煤揭煤施工安全技术措施

PAGE60/NUMPAGES60山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司回风立井15-3#煤层揭煤安全技术措施第一章概述一、编写依据（1）山西潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图附图1：井筒井检孔综合柱状图（2）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司回风立井井筒平、剖、断面图》（3）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》（4）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司回风立井井筒施工组织设计》（5）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进、回风立井安全揭煤防突技术方案》（6）《煤矿安全规程》（7）《防治煤与瓦斯突出规定》二、工程概况山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司位于左权县境内。回风立井井筒设计净直径φ7m，设计井筒深度238m，回风立井井筒中心坐标为：X=4104424.840、Y=19708836.770、Z=+1208.000，支护形式：表土段及风化基岩段井壁采纳双层钢筋混凝土支护，支护厚度为1000mm，基岩段采纳素砼/钢筋砼支护，井壁厚度500mm/600依照潞安环能地质勘探大队提供的《回风立井井检孔钻孔柱状图》显示，回风立井在垂深207.85～213.5m（永久锁口标高＋1208.00m，相对标高±0.000m）位置时将揭露15-3#煤层，煤厚5.65m目前已施工到距离15-3#煤层上67.05m位置（垂深140.8回风立井井筒技术特征见下表1-1名称单位数量井口位置Xm4104424.840Ym19708836.770井口标高m+1208.000设计净直径m7设计净断面m238.47表土深度m28.5井筒深度m238三、重大危险因素辨识表1-2序号活动／产品／工作危害因素危害结果操纵措施1班前会没有开班前会下井人员失误操作伤亡必须参加班前会躯体状况不佳下井人员失误操作导致损害严禁下井穿化纤衣服下井产生火花引发火灾严禁下井不按规定发送信号人员伤亡、设备损坏严格执行操作规程2电气设备电气火灾人员伤亡、设备损坏杜绝电器设备起火电气设备失爆引起火灾伤人杜绝电器设备失爆3通风无风或风量不足有害气体超限及时恢复通风4井下有害气体燃烧、爆炸伤人、设备损坏加强通风有害气体涌出异常伤人、设备损坏及时检侧预防5爆破作业用瓦斯释放孔做炮孔点燃瓦斯严禁用瓦斯释放孔做炮孔6超前治理未执行先探后掘有害气体涌出严格执行先探后掘7煤与瓦斯突出瓦斯爆炸人员造成伤亡严格执行本措施破坏通风系统造成人员窒息伤亡加强通风设施的维护8打钻钻机未固定好钻机摇摆伤人固定牢固操作人员站在钻机后方顶钻伤人严格执行操作规程钻机未固定好钻孔窜位固定牢固9瓦电、风电闭锁监控系统失灵瓦斯超限或工作面无风情况下不能及时断电及时检修10封口盘、吊盘、模板杂物未清扫洁净、工器具未生根牢固杂物、工器具坠落伤人每班按排专人负责清扫洁净，工器具生根牢固11测定瓦斯参数数据误差偏大采取防突措施不符合规定测定人员严格执行操作规程12绞车爱护装置失灵造成人员伤亡每班按排专人负责检查、维护、试验13远距离爆破作业警戒未做好无关人员进入造成人员伤亡专人负责警戒放炮误揭煤层下层煤层爱护距离不足严格操纵放炮进尺14揭煤流程未按揭煤流程施工防突措施不到位严格按照流程施工15施工作业施工人员不熟悉突出预兆瓦斯突出、人员伤亡严格贯彻突出预兆四、矿井地质概况1.矿井地质概况井田位于山西断隆沁水台凹沁县凹陷的中东部，其东侧为太行山断拱。出露地层由东向西依次由老至新，要紧为上太古界五台超群石咀群金刚库组（桐峪组）；上中元古界长城系常州沟组、串岭购组；下古生界寒武系奥陶系；上古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系及第四系等。井田所在区域的西部以走向NE的相互平行的褶皱为主，以石厘向斜为代表。东部以走向NNE的断裂为主，具代表性的为走向NNE的高平断裂带斜贯其中。五里堠煤矿位于沁水煤田中东部武乡五区普查范围内，本区含煤地层有石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x）。其中太原组、山西组含有要紧可采煤层；本溪组、下石盒子组含1－2层薄煤层，均为不可采煤层。2.煤层赋存特征据经查资料，15-3#煤层钻孔瓦斯含量较大，为13.89ml/g可燃质，考虑到15-3#煤层厚度达到5.65m，因此15-3#煤层在井筒揭煤过程中要严格按照煤层特征来治理。15-3#煤层标高+994.5m～+1000.15m（相对标高-207.85m～-213.5m）：15-3#煤层上部为砂岩：井深-194.65m～-207.85，层厚13.2m，灰白色，中粒砂状结构，含暗色矿物；15-3#煤层下部为砂岩3.