突出煤层石门工艺技术

突出煤层石门工艺技术

勘察设计2/20/20241.主要内容一、全国煤矿煤与瓦斯突出事故统计分析〔局部〕二、突出煤层石门揭煤措施施工工艺三、石门揭煤案例2/20/20242.1.1全国煤矿煤与瓦斯事故统计分析〔局部〕2/20/20243.2/20/20244.炮掘工作面171次895人占80.63%；综掘工作面6次42人占3.78%；炮采工作面11次95人占8.56%；综采工作面1次3人占0.27%；施工钻孔3次10人占0.9%；冒顶诱发1次6人占0.54%；石门揭煤6次44人占3.96%；扩修巷道2次15人占1.35%。2/20/20245.国有70次384人分别占34.83%和34.59%；乡镇131次726人分别占65.17%和65.41%。2/20/20246.1.2掘进工作面煤与瓦斯突出2004年10月20日，大平煤矿发生特大瓦斯爆炸事故。当时井下作业人员有446人，有298人逃出。事故造成148人死亡，32人受伤。“10·20〞事故是一起特大型煤与瓦斯突出而引发的特大瓦斯爆炸事故。矿井为高瓦斯矿井。2007年10月13日，江西省丰城矿务局建新煤矿1113顺槽掘进工作面发生煤与瓦斯突出事故，19名矿工遇难、2人受伤。全矿当班下井283人。2007年11月8日，纳雍县群力煤矿发生特别重大煤与瓦斯突出事故，死亡35人、伤7人，直接经济损失1261万元。2/20/20247.1.2掘进工作面煤与瓦斯突出2002年5月15日13时40分,湖南娄底市新化县温塘镇新源煤矿二水平南翼运输大巷煤巷掘进面发生煤与瓦斯突出事故，18人死亡。2002年4月7日4时25分,安徽淮北矿业集团公司芦岭矿3号溜煤岩巷掘进头发生煤与瓦斯突出事故，共有13名作业人员，13人全部死亡。2/20/20248.1.3基建煤矿突出事故2005年12月24日，盘县响水煤矿发生煤与瓦斯突出事故。事故造成12人遇难。2006年1月05日安徽淮南煤矿一在建矿井发生瓦斯突出事故，12名矿工遇难。2006年3月26日，五轮山煤业井下11301运输巷掘进工作面发生一起煤与瓦斯突出事故，事故造成15人死亡，9人受伤。2006年7月29日，云南省曲靖市滇东能源公司白龙山煤矿发生煤与瓦斯突出事故，死亡11人。2/20/20249.1.4实施防突措施时发生突出事故2007年4月6日23时5分，甘肃窑街煤电公司金河煤业公司南采区16203运输顺槽煤巷综掘工作面，在施工深孔松动爆破钻孔过程中诱发了煤与二氧化碳突出，造成9人死亡。2006年2月10日18时30分，郑煤集团马岭山煤矿在打钻预测瓦斯时诱发煤与瓦斯突出，当班入井56人，其中41人平安升井，15人死亡。2/20/202410.1.4实施防突措施时发生突出事故2007年7月20日11时10分,重庆南桐矿业集团鱼田堡煤矿3504E2机巷在打防突预处理钻孔施工时，发生煤与瓦斯突出事故，造成4人死亡。2006年4月9日10时40分,重庆松藻煤电有限责任公司石壕煤矿，在掘进工作面打防突孔施工过程中，发生煤与瓦斯突出事故。煤炭突出量600多吨，造成3人死亡。2002年3月23日14时20分,湖南涟邵矿务局蛇形山煤矿瓦斯工程队在实施超前钻孔防突措施过程中，发现瓦斯异常并立即撤退时，发生煤与瓦斯突出事故，死亡3人。2/20/202411.1.5石门揭煤突出2/20/202412.2/20/202413.2007年4月6日20时35分，湖南省煤业集团金竹山矿业一平峒煤矿25采区回风石门揭完煤过煤门期间，放炮后清理煤矸过程中，由于支护不到位，空顶导致煤与瓦斯突出，造成4人死亡。2003年8月10日16时40分,湖南郴州市嘉禾县行廊镇刘家山煤矿暗斜井-10石门发生煤与瓦斯突出事故，死亡8人。2/20/202414.1.5石门揭煤突出2005年6月8日11时0分,湖南娄底市冷水江市资江煤矿〔原国有地方矿，改制后卖给个人，属国家煤矿平安监察局公布的国有煤矿停产整顿矿井，瓦斯突出矿井〕-200水平四石门揭煤时发生煤与瓦斯突出事故，当时井下有232名作业人员，有210人脱险出井,造成22人死亡。2/20/202415.1.7我国突出的特点●突出矿井分布广，局部地区较严重■20多个省(区)的一些矿井■湖南、贵州、重庆、四川、云南、河南、江西、辽宁等省较严重■湖南的突出矿井数和突出总次数，均占全国总数的1/3以上，特大型突出次数占一半以上；2/20/202416.●突出分布在不同类型的煤层■单一突出煤层的矿井占突出矿井总数的1/3■相当一部份矿井的所有可采煤层均属突出煤层，无保护煤层可采■全国有近一半的突出矿井，需采用本煤层防突措施2/20/202417.1.7我国突出的特点

●始突深度不一■50～60m——500～600m■始突深度浅，特大型突出的深度浅，在南方煤田中是一明显特点●中小型突出占绝大多数，大强度突出次数也不少■50t以下的小型突出占73.77%■50～100t的中型突出占13.45%■100～500t的次大型突出占11.15%■500～1000t的大型突出占0.91%■＞1000t的特大型突出占0.7%2/20/202418.■大型和特大型突出比例虽小，但次数仍有100屡次，多数发生在石门揭煤时●有少数矿井发生过岩石与二氧化碳突出及岩石与甲烷突出●随着采深的加大，突出矿井不断增多，突出灾害日益严重延期突出和打钻突出增多2/20/202419.1.8突出的一般规律煤层突出危险性随开采深度增加而增大;煤层突出危险性随煤层厚度的增大而增大;大多数突出发生在掘进工作面;

掘进面占80%(其中石门占6.75%)以上,采面占15.8%石门突出的平均强度最大;误穿煤层一次性伤亡最大；突出前的作业方式多样，但以放炮为最多;

