立井井筒揭煤措施Word文档格式.docx
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煤层具呈黑色、粉状、以气煤为主，其顶板、地板均为砂岩、砂质泥岩。
副井基岩面的埋深为571.95m，井筒检查孔的终孔深度为1114.96m，基岩被揭露深度为543.01m。
同主井相同，副井基岩段也是由二叠系的石千峰组和含煤的上、下石盒子组地层构成，其中基岩中石千峰组的深度范围为571.95~706.4m。
累深571.95-706.4m，属二叠系石千峰组，具有下列特征：
上部以浅灰、绿灰、紫红等杂色的细、中粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩组成，下部为灰白色细、中粒砂岩（局部粗粒）、夹绿灰色泥岩、砂质泥岩，底部多为灰白色细、中粒砂岩，不含煤层，与下伏地层呈整合接触。
累深706.4～1114.96m，本段地层以灰绿、浅灰、深灰色泥岩、砂质泥岩及粉砂岩为主，间夹薄层细、中砂岩，砂岩所占比例多不足20%。
根据矿方提拱的地质资料，本井筒施工时揭穿厚、薄煤层共二十左右层，属于低瓦斯矿井，但仍有瓦斯突出、爆炸的危险性。
井筒基岩段凿井施工揭露煤层详细如下：
表1、副井井筒检查孔穿过煤层情况表
煤层名称
副井
底板深度（m）
厚度（m）
25
721.55
0.55
742.85
0.40
24
747.5
23
759.60
22-2
770.45
1.35
22-1
775.65
1.20
20
897.30
0.60
18-2
915.65
0.80
18-1
920.15
1.0
17-2
972.45
17-1
976.50
1.05
16-1
998.65
15
1066.90
14
1074.95
0.50
13-1
1105.70
0.40（0.15）5.40（0.35）0.30
表2、副井井筒检查孔瓦斯突出危险性指标汇总表
检查孔号
煤层号
底深（m）
坚固性系数（f）
放射初速度（△p）
突出危险性指标（K）
煤层突出性
副
井
769.71
0.66
8
12.12
775.20
1.2
7
5.83
915.27
1.5
5.33
919.42
1.71
6
3.51
975.59
0.45
17.78
998.43
0.85
5.5
6.47
1104.37
0.67
8.96
四、本矿区煤与瓦斯突出概况
本井田在井筒检查孔做了瓦斯突出危险性测试，测试指标及评价见表2。
从测试资料看，井田内各煤层都具有突出危险性。
由于煤层较深及测定煤层瓦斯含量方法是基于500m以上井田建立的，故本井田瓦斯含量测定普遍较低，根据相邻矿井情况推断该井田存在局部富集的可能，根据井筒检查孔煤样测定各煤层均具有瓦斯突出危险性。
第二章井筒揭煤防突设计
我单位施工的口孜东副井井筒在揭煤时按照“突出危险性预测，防治突出措施，防治突出措施的效果检验，安全防护措施”----“四位一体”的综合措施进行施工。
根据《煤矿安全规程》2006版第201条规定：
当预测煤层为突出危险煤层时，必须采取防治突出措施，经检验措施有效后，采取远距离震动爆破揭穿煤层，若检验措施无效，应补充防治突出措施直至有效。
当工作面为无瓦斯突出危险工作面时，可不采取防治突出措施，直接远距离爆破或震动爆破揭开煤层。
结合副井实际瓦斯地质情况，22-2、22-1、18-2、18-1、17-1、16-1、13-1煤具有突出危险性，必须做好：