煤层瓦斯情况目前已揭煤层瓦斯情况：依照井检孔资料以及井筒施工实际情况，5#煤层以上未揭露任何煤层。回风井分不在井深80.8m、113.5m、125.45m、127.5m、129.4m、141.6m、152.8m、172.0m、186.35m处揭露5#、6#、7#、8-1#、8-2#、9#、11#、13#、14#煤层煤层编号煤厚（mm）瓦斯含量(m3/t)瓦斯压力(MPa)5m处K1最大值2m处K1最大值远距离放炮揭煤时刻放炮30分钟后CH4(%)放炮30分钟后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进风井15-3#48005.17690.030.250.117月18日16:09004.水文地质情况依照潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图和终孔报告，钻孔揭露资料、简易水文资料及盐化测井成果等，将基岩含水层划分为2个含水层；即：①碎屑岩类裂隙含水层组；②碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组。①碎屑岩类裂隙含水层组：碎屑岩含水岩组要紧指上、下石盒子组及山西组地层中的砂岩含水层。k8砂岩具斜交裂隙，方解石薄膜充填，裂隙面铁质浸染。厚度3.50m，砂岩为中粒，成分以长石、石英为主，依照简易水文观测，消耗量无明显变化，故富水性较弱，而且透水性又不行，因而对煤层开采阻碍不大。k7砂岩含水层，为中粒，长石、石英砂岩，厚4.15m。为山西组底界，距离太原组煤层距离又远，间距11.45m，故而对太原组煤层的开采阻碍亦较小。一般地讲，其对山西组煤层的开采无大阻碍。②碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组太原组k5砂岩含水层以及k4、k3、k2石灰岩含水层即属该类含水层。k5砂岩含水层，岩性为中粒长石，厚2.05m，依照简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较弱。k4、k3、k2三层石灰岩裂隙岩溶含水层，k4灰岩厚3.30m；k3灰岩厚3.30m；k2灰岩厚6.00m。k4、k3石灰岩具不规则裂隙，方解石脉充填，依照简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较差，k2灰岩具不规则裂隙，180.00～180.10m掉钻，简易水文观测水位下降至126.00m左右。k2石灰岩含水层对太原组15号煤层开采较有阻碍，望施工过程中引起注意。回风井打地质钻期间，在井筒垂深165.65m、180m处分不遇K3、K2石灰岩，出现涌水现象，依照现场实际测量，单孔涌水量分不为33m3/h、31m3/h（钻孔75mm），井筒涌水量为118.7m3/h。目前第二章揭煤技术措施一、揭煤流程（具体流程见下图）无危险无危险有危险无效有效无效有效有危险超前地质孔（l>20m），依照岩性及地质距煤层不小于10m，前探孔+测压孔，精探煤层赋存状况，测定煤层瓦斯压力(P)或含量(W)距煤层垂距5m处，预测煤层突出危险性边预测边探边掘至距煤层安全垂距最小处（远距离爆破位置）防突措施效果检验补充防突措施补充措施效果检验安全防护措施远距离爆破揭煤加强支护接着采取防突措施直至穿透煤层进入煤层底板进入煤系地层无危险实施局部防突措施距煤层垂距7m实施区域防突措施有效无危险有危险区域防突措施效果检验无效采纳工作面预测方法进行最后验证揭煤防突工艺流程示意图

1.在距煤层法向距离20m处对煤层进行超前预探，初步掌握煤层层位及产状，防止误揭煤层；2.在掘进到距煤层法向距离10m前再次进行超前钻探，进一步掌握煤层层位及产状，并测定煤层瓦斯压力及含量，对所揭煤层突出危险性进行初步预评价；3.若在距离煤层法向距离10m之前，预测煤层具有突出危险性，则在距离煤层法向距离7m前，对煤层采取区域综合防突措施，直到措施有效。4.若在距离煤层法向距离10m时预测煤层无突出危险性或采取区域防突措施有效后，掘进至距离煤层法向距离5m时，对煤层采纳工作面预测方法进行区域验证。5.在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层具有突出危险，则立即采取局部综合防突措施，直到措施检验有效。6.在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层无突出危险或采区局部防突措施效果检验有效后，掘进至远距离爆破揭煤位置采纳工作面预测方法进行最后验证。7.在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层具有突出危险性，则采取补充防突措施，直到措施检验有效。8.在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层无突出危险性或采取补充防突措施效果检验有效后，实施远距离爆破揭煤。