放炮占64.6%,手、风镐落煤占21%,其它占12.1%突出多发生在地质构造带和应力集中带;多数突出前有预兆出现；2/20/202420.1.9突出多发地点封闭向斜轴附近帚状构造收敛端煤层扭转区压性、压扭性小断层带煤层产状变化区煤包及煤厚变化带分岔煤处岩浆岩浸入带注意：大型构造附近必定存在大型突出危险！2/20/202421.1.10事故发生原因分析这些事故发生的原因，综合归纳如下：1、客观上，发生事故的地点都存在突出危险，对危险不知或认识缺乏的人们的采掘活动等偶然因素触动诱发了必然要发生的突出，并导致伤亡事故。2、地质勘探程度不够，对矿井瓦斯等级定位定性不准，客观上使设计、施工、业主、管理人员、工人、监察监管者丧失了应有的警惕性，不采取措施或措施力度不够。3、地质资料不清，既未打钻控制煤层层位，又未制定误穿煤层的平安措施。4、对复杂地质条件下的煤与瓦斯突出灾害认识不够，未能制定针对性措施，违章指挥、违章作业发生事故。2/20/202422.5、违规揭穿井筒煤层或石门揭煤，导致事故。表现为：未采取措施或所采取措施未能消除突出危险，刷斜面误穿煤层，放炮揭煤时未全采区或全井撤人，过煤门期间违章作业等。6、违规进行煤巷掘进，导致事故。表现为：未采取区域性措施或所采取措施未能消除突出危险又未采取补充局部防突措施或措施力度不够、未进行措施效果检验、所采取措施不符合规定、未执行平安防护措施，放炮、割煤、施工措施孔、检验孔、手镐作业等诱导突出发生事故。2/20/202423.7、违规在突出危险煤层中进行回采，导致事故。表现为：对突出危险工作面未采取抽放等措施或所采取措施未能消除突出危险、未进行措施效果检验、未采取局部防突措施消突、未执行平安防护措施等导致事故。8、通风系统不可靠、采掘布局不合理、电器设备失爆、管理混乱、违章指挥等是事故扩大的原因。9、平安投入缺乏、专业知识缺少、专业人才奇缺、管理人才缺乏等也是导致事故发生的原因。2/20/202424.防突措施工程质量差，弄虚作假严重，监督管理失误，设计数据作为竣工资料利用，尤其害人。防突知识培训、防突专业队伍培训弱化，严重不能支撑防突工作需要。突出矿井设计标准理念欠缺，不能满足实际需要。追求高额利润，铤而走险仍有存在。2/20/202425.平安监管不到位，执法力度不够也是原因之一。技术和管理标准的缺少、贯彻力度的缺乏、先进技术设备的支撑不强等也是影响突出灾害多发的因素之一。没有科学合理的建矿本钱，各地区、各类型矿井各不相同。日益增加的费用也将是影响因素。矿井建设各阶段还未环环相扣，应是前一阶段不达标，下一阶段工作就不得开展。可控因素、不可控因素各是什么？煤与瓦斯突出防治工作的主要着力点在哪里？追求的目标是什么?地质资料？专业知识？责任心？管理？技术？监察监管？法律法规？人才？尤其要提醒各位同行注意准备要充分2/20/202426.1.11新建突出矿井、新水平、新采区的管理新建突出矿井、新水平、新采区的管理新建突出矿井的初步设计突出矿井的新水平新采区的设计必须对突出煤层编制防治突出专门设计开拓方式煤层开采顺序采煤方法通风方式支护形式突出危险性预测方法保护层选择预抽瓦斯局部防突措施上一级总工程师批准实施建设新矿井建成新水平新采区建成按国家有关规定对专门设计验收上一级对专门设计组织验收通过移交生产未通过整改2/20/202427.1.12突出矿井的巷道布置突出矿井的巷道布置要求巷道布置主要巷道应布置在岩层或非突出煤层中突出煤层中严禁任何两个采掘工作面串联通风煤层巷道应尽可能布置在卸压范围内开采保护层的应充分利用保护层保护范围突出煤层中的掘进工程量应尽可能减少揭穿突出煤层的地点应避开地质构造破坏带揭穿突出煤层前必须有独立可靠通风系统井巷揭穿突出煤层的次数应尽可能减少2/20/202428.1.13企业内部安监部门的作用企业内部安监部门的作用上一级安监部门矿安检部门负责监督执行防突工作的有关规定可能突出时责令停止作业撤出人员参加防突专门设计及措施的审查对突出隐患要求限期解决制止违章指挥作业并罚款或提出处理意见监督防突设计防突措施的实施监督防突措施费用的使用2/20/202429.1.14突出矿井的机构设置高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井必须按要求设立通风、防突、抽采、平安监控等专业队伍，并配备专业技术人员；矿井必须设专职通风副总工程师，提倡设通风副矿长，实现技术与行政管理责任别离；煤与瓦斯突出矿井应设专职地测副总工程师；——?安委办〔2021〕17号?2/20/202430.突出煤层石门措施施工工艺2/20/202431.防止煤与瓦斯突出的局部性措施，根据各生产矿井使用的情况，大致可分以下三种类型：1、局部卸压的措施：大直径钻孔排放，水力冲孔，预抽瓦斯等。2、增大煤体机械强度的措施：金属骨架，前探支架，掩护挡板，留大根，半边掘进等。3、诱导突出的措施：震动性放炮等。在不同条件下，可以采取不同措施。为了表达的方便，现根据巷道类别的不同，分述如下：2/20/202432.●石门揭煤程序〔MT/T955-2005〕探查煤层层位〔10m以外〕测压或预测突出危险性〔5m〕采取防突措施〔3-5m〕进行措施效果检验远距离放炮或震动性放炮揭开煤层〔1.5～2m〕穿过煤层并进入顶〔底〕板岩石(2m)2/20/202433.揭开石门的准备工作2/20/202434.一、掌握地质构造和煤层赋存情况1、为了平安揭开煤层，首先是要确切掌握地质构造、煤层厚度、倾角、掘进工作面距煤层的距离，以免误穿煤层，引起瓦斯突出，造成重大事故。例如，南桐矿务局直属二井+310米水平第十石门，从六号层向四号层掘进时，虽然曾打有钻孔勘探煤层情况，但由于未认真记录，未能确切掌握煤层位置，导致在6月8日中班按一般放炮进行第三次爆破后，产生了强度为130吨的突出。突出是冲破1米岩柱而发生的。2/20/202435.因此，要做好地质资料的收集，并进行分析研究，特别是打钻探明煤层情况时，要认真做好原始记录，确切掌握煤层位置，以便保持一定的平安岩柱是很重要的。2、正确测定瓦斯压力，是一件很重要的工作。因为，煤层瓦斯突出的危险程度，决定于岩石压力，瓦斯压力和煤的结构，由于岩石压力除用垂深推算估计外，还没有好的测量方法，特别是地质构造的剩余应力，而对于煤层瓦斯压力大小和煤质的软硬程度，在某种意义上来说，反映了揭开煤层时突出的危险程度，也是选择揭开煤层措施的重要依据之一。2/20/202436.根据南桐矿务局所属各矿屡次测定煤层瓦斯压力的经验，当测压孔距煤层较近且岩石松软时，测得的瓦斯压力偏低。例如南桐矿务局直属一井+150米水平主石门揭四号层时，从测压孔进入槽口炭分层时，喷出1吨多煤和大量瓦斯，堵孔测压后，测得压力仅为7.6公斤/厘米2。因而错误地认为危险程度不大，致使在揭开煤层时发生了强度为1473吨的大突出。以后在相邻地区测得四号层的瓦斯压力为24公斤/厘米2。2/20/202437.因此，测定瓦斯压力应选择在坚硬致密的岩层中，未发生喷煤、喷瓦斯的钻孔中进行。否那么，不能准确地测得煤层的原始瓦斯压力。煤层结构软硬分层的情况，可以从钻进情况了解。测定煤体中瓦斯压力的方法一般做法如以以下图所示。2/20/202438.2/20/202439.在距离煤层垂面垂直5米的地方(应尽可能选择在坚硬致密的岩层中)打测压孔，其具体方位是：1、从煤层的底板向顶板掘进时，应在石门与煤层交汇地点上方1.5米处和右方(或左方)1.5米处各打一测压孔。2、从煤层的顶板向底板掘进时，应在石门与煤层交汇点的下方1.5米处和右方(或左方)1.5米处各打一测压孔。2/20/202440.3、钻眼的封孔和瓦斯的测压必须符合以下要求：①测压钻孔必须经过岩柱穿透煤层全厚。②钻眼的封孔质量应符合以以下图所示的要求。③可使用胶塞测压器，或测压铜管测压，但铜管长度应在孔外余留0.5米。④对于含水地区，钻眼封孔应采用速凝混凝土。2/20/202441.2/20/202442.⑤封孔后24小时始能安装压力表，安表后的三天内，因压力上升较快，应每隔8小时记录一次压力。三天以后可每隔24小时记录一次压力，直至压力稳定时为止，最终压力必须经严格审核。⑥测压前工作面所有钻眼，均应用黄泥填塞，其填塞长度应为钻孔的深度。2/20/202443.二、确切掌握的顶底板岩石性质，合理确定揭煤层时的岩柱厚度从震动放炮布置炮眼揭开煤层的要求出发，岩柱厚度较小为好。但假设低于平安规程的规定，那么有高压瓦斯冲破岩柱产生突出的危险。2/20/202444.为了给爆出岩柱，揭开煤层创造条件，所以在石门接近平安岩柱以前，对于倾斜和急倾斜煤层。尽量把工作面刷成和煤层倾角相近似的斜面，但必须考虑到斜面岩石受地压和岩石自重及瓦斯压力的影响，能产生破碎片落，甚至在垮塌严重时，造成漏斗形孔洞与煤层连通，产生突出的危险。因此，在刷出斜面后，根据岩性情况给以适当的支护2/20/202445.所留岩柱大小，一般应符合以下要求：1.对于倾斜或急倾斜煤层所留岩柱的厚度，按工作面到煤层的最小垂距计算为：岩柱的尺寸应根据防突措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距是：急倾斜煤层2m、倾斜或缓倾斜煤层1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加厚度。2/20/202446.三、通风系统?防治煤与瓦斯突出实施细那么?规定,震动放炮工作面，必须具有独立可靠的通风系统；震动放炮时，回风系统内电气设备必须切断电源，严禁人员操作和通过。这一点是很重要的。2/20/202447.例如：南桐一井+167米水平正坡车场绕道在揭四号层时，突出粉煤7吨，由于风量仅120米3/分，致使瓦斯蔓延到副坡车场，使100人窒息。因此，在揭穿石门前要准备好独立通风系统，并以矿井实现负压通风。在回风系统中，但凡瓦斯可能涉及的巷道，均应安装反向风门或临时密闭墙，其具体数量，应根据预计的突出情况而定。2/20/202448.四、石门揭穿突出煤层、即石门自底(顶)板岩柱穿过煤层进入顶(底)板的全部作业过程，都必须采取防突措施，并编制设计，报上级(或法人)总工程师批准。揭穿突出煤层应按以下顺序进行：1、探明石门(或揭煤巷道)工作面和煤层的相对位置；2、在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性；2/20/202449.3、预测有突出危险时，采取防突措施；4、实施防突措施效果检验；5、用远距离放炮或震动放炮揭开或穿过煤层；6、在巷道与煤层连接处加强支护；7、穿透煤层进入顶(底)板岩石。2/20/202450.五、在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再用石门贯穿。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯穿时，该巷道应超过石门贯穿位置5m以上，并保持正常通风。2/20/202451.六、石门揭穿突出煤层的设计，必须具有以下主要内容：1、突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置；2/20/202452.2、建立平安可靠的通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。在建井初期，矿井尚未构成全风压通风时，在石门揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此石门有关的其他工作面都必须停止工作。放震动炮揭穿突出煤层时，与此石门通风系统有关地点的全部人员必须撤至地面，井下全部断电，井口附近地面20m范围内严禁有任何火源；2/20/202453.3、揭穿突出煤层的防突措施；4、准确确定平安岩柱厚度的措施；5、平安防护措施；2/20/202454.七、石门揭穿突出煤层前，必须遵守以下规定：1、石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或与此石门工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前探钻孔共用。2、在石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶(底)板小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。2/20/202455.地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m(垂距)之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切的掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等；2/20/202456.3、在石门工作面距煤层5m(垂距)以外，至少打2个穿透煤层全厚的侧压钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与稳固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5m。2/20/202457.在近距离煤层群中，层间距小于5米或层间岩石破碎时，应测定各煤层综合瓦斯压力。4、为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶(底)部两侧补打3个小直径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距缺乏5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m(垂距)。2/20/202458.八、石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防突措施，经效果检验有效后可用远距离放炮或震动放炮揭穿煤层。当预测为无突出危险时，可不采取防突措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层。当石门揭穿厚度小于0.3m的突出煤层时，可直接用震动放炮揭穿煤层。2/20/202459.九、石门揭煤防突措施大至可分为：----预抽瓦斯----水力冲孔----排放钻孔----金属骨架----煤体(围岩)固化在实施防突措施时，都必须进行实际考察，得出符合本矿井实际的有关参数。如无，可参照下表2/20/202460.类别抽放瓦斯水力冲、扩孔排放钻孔金属骨架适用条件有足够的抽放时间(>3月）松软煤层、有自喷现象有足够的排放时间石门与煤层面的交角大于45度的薄及中厚煤层实施措施的岩柱厚度(m)不小于3m不小于5m不小于3m2-3m钻孔在煤层的控制范围石门周边外8m以上，底部或下帮5m石门周边外3m石门周边外8m以上，底部或下帮5m巷顶上部及两侧0.5-1.0m钻孔间距或布孔参数2-3m/直径75-89mm布置上、中、下三排共9个或间隔扩孔1-2m单排0.2m\双排0.3m，骨架进入顶或底0.5m要求达到的指标与效果瓦斯压力P<0.74Mpa或效果检验有效冲出总煤量大于20倍煤厚度（m)或效果检验有效瓦斯压力P<0.74Mpa或效果检验有效施工达到设计要求2/20/202461.防治措施工程实施关键环节防治措施工程实施实现抽掘采协调平衡高素质、足够的施工队伍足够的超前时间足够的实施空间足够的措施工程足够的平安保护范围现场协调管理工程质量监督管理：防突工作效果的好坏，取决于防突工程质量的好坏，严把设计、施工、过程监督验收弄虚作假绝不可为！！！2/20/202462.目前不管采用何种局部防突措施，都是近距离操作，危险性都大局部防突措施突出煤层〔危险源〕煤层巷道平安保护范围——生命通道巷道轮廓线外保护8米以上矿井采掘等作业人员长期在突出煤层中作业，任何一环出现问题，都有可能发生突出事故，造成人员的伤亡；危险性较大。短兵相接高强度集中优势歼灭平安了，放心大胆干吧！对措施的效果区域内工作人员都会都应关心2/20/202463.各种防突措施根本原理:●卸除地应力●释放煤层瓦斯●增强支护强度〔金属骨架或固化〕2/20/202464.预抽瓦斯措施2/20/202465.1、预抽防突机理

