石門揭露煤層的安全技術措施

石門揭露煤層的安全技術措施的說明
礦井概況
1.1礦井的地理位置
內蒙古太西煤集團蘭山煤業長溝煤礦位於阿拉善左旗古拉本敖包境內，古拉本礦區二道嶺立新井田19—18號勘探線之間。
1.1.2礦區內的地形地貌
太西煤集團蘭山煤業長溝煤礦地處賀蘭山中部，山勢較陡，溝穀較發育，地形地貌比較複雜，為典型的山區地形地貌特征。長溝煤礦主井井口標高為：1994.455米；風井井口標高為：1993.548米；井底標高為：1697.594米。
1.1.3礦井的地理交通位置
本礦井的交通主要是以公路對外聯係，本礦西距烏吉線上的本井火車站65km，西南距盟所在地巴彥浩特鎮48km，北距烏海站9km，東距包蘭線上的西大灘站55km，均有公路相通。以建成的烏海---巴彥浩特1級公路從礦井通過，大大提高了礦井對外的運輸能力。礦井距秦皇島煤港1729km,距天津港1360km，距二連浩特市760km。
1.1.4地表水
本礦內無地表徑流，平日無水。由於我礦上界為原通古淖露天煤礦已開采，原來開采後期充填沒有夯實，因此在雨季期間還要做好防水、防洪；另外二道嶺溝內常年有溪流，因此雨季時，對長溝煤礦的生產、生活有一定的影響。
1.1.5礦井的氣候、氣溫、風向、風速；雨期及降水量、凍結期及凍結深度
本礦區終年幹旱，雨量稀少，屬於高山大陸性氣候，四季晝夜氣溫變化較大曆年平均溫度為-0.8℃--1.3℃,全年最高氣溫為25℃，最低氣溫為-31.4℃。全年主導風向的為西南風，最大風速為34m/s最大風力為10級以上，年最大降雨量為296.7mm，年最大蒸發量為2618.7mm，雨季多集中在7—8月份，凍結期為半年，從10月份到第二年4月份，最大凍結深度為1.5m。
1.2礦井地質
1.2.1地層
礦井出露的地層由老至新：三疊係延長群、侏羅係延安組、延安組、侏羅係安定組、第四係。
本礦含煤層形成於中侏羅世，聚煤環境與大型鄂爾多斯含煤盆地相似，為一套湖泊三角洲沉積，屬大型內陸盆地的沉積類型。
1.2.2構造
二道嶺礦區基本呈—不對稱菱形的複式向斜構造，本礦井有斷層F24，該斷層為正斷層，斷距大約有17米左右。
1.3煤層質量與煤層特征
1.3.1煤層（包括煤層厚度、傾角、含夾石情況）
本礦井可采煤層共有三層分別是：二1層上、二1層、二3層；二1層上煤層厚度為：3m，平均傾角為650、二1層5.8m（內含夾矸0.8m，實際煤層厚度為5m）平均傾角為：650、二3層3.3m（內含夾矸1.3m，實際煤層厚度為2m）平均傾角為720。
煤層基本特征表（表1）
煤層名稱 煤種 煤層傾角（度） 煤層厚度（米） 層間距
二1上層 無煙煤 56 2.3
二1層 無煙煤 65 5.8 19
二1層 無煙煤 72 3.3 17
1.3.2、煤質：（煤種、硬度、爆炸指數、發火期）
煤質屬無煙煤，硬度f=3.5～4，不易自燃。煤塵爆炸指數試驗樣試驗無爆炸危險性。煤層無自然發火傾向。
1.3.3頂底板岩石情況
頂、底板節理比較發育，直接頂為砂質頁岩。老頂為粉砂岩。直接底為砂質頁岩，老底為中砂岩。
1.3.4、預計水文地質（與老窯及鄰近采空區關係）
本煤層及頂底板岩層無含水層，水量以地表水從斜井滲漏為主。1776水平上部為原小煤窯的采空區，應注意地麵降水形成洪水灌入井下。F24斷層西翼1700水平～1776水平未采動。無采空區。
1.3.5煤層含瓦斯性、煤塵、自然性、地溫
1）瓦斯
相對瓦斯湧出量41.22m3/噸，絕對瓦斯湧出量為39.03m3/min.，屬於高瓦斯礦井，瓦斯對礦井的生產安全威脅較大，抓好通風與瓦斯管理是本礦井生產所麵臨的頭等大事。