二、区域综合防突措施在距煤层法向距离20m处对煤层进行超前预探，利用QZJ-100B型风动潜孔钻机施工2个超前钻孔，初步掌握煤层层位及产状及钻孔涌水情况。超前钻孔参数表表2-1孔号孔径（㎜）钻孔圈径（mm）见煤深度（m）终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）方位角175660022.5m见15-3#煤28.652990°275660023.6m见15-3#煤29.7526270°附图2：距离15-3#煤层20m时前探钻孔布置示意图1.区域突出危险性预测1.1预测方法依照掘探一体化施工钻孔资料分析，该段无地质构造复杂、岩石破裂的区域。在井筒掘砌至垂深197.85m（距离15-3#煤层10m）时停止掘进施工,利用QZJ-100B型风动潜孔钻机施工6个超前钻孔（操纵到井筒轮廓线外8m处）探明工作面和15-3#煤层赋存情况及相对位置。钻孔孔径为130mm、75mm，其中一个从井筒中央垂直向下打钻，另外五个从井筒周围向煤层打钻，钻孔应穿透15-3#煤层底板0.5m。其中1#、2#、3#、4#钻孔作为严格按照揭煤措施进行探煤工作，并保证前探钻孔质量，准确操纵煤层层位，防止误揭煤层，若发觉断层、褶曲或煤岩层产状异常等，必须增加操纵钻孔数量。详细记录每一钻孔实际施工过程中的数据，并对探煤情况对操纵范围进行反算，保证探煤孔操纵在立井轮廓线外8m处。若施工中存在其他因素阻碍需调整好开孔位置时，应依照实际开孔情况对钻孔参数进行修正。利用煤层瓦斯压力、DGC瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量、瓦斯放散初速度值（△P）、煤的牢固性系数（f）和钻屑解析指标（△h2、k1）来预测是否具有突出危险性，区域预测有突出危险时采取区域防突措施。详见超前钻孔设计参数表2-2；超前钻孔（区域预测孔）参数表表2-2孔号孔径（㎜）钻孔圈径（mm）见煤深度（m）终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）方位角1130700012.5m见15-318.653090°2130600013.0m见119.152990°3130013.319.4527井筒“十”字线中心4130600013.619.7526270°575600013.3m见15-3#煤19.45270°675600013.3m见15-3#煤19.4527180°附图3：距离15-3#煤层10m时前探钻孔（区域预测孔）布置示意图1.2钻孔施工方法当井筒施工至井深197.85m时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机。前探（取芯及测压）钻孔施工过程中地测及矿通风部技术人员现场跟班，详细记录钻孔开孔位置、见煤深度、终孔深度。（见附表11.3测压方法1）测压封孔针对不同的钻孔，考虑孔口内是否有水等情况，设计不同的测压封孔方法，并将无需测压的探煤孔（包括废孔）用水泥密封住，防止其对测压造成阻碍，确保测压的准确可靠。测压所需材料见表2-3。瓦斯压力测定所需设备及材料一览表表2-3序号名称规格型号单位数量1注浆泵QZB-40/11台12钻机QZJ-100台13水泥42.5硅酸盐T14压力表0～4.0MPa，高精度只45测压管8高压胶管m2006注浆管铁管，车丝连接m1507闸阀个48压力表三通接头个49托盘外径70mm,一侧打8.5mm大的小孔个410橡胶垫外径70mm，内径60mm个311膨胀剂Kg10012流量计浮子流量计只113氮气罐罐114气罐与三通的连接头加工个1测压封孔方式见下图2）具体测压步骤如下：⑴在需要测定煤层瓦斯压力的地点，选择无地质构造的地段安装钻机。⑵首先用φ130mm钻头打钻约5~10m（1号孔5m，2号孔10m）深度停止打钻，在孔内安设φ108⑶待水泥凝固后，再换上φ75mm钻头进行冲孔，期间须进行清水试压，查看孔口管固定是否完好，方法同上，若固定好打钻至距离煤层大约5m的距离停止打钻，换上φ60mm钻头接着钻进至距煤层0.5m~1m左右停止打钻。若孔内没水则接着钻进至煤层底板中0.5m停止钻进，转至步骤（5），但这时仅须下端托盘，上部托盘就不需要了。⑷若孔内有水，且含水层离煤层较远，则接着穿透煤层0.5m。⑸下4寸注浆铁管与8mm测压管，铁管下端焊接托盘，使托盘卡在钻孔台阶上，托盘与台阶之间用橡胶垫密封，下端托盘一侧打一直径8.5mm的小孔，使测压管穿过小孔进入下部空间测压，测压管与托盘之间用速凝胶密封；且在靠近含水层的下部还要焊接一托盘于铁管上，如此能对含水层的水有一定阻挡作用，使下部水泥浆能较好地凝固，两托盘的尺寸均略小于钻孔。⑹在靠近下端托盘的铁管周围打部分密集小孔，利用4寸铁管进行注浆，直至浆液从孔口流出。⑺安装流量测定装置，测定钻孔瓦斯流量；假如瓦斯流量大，就使用流量计测瓦斯流量；假如瓦斯流量小，就利用排水集气法收集瓦斯，依照收集瓦斯的时刻和瓶子的体积计算瓦斯流量。流量测定完毕，安装压力表。⑻瓦斯压力观测定期观测瓦斯压力，各钻孔在封孔后7天内每天观测和记录二次压力表读数和观测的时刻，直至瓦斯压力稳定为止。