预抽煤层瓦斯消突原理框图施工抽放钻孔煤体应力降低预抽煤层瓦斯消除〔或降低〕煤与瓦斯突出释放煤岩弹性能减少突出的激发作用煤体强度增高释放瓦斯潜能开展突出的瓦斯作用减少煤体抵抗破坏能力增加瓦斯压力梯度降低2/20/202466.2、预抽瓦斯措施的要求(1)煤层透气性较好，并有足够的抽放时间(一般不小于3个月)时，可采用瓦斯抽放措施；(2)抽放孔布置到石门周界外5~8m的煤层内；(3)抽放钻孔的直径为75~100mm，钻孔孔底间距一般为2~3m；(4)在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值下，认为防突措施有效。2/20/202467.控制范围控制范围的概念都指与最外轮廓线平行的平面上的投影距离：5-8m8m石门8m5-8m井筒5-8m8m斜井8m5-8m平巷倾角大于8°时，由于自重的作用，平安性提高，底部和下帮的控制范围可减少为5m。2/20/202468.钻孔必须穿透煤层的顶(底)板0.5米以上，假设不能穿透煤层全厚，必须控制工作面前方15米以上，煤巷掘进工作面前方10米以上。2/20/202469.■预抽效果评价1、?煤矿平安规程?190条要求：●预抽瓦斯后,突出煤层的残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量。●煤层瓦斯预抽率应大于30%。2/20/202470.2、标准要求〔AQ1026-2006〕：●残存瓦斯压力小于0.74MPa;●残存瓦斯含量小于始突深度的原始煤层瓦斯含量或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。假设没能考察出煤层始突深度换煤层瓦斯含量或压力，那么必须将煤层瓦斯降到8m3/t以下。●综合指标D,K小于其临界值。2/20/202471.钻孔预排瓦斯