“突出危险性预测，防治突出措施，防治突出措施的效果检验，安全防护措施”，当预测无瓦斯突出危险时，可采取远距离震动爆破直接揭开煤层。
一、防治突出工艺
井筒揭煤防突措施工艺流
1.1、前探钻孔
根据检查孔资料，副井井筒施工分别在垂深721.55（0.55m）、742.85（0.40m）、747.50（0.55m）、759.60（0.55m）、770.45（1.35m）、775.65（1.20m）、897.30（0.60m）、915.65（0.80m）、920.15（1.0m）、972.45（0.40m）、976.50（1.05m）、998.65（1.05m）、1066.90（0.40m）、1074.95（0.50m）处揭穿25、24、23、22-2、22-1、20、18-2、18-1、17-2、17-1、16-1等煤层。
因为是本井田首次揭煤，在副井井筒工作面施工到距煤层垂距10m之前，分别在711.55（25）、732.85（）、737.50（24）、749.60（23）、760.45（22-2）、（22-1）、887.30（20）、905.65（18-2）、（18-1）、962.45（17-2）、（17-1）、988.65（16-1）、1056.90（15）、（14）m位置，为了确切地掌握煤层的层位、倾角、厚度、顶底板岩性、地质构造等情况，设计前探钻孔三个兼做测压孔（倾向方向3个），见钻孔布置图，钻孔见煤点布置在井筒荒断面（掘凿断面）轮廓线2.20m以外范围，钻孔施工参数见表3。
其中二个孔为取芯孔，采用75型或150型钻机，钻孔直径73mm。
钻孔穿透煤层全厚进入煤层底板不小于0.5m，钻孔施工时应详细记录岩芯资料。
表3副井揭煤前探钻孔参数表
副井揭25、（）、24煤层前探钻孔参数（711.55m）
孔号
方位角α（°
）
倾角（°
钻孔见煤长度
1
67
-62
2
-90
3
-66
副井揭23、22-2、22-1煤层前探钻孔参数（749.60m）
副主井揭20、18-2、18－1煤层前探钻孔参数（887.30m）
副井揭17－2、17-1、16－1煤层前探钻孔参数（962.45m）
1.2预测钻孔布置及封孔要求
根据《煤矿安全规程》第二百条第㈠项、第㈡项和《防止煤与瓦斯突出细则》第60条第1项、第3项要求，不再另行施工测压钻孔，前探孔探2、探3兼作测压钻孔。
前探孔探1探煤后用水泥等封孔材料充填封实，防止漏气。
⑴测压孔必须布置在岩层比较完整的地方。
⑵三个超前钻孔见煤点彼此之间的间距不得小于5m。
⑶钻孔要穿透煤层全厚且进入煤层底板不小于0.5m。
⑷钻孔见煤后，干煤芯管取样，煤样重量3.5～4㎏，不得使用循环水取芯，为确保井筒施工进度，尽量减少路途送样时间，煤样可直接送通风实验室测定，测定煤的瓦斯放散初速度指标（△p值）和煤的坚固性系数（ｆ值）a、b吸附常数。
⑸钻孔施工完毕后，用压风及扫孔器清除孔内杂物，然后将测压装置缓慢地由外向内放入测压孔内，使筛管定位于煤层内，挡板位于煤岩分界处。
1.3前探钻孔同时兼作综合指标法预测孔
煤层瓦斯压力测定方法见附录。
突出危险性预测方法：
根据现场井筒涌水量较大具体情况，无法采用钻屑指标法和钻孔瓦斯涌出初速度法进行测试。
所以现场主要采用单项指标法——既瓦斯压力指标和实验室测定的煤的瓦斯放散初速度指标（△P）与煤的坚固性系数（f值）。
1.4突出危险临界值
因该矿目前尚无实际的明确指标，故按《突出细则》中规定的临界值执行。
根据单项指标值确定测定地点煤层的突出危险性。
临界指标：
瓦斯压力（P）0.74Mpa；
