副斜井揭9号煤层安全技术措施

1、盘县恒鼎工贸有限公司洪兴煤矿副斜井揭 9号煤层安全技术措施项目经理：杨义华编 制 人：赵怀兵时间：2010 年 9 月 1 日会审意见：参加会审人员签字安全措施贯彻学习贯彻人： 贯彻时间：学习人员签名：一、概况1.1 洪兴煤矿副斜井巷道倾角 23 度，方位角 131 度，井底标高1255.55 米，设计巷道斜长 380 米，平巷 40 米，井底车场 45 米，井筒内设水沟台阶，巷道净宽 3.4 米，净高 3.2 米半圆拱形断面，墙高1.5 米。井底车场巷道净宽 3.4 米，净高 3.2 米半圆拱形断面，墙高1.5 米，喷浆 C20 厚 0.1 米。洪兴煤矿副斜井巷道开口出位于井底联络巷 44

2、米处，经 40 米副斜井底平巷进入井底车场，联通副斜井上山，将穿过 10#、9#煤层。由于无预想地质剖面图，老窑较多，需加强前探作业。1.2 矿井可采煤层自上而下编号为 3、9、12、17 煤层。3 煤层：从上到下第一可采煤层，上距 1 煤层间距为 22m 左右，煤厚1.82-2.00m 平均为 1.88m，一般不含夹矸，结向简单，煤层较稳定， 全区可采，9 号煤层：上距 3 号煤层 52 米左右，煤厚 3.5m-3.6m，平均 3.5m，偶含0.05-0.1m 高岭石泥岩夹矸 1 层，结构较简单，煤层较稳定，全区可采。12 号煤层：上距 9 号煤层 80 米左右，煤厚 2.50m-2.60m

3、，平均2.5m，0.05-0.1m 高岭石泥岩夹矸 1 层，结构较简单，煤层较稳定， 全区可采17 号煤层：上距 12 号煤层 20 米左右，煤厚 1.80m-1.81m，平均1.80m，含 0.05-0.26m 夹矸 13 层，结构较简单，煤层较稳定，全区可采。1.3 断层情况矿山内断层发育，地表共发现断层 7 条，性质全为正断层，断距30-200 米，倾角 60 左右。其中较大的断层两条，分别为 F1 和F3，F3 切割底层为 T1F-P31,一般不会造成强含水层与煤层拉近或直接造成矿井突水，对矿井充水影响小。但当井巷穿越或接近这些断层时，由于周围岩层的风化节理裂隙较发育，有利于大气降水的

4、渗入，井巷可能发生渗水、淋水和涌水的现象。F3 断层断距约 200 米，区内延伸长度约 1.6km,向北向南延伸出矿区外。断层走向近北向东，倾向北西，倾角 70 度。1.4 小窑开采情况井田范围内老窑开采历史悠久，大多是利用冬春农闲时自采自用。主要开采 3、9、12 号煤层。由于受水、通风等限制，一般开采好巷道不长，个别可达 200 米。一般开采垂深 30 米。部分老窑巷道有积水。由于井口垮塌、排水及通风困难等原因停采。洪兴煤矿周边无其他小煤矿，矿界内仅为整合前的丁家园煤矿及盘星煤矿 2 个生产矿井。二、设计施工情况；副斜井在井底联络巷 44 米处开口，方位 131 度，底板标高1255.5，

5、巷道部分斜长 380 米，平巷 40 米，井底车场 45 米，巷道内设水沟台阶，巷道净宽 3.4 米，净高 3.2 米半圆拱形断面，支护方式为锚网喷+锚索，过煤地段采用 U 棚+锚网喷支护。根据主斜井揭过煤层情况，副斜井往前施工至变坡点以上 8 米时，将会将会揭过9 号煤层，为确保揭煤期间施工安全顺利进行，特制定此安全技术措施，贯彻执行。三、探煤成果副斜井掘进施工至变坡点以上 5 米斜长时，于 2010 年 5 月 18 日19 日采用 YZ-750 型钻机，直径 65mm 钻孔进行探煤作业，共施工三个钻孔：1 号孔倾角 0 度，方位 131 度，长 81 米，在孔深 5 米处见煤层，在孔深