瓦斯實測最大值一覽表2
煤層
項目 二1上層 二1層 二3層
孔號 19 19 19
標高 +1776 +1742 +1700
瓦斯含量%
瓦斯成份%

水平瓦斯含量表3
煤層
深度 二1上層 二1層 二3層
1700水平
1742水平
1776水平

2）煤塵
煤塵爆炸指數小於15%，無爆炸性，但煤塵對人體有害，會導致作業人員患肺病，所以在掘進過程中必須采取有效的防滅塵措施。
3）煤的自燃情況
煤層自燃傾向性為Ⅲ類，煤炭為不易自燃煤層。由於煤的變質程度高，含硫低，自燃發火的傾向性弱，一般不易自燃，但需注意人為的外因火災。
4）地溫
煤礦內無高溫異常的地區。距1700標高井下溫度為18—20℃；礦區深部勘查地溫無高溫異常現象。
1.4礦井通風方式
本礦通風方式簡易采用兩翼對角式通風，及主井進風，總回風井回風，掘進工作麵采用局部通風機壓入式通風方式給工作麵供風。
2、煤與瓦斯突出的地質因素03manbetx
煤（岩）與瓦斯突出的發生是各種自然因素綜合影響的結果。這些因素主要有：地應力（地層靜壓力、地質構造的殘餘力和礦山壓力）、瓦斯含量和瓦斯壓力、煤的物理性質決定的。礦井的瓦斯突出主要集中在地質構造帶內，突出點發生的位置與地質構造部位有關，比如強烈擠壓的褶皺帶、扭折帶、傾角變化的轉折點、斷層附近等等，這些地質構造部位應力比較集中，由於采掘工程破壞了原始平衡，導致地質構造殘餘應力的突然釋放，引起煤與瓦斯突出，因此在施工過程中在石門揭煤層地點選擇中要避開地質構造帶。避免發生煤與瓦斯突出02manbetx.com 。
3、揭煤防突措施工藝流程
揭煤防突措施工藝流程圖1