瓦斯放散初速度指标（△P）10；
煤的坚固性系数（f）0.5。
副井前探钻孔和测压钻孔示意图
3、揭煤措施
3.1效果检验方法
预测煤层具有突出危险性，根据现场实际情况决定采用打排放钻孔作为主要防突措施。
效果检验根据现场具体情况，由于井筒涌水量较大无法采用钻屑指标法和钻孔瓦斯涌出初速度法进行测试。
所以现场采用瓦斯压力法，既在施工排放钻孔前，在井筒工作面施工到距煤层垂距3m岩柱处向煤层打4个瓦斯压力测试孔（采用统一规格压力表），测试孔布置在排放孔之间，且距排放孔距离不小于1m，检验孔位置见排放钻孔设计图4。
效果检验指标：
瓦斯压力小于0.74Mpa。
防突措施效果检验的工艺及指标采用相对瓦斯压力法，当检验的指标低于突出危险临界值，防突措施有效。
否则，表明煤层突出危险尚未消除，尚需采取补救措施，如补打排放孔或增加排放时间等，直至突出危险完全消失。
3.2防突措施孔
排放钻孔在距离煤层3m处岩层内布置，排放钻孔有效控制范围为井筒轮廓线外8m。
钻孔一次穿透全煤层，钻孔直径91mm，钻孔间距0.5m×
0.5m，在控制面内呈辐射状均匀布孔。
排放钻孔参数见表15，布置见附图。
副井井筒瓦斯排放措施孔平、剖面布置图
4、钻孔施工
（1）因井筒断面较大，为节约打钻时间，安排2台钻机（75型或150型）同时施工。
（2）为保证施工质量，施工单位必须严格按设计施工，施工过程中，应严格控制见煤深度、钻孔深度，喷孔情况及实际钻孔参数，以确定煤层位置、产状和有无地质构造。
并根据实际钻孔参数，重新作图，若控制范围不够或钻孔间距过大，应及时补充钻孔。
（3）建立安全可靠的独立通风系统，在井筒施工期间，在揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此有关的其它工作都必须停止。
（4）从打前探钻孔开始，为防备意外揭开煤层使瓦斯喷出或发生瓦斯突出，必须保证通风机对工作面不间断供风，（风量不少于500m3/min）打钻时应经常检测瓦斯浓度，若打钻时有喷孔，使风流中瓦斯浓度超限，需停止作业，将所有施工人员撤离工作面，切断工作面范围内除扇风机以外所有电源。
（5）应指定专人加强现场观测，并检查工作面有无异常，如发现异常应立即停止作业，工作面人员撤离至地面。
（6）作业人员必须携带本安型矿灯和隔离式自救器。
（7）工作面安装瓦斯遥测仪，T1探头悬挂在迎头5m处，T2探头悬挂在井筒保护盘下回风流中，报警值为0.8%，断电值为1.2%，断电范围为井筒附近20m以内除扇风机以外所有电源。
（8）在整个揭煤过程中，必须安排专职瓦斯检查员随时测定瓦斯浓度并做好记录。
5、钻孔施工技术要求
（1）、钻机固定
在钻场底板打设4根长度1.5m锚杆，固定钢梁，将两根钢梁将钻机底盘前后分别固定牢固。
（2）、钻机开钻前,必须由机长亲自检查立轴的方位,倾角是否与设计相符。
（3）、认真检查钻杆,禁止弯曲钻杆和磨损过量的钻杆下井,防止孔内事故的发生。
（4）、钻头加工要规格,出刃一致,镶焊落实,使用时严格检查。
（5）、定期检查钻具,发现不合格立即更换,加压钻速适当。
（6）、孔内岩粉要及时排净,下钻至距孔底0.5m,接通水龙头,冲涮岩粉,待翻清水正常后，低压慢转,然后加至所需的转速与钻压。
（7）、钻进过程中除将岩粉冲捞干净外,残留岩芯不能超过0.02m。
（8）、每次进尺不得超过岩芯管的有效长度,钻孔岩芯采取率大于75%,取芯钻进时应准确控制钻压、钻速，提高岩芯采取率，取出岩芯，应排放整齐，进行岩芯鉴定，记录清楚，保存完好。