2/20/202472.1、预排煤体瓦斯的作用我们知道，煤体内的瓦斯是促进突出主要因素之一。因此预排(或预抽放)瓦斯，以降低其压力，提高煤的机械强度，对于防止突出是有利的。以以下图是天府煤矿钻孔抽放瓦斯有效半径的压力变化曲线。抽放钻孔P1，P2，P3之间的孔距分别为20，30，40米，抽放负压200~300毫米汞柱，在30天内距离为20米的P1孔由12公斤/cm2降至0。如果半径更小，负压更大，显然所需要时间更短，就是自然排放变可到达上述目的，只是排放半径小些，所需要的时间更长些。2/20/202473.2/20/202474.当在石门揭煤地点测得瓦斯压力在10个大气压以上，煤层透气性好，瓦斯浓度又高，可采用预先打排放瓦斯钻孔的方法，使瓦斯压力下降到10大气压后，用震动放炮方法揭开煤层。2/20/202475.2、测定瓦斯排放半径，确定排放孔个数突出危险煤层，由于透气性不同，在确定用钻孔预排瓦斯以前，都应测定瓦斯的排放半径。有效瓦斯排放半径的测定方法是：在石门工作面的测压钻孔压力到达稳定值后，在距测压孔X米的地方，平行打直径为120毫米的排瓦斯钻孔，然后观测测压孔的压力表下降情况和瓦斯量剧增情况。2/20/202476.如果压力下降很慢或不下降，瓦斯涌出量也较少时，那么在距测压孔23X(或12X)的地方重打一个排瓦斯钻孔。如果由于第二个排瓦斯钻孔而导致测压钻孔的瓦斯压力24小时内下降到10个大气压以下，那么该突出煤层的有效瓦斯排放半径即为2/3X(或12/X)，但2/3X(或1/2X)不应小于0.3米，见以以下图。2/20/202477.2/20/202478.有效瓦斯排放半径测定后，就可利用下述公式计算排放钻孔数目：N=K×式中：S2=3.14×L2N——石门全断面内排瓦斯钻孔的总数，个；K——未排出瓦斯区的瓦斯备用系数，1.2；S1——应排放瓦斯的面积(包括石门四周×米范围内应排放的瓦斯面积)，m2；S2——每个钻孔可排放面积，m2；L——有效瓦斯排放半径，m。2/20/202479.设：以以下图所示的石门规格，钻孔的有效瓦斯排放半径为0.8米，那么：N=1.2×2/20/202480.=1.2×=16.5个孔。

这些钻孔均应布在排放瓦斯的总面积上,如以以下图2/20/202481.2/20/202482.在排放瓦斯总面积的钻孔孔距，为有效瓦斯排放半径的二倍(即2L)，钻孔瓦斯排放总时间，应根据测定瓦斯有效排放半径时压力表的变化观测结果，事先予以规定之。如果实际排放时间过长，可采用缩小有效排放半径，即补孔的方法来加速预排过程。2/20/202483.对有效瓦斯排放半径只有0.5米或小于0.5米的煤层，不适宜采用预排瓦斯降低压力的方法来防止突出。安装有抽放瓦斯设备的矿井，可利用高负压预排煤体瓦斯，在时间上和孔数上均可大大减少。这种方法工艺过程简单，建设有条件的矿井，作进一步的试验，以确定它的效果，到达平安揭开煤层。2/20/202484.排放钻孔措施的要求(1)在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；(2)排放钻孔应布置到石门周界外5~8m的煤层内；(3)排放钻孔的直径为75~100mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。2/20/202485.(4)在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效；对于缓倾斜厚煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔穿煤长度不得小于15m，进入煤层掘进时，必须留有5m最小超前距离(掘进到顶、底板时不在此限)。下一次的排放钻孔参数(直径、间距、孔数)应与第一次相同。2/20/202486.震动性放炮措施

2/20/202487.一、震动性放炮震动性放炮是人为地诱导突出的一种措施，是以加大装药量，增多炮眼数，全断面一次起爆揭开灶层。通过起爆时的强烈震动，可以引起煤中潜能和瓦斯内能的迅速释放，缓和岩层的压力状态，排卸高压游离瓦斯，并使集中应力区向煤体深部移动，造成平安区域。为此，不管采用什么方法揭开煤层，均应配合使用震动性放炮爆破岩柱。2/20/202488.震动放炮必须编制专门设计，设计必须符合以下要求：1、震动放炮必须编制专门设计，报上一级总工程师批准；2、震动放炮的炮眼数目，应按照每平方米石门断面4~5个确定；3、震动放炮的炮眼布置，根据断面和岩性确定；2/20/202489.4、岩眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m的距离。如果岩眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥；5、震动放炮的单位炸药消耗量，应按照正常掘进的1.5~2倍确定，打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开；6、所有炮眼都在炸药与封泥间装1~2个水泥炮，封泥都必须密实地封至孔口；2/20/202490.7、震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的连接可采用串联、串并联或并串联方式，但都必须使通过每一电雷管的电流到达电雷管的引爆电流的2倍。放炮母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头，以减少母线的电阻，有条件的可采用遥控引爆器；2/20/202491.8、震动放炮工作面，必须具有独立可靠的通风系统；9、震动放炮时，回风系统内电气设备必须切断电源，严禁人员操作和通过。2/20/202492.二、采用震动性放炮时，必须注意：1.震动性放炮必须所有炮眼一次起爆，崩开石门的全断面岩柱和煤层的全厚，如果第一次震动放炮没有全断面揭开煤层时，第二次爆破工作仍应按震动放炮的有关各条规定进行之，直至全部揭开并过完煤门(即未揭完的岩面)假设干米后为止。不要认为“只要石门揭开了煤层时没有突出，就没有突出危险了〞。2/20/202493.例如，南桐局直属一井+150米水平主石门以及+200米西四号回风石门和南桐一井+90米三号半石门揭开四号煤层后却产生了1473吨、135吨和3500吨的大突出。都是在即将全部做完煤门或挑顶、卧底时产生的。