在压力观测结束后，拆下压力表，再次测定钻孔瓦斯流量，并记录钻孔瓦斯涌出衰减情况。若孔内有水且含水层离煤层较近（下向孔）其具体步骤如下：（1）钻孔钻进：选用￠127mm的钻头钻进。钻孔施工10m时（1号孔5m，2号孔10m）下孔口管，孔口管直径￠108mm。先在孔口处将孔口管与钻孔壁之间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兰盘，连上注浆接头，预备注浆。（2）注浆固管：待孔口管和钻孔壁之间的快干水泥凝固后，通过孔口管底端法兰盘上的注浆接头向孔口管内注浆。待注浆一定时刻后，孔口有少量浆液渗出或发觉注浆泵压力不再上升，现在停止注浆。关闭注浆阀门，等48小时待浆液凝固后再进行下面工序。

若注浆过程中，周围岩壁裂隙中有较多浆液流出，应间断地多次注浆。（3）扫孔、清水试压：待48小时后孔口管中的浆液凝固，将法兰盘卸除，选用￠94mm钻头扫孔到20-25m（1号孔10m），然后用清水试压，试压压力不小于8MPa，确定孔口管合格（孔口管在高压下可不能被压出钻孔，同时无水渗出）后再进行下一步工序。（4）接着钻进：清水试压确定孔口管合格后，进一步钻进，现在仍用￠94mm钻头钻进（最好用岩芯管取芯钻进，以便更准确操纵钻孔距煤层的位置），准确测量钻孔深度，当钻孔孔底距离煤层5m左右时，停止钻进，提钻观看钻孔出水情况。（5）注浆堵水：假如没水则接着钻进，然后实施步骤（6）。若孔口有大量水（或有一定量的渗水）流出。则实施测压孔高压注浆堵水：在孔口管上拧上法兰盘，通过注浆接口向孔口管内注浆，注浆压力应达到8MPa，但不能超过8MPa，并保持该压力许多于10分钟，然后关闭注浆阀门，完成钻孔注浆工作。48小时后待浆液凝固，再进行工序（6）。（6）扫孔：改用￠60mm的钻头钻进至原孔底，观看钻孔是否出水（渗水）（观看时刻许多于12小时），如出水（渗水）必须重新注浆堵水，直到不出水（渗水）为止。（7）封孔测压：接着钻进至煤层顶板中0.5m停止钻进（防止钻孔进入煤层顶板，将煤层顶板含水层的水导入测压孔内），然后封孔注浆（同前）后，上表测压。1.4瓦斯含量测定方法使用DGC瓦斯含量测定装置对5#、6#钻孔煤样的瓦斯含量进行测试。（见附表2）1）井下取芯：记录2个时刻及大气压和温度与采样地点、煤样编号。⑴停钻时刻：钻进到取芯位置停钻时刻。⑵取芯开始时刻：开始钻进取芯时刻。⑶取芯结束时刻：开始退钻时刻。⑷开始解吸时刻：煤样罐与解吸管相连的时刻。注明：解吸完毕之前煤样罐阀门始终是打开的，解吸30分钟一分钟读取一次解吸量后关闭阀门，把煤样罐放入水中检查气密性。2）地面试验室解吸:（记录试验室大气压和温度）将井下装好的煤样罐与地面解吸管相连，记录初始刻度缓慢打开煤样罐阀门观看解吸量大小（1分钟内解吸量小于5ml/min地面解吸结束）记录终止刻度。3）粉碎解吸：提取煤样罐中的煤样进行称重并记录，在称重前先看煤的破坏类型，在称重后的煤样中称取两份相同重量的煤样（100g-120g4）煤样的水分测定：在煤样中称取1份10g的煤样放入水分测定仪中，打开观看口调零，开始加温，待数值刻度稳定后读取水分值。（数据读取时一个刻度是0.05）。5）输入所有测试数据输入电脑软件进行计算。1.5瓦斯放散初速度值测定方法1）煤样采取：取1#钻孔煤样1kg用双层塑料密封装袋后及时送实验室。2）粉碎煤碎，采纳60目和80目的分析筛取粒度为0.20mm~0.25mm煤样50g作为实验测定用样。3）取下带杯真空活塞下端的样杯，用苯或甲苯认真擦洗样杯和活塞芯下端；待苯或甲苯挥发后，从每种被测煤样中各取两份，每份重3.5g，装入同组两个样杯中，并在煤样面上铺上薄薄一层脱脂棉，幸免脱气时煤样抽入真空系统中。然后在活塞的下端均匀地涂上一层真空脂，按顺序装上样杯，将弹簧托盘托好样杯。4）旋转活塞“Ⅰ”使甲烷气源与梳形管断开；启动真空泵，缓慢地旋转活塞“Ⅱ”，使真空泵与梳形管相通，然后逐一缓慢旋动活塞芯使样杯与梳形管相通，煤样脱气时刻为1.5h。5）煤样脱气1.5h后，关闭所有样杯活塞和活塞“Ⅱ”，将活塞“Ⅰ”旋转使气源与梳形管相通随即关闭，再打开活塞“Ⅱ”抽掉梳形管内的甲烷气体，反复两次以清洗管路。转动活塞“Ⅱ”，使真空泵与大气相通，然后停泵；旋转活塞“Ⅰ”，使甲烷气源与梳形管相通后，旋动各样杯上的活塞，使甲烷进入各个样杯，煤样在近似一个大气压的条件下吸附甲烷1.5h。6）在吸附甲烷结束前0.5h开启仪器电源预热20min后，按“预置”键后，从键盘输入测定日期，煤样编号，预置完毕后，按“2”7）煤样吸附甲烷结束后，旋转1、2、3、4、5、6样杯活塞，关闭样杯与梳形管的气路；8）旋转活塞“Ⅰ”使甲烷气源与梳形管断开而与检测器相通，用弹簧夹将气源出气管夹紧，以免抽真空时甲烷进入测定系统；9）启动真空泵，并缓慢旋转活塞“Ⅱ”，使真空泵与梳形管相通，对测定系统抽真空，当显示窗显示值接近零，2min后，旋转活塞“Ⅱ”使真空泵与梳形管气路断开。可不停泵待用。10）按动操纵板上的“监控”键，使仪器处于监控状态。11）按动采样键，现在操纵板上的预备灯亮。