（9）、严格交接班制度,每班要准确丈量钻具全长,并用做好原始记录,要求字迹工整,清晰,准确。
（10）、钻进过程中,要随时注意观察孔内情况,如发现顶钻,卡钻,喷煤等异常现象,要马上停钻,并及时向有关单位领导汇报.如发现情况危急时,必须立即撤出人员,然后采取措施处理。
二、工作面突出预测性预测
1、在取煤芯时，采集软分层煤样2kg左右，每个孔取一份，送矿务局通风实验室，测定煤的瓦斯放散初速度指标（△p值）和煤的坚固性系数（ｆ值）。
当有一项超过突出临界值时，将采取深孔增透和自然排放措施。
当K值和瓦斯压力在《防治煤与瓦斯突出实施细则》和《煤矿安全规程》规定的安全值以内即可实施正常揭开煤层。
2、当工作面施工在煤层顶板法线5m时，打3个穿透煤层的全厚度的测压钻孔，测定和计算煤层的瓦斯的压力值P，瓦斯放散初速度△P、煤层的坚固性系数f值、瓦斯解析指标K1值。
（1）、若瓦斯压力P＜0.74mPa且K1＜0.4Ml/g.min1/2（湿煤），井筒继续施工至煤层顶板垂距2m处，采取震动放炮一次全断面揭开煤层。
（2）、若瓦斯压力P≥0.74mPa且K1≥0.4Ml/g.min1/2（湿煤），井筒必须在掘进断面内按照设计打排放钻孔，对煤层瓦斯进行排放，钻孔必须穿透煤层全厚（排放钻孔布置见图）。
自然排放24小时后，再打钻测定p值和K1值；
（a）、若瓦斯压力P＜0.74mPa且K1＜0.4Ml/g.min1/2（湿煤），井筒继续施工至距煤层垂距2m处，采取震动放炮一次全断面揭开煤层。
（b）、若仍有突出危险，则继续采取防止突出措施，直至预测无突出危险性，方可进行正常施工至煤层垂距2m处。
（3）、当有下列情况是，即预测为突出危险工作面：
a、煤层的瓦斯压力p、放散初速度△p、煤的坚固性系数f、同时超过上述《防治煤和瓦斯突出实施细则》临界值；
b、前探钻孔施工过程中有喷孔、顶钻、夹钻等动力现象；
c、其他预测指标超限；
三、瓦斯压力测定方案
沿井筒直径方向布置2个测压孔（见测压钻孔布置图），孔穿透煤层后，将压力管放入煤层钻孔内，为防止封孔时，将测压口封死，
（1）、测压钻孔内插入尾端带有压力表接头的4’镀锌铁管（长度2-3m），为缩短测压时间，测压室长度与煤层厚度吻合，测压管总长度要进入目标煤层内，4’镀锌铁管在孔口外端安设三通阀门，为保证其气密性，管接头部分采用密封胶带缠绕，测压室管段焊有直径略小于钻孔直径1-2mm厚的垫板，安装时测压管端头用细铜纱网包裹，以防煤屑及杂物进入堵塞管路。
（2）、为防止封孔料进入孔底，待测压管安装至孔内煤层位置后，先向孔内注入聚氨酯，其容量控制在钻孔深度1m左右。
之后再向孔内注入封孔材料（采用525#硅酸盐水泥、膨胀水泥、早强剂等，水泥砂浆比1：
1），经充分搅拌均匀成稠状，可直接注入孔内（早强剂待孔封至空口1m左右适量添加，指定专人负责），并捣实。
封孔深度控制在煤层顶板岩石段内。
（3）、经24h水泥浆凝固后，安上压力表（采用2.6Mpa规格），为缩短测压时间，向孔内注入二氧化碳或氮气至2Mpa，并详细记录压力上升与时间的关系，直到压力稳定为止（瓦斯压力稳定值稳定在3天以上不再变化），稳定后的压力即为煤层瓦斯压力。
四、瓦斯排放钻孔
1、根据实验结果，测压及计算结果，确定该煤层的突出危险程度,如果该煤层为突出危险煤层时，必须先采取打钻孔排放，排放钻孔按《防治煤与瓦斯突出细则》规定，可以预留3m的煤柱进行排放，但考虑节约测压设施的安装和测压等待时间，暂时定在煤层顶板5m的煤柱上进行排放。