2/20/202494.所以在石门进入煤层后，仍应采取预防突出的措施，注意观测预兆，加强支架、在放炮作业时，应按震动性放炮措施规定进行。此外，在揭开煤层发生了一次较小的突出以后，也不能认为煤层已经“卸压〞，再没有突出危险了。这是因为在产生突出地点的地压和瓦斯压力虽然部份地降低了，但在未发生突出的地区，其地压和瓦斯压力并没有降低，甚至可能处于突出孔洞形成的增压带。2/20/202495.2.当发现工作面岩层特殊破碎，岩柱崩落或压出，地压加大，瓦斯涌出量剧增，温度急降以及劈裂等嘈杂声等不正常的现象时，应立即停止作业，退至平安地区。3.震动性放炮的方法，只有在岩层较为稳定，不致因支架破坏而引起巷道的坍塌的情况下，该法对于松软地层，只有采用加固支架(如发石旋)及其它行之有效的措施后，方可使用震动性放炮。2/20/202496.4.当煤层的水平厚度在1米以下时，必须全部随岩柱一次崩开，当煤层水平厚度在1米以上时，至少应有1米的煤层随岩柱揭出。5.由于煤层的渗透性不同，考虑到延迟性瓦斯突出，一般在震动性放炮四小时后，救护队员始能进入工作面检查，考虑恢复工作。2/20/202497.6.当石门揭开突出煤层后，刷帮时应作用手镐，不得采用风开工具。7.对每次放震动炮的有关资料，如岩柱，岩柱厚、眼数、眼深、眼位、药量、联炮方式、爆破效果等，应作详细记录，以备总结分析。2/20/202498.三、震动性放炮的炮眼布置、数量及装药量1.震动性放炮的炮眼布置方法一般是：①炮眼个数较一般性炮眼约多2-3倍，但具体眼数应视岩柱情况而定。②煤眼和岩眼要交错相间排列，顺序爆破。③总炮眼中，煤眼和岩眼的比例1:2。④炮眼的密度，巷道顶部一般小于下部，周边眼一般大于中部。2/20/202499.⑤煤眼深度一般应超过欲揭之岩柱和煤层厚度之和。而岩眼眼底距煤层0.1~0.2米，不得透煤。但考虑打眼时不易掌握，可在钻眼透煤后停止钻进，填塞0.1~0.2米的内部炮泥。2.震动性放炮的炮眼数亦可按下式计算得出：N=2/20/2024100.式中：N——炮眼总数，个；S——掘进巷道的断面积，m2；f——岩柱的普氏系数。按上式计算出不同的岩石和石门断面的炮眼数如下表2/20/2024101.SNF石门断面积(m2)2.8613.3845.3755.8055.9266.2396.7497.0929.0010.0011.32821415191919202122242527318192425262627283133364212329313132333438404352527343536373839444650628303840404143455052567313442444546484955576283437474848505253606168937405052535456586565731039435456575860627073791142465860616265667579841246486163646568707983892/20/2024102.3.装药量可根据实际经验确定，以下计算可作为参考：q。=1.68Km×式中q。——单位岩体消耗药量(公斤/m3)；Km——煤层厚度影响系数，(查表)；f——岩石普氏硬度系数，(查表)；S——巷道断面积，(m2)。2/20/2024103.Km值表揭开煤层厚度(米)0.4~0.60.61~1.0＞1.0石门断面8M2以下0.950.90.85石门断面8M2以上1.000.950.92/20/2024104.f值表

总装药量：Q=V.q。式中：Q——总装药量，(公斤)；V——崩开岩柱(包括煤柱)体积，(m3)。q。——单位岩体消耗量，(公斤/m3)。对不同岩石和石门断面的装药量如下表2/20/2024105.Sq。f断面(m2)2.8613.3845.3755.8055.9266.2396.7497.0929.0010.0011.32821.781.541.091.041.0150.960.938.8950.760.670.6132.902.501.761.731.651.561.491.441.211.121.0044.133.502.522.402.362.212.122.041.711.601.4355.494.643.283.223.082.882.762.682.222.062.0266.615.704.053.803.803.543.402.882.762.562.2876.955.804.854.624.604.304.103.943.303.062.7289.408.155.705.505.405.064.854.653.923.623.22910.909.466.656.336.265.855.605.404.554.203.741012.4010.707.607.257.156.706.406.165.174.864.261114.0012.108.558.158.107.567.206.955.805.464.801215.2013.109.258.858.758.207.807.556.305.855.202/20/2024106.根据资料和现场具体情况，采用毫秒雷管时，装药量为2~3公斤/每M3实体岩体与煤体的平均值。4.震动性放炮，只准使用煤矿许用炸药，不得使用变质、硬化、过期的药包。要求在使用前必须逐个进行检查。5.南桐矿务局东林矿+220米水平北二石门震动性放炮炮眼布置及装药量如下表所示：2/20/2024107.2/20/2024108.爆破说明书如下表炮眼名称炮眼号数量长度mm装药是(公斤)装药总量(公斤)倾角向左向右向上向下岩石掏槽眼1,3,5,7,9510000.3751.87520°0°0°0°2,6,8310000.3751.1250°20°0°0°4,1029000.3000.6000°20°0°0°岩石辅助眼11110000.3750.3750°0°0°6°12110000.3750.3750°0°10°0°13,15,17,19,21510000.3751.8758°0°0°0°14,1627000.2250.4500°8°0°0°13,2029000.3000.6000°8°0°0°22110000.3750.3750°8°0°0°岩石刷帮眼23,24,25319000.6001.8000°0°0°0°26,27,28320000.7502.2500°0°0°0°29,30,31,38810000.3753.0000°0°0°0°40,47,48,4934,35,37312000.4501.3500°0°0°0°32,33,39,41,4299000.3002.7000°0°0°0°43,44,45,463617000.2250.2250°0°0°0°煤层震动性掏槽眼50,52,54357002.7008.1005°0°0°0°31,53,55350002.7008.1000°5°0°0°煤层震动性刷帮眼56,58,60,62457001.9507.8000°0°0°0°57,59,61,63449001.9507.8000°0°0°0°2/20/2024109.四、雷管电阻的测定及要求1.为了保证雷管的全部起爆，雷管在出库前应进行导通和直流电阻的测定。2.对实测的雷管，应按电阻大小不同进行分组选配，同一爆破网路所选用雷管的电阻差应控制在0.2欧姆范围内，以防止拒爆，雷管可根据实测电阻范围按下表进行分组。2/20/2024110.组别电阻值段别123456789101102.25~2.452.46~2.662.67~2.872.88~3.083.09~3.293.30~3.503.51~3.713.72~3.924.00~4.204.21~4.414.42~以上1”””””””””””2”””””””””””3”””””””””””2/20/2024111.3.为了全断面一次揭开煤层，确保爆破效果，可使用延期性煤矿型毫秒雷管，使掏槽眼以毫秒间隙先行爆破，利于辅助眼爆破时得到充分的自由面。所采用的煤矿型毫秒电雷管，其总的延缓时间不得超过100毫秒(即控制在五段以内)。2/20/2024112.4.不得用不同工厂生产的雷管串联在同一组网路中使用。5.每个炮眼内采用的雷管个数，应根据炮眼长度及雷管起爆能力来确定。6.编组后的雷管，在正式入井使用以前，应根据设计的爆破图表和爆破网路，在地面进行一次完爆试验，测验全网路电阻，核对实测值与计算值是否一致。如果实测值过大或过小，都说明联炮有误，应分路进行检查，完爆试验所采用雷管的准爆电流值：使用直流电时为1安，使用交流电时为2安，经过完爆试验无误，即可入井使用。2/20/2024113.五、联炮、放炮及要求1.为了使爆破网路的每一个雷管获得最大电流值，保证不发生拒爆和瞎炮等现象，在电流不是十分足的情况下(如网路电阻过大等)，全断面一次起爆的雷管应进行合理的分组，分组数按下式计算：X1=2/20/2024114.X2=式中：X1——并串联接线法时的分组数；X2——串并联接线法时的分组数；R2——母线电阻，(欧姆，一般实测数)；R1——雷管电阻，(欧姆，一般采用1.25欧)；N——雷管总数。联炮方式确定后，那么应测定全线路电组R值，计算每个雷管电流：2/20/2024115.采用并串联时：采用串并联时：I1=