12）旋转活塞“Ⅰ”使样杯“Ⅰ”与梳形管相通，现在，测量灯亮，预备灯灭，仪器开始自动采集数据，1min后测量灯灭，测量数据自动存入存储器。表示第1测量工作结束，然后旋转活塞“Ⅰ”使样杯“1”13）测定结果的输出方式有两种，即显示器上显示和打印输出。1.6煤的牢固性系数测定方法1）在打钻过程中取2#钻孔煤样时，沿煤层厚度的上、中、下部采取块度为10cm左右的煤芯两块。煤样采取后应及时用纸包上并浸蜡封固，以免风化。2）将煤样用小锤碎制成20~30mm的小块，用孔径为20和30mm的筛子筛选；3）称取制备好的煤样50g为一份，每5份为一组，共称取三组。4）将捣碎筒放置在水泥地板上，放入试样一份，将2.4Kg重锤提高到600mm高度，使其自由落下冲击试样，每份冲击3次，把5份捣碎后的试样装在同一容器中；5）把每组（5份）捣碎后的试样一起倒入孔径0.5mm分样筛中筛分，筛到不再漏下煤粉为止；6）把筛下的煤粉未用漏斗装入计量筒内，轻轻敲打使之密实，然后轻轻插入具有刻度的活塞尺与筒内粉末接触，在计量筒口相平处读取数l（即粉末在计量筒内实际测量高度，读至毫米）。当l≥30mm时，冲击次数n即可定为3次，按以上步骤接着进行其它各组的测定。当l≤30mm时，第一组煤样作废，每份冲击次数n改为5次，按上步骤进行冲击、筛分和测量，仍以每5份作一组，测定煤粉高度l。7）牢固性系数的计算，f=20n/l,n-每份试样冲击次数，次；l-每组试样筛下煤粉的计量高度，mm。1.7钻屑瓦斯解吸指标（简称钻屑解吸指标）的测定方法1）钻屑解吸指标（△h2）的测定打钻时，在3#钻孔取出钻屑，用孔径1和3mm的筛子筛分（孔径1mm的筛子在下，孔径3mm的筛子在上），将筛分好的1～3mm粒度的试样装入MD－2型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻度线水平（10g左右），自钻孔打至该采样段起经3min后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气隔离，在2min时记录解吸仪的读数，该值即为△h2，单位为Pa。2）钻屑解吸指标（K1）的测定打钻取4#钻孔煤样，使用WTC型突出预测仪。每钻进2m，取一次钻屑作解吸特征测定。取样时，把秒表、筛子预备好，钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量许多于100g时，停止取样，并接着进行筛分，最后把已筛分好的1～3mm的煤样装入WTC仪器的煤样罐内，盖好煤样罐，预备测试。1.8突出危险性判定以上各项参数的测定由中国矿业大学派专人进行测定，矿通风部配合并依照煤层瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度值和煤的牢固性系数进行区域预测的临界值，若瓦斯压力小于0.74Mpa,瓦斯含量小于﹤8m³/t，瓦斯放散初速度﹤10ml/min，煤的牢固性系数>0.5，钻屑解吸指标△h2<200，钻屑解吸指标K1<0.5，在7m处实施区域防突措施进行消突，并再次对煤层进行突出危险性预测，判定无突出危险性，则采取安全防护措施后，可掘进至距煤层法向距离5m处。 表2-4瓦斯压力MPa瓦斯含量m³/t瓦斯放散初速度ml/min煤的牢固性系数钻屑解吸指标△h2钻屑解吸指标K1区域类不﹤0.74﹤8m³>10<0.5<200<0.5无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区2.区域防突措施当区域危险性预测煤层有突出危险性时采取区域防突措施，本次区域防突措施是通过打瓦斯释放孔释放瓦斯、卸压来预防突出。当区域预测有突出危险，则在距离预揭15-3#煤层7m掘进断面上施工φ75㎜的释放孔3082.1释放瓦斯孔设计依照《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点，设计排放钻孔。要紧技术参数如下：共布置8圈排放钻孔，其中井筒外布置6圈。井筒外每圈钻孔终孔间距为2m，井筒内钻孔能够依照实际条件多打钻孔。每圈排放钻孔数（从外向内）依次为76个、65个、55个、44个、33个、22个、8个、5个。附图4：距离15-3#煤层7m处释放瓦斯钻孔布置示意图2.2钻孔施工方法当井筒施工至井深200.85m（距15-3#煤层7m）时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机，释放孔采纳QZJ-100B型风动潜孔钻机施工，孔径φ75㎜，最外圈钻孔操纵到井筒轮廓线外12000mm（沿煤层距离），全部释放孔均穿透各煤层进入煤层底板500㎜。3.区域防突措施效果检验可能瓦斯通过排放一周时刻后，对释放煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，首先由中国矿业大学、通风、地质部门分析、检查释放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。