根据现场测定的有关参数，核实是否符合《煤矿安全规程》和《防治煤和瓦斯突出细则》中的有关规定，当为突出煤层，为加快煤层瓦斯排放，可采取深孔松动控制爆破排放措施。
在工作面同时打一组穿透煤层的深孔松动控制爆破孔，在煤层段钻孔内放置炸药，当深孔松动控制爆破后，炸药能力有效的作用在布孔区域的煤层上，使工作面前方的煤体产生一个具有一定长度的，同时具有较大空隙的破碎带和松动圈，从而有利于消除煤体结构的不均匀，减小地应力，减少能量梯度，同时由于深孔松动控制爆破，煤层透气性增加，大量的松动、卸压，瓦斯通过排放钻孔排出煤层，达到消突增透的效果。
在打排放钻过程中必须用钻机打钻，先打排放孔，12个排放钻孔一次打完，再依次打8个爆破孔。
卸压排放钻孔在井筒工作面呈锥形均匀布置，周边排放钻孔终孔应在井筒外距帮2m的煤层底板上，钻孔穿透煤层底板0.5m进行排放。
地质人员记录钻孔岩石段长度和煤孔长度，深孔松动控制爆破装药只对8个爆破钻孔煤层段装药，起爆方式采用串并联网络起爆，在装药时，由于炮孔内有煤渣，同时受地应力的影响，在装药前应进行探孔，探孔用专用探钻器进行，在钻刚拔出时，立即进行探孔，确定探孔深度和装药长度，然后将煤矿瓦斯排放专用爆破药，按其自身一管对接装入炮孔中，尤其注意母线附与管壁侧面，并用上述雷管铜角线固定，以防孔壁的摩擦使雷管角线和母线脱落，导致雷管短路或断路。
深孔松动控制爆破孔的封孔方式，在装药完毕，随即采用压风喷泥封孔器吹净,封黄土，黄土粒度为5mm以下，封孔长度为岩石段长度。
深孔松动控制爆破方案按照深孔松动控制爆破规定放炮，具体操作由专职爆破员进行负责实施，8个爆破孔一起爆破。
在爆破前将其他的孔用黄泥进行封堵，在放炮40分钟以后，由救护队进入工作面进行检查，排除险情，确定工作面处于安全状态后，其他人员方可进入工作面作业。
在深孔松动控制爆破爆破完毕后，对煤层进行突出指标检验，当指标在安全范围内，即可进行一次全断面震动爆破揭煤。
2、效果检验：
（1）打卸压排放钻孔期间，原则上测压压力表不拆除，通过观察压力表值，来确定卸压排放钻孔的效果。
（2）卸压排放钻孔施工完毕，取煤样化验。
（3）按照工作面突出危险性预测方法预测煤层的突出危险性。
根据取样化验和测定结果，经过防治突出效果检验，当工作面无突出危险性时，方可采用震动爆破一次全断面揭开煤层，如经过防突效果检验该煤层仍有突出危险性时，必须由矿总工程师召集有关人员重新采取防治煤与瓦斯突出措施，经过实施和效果检验符合防突要求后，方可采取一次全断面揭开煤层。
五、确定安全煤柱厚度措施
1、利用前探钻孔，探明煤层的准确位置。
2、根据《防治煤与瓦斯突出细则》中的规定，经过防突效果检验有效，煤层无突出危险后，在工作面距离煤层顶板法线2m处，开始采用远距离震动爆破揭穿煤层，炮眼打至煤层底板2m处。
3、测压孔结束，恢复掘进，执行超前探煤措施，即每个循环打眼时，在井筒底板四个方位打四个超前2m以上的探孔。
4、探孔在任何一个孔见煤后，立即停止掘进，汇报矿调度室及有关部门，检查揭煤层准备工作是否完备，召开专题会议，按照揭煤层设计进行执行揭煤，揭煤前将井筒的永久支护支护到工作面。
六、爆破揭开煤层方案
在震动放炮揭开煤层时必须在距煤层顶板法线2m处进行，对一次全断面揭穿煤层深度不小于0.6m，如果震动放炮未能按照要求揭穿煤层，出现残爆、拒爆和爆破不成型的现象，在掘进剩余部分时（包括掘进煤层和进入顶底板2m范围内），仍按照震动放炮的要求，进行放炮作业。
在施工时根据实际情况，采取措施对井壁加强支护，初步拟订采用架井圈挂网喷浆封闭煤层，掘进够一个段高后，立即进行砌壁作业。