6、26 米处过煤；2 号孔倾角+25 度，长 85 米，方位约 121 度，在孔深 6 米处见煤层，在孔深 29 米处过煤；3 号孔方位141 度，倾角+25，长 88 米，在孔深 6 米处见煤层，在孔深 28 米处过煤。根据洪兴煤矿实际揭露煤层情况，煤层倾角一般为 47 度左右， 但一般在 3040 度之间变化，走向约 200 度，和探煤成果基本相符， 按煤层倾角为 47 度推算出巷道见煤点距现迎头斜距为约 5 米，探煤钻孔成果图见图 1：四、突出危险性预测巷道现迎头距煤层顶板垂距约 5 米，此时应停止掘进，进行煤层突出危险性预测。在迎头顶部采用 5 米长钎，以 30-40 度仰角打1 个探煤

7、钻孔，要求每炮一探。以准确掌握煤层情况。当掘进迎头准确控制在距煤层垂距 5 米处时，以 30-35 度仰角布置 3 个钻孔，采用风煤钻钻取煤样，使用 WTC 瓦斯突出预测预报仪进行煤层突出指标测试。在本矿没有建立累计经验值以前，K1 和 RZ 值的临界值如下：K1max=0.4 Rmax=6kg当实测值中任意一次 K1K1max 或者 RRmax 时，判断为具有突出危险性，否则暂视为无突出危险性。当预测煤层具有突出危险性时，必须执行防突措施：当预测不具有突出危险性时，采取安全防护措施将工作面推进到距煤层垂距 3 米位置，再次进行煤层突出危险性预测，当预测煤层具有突出危险时，必须执行防突措施；当

8、预测煤层没有突出危险时，采取安全防护措施将工作面推进到距煤层垂距 1.5 位置，再次进行煤层突出危险性预测，当预测煤层具有突出危险时，必须执行防突措施；当预测煤层没有突出危险时，或效果检验证实防突措施有效后，由于煤层相对井筒夹角较小（只有 22 度），无法采用震动放炮一次揭开煤层，因此采用金属骨架超前支护配以超前释放钻孔并采用全井撤人断电放炮逐次揭开煤层。五、防突措施当预测煤层具有突出危险性时，在距煤层垂距 5 米处，采取钻孔泄压防治突出措施。在煤层破碎严重，具有漏顶危险时，采取超前管棚+U 形棚+喷砼支护揭煤过煤。5.1 泄压钻孔施工钻孔施工采用 YZ-750 型液压钻机，钻孔直径 65 毫

9、米。进行泄压钻孔施工前首先以 131 度方位（平行与井筒轴线）施工一个水平前探钻孔，钻孔长度不小于 30 米，以探明 9 号煤层顶板围岩情况，再进行泄压钻孔的施工。5.2 泄压钻孔布置参数泄压钻孔有效控制范围；在揭穿煤层点巷道轮廓线外拱部 5 米， 两帮及底板 4 米。泄压钻孔间距：按钻孔有效释放半径 11.5 米设计，见煤处最大孔间距 2 米。钻孔长度：进入煤层底板 2.5 米终孔。见图：泄压时间：采用 WTC 瓦斯突出参数仪，参照预测突出危险性方法，测试 K1 值和 R 值，均小于临界值时，视为防突措施有效。否侧继续钻孔瓦斯释放直至措施有效。相应钻孔布置参数见图所示：六、防突措施效果检验泄

10、压钻孔施工完毕，经过瓦斯排放泄压。认为防突措施达到泄压目的时，进行防突措施效果检验。其方法为：在防突措施孔中间和措施孔控制边界两侧各打一个效果检验孔，测试煤层每米钻屑量和解析指标 K1 值，并依据突出危险性预测方法判断煤层是否具有突出危险性，如果任意一次 R 或 K1 值到达或超过临界值，视为煤层具有突出危险性，防突措施无效，应继续采取防突措施；如果实测煤层没有突出危险性，视作防突措施有效，可以采取安全防护措施后震动放炮揭煤。效果检验成果由防突预测组按表 3 填写效果检验报告单备案：七、揭煤、过煤期间永久支护揭煤过煤期间，如煤层厚度小于 0.8 米，无突出危险，且围岩比较稳定，采用锚网喷+锚索