检验期间还应当观看、记录在煤层中施工钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。能够安全揭煤的条件为（瓦斯排放区域）：（1）钻孔瓦斯解吸指标（△h2、K1）值小于临界值；（2）煤层残余瓦斯压力P<0.74MPa。具体方法是：在工作面打设4个效果检验孔，封孔后测定煤层残余瓦斯压力，用以检验瓦斯压力是否降低到0.74MPa以下。瓦斯压力测定方法同上。当残余瓦斯压力降低到0.74MPa以下时，在煤层最外圈排放钻孔之间打4个钻孔，测定煤层的钻屑解析指标k1值。3.1检验钻孔布置。在施工完区域防突措施后，利用测定△h、K1值及煤层瓦斯压力进行效果检验。具体方法是在工作面打设4个效果检验孔，1～3号孔均匀分布在井筒井壁以内1m远的位置（东、西、北三侧），1～3终孔点位于井筒断面轮廓线外10m处（各钻孔均穿透煤层底板500mm）。4个孔尽量布置于所在部位消突钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各消突钻孔或尽可能与周围各消突钻孔保持等距离。具体钻孔布置方法见附图。测定△h2、K1值钻孔施工参数表（距15-3#煤层7m）表2-5孔号孔径（㎜）见煤深度（m）终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）钻孔方位角（°）1428.85m见15-3#15.001690°2429.8m见15-3##煤15.959270°3429.4m见15-3#煤15.55150°4429.3m见15-3#煤15.450井筒“十”字线中心测定煤层压力值钻孔施工参数表（距15-3#煤层7m）表2-6孔号孔径（㎜）见煤深度（m）终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）钻孔方位角（°）1428.95m见15-3#煤15.1016100°2429.7m见15-3##煤15.859280°3429.5m见15-3#煤15.651510°4429.4m见15-3#煤15.550井筒“十”字线中心区域防突措施效果检验后，煤层仍有突出危险时，增加瓦斯释放孔数量，接着排放瓦斯，然后重新做区域防突措施效果检验，直至煤层无突出危险性。效果检验必须经总工程师审批同意后，方可接着掘进井筒至煤层法距5m处进行区域验证附图5：15-3#煤层区域防突效果K1值检验钻孔布置示意图附图6：15-3#煤层区域防突效果压力值检验钻孔布置示意图3.2钻屑瓦斯解吸指标法参考临界值表表2-7煤样△h2指标临界值K1指标临界值干煤样2000.5湿煤样1600.44.区域验证对采取措施后的煤层进行一次突出危险性指标的测定，依照实测的△h2、K1指标值推断是否降到临界值以下、有无突出危险。区域预测为无突出危险时，在确保采取安全防护措施下掘进到距离15-3#煤层最小法向距离5m时（垂深202.85m）进行区域验证，本次区域验证采纳钻屑瓦斯解析指标法△h2、K1值，并将测定结果记录。△h2、附表3：揭煤流程防突参数汇报表距离工作面5m时的施工方法：在工作面向煤层的适当位置打4个钻孔，1～4号孔均匀分布在井筒井壁以内1m远的位置（东、西、北、南四侧），终孔点位于井筒断面轮廓线外5m处（各钻孔均穿透煤层底板500mm）。4个孔尽量布置于所在部位消突钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各消突钻孔或尽可能与周围各消突钻孔保持等距离。钻孔施工参数表（距15-3#煤层5m表2-8孔号孔径（㎜）可能见煤深度（m）可能终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）钻孔方位角（°）1426m见15-3#煤12.152380°2426.8m见15-3#煤12.9520260°3426.3m见15-3#煤12.4520350°4426.4m见15-3#煤12.5520170°附图7：15-3#煤层区域验证钻孔布置示意图通过观测工作面有无动力现象、测定△h2、K1值来判定煤层是否具有突出危险性。依照检测数据及观测现象进行分析，假如测定瓦斯各项指标降至临界值以下，也没有突出预兆时，证明措施有效，应当采取安全防护措施后进行掘进作业。区域验证结果作为局部危险性预测结果。三、局部综合防突措施1.工作面突出危险性预测距离15-3#煤层5m时（垂深202.85m）采纳钻屑瓦斯解析指标法△h2、K1值进行工作面突出危险性预测，具体预测方法同区域验证，区域验证结果作为判定工作面突出危险性预测结果。2.工作面防突措施当工作面预测有突出危险性时，距离15-3#煤层最小法向距离5m时采取防突措施。在工作面利用QZJ-100B型风动潜孔钻机施工孔径为φ75㎜的释放孔308个来释放瓦斯。钻孔操纵到井筒轮廓线外5000mm（沿煤层距离），全部释放孔均穿透各2.1钻孔施工方法当井筒施工至井深202.85m时，附图8：距离15-3#煤层5m处释放瓦斯钻孔布置示意图3.防突措施效果检验3.1局部防突效果检验必须包括以下内容：1）对采取防突措施后的煤层再进行一次△h2、K1值的测定，依照实测的指标值推断是否降到临界值以下、有无突出危险。