I1=

式中：I1——每个雷管通过电流，(安)；U——起爆电源电压，(伏)；R——线路电阻，(欧)；M——每组并联雷管数，(个)；要求I1＞II——雷管的发火电流值。2/20/2024116.2.放炮许可证使用电压为220V、127V电力电源发炮，但放炮开关必须是防爆的，也是滑动式的，以保证在瞬间能切断电源。根据井下实测起爆电流：交流电为2.5安，直流电为2安。如用动力电放炮有困难而用放炮器(电容式)，南桐有较成熟经验，可以在5公里远带300多个雷管起爆。2/20/2024117.3.放炮可使用二芯的信号电缆当放炮电缆，其电阻值以不大于15欧姆为宜。严禁使用裸铁丝作为放炮母线或网路联接线，线路联接应采用交接法，接头长度不得少于40毫米。4.联炮后，应在放炮地点应使用电桥测验一次整个网路电阻，是否与原设计电阻相吻合，起爆后应再测定一次电阻，以鉴定是否起爆。5.对于电力放炮，只能一次瞬时送电，如未起爆，应即切断电源，15分钟后，始能按要求检查网路。2/20/2024118.六、联炮方式及起爆电流值计算举例设：某一石门工作面，炮眼60个(排列方式为横6排，每排10个炮眼)，每个炮眼约装雷管1个，即60个雷管；放炮距离L=1000米，母线采用14#铜线，即断面S=4mm2，雷管电阻经测定均选用1.2欧姆的雷管，放炮电压采用127伏，试确定分组数，联炮方式和计算起爆电流？解算举例.doc2/20/2024119.七、其他措施1、在震动性放炮前，距工作面20米左右地点应安排向工作面喷射的强力喷雾装置。喷咀应上仰5~7度，水压一般较风压低1~2个大气压为宜。2、放炮前，通风安检人员必须检查所有通风设备，和防止瓦斯进入其他区和其水平用的各种通风设施，如发现不良时应禁止放炮。3、震动性放炮和停止局扇供风应在放炮地点同时进行，确保在放炮时瞬间切断局扇电源。4、震动性放炮应在交接班的时间内进行，放炮时，应在地面进行。2/20/2024120.5、只准一次装药，一次放炮，打眼与装药不得平行作业，全部炮眼必须填满炮泥，严禁使用无炮泥爆破和全部以水炮泥代替泥爆破。如发现炮眼内有瓦斯涌出时，应装填内部炮泥；如眼内瓦斯剧增，并伴随有煤粉喷出，应停止装药，人员撤至平安地区。对有前探探眼和排瓦斯钻孔的工作面，往炮眼装药前，前探钻眼和排瓦斯钻孔必须用黄泥堵塞，堵塞深度必须超过装药煤眼深度1米以上。6、采用增设障碍物的方法，人为地降低突出强度，可在距工作面4~5米的地方，预留高度不小于1.5米的矸石堆或用坑木垒起高至顶板大垛。这种方法，同时也可减少因放炮而引起的倒棚事故。2/20/2024121.震动性放炮措施实例

