钻孔预抽后，于2015年1月16日-1月21日，在石门巷道距煤层法距10.5m位置施工5个校检钻孔，所有钻孔均实施取煤芯方式，采用直接测定法测定石门段预抽区域煤层残余瓦斯含量，同时通过校检孔安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施残余瓦斯压力测定，

14、测压装置安设和测定方法如上措施4、5页说明。校检钻孔质量：通过对校检钻孔实际施工资料、抽采时间及钻孔上图分析，879回风石门共设计施工5个效检钻孔，经单孔测斜，校检钻孔方位、倾角施工均符合设计要求（钻孔竣工图见附件10）。区域效果检验钻孔布置设计和施工参数见表2。 效果检验钻孔布置设计和施工参数表 表2孔号方位（）设计参数施工参数倾角（见煤深度（m）穿煤深度（m）顶板长度（m）孔深（m）563649.315.5110.527491710.11.028.111.313.516301231-13.8461561-13.551663454141024.5131.528.55#7312.531.5校检

15、指标参数测定结果：残余瓦斯含量测定：残余瓦斯含量采用DGC瓦斯含量直接测定法，即通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。残余瓦斯含量测定结果见表3，残余瓦斯含量校检测定记录表见附件12。 残余瓦斯含量测定结果 表33.27773.01562.70222.90642.4702残余瓦斯压力测定：利用5处校检孔实施煤层残余瓦斯压力测定，在测压过程中，表压上升幅度较小，所测压力值无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前2天内测压表压力值成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力为0.32

16、MPa，实测煤层残余瓦斯含量最大为3.27 m瓦斯压力测定结果见表4，压力测定校检记录表见附件11。 残余瓦斯压力测定结果 表40.230.260.080.320.30（2）校检钻孔施工状况石门校检钻孔施工期间，钻孔在穿煤期间迎头瓦斯情况正常，未出现顶钻、吸钻、喷孔等瓦斯动力现象，在穿煤期间供风量400m3/min，其回风流瓦斯浓度在0.6%以下。（3）瓦斯抽采参数根据石门V锥自动计量实时监控数据和钻孔人工实测参数比对，石门预抽钻孔在施工结束后，预抽瓦斯浓度在30%以上，瓦斯抽采量保持在1m3/min，单孔瓦斯抽采浓度30%以上，单孔抽采流量达0.0267m3/min，随抽采时间延长，预抽瓦斯

17、量和单孔抽采量均有所降低，其后期石门预抽瓦斯浓度保持在20%左右，瓦斯抽采量保持在0.7m3/min，单孔瓦斯抽采浓度15%以上，单孔最低抽采流量保持在0.0373m3/min以上。（4）预抽瓦斯消突评价根据879回风石门瓦斯赋存等基础资料，结合石门区域预抽瓦斯量和措施效果检验结果，得出以下主要结论：通过对879回风石门预抽钻孔填图分析，钻孔控制预抽范围大于巷道轮廓线以外12m，钻孔间排距33m，底板预抽穿层钻孔施工符合设计要求。采用石门底板穿层密集预抽区域性瓦斯治理措施，879回风石门预抽钻孔控制煤量2.04万吨，采用水力冲煤147t，冲煤率0.72%；石门预抽时间达到1个月以上，累计预抽瓦

18、斯量3.2万m3，瓦斯抽放率为38.6。经计算石门揭煤段钻孔预抽区域8煤层瓦斯含量由4.0464m3/t降至2.5m3/t；经直接测定石门揭煤段煤层残余瓦斯含量最大为3.27m3/t，测定煤层残余瓦斯压力最大为0.32MPa。经区域措施效果检验，879回风石门区域治理措施有效。通过以上预抽指标和校检参数，879回风石门预抽瓦斯量和实测残余瓦斯含量、压力等参数均已满足解突要求，实现消突目标。三、保证控制煤层层位措施石门在揭煤期间，为有效控制煤层层位防止误揭煤层，在掘进施工过程中必须采取“先探后掘，边探边掘”超前探查措施，严格控制距煤法距，具体要求如下：1、地质科根据探查资料，绘制石门揭煤预想剖面