11、支护形式，若煤层厚度大于 0.8 米则视为其顶底板稳定性情况，分别采取以下支护方案：7.1 25 号 U 形钢棚+金属网+C20 喷砼 100 厚支护当煤层稳定性一般且不适于锚网喷支护的情况下，揭煤、过煤期间采用该方案作永久支护。U 形支护间距 0.8 米，棚间设 3 根拉杆，每棚设 5 根 2 米，直 径 20 毫米树脂锚杆稳固，金属网与 U 棚之间采用长 1 米，直径 20 毫米，间距 300 毫米螺纹钢贴紧网片，岩层与网片之间间隙过大时， 采用板皮花背。喷矼厚度 100 毫米。支护形式见图 3 1-1 断面：2、25 号 U 形钢棚+金属网+C20 喷砼 100 厚支护当煤层稳定性很差，

12、具有漏定危险时采用该方案。U 形棚支护间距 0.8 米，棚间设 3 根拉杆，每棚设 5 根长 2 米，直径 20 毫米树脂锚杆稳固。超前管棚为 3 米长 2 吋钢管，管间支护间距 0.15 米， 支护超前距 1 米，即每打 1 组管棚，允许掘进长度 2 米。支护长度为煤层顶底板外至少 3 米外的稳固岩层中，管棚布设在巷道拱基线以上部位，两帮设网片，木背板花背。支护形式见图3 2-2 断面。八、安全防护措施8.1 推进掘进工作面时的安全要求当预测煤层没有突出危险或完成防突措施并经效果检验证实措施有效后，掘进工作面由距煤层垂距 5 米位置向前掘进。1、 当煤层底板岩性较好，具有一定稳定性时，每炮进

13、尺取 1.6 米，当煤层底板为岩泥或稳定性较差时，每炮进尺取 1 米；2、每次放炮后，必须立即架设 U 形棚；围岩较差时， 应及时进行喷砼处理；3、掘进工作面前方至少保持 5 米效果检验孔或预测孔超前距；4、当掘进迎头距煤层垂距 3 米位置时，掘进工作面后方永久支护必须全部完成；5、 从距煤层垂距 3 米处开始，到井筒穿过煤层进入煤层顶板 5 米之间，全段采用超前管棚+U 形棚+喷 支护形式。6、 掘进工作面推进过程中，每次放炮都必须执行下列规定：A 放炮前，U 形棚支护必须紧跟迎头。B 放炮前，必须认真检查连线情况，防止漏连、错连。C 放炮前，井下一切电源，必须从地面切断。D1400 石门和

14、主斜井所有人员全部撤离到地面，放炮位置设置在 1400 石门开口旁。E 必须采用正向装药串联起爆，严禁一次装药分次起爆。F 每个炮眼必须装填 2 节水泡泥，每个炮眼都必须用黄泥封满填实。G 揭开煤层前，每次打眼前都必须用 4.5 米长钎探测保护岩柱厚度，并及时将探测结果报告调度室。H严格控制迎头位置，没有项目经理、工程师同意，不得掘进进尺。8.2 机电设备管理1.完善风电闭锁、瓦斯电闭锁。2.全面检测电器设备，防止失爆8.3 顶板管理1.设专职安全员观察突出预兆、顶板及支护情况，发现问题，立即将人员撤离到地面。2.加强支护工作和放炮管理工作，防止片帮冒顶、放炮超挖诱发突出。3.当煤层较松软或煤层顶底板岩层稳定性较差时，及时采取超前管棚支护，必要时采取加密管棚或双层管棚支护措施。8.4 通风瓦斯管理1.施工中严格执行“三人连锁”放炮和“一炮三检查”制度。瓦斯超限严禁作业。2 局部通风机风筒出口距掘进迎头距离不大于 5 米。风筒必须吊挂平直，脱节破口应及时处理。3.完善风电闭锁和瓦斯电闭锁。4.在掘进工作面迎头悬挂一台便携式瓦斯报警器。5.进入副斜井井筒内的所有人员必须佩戴隔离式自救器。6.掘进工作面后方 20 米40 米处和井口以下距井口 20米50 米处分别设置一道降尘水幕；7.监控 T1 探头距迎头距离不大于 3 米，T2 探头设置在井口点以下 20 米处