2/20/2024122.一、四角田矿井主平峒车场震动性放炮揭7号煤层情况(一)概况：

四角男矿井以平峒方式开拓，七号煤层为主要可采煤层，煤层倾角16º～25º。根据邻近矿井瓦斯情况确定为超级瓦斯矿井，并有煤炭自燃及煤尘爆炸危险。当时为边生产边建设的矿井。主平峒全长2230米，净断面10.2m2,永久支护为毛石砌石旋及金属铆杆、水泥喷浆。七号煤层5.3米，顶板为泥灰岩，底板为粘土质页石，倾角23º，为富硫、瘦贫煤，易碎、主平峒车场工作面为由顶板向底板方向掘进。2/20/2024123.(二)揭开七号煤层经过及突出情况：根据地质资料，这次要揭的七号煤层位于主平峒绕道车场内，距绕道曲线终点35.8米，距平峒井口为2240米，在掘进中加强对七号煤层顶板石灰标志的控制，确定打钻位置，通过打钻后资料，工作面距煤层最小距离为16.4米，并测得一号孔瓦斯压力为7.5公斤/cm2，二号孔压力为8.7公斤/cm2。一号孔在钻见七号煤层时，孔中瓦斯和水喷出孔外约有10米远。根据1968年7月至11月，主平峒通过一、四号煤层时曾测得一号煤层瓦斯压力为15.8公斤/cm2，四号层瓦斯压力为18.5公斤/cm2。2/20/2024124.××××年2月实测7号煤层瓦斯压力虽然仅8.7公斤/cm2，但由于孔内丢落岩芯、钻头，以及钻孔填堵质量差有漏气现象，加上测压观察时间较短，所以难以代表7号煤层的直实瓦斯压力。又根据7号煤层在1550及1518米水平实测瓦斯压力，用作图法及计算方法推算1388米主平峒水平的瓦斯压力均在20公斤/cm2以上，并按有煤和瓦斯突出编制揭煤设计。揭煤过程情况如以以下图所示2/20/2024125.2/20/2024126.1、经过：在准确地掌握煤层位置的情况下，当工作面距煤层垂直距离为0.8米，水平距离为2.3米时，决定采用深眼双水平楔形震动性放炮揭煤。预计揭露煤层1米高。采用200发发爆器在2240米的主平峒口外放炮。共计89个炮眼，167个雷管，420公斤炸药。放炮后，仅周边眼起爆了，工作面中间出现大量瞎炮，并明显看出自左至右第三个大直径深钻孔发生了煤和瓦斯少量突出。工作面40米以内布满了煤尘，压入通风后2小时检查平峒口瓦斯含量为1%，随后逐渐下降到0.1%。2/20/2024127.2月20日复工后，至2月22日，将工作面刷成一个与煤层倾角根本一致的斜面台阶，保护岩柱缩小为垂厚0.35米，水平厚1米。2月23日零点班在台阶工作面布置第二次揭煤炮眼，煤层部份9个眼，深4米，上部岩石18个眼，深1.8米，共27个眼，43公斤火药。2/20/2024128.2月23日上午9点46分拉炮后，在平峒口刚听到铁风筒传出不大的响声，突然峒口内底板突然扬起大量土尘，随后只见扬起的黄土尘瞬间变成大股尘柱由峒内吼叫旋滚出峒口十多米远，倾刻间翻腾的尘柱后面就呼呼地喷出大股强劲的浓黑雾柱气流，其势更为凶猛，直喷冲出峒口30多米。在刚见浓黑雾柱时，又听到井下传出隆隆两声，在距井口20米远的地方穿越时，感到这股雾柱气注中带有水滴和热气，戴的矿帽被气流掀起，洞内20~30米处停放的三辆一吨矿车自动推出平峒外15米远(上坡)，同时，井口三台串联的28瓦局扇内也喷出黑雾，风叶旋转很快。2/20/2024129.2月24日上午11点55分，自平峒口以里800米处巷道底板以上1米处瓦斯浓度为50%，往里高浓度瓦斯充满整个巷道。850米巷道两邦开始见煤尘，1000米处底板开始积有煤尘，再往里煤尘堆积逐渐增厚，到1800米处煤粉积厚100毫米高，即与轨面平，到2050米处煤粉厚0.3米，一号交岔点处(2100米)厚1.2米，绕道到突出口为1.5~2.8米厚，巷道里全是煤粉，未见煤粒。2/20/2024130.(三)震动揭煤体会：1.所需设备和技术条件要求比其他揭煤方法简便，易行，是当前石门揭煤的主要方法。2.准确掌握煤层的第一性资料，对研究采用合理措施非常重要，如准确测定瓦斯压力，当发现瓦斯压力超过10个大气压以上煤层透气性又较好时，就应先考虑用钻孔预排瓦斯措施，然后再用震动性放炮揭煤，这样，在揭煤后就有可能减小突出强度或不突出，以免造成揭煤后的大量清理修复工作，拖延施工时间，造成不应有的损失和浪费。2/20/2024131.3.要认真执行打眼，装药放炮等各项技术要求，保证响好，不出瞎炮，这次出现大量瞎炮，是一次深刻的教训。4.震动性放炮时，凡能涉及到巷道内的所有设备和器材均应撤离到平安地点，以免造成不应有的损失，这次没有这样做。2/20/2024132.用金属骨架法揭开煤层的措施2/20/2024133.一、金属骨架的布置方法采用金属骨架措施时，就是当石门接近平安岩柱时，停止掘进，在其顶部及两邦上侧打眼，钻孔穿过煤层全厚进入岩层0.5米后终孔，孔间距离一般为0.2米左右。布置钻孔的范围，依煤层瓦斯突出的危险而定。2/20/2024134.一般情况下，顶部布置单排钻孔，必要时顶部布置双排钻孔，两邦也布置局部钻孔，钻孔直径一般为75~120mm，钻孔打完后，向其中插入长度大于钻孔0.5~0.7m的钢管或钢轨等作为骨架。插完后将骨架尾部加以固定，然后开始刷斜面，最后用震动性放炮揭开煤层。2/20/2024135.以以下图所示为金属骨架的安装方法，骨架尾部是用卡箍卡紧在L75×5m/m的胎骨上，而胎骨那么用φ16m/m长1.2米的倒楔形锚杆固定在巷道顶板内，使骨架和胎骨形成一个固定的整体，不致因煤突出时倒塌或脱落。对于突出强度较大的煤层，骨架在钻眼的一端，尚应用正楔固定在眼底。2/20/2024136.2/20/2024137.以以下图所示为南桐局应用金属骨架措施情况，图中表示了从探测煤层位置，测定瓦斯压力留设平安岩柱以及骨架布置等具体方法。金属骨架一般适宜用于急倾斜中厚煤层其效果最好。但目前六盘水地区尚未使用过金属骨架措施。2/20/2024138.2/20/2024139.二、金属骨架的作用原理及实际效果金属骨架所以能抵抗瓦斯突出的机理，是由于骨架钻孔起到了排放煤体瓦斯的作用，降低了石门周边的瓦斯压力以及骨架插入煤体，在煤门范围内形成了一个金属支撑框架，从而加大了煤体的抗压强度。在揭穿煤层过程中，它抵抗着上方煤体的重量，并阻碍着煤体的位移，这样抑制突出第一阶段的运动，起到了预防瓦斯突出的作用。所以说金属骨架本质上是一种加固煤体抵抗突出的“抗〞的措施。2/20/2024140.从众多例子可知,金属骨架措施在大多数情况下是能够平安揭穿危险煤层的，但在倾角较小的厚煤层中，采用骨架是不好的，因为骨架长度大，易于挠曲，不能防止煤体的位移，防止瓦斯突出的效果较差。震动爆破后，在煤体中能否产生大的裂隙面，这与煤体结构有很大关系，当煤层比较破碎，但具有一些滑动面时，这就给煤体内产生裂隙面创造了有利条件，因而在地质构造带条件下，采用金属骨架措施不适宜2/20/2024141.由于金属骨架是一种抑制突出的措施，而震动放炮却是诱导突出的措施。具体使用何种措施，视具体情况应用。从金属骨架措施的实践中可以看出，进入深部开采时，金属骨架是不能防止突出发生的，有的在揭开时防止了，但在过煤门时却突出了，这说明突出的危险不仅来自石门断面内的煤体，也来自石门周边外的煤体，也就是说突出的能量来源也来自石门周边外煤体的弹性能和瓦斯压力能，由于金属骨架措施不能释放煤体的潜能，而只是起着抑制潜能发动的作用，所以预防突出的能力就很有限了。2/20/2024142.三、金属骨架措施实例子湖南里王庙煤矿用金属骨架揭开厚危险煤层的实例湖南里王庙矿从1960年就开始在薄煤层、中厚煤层内进行金属骨架揭开危险煤层的研究试验，经数次试验都获得了良好的效果。