19、，并下发近煤掘进预报单，明确施工至距煤法距5m、3m、2m及揭煤相应进尺距离，防止误掘超掘。2、生产单位在向前施工期间，应注意观察迎头岩性变化和瓦斯情况，发现异常变化时，需及时向瓦斯办、技术科及相关部门反馈信息，确保相应防范措施跟进。3、施工单位配齐不少于8m长锚索钎子，施工机具保持完好 。从现巷道迎头距8煤层法距10.5m开始，每次爆破前必须准确探明煤层层位，其探查孔位置设计在巷道底板向上1.0m处，按照巷中与巷道方向一致施工一个10探眼，巷帮两个外偏15按0施工探眼，每次探眼探至见煤为止。在打探眼的过程中，留心观察钎子的见煤距离与钻进速度，专人观察，并在探眼记录台账上写明探眼情况。4、施工

20、探眼期间对出现的夹钎、顶钻、出现压力水、瓦斯喷孔等异常情况，必须立即停止作业，但不得拔出钎子，情况紧急时，立即撤除所有受威胁的人员，并向安全信息中心和区值班人员汇报。探查钻孔布置见下图4。图4：探查钻孔布置图四、石门揭煤局部防突管理石门揭煤期间，当石门分别施工至距煤法距5m和2m处时，需施工穿透全煤的预测钻孔，采用钻屑指标法，测定瓦斯解吸指标K1和h2，对石门前方煤体进行突出危险性预测，只有经预测确定无突出危险后，方可采取远距离爆破方式直至揭开煤层。1、距煤法距5m位置防突管理根据煤层探查资料，在石门掘进至距煤层法距5m处时，采用钻屑指标法实施煤层突出危险性预测。（1）突出危险性预测 在石门工

21、作面掘进至煤层法距5m时，石门停止掘进，并加强对迎头顶部和山墙支护，同时根据探明的煤层赋存资料，设计施工5个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔（预测钻孔设计平、剖面见图5和附件13），并在钻进煤层时，用13mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（或），测定方法严格按照防突规定所列的石门揭煤工作面突出危险预测的方法进行的规定进行。5m处预测钻孔平面布置图 5m处预测钻孔剖面布置图图5：距煤法距5m处预测钻孔平面布置图（2）验证参数临界值经验证无突出危险性，方可采取远距离爆破措施掘进至距煤层法距3m处。当瓦斯解吸指标超过临界值规定，或在区域验证过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，工作面即判定为突出危险工

22、作面需要采取5m处局部防突措施。预测指标临界值见下表5。 钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值 表5煤样钻屑解吸指标临界值h2/Pa/mL/g.min1/2干煤200湿煤1600.4（3）距煤层法距5m前防突措施设计在石门揭煤施工至距煤法距5m前进行突出危险性预测时，所测指标接近或超过突出危险临界值或效检孔施工过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，在法距5m的位置采用迎头施工排放钻孔对煤层瓦斯实施排放，消除该区域内煤层的突出危险性。排放钻孔设计孔径94mm，孔底间距4m，钻孔控制巷道轮廓线两侧和上下不小于5m，钻孔总数56个，排放钻孔施工过程中采用水力冲孔工艺。排放钻孔在施工结束并自然排放满8小时后，采用

23、钻屑指标法进行防突措施效果效检，经检验确认措施有效后，方可采取先探后掘控制煤层层位和远距离爆破措施掘进至距煤法距3m处。（排放、校检孔平、剖面布置见图6和附件14） 排放、效检钻孔平面布置图 排放、效检钻孔剖面布置图图6：排放、效检钻孔平、剖面设计图2、距煤层法距3m位置防突管理879回风石门揭煤位置煤层受断层拉伸，煤厚较厚,因此在距煤层法距3m前开始采用金属骨架实施煤体固化措施，并继续先探后掘执行远距离爆破措施。距煤法距3米后，施工单位开始停止使用钢丝绳牵引的耙矸机进行出货，改为人工出货的方式，以保证揭煤过程中的生产安全。（1）金属骨架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

24、作用下发生压出和冒顶等事故，在石门上部0.51.0m范围内布置骨架孔。骨架孔应穿过煤层并进入煤层顶板至少0.5m，当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层深度不应小于15m。骨架参数如下： 骨架钻孔直径94mm；骨架钻孔数目为29个； 骨架间距不大于0.2m； 金属骨架采用直径50mm的钢管，每节长度4m； 骨架钻孔向上倾角为8； 每个骨架钻孔打完之后，立即将孔内残渣清除干净，随后把预先准备好的钢管（直径50mm）插入到孔底，在固化结束之后注水泥浆进行加固和密封。骨架露在孔外一端应架设并固定在坚固的U型棚上。骨架在掘进头距煤层法线距离3m之前开始施工，揭煤后不得拆除金属骨架。（2）煤体固化利