测定方法同上。2）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、推断。局部防突措施效果检验应在实施完局部防突措施瓦斯释放孔释放一段时刻后进行，即在距离15-3#煤层法向距离5m时进行。3.2效果检验孔钻屑瓦斯解析指标法△h2、K1值测定方法：在工作面的适当位置向煤层打5个钻孔，应保证钻孔穿过煤层底板至少0.5m。若如验证有突出性，接着做防突措施。直至无突出危险后，掘进至距煤层法向距离2m处。钻孔施工参数表（距15-3#煤层5m表2-9孔号孔径（㎜）可能见煤深度（m）可能终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）钻孔方位角（°）1425.9m见112.0530100°2426.8m见15-312.9525280°3426.4m见15-312.552710°4426.4m见15-312.5527190°5426.3m见15-312.450井筒“十”字线中心附图9：15-3#煤层局部防突检验钻孔布置示意图4最后验证进行至距离15-3#煤层2m处，在爆破前再最后对揭露煤层利用钻屑瓦斯解析指标法测定△h2、K1值做一次验证，验证无突出危险性后，实施远距离爆破揭煤。钻孔施工参数表（距15-3#煤层2m表2-10孔号孔径（㎜）可能见煤深度（m）可能终孔深度（m）钻孔与井筒中心线夹角（°）钻孔方位角（°）1422.0m见15-3#煤8.1520110°2422.8m见15-3#煤8.9517290°3422.3m见15-3#煤8.451820°4422.4m见15-3#煤8.5518200°5422.3m见15-3#煤8.450井筒“十”字线中心附图10：15-3#煤层最后验证钻孔布置示意图如验证有突出性，接着做防突措施。采取在距离15-3#煤层2m外掘进断面上施工φ75㎜的释放孔308个，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯突出的发生。钻孔操纵到井筒轮廓线外3000mm（沿煤层距离），穿透各附图11：距离15-3#煤层2m处释放瓦斯钻孔布置示意图4.1钻孔施工方法当井筒施工至井深205.87m对采取防突措施后利用钻屑瓦斯解析指标法测定△h2、K1值进行判定，直至△h2、K1值降至临界值以下，证明钻孔释放有效，若△h2、K1值超过规定值则证明防突效果无效，接着执行防突措施或补充措施直至措施有效，只有工作面无突出危险后方可按照远距离爆破规定进行揭煤作业。4.2安全防护措施1）全体施工人员必须坚持安全第一的方针，施工时要实行安全生产责任制和业务自主保安，建立各工种的岗位责任制，工人应明确自己的岗位职责，互助协作，共同作好揭煤安全工作。2）井口附近50m内严禁明火，下井人员实行“检身制”3）装药前脚线要扭结成短路。不同厂家的雷管不得同时使用。4）施工过程中，要有项目负责人现场统一指挥。5）每次放炮前，要详细检查通风设施是否完好，有损坏的立即修复，保证放炮时工作面能够正常通风。6）施工前，应对井口20m范围及井筒内全部机电设施、设备进行防爆检查，更换不合格设施设备，井筒内各种电气设备必须达到防爆要求。并作好检查记录，负责人签字。7）下井人员要佩带矿灯和隔离式自救器。8）入井人员严禁穿化纤衣服。9）自本措施开始执行起，必须建立瓦斯检查制度，坚持正常检查瓦斯。10）远距离爆破时井下必须停止工作，所有人员必须撤至地面，井下必须全部断电。爆破至少30分种后，由矿山抢救大队在井口检测回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度由低到高，再由高到底，降至EQ1%以下，先由矿山抢救大队携带检测仪器，从井口缓慢下井检查瓦斯及二氧化碳浓度。瓦斯EQ浓度超过1%或二氧化碳浓度超过EQ1.5%，停止落罐，等低于规定值后，方可向下接着检查。检查时罐内人员使用防爆对讲电话与地面联系。经抢救队人员检测瓦斯、CO、氧气、瞎炮等指标符合规定后，方可进行下一个工序。11）井筒工作面配备压风自救系统，在工作面和吊盘上安装20套压风呼吸自救装置，平均每人的压缩空气供给量大于0.1m35．远距离爆破揭煤施工5.1爆破工艺流程在预测为无突出危险或经防突措施效果检验，突出危险消除后，采纳远距离爆破措施揭开煤层。所有瓦斯释放孔、效果检验孔不能作为炮眼使用，远距离爆破时应封闭所有瓦斯释放孔和效果检验孔并重新施工炮眼。揭煤采纳远距离爆破的方法两次爆破揭露煤层。每循环进尺为4.2m，在揭露15-3#5.2爆破作业1）炮眼布置布孔原则：总的原则是多打眼、少装药，中间稀，周边密，所有炮眼都在炸药与封口炮泥间装2个水炮泥。