使用FJD-6A型伞钻，YGZ-70型导轨式凿岩机，φ22*4500m的钢钎和φ55mm一字钎头钻眼，选用煤矿许用安全水胶炸药，使用直眼掏槽方式掏槽，实现中深孔光面爆破。
选用铜脚线的毫秒延期雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms,并不得跳段使用，正向装药，装药前，用压风将眼内的岩石粉末和杂物清理干净，装药后，用炮泥和水炮泥将炮眼充填密实，封泥长度不少于1m，串并联的联线方式，爆破是由中心向外逐圈顺序一次全断面爆破。
详细见远距离爆破炮眼布置图和有关的参数。
震动爆破由建设单位总工程师统一指挥，并有矿山救护队定点值班，爆破前和爆破后60分钟，矿山救护队对工作面检查，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等具体情况，确认无危险后其他人员入井，进行正常生产施工。
装矸采用HZ-4中心回转装岩机进行装岩，在装罐时，罐装满系数不得超过0.8，将岩石装入内，用提升绞车提升到地面，用自卸汽车将其排放至指定地点。
掘进完毕满足浇筑条件后，充填刃脚，装配液压泵脱模，大模板至刃脚上200mm时，撑开大模，松至刃脚上，利用中线操平找正模板。
砼由吊桶经绞车提运至吊盘上安设的接灰盘上口，打开吊桶底部，将砼卸出。
砼经分灰器从三个方向同时下料，随浇随捣，振捣采用高频振动棒。
七、煤层掘砌措施
震动放炮揭开煤层后，仍具有危险性，过煤层的技术原则是使煤层暴露时间短，避免延期突出的危险，掘进够一个段高后，立即进行砌壁作业。
1、震动放炮前和放炮后，都必须对工作面充分洒水，杜绝煤干燥，出矸够一段高后，立即进行砌壁。
2、当煤层较松软时，可以进行直接人工装吊桶，运出井筒，如较硬，采用松动爆破法掘进，松动爆破仍按照远距离震动爆破的规定执行。
3、上述支护采用短段掘砌，直至施工到煤层底板2.0m，揭煤层工作即结束。
八、瓦斯涌出量预测
供风量的计算及风机选型：
根据《煤矿安全规程》的有关规定，矿井通风量计算，应按不同的要求分别进行计算，并取其中的最大值，以确定通风系统的总进风量。
（1）瓦斯涌出量预测
q=Kq0A=Kq0VZ
式中：
K----不同爆破方式瓦斯涌出强度方式增加系数，可取1.1；
V-----爆破落煤体积44.65×
3=133.95m3
Z----煤的密度，1.2t/m3；
q0----绝对瓦斯涌出量，1.5m3/min；
经计算正常落煤瓦斯涌出量为265.23m3/min。
第三章风量计算和风机选型
根据《煤矿安全规程》的有关规定，矿井通风量计算，应按不同的要求分别进行计算，并取其中的最大值，以确定通风系统的总进风量（供风量计算参数选井筒最深的煤层5煤为标准）。
（1）、掘进工作面风量计算
施工过程中，采用压入式通风，局部通风机和备用局部通风机安设在井架北20m处新鲜风流中。
工作面实际需要的风量，应按人数、瓦斯或二氧化碳涌出量、同时爆破的炸药用量、风速演算等规定要求分别进行计算，可以采取其中最大值作为实际需要风量。
按人数计算：
Q=4×
n=4×
35=140（m3/min）
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取35人。
按瓦斯涌出量计算：
Q=100×
q×
k=100×
2×
1.5=300（m3/min）
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