但在危险煤层煤质异常松软，且在煤层透气性甚小的条件下，试用金属骨架配合震动性放炮来揭开煤层是比较恰当的。(一)煤层赋存条件与瓦斯压力为合理地选择揭开危险煤层的平安措施，须先探清地层条件及瓦斯压力，于是在石门凿至距四槽煤一的距离时，利用探水钻进行勘查煤层的厚度、侧角、围岩性质、地层变化及瓦斯压力等。2/20/2024143.1、煤层赋存条件：从钻探资料获得(与实际变化一致)煤层顶底板岩层变化甚大；煤层特厚(为煤包)，煤层底板为砂岩变厚褶曲多，真厚8.0米，(水平厚度19.0米)，顶板为砂质页岩，煤层倾角变缓15°~30°，真厚度19.7米；地层条件复杂，如柱状以以下图左所示。2/20/2024144.2/20/2024145.2、瓦斯压力：距煤层7.85米处布置测压孔，孔径66毫米，孔深14.05米，孔打好后立即将紫铜管送入孔底用黄泥堵孔12米，孔口1.0米用快干水泥封口，经过24小时按上压力表每天进行观测；经16天时间，其值由起始值1.9公斤/cm2，获得表压力8.4公斤/cm2，因时间关系未等稳定(如上图右所示)，即拆表开始进行石门揭开的准备工作。2/20/2024146.(二)骨架的布置及构应1、金属骨架钻孔的布置：根据实测的瓦斯压力、煤层厚度、倾角及煤层松软等因素，选用φ50毫米无缝钢管，采用单排骨架布置孔(上部10个两帮各3个)。其深度9.2~10米，因煤层特厚难以插入至顶板岩石内，仅插入煤体内7-8米。骨架孔间距离0.2米，而骨架孔采用探水钻机φ-75毫米钻头钻进。如以以下图所示。2/20/2024147.2/20/2024148.骨架孔在钻进时，为准确的掌握钻孔坡度方向一致性，易于施工，以防钻孔交叉和坡度不一的现象发生。采用两块特制的定向板固定孔坡度方向位置(直径57毫米孔距0.2米)，把其固定在钻机前后，使钻机前后钻杆通过定向板内孔洞，并控制坡度在5°(包括倾斜角及水平角)，以石门中心线作为根底方向。2/20/2024149.2、金属骨架的架设：在骨架孔打好后，立即插入骨架，一直插到底(打好一个即插入一根)，共计16根，巷顶10根，两帮各3根，在骨架全部插入后，而骨架露出巷外的一端，顶部采用1.74米长(12公斤/米)的钢轨托住(作顶梁)，再用V型(长0.7~1.0米)马钉固定在岩石内(用水泥固定)，两帮直接用V型马钉将骨架(每骨架两个)用水泥固定之。2/20/2024150.(三)震动性爆破一次全断面揭开四槽危险煤层1、震动性放炮的炮眼布置及方法：其炮眼是根据岩石性质和石门规格等因素布置的，共布置38个炮眼(断面5m2)，总装药量43.2公斤，平均每平方米面积装药量为7.55公斤。炮眼排列见上图，其眼深和装药量参数如爆破说明书。爆破时采用串并联方法，每组串联雷管数为6~8个，后并联在一起，共计6组。如以以下图所示。2/20/2024151.2/20/2024152.2/20/2024153.2、震动性放炮进的平安措施：(1)震动性放炮所用的瞬发雷管预先检查其电阻值，其值要大致相等。(2)放炮时全体人员撤至地面，且距爆破处20米的所有设备工具都撤出。(3)放炮时井下电源全部切断，而地面局扇继续运转。(4)放炮后30分钟，在井口瓦斯降至1.0%以下，由救护队带呼吸器赴现场检查。2/20/2024154.(5)放炮后经8小时排放，方开始进行清理工作。(6)因煤层特厚难以一次揭开到顶板，所以待清理完后，掘进前打大直径排放瓦斯钻孔，先排后掘，必须按规定执行。其大直径钻孔布置如以以下图所示。2/20/2024155.2/20/2024156.3、爆破效果全断面一次揭开1.75米，爆落岩石13m3，煤5吨，而岩石抛至20~30米之处。在地面放炮处听到响声，随之于井口冒白浓烟达半小时左右，井口瓦斯2.0%以上，经35分钟后瓦斯降到1.0%，救护队赴现场检查情况良好，无煤与瓦斯突出现象，随后经观察仅见到巷顶骨架露出而未有任何变形，骨架上的煤全无落下，外部的托梁钢轨和V型马钉稍有局部变形，其余完整无损，一次揭开到整个煤面。如以以下图所示。2/20/2024157.2/20/2024158.用水力冲孔揭开煤层的措施2/20/2024159.●水力冲孔对于有自喷〔喷孔〕能力的突出煤层，利用钻孔切割和水射流的打击，破坏煤岩内部应力平衡和瓦斯的不稳定平衡，在人为控制下激发喷孔，随着煤和瓦斯的大量排出，突出潜能被释放，从而起到消除一定范围内突出危险性的作用。2/20/2024160.一、水力冲孔的作用原理水力冲孔是在石门岩柱未揭开以前，利用高压水枪预先冲刷原方案揭露的煤层，并按照预定的冲刷范围，使岩柱内侧人为地形成空洞，使煤体局部卸压，同时排除一定量的瓦斯，从而起到预防突出的作用。这种方法，适用条件广，简单易行，平安可靠。2/20/2024161.水力冲孔工作完成后，仍应采用震动性放炮揭开煤层。水力冲孔所须的最小工作压力决定于煤层的软硬程度可按下式计算：H=50×f式中：H——水枪的最小工作压力；f——煤的硬度系数。选用上式时，假设煤层有较大的裂隙，应乘以0.5的校正系数。2/20/2024162.二、南桐直属一井-100米水平采用水力冲孔石门揭穿4号层实例水力冲孔揭穿煤层的过程：用水力冲孔措施揭穿四号层，根据石门瓦斯突出往往来自石门断面周边外煤体的情况，首先把煤门周边以上10米，左右8米下部6米的范围约400平方米面积作为需要卸压的危险区，也就是在把这个区域作为水力冲孔的范围，考虑到四号层突出危险严重，决定冲孔时平安岩柱为5米，2/20/2024163.在距煤层5米的石门断面上布置了十个孔径为75~90m/m的水冲孔，由上而下依次从10个钻孔中冲出煤炭260吨，瓦斯数万立方米，冲孔过程中瓦斯最大流量约30m3/分，冲孔以后，在钻孔周围形成了排放瓦斯和卸压区，逐步形成了需要降压的区域。钻孔布置如以以下图所示。2/20/2024164.2/20/2024165.为了考查冲孔效果，在400m2降压区内布置了11个考察孔，通过瓦斯压力变化的观测查明，每一个冲孔的影响半径是随冲出煤量和排放时间而变化。如以以下图所示。2/20/2024166.2/20/2024167.根据瓦斯压力的变化，初步认为冲孔影响半径沿倾斜向上为8~10米，向下为2~4米，两侧为4~5米，每孔排放面积约80~140m2，在10个水冲孔的排放作用下，使降压区的面积超过了400平方米。2/20/2024168.为了防止冲孔作用的不均衡性，在石门周边残留剩余的未卸压区，我们用高压注水泵向冲孔中注入约100m3的水进行检查，并用真空泵从冲煤钻孔中抽出近万立方米的瓦斯。2/20/2024169.为了确保通过煤层时的平安，防止过煤门时巷道顶部煤层的垮塌，在石门顶部用30~40公斤/cm2的压力注入了水泥13.15吨，以增加煤体的强度。并且在冲孔不充分的地点打三个侦察孔测量瓦斯压力，得出其剩余最大压力为5.8公斤/cm2，认为卸压效果较好，为揭穿煤层创造了有利条件。2/20/2024170.最后与通过6号层相似，在石门两边做导峒，保存2米的平安岩柱，将工作面刷成斜面进行爆破，如以以下图所示。第一次以213公斤炸药，揭开了煤层，揭穿后以瓦斯遥测仪测定记录了瓦斯涌出情况，其最大瓦斯涌出量为15.5m3/分，在进入煤层后，瓦斯很小，煤体潮湿变硬，煤层完整，很少垮落，再次证明了瓦斯突出的威胁已根本解除，于是又继续进行了11次爆破，然后发石旋铺底完成了整个揭穿工作。2/20/2024171.2/20/2024172.如何防止“过门坎〞(即挑顶拉底)时的突出2/20/2024173.石门揭开煤层后，在过煤门时仍然发生突出，这是因为：当石门