（1）爆破设计原则a、炮眼数目为正常爆破炮眼数目的1.2～1.5倍；b、远距离爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的1.5～2倍；（2）爆破讲明书a、爆破原始条件b、爆破参数表c、炮眼布置附图15-3#煤层爆破原始条件表表5.1序号名称单位数量备注1掘进断面m250.242炮眼总长度m887.43岩石牢固性系数f2～44工作面瓦斯情况%0%回风井井筒探掲15-3#煤层预期爆破效果（第一次爆破）表5.2序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m250.243每循环进尺m4.24每循环爆破实体岩石量m32115每循环炸药消耗量kg186.26单位原岩炸药消耗量kg/m30.887每循环雷管消耗量个2118单位原岩雷管消耗量个/m319每循环炮眼长度m887.4回风井井筒探掲15-3#煤层爆破图表（第一次爆破）表5.3炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径(m)眼深(m)眼距(mm)倾角(度)装药量起爆顺序延期时刻(ms)雷管段不卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.44.47009089.6Ⅰ1辅助眼7-18122.44.260090512.0Ⅱ2辅助眼19-34163.64.270090516.0Ⅲ3辅助眼35-60264.84.260090526.0Ⅳ4辅助眼61-91316.04.260090531.0Ⅴ4辅助眼92-140497.04.245090549.0Ⅵ4周边眼141-211718.04.235088342.6Ⅶ5合计211186.2备注:采纳三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷φ35mm,药卷长250mm,重200g/卷;毫秒延期电雷管起爆。回风井井筒探掲15-3#煤层预期爆破效果（第二次爆破）表5.4序号爆破指标单位数量1炮眼利用率%902掘进断面m250.243每循环进尺m4.24每循环爆破实体岩石量m32115每循环炸药消耗量kg142.86单位原岩炸药消耗量kg/m30.687每循环雷管消耗量个2118单位原岩雷管消耗量个/m319每循环炮眼长度m887.4回风井井筒探掲15-3#煤层爆破图表（第二次爆破）表5.5炮眼名称炮眼序号炮眼数目圈径(m)眼深(m)眼距(mm)倾角(度)装药量起爆顺序延期时刻(ms)雷管段不卷/眼kg/圈掏槽眼1-661.44.47009067.2Ⅰ1辅助眼7-18122.44.26009049.6Ⅱ2辅助眼19-34163.64.270090412.8Ⅲ3辅助眼35-60264.84.260090420.8Ⅳ4辅助眼61-91316.04.260090424.8Ⅴ4辅助眼92-140497.04.245090439.2Ⅵ4周边眼141-211718.04.235088228.4Ⅶ5合计211142.8备注:采纳三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷φ35mm,药卷长250mm,重200g/卷;毫秒延期电雷管起爆。注：本爆破图表仅供此次揭露煤层，施工中应依照实际揭露的煤层进行调整。附图12：15-3#煤层炮眼布置图及揭穿煤层示意图揭露煤层使用远距离爆破法施工，在煤层地板下2m掘砌施工时同样采纳远距离爆破措施进行掘进，如煤层较软时，可降低施工段高减少装药量，进行锚网喷临时支护，以保证施工安全。2）爆破材料（1）爆破采纳三级煤矿许用粉状乳化炸药，规格φ35×250㎜×200g（2）起爆采纳铝质脚线毫秒延期电雷管1～5段，总延期时刻不超过130ms，不同意隔段使用。3）装药作业装药结构采纳正向连续装药,掏槽眼为直眼掏槽。4）连线联线方法采纳大并联5）警戒及爆破揭煤远距离爆破在地面距井口50m以外，使用专用起爆器起爆。附图13：煤层远距离爆破警戒布置图6）爆破后支护在放炮出矸后，必须及时进行围岩支护工作，过煤层的技术原则是使煤层暴露时刻短，幸免延期突出的危险，采纳锚网喷方法封闭煤层。（1）远距离爆破前和放炮后，依照现场情况对工作面充分洒水，杜绝煤干燥，出矸后，立即分段打锚杆，挂金属网片、架井圈、喷浆快速封闭煤层。（2）远距离爆破揭开煤层，从煤层以上2m的位置开始进行全断面临时锚网喷临时支护，出矸暴露井帮0.5m时，在井壁上打锚杆，分段分片挂金属网片，够1m高时立即进行加固封闭煤层。当封闭煤层段高达到4.0m时，进行永久支护。（3）当煤层较松软时，能够进行直接人工装吊桶，运出井筒，如较硬，采纳松动爆破法掘进，松动爆破仍按照远距离远距离爆破的规定执行。（4）锚杆规格：Φ20×2000mm左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为800mm×800mm，；金属网为Φ6.5mm钢筋制作，网孔100×100mm，网片之间纵横向采纳铁丝绑扎连接，连接长度100mm。（5）上述支护采纳短段掘砌，直至施工到煤层底板2.0m，揭煤层工作即结束。附图14：临时支护示意图第三章生产系统一、一通三防系统施工过程中，采纳压入式通风，选择FBDNO7.1/2×37KW矿用隔爆型压入式对旋局部通风机，配备两路φ800mm胶质双反边风筒局部通风机和备用，局部通风机分不安设在井架东北侧、井架东