25、用金属骨架孔注入固化材料，其措施要求：石门掘至距8煤法距3m时，开始实施煤体固化。利用专用注液泵进行注液，该泵注液压力10Pa以上。此揭煤石门工作面注固化材料预计8吨左右。（金属骨架钻孔布置平、剖面设计图具体见图7和附件15）金属骨架钻孔布置剖面图 金属骨架钻孔布置平面图图7：金属骨架钻孔布置平、剖面设计图3、距煤层法距2m位置防突管理石门巷道掘进施工至距煤层法距2m位置时，石门停止掘进加强迎头支护，同时按设计施工4个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔，2m处实施最后验证，即按照防突规定所列突出危险预测的方法，在钻进煤层时采用13mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（）。检验有效后方可采取远距离

26、爆破和浅进浅掘措施直至揭开煤层。（预测钻孔设计平、剖面见下图8和附件16）2m处验证钻孔平面布置图 2m处验证钻孔剖面布置图图8：距煤法距2m位置验证钻孔平、剖面布置设计图4、石门穿煤段防突管理石门揭开煤层及巷道未完全进入煤层前的放炮破岩，均需采用远距离爆破要求执行，在巷道揭开煤层后，即采用工作面连续突出危险性预测的方式实施局部防突管理。预测钻孔设计施工4个，钻孔直径42mm，预测钻孔分别布置在巷道上部、中部和两侧，钻孔控制在巷道顶和两侧24m位置。钻孔采用风动钻机施工，按照防突规定规定，采用钻屑指标法进行突出危险预测，即采用13mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标指标（钻屑瓦斯解吸指标法突出

27、临界值见下表6），经检验无突出危险性后，每循环保留2m的预测投影超前距，并采取安全防护措施实施掘进作业。钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值 表6Smax/kg6/ 在采用钻屑指标法进行预测过程中，当测定瓦斯解吸指标接近或超过临界值时，需立即停止采掘作业，施工排放钻孔等局部防突措施，并经连续两次校检均不超标情况下，方可恢复生产。（预测钻孔设计见附件16、排放钻孔设计见附件17 ）五、各类钻孔施工保障及安全技术措施1、各类钻孔施工前，防突区均根据现场环境和设计要求，编制相应安全技术措施，并严格措施要求，组织钻孔施工。2、井下搬运钻机时由安全责任人统一指挥。起吊钻机时把车皮固定掩实。用起重设备装卸钻机和其

28、它重物时，首先检查起重设备以及钢丝绳结和承载点的可靠性和牢固性，起重工作时要有专人指挥，起落范围内不得有人员活动。3、搬运钻机时，手拉葫芦可用不低于4的钢丝绳连结在起吊锚杆上。操作手拉葫芦时要均匀，不能硬拉硬拽。无论是往上拉，还是向下松，钻机下方不得有人。人员在钻机一侧，距离不少于0.5米。4、钻机要安装平稳，压车柱要正规、牢固、可靠，能确保钻机安全钻进。管线及电缆要吊挂好，钻场周围环境要保持整洁，后路要畅通。5、地测科负责现场给钻孔确定方位，防突区施工人员开孔时要准确校正钻孔方位及倾角，严格按照钻孔方位线施工。并钻进加尺时，要认真检查钻杆质量，弯曲或坏扣钻杆不准使用。6、打钻前和打钻过程中，

29、班长要经常检查钻机周围的气体情况，符合规定方可钻进。7、钻孔施工过程中，操作人员要按照钻机操作规程和钻孔施工参数的要求精心施工，严格控制钻进速度，钻机不得在无人看管的情况下运转。在停机状况下用铁锤敲击，须将锤头用水沾湿。8、必须使用风水联动装置，实现风、水快速切换，当孔内出现冒烟、高温等隐患时，必须及时停止钻进，孔口用湿衣物或黄泥封堵，并改为向孔内注水。严禁在水管没有水时用压风穿煤。9、钻孔施工用风排渣时，必须在孔口下风侧1米范围内悬挂CO报警仪，并且施工地点需要配备不少于2台CO2灭火器或干粉灭火器。打钻时，钻场下风处必须悬挂便携式瓦斯报警仪。一旦瓦斯超限，要立即停止钻进，及时撤出人员，一切正常后再恢复施工。10、在钻