3.1前探鑽孔
在石門掘進工作麵施工到距煤層法線距離10m之前，為了確切得掌握煤層的層位、傾角、厚度、頂底板岩性、地質構造等情況，設計施工四個穿透煤層全厚且進入底板不小於0.5m的前探鑽孔（沿巷道走向方向），其中一號孔為取芯孔，采用75型或150型鑽機，鑽孔施工時應詳細記錄岩心資料。
3.2前探鑽孔同時作為測瓦斯壓力孔
煤層瓦斯壓力測定，鑽孔成孔後必須在30min內進行封孔測壓（封孔長度不得少於12.0m），必須在瓦斯壓力值穩定之後（瓦斯壓力穩定時間不得少於48小時）可拆表。
3.3前探鑽孔同時作為綜合指標法預測孔
在取芯時，采集軟分層煤樣2kg左右，每個孔取一份，送通風實驗室，測定煤的瓦斯放散初速度指標（p值）和煤的堅固性係數（f值）。
3.4突出危險性預測
（1）因掘鑿斷麵較大，為了防止誤揭煤層，保證預測可靠。在石門工作麵掘進至法線距離距煤層3m 處停止掘進，應打4個穿透煤層全厚的鑽孔，石門中央布置上、下向各一個，見煤點在石門掘鑿斷麵兩側輪廓線以外2m範圍布置2個。
（2）每個鑽孔預測兩次，既在鑽孔進入煤層中部和穿透煤層底板時各1次。
（3）鑽孔直徑ф50mm，為避免鑽孔積水，采用幹式鑽進，壓風排渣。鑽機采用75型或150型鑽機。
（4）測定鑽孔瓦斯湧出初速度qm值，采用撫順分院研製的多級壓差流量計及專用膠囊封孔器。
（5）封孔、測量全過程要求在成孔後2min內完成，封孔後測量室長度為煤層厚度的1/2或煤層厚度相等。
（6）在打鑽過程中測得的最大值確定有無危險。
（7）取4個鑽孔中測得的最大值確定有無危險。
3.5突出危險臨界值
因該煤層處於帷幕注漿控製範圍段高內，帷幕注漿後（注漿壓力達20Mpa）至使岩體原始應力重新分布，對煤層瓦斯的影響有待進一步考證，且該礦區目前尚無明確的研究指標，故按《突出細則》中規定的臨界值執行。
綜合指標 D＞0.25 K＞15
單項指標 qm＞4.0 L/min (vr=20~30%)
4、揭煤防突措施
鑒於本礦石門為井田內首次揭穿煤層，且揭煤深度達約300m，且煤層厚度2.3m，為安全起見，本設計根據預測參數而定，如果預測值大於臨界值，采用排放鑽孔配合深孔鬆動爆破為主要防突措施。
4.1排放鑽孔
（1）既施工排放鑽孔，鑽孔一次打穿煤層全厚。
（2）鑽孔直徑75mm，鑽孔間距0.6 m×0.6m，在控製範圍內均勻布孔，終孔距離平均2m，鑽孔數目根據其掘鑿斷麵積19.2m2，鑽孔數目49個。
（3）為加快煤層瓦斯排放，可采用鬆動爆破為輔助措施。
4.2揭煤防突措施
（1）因巷道斷麵較大，為節約打鑽時間，安排2台鑽機（75型或150型）同時施工。
（2）為保證施工質量，施工單位必須嚴格按設計施工，施工過程中，應嚴格控製見煤深度、鑽孔深度，噴孔情況及實際鑽孔參數，以確定煤層位置、產狀和有無地質構造。並根據實際鑽孔參數，重新作圖，若控製範圍不夠或鑽孔間距過大，應及時補充鑽孔。
（3）建立安全可靠的獨立通風係統，在建井初期，礦井尚未構成全風壓通風時，在石門揭穿突出煤層的全部作業過程中，與此石門有關的其他工作麵都必須停止工作。
（4）從打前探鑽孔開始，為防備意外揭開煤層使瓦斯噴出或發生瓦斯突出，必須保證通風機對回風石門工作麵不間斷供風，（風量不少於500m3/min）打鑽時應經常檢測瓦斯濃度，若打鑽時有噴孔，使風流中瓦斯濃度超限，需停止作業，將所有施工人員撤離工作麵，切斷工作麵範圍內除扇風機以外所有電源。
（5）應指定專人加強現場觀測，並檢查工作麵有無異常，如發現異常應立即停止作業，工作麵人員撤離至安全地帶。
（6）作業人員必須攜帶本安型礦燈和隔離式自救器。
（7）工作麵安裝瓦斯遙測儀，1號探頭懸掛在迎頭5m處，2號探頭懸掛在回風流中，報警值為0.8%，斷電值為1.5%，斷電範圍為回風石門掘進工作麵除扇風機以外所有電源。
（8）在整個揭煤過程中，必須安排專職瓦斯檢查員隨時測定瓦斯濃度並做好記錄。
4.3瓦斯排放量考察
根據2號探頭及回風量所測數據計算瓦斯排放量，以03manbetx 瓦斯排放效果。
4.4、措施效果檢驗
鑽孔排放瓦斯充分卸壓後，在3m岩柱外向煤層打4個檢查孔，檢查孔位於排放孔之間，且距排放孔距離不得小於0.5m。
防突措施效果檢驗的工藝及指標采用鑽孔瓦斯湧出初速度法，當檢驗的指標低於突出危險臨界值，防突措施有效。否則，表明煤層突出危險尚未消除，尚需采取補救措施，如補打排放孔或增加排放時間等，直至突出危險完全消失。
5、安全措施
為了減少因措施效果檢驗失誤或其他不可預見的原因而發生的突出所造成的災害，以及為了減少因瓦斯超限引起的瓦斯爆炸02manbetx.com ，在石門揭煤整個施工階段都必須認真采取以下安全措施.
6通風
6.1通風
（1）通風采用壓入式通風
（2）工作麵必須裝備經校正的瓦斯自動檢測報警斷電儀。在井下作業的班（組）長、放炮員及工程技術人員必須攜帶便攜式瓦斯檢測報警儀。
（3）當風流中瓦斯濃度超過1%時，應停止打眼放炮；瓦斯濃度達到1.5%時，工作麵應停止一切工作，全部人員撤至安全地點。
（4）井下工作麵工作人員必須佩帶隔離式自救器。
6.2遠距離震動放炮
（1）在采取防突措施並經效果檢驗確認無突出危險，經總工程師批準後，可采用遠距離震動放炮揭穿煤層。
（2）必須采用煤礦安全炸藥和煤礦許用銅腳線電雷管，且不準摻混使用不同廠家生產或不同品種的電雷管。
（3）全斷麵一次裝藥，一次放炮，放炮母線采用現石門施工放炮專用電纜，放炮必須采用大功率電容式發爆器（功率一次起爆150發以上）引爆。
（4）必須采用正向爆破，嚴禁反向爆破。
（5）放炮工作必須由專職放炮員擔任，放炮員、班組長、瓦斯檢查員必須在現場執行“一炮三檢製”和“三人連鎖放炮”。
（6）炮眼長度及封孔長度必須符合《煤礦安全01manbetx 》。
（7）放炮地點必須設在風門以外處，全部工作人員撤出風門以外處，放炮時停止回風石門範圍內一切作業，礦井內嚴禁有任何火源及不防爆的機電設備。
（8）放炮前30s停風，放炮後應立即恢複通風。
（9）處理工作麵瞎炮，殘炮按《煤礦安全01manbetx 》。
（10）在整個揭煤過程中應配備一救護小隊在地麵值班，以應急救護之用。
（11）在整個揭煤過程中，進入工作麵的所有工作人員必須攜帶隔離式自救器，並嚴禁穿化纖服裝和戴電子表。
（12）井下應設臨時避難所，避難所內必須設有壓風自救設施和與調度直通的電話。
（13）在整個揭煤過程中，礦方應明確1名領導在現場指揮組織實施。
（14）未盡事宜，按《煤礦安全01manbetx 》有關規定執行。
6.3支護
（1）臨時支護
過煤段施工時（煤層頂板2m到穿過底板2m處垂直距離），視煤岩體破碎情況而定。采用錨噴掛網（錨杆長1800m，噴厚100mm混凝土），或采用U型棚作為臨時支護。
（2）永久支護
過煤段施工時，永久支護設計為：。
6.4其它事宜，按《煤礦01manbetx 01manbetx 》防治煤與瓦斯突出細則執行。
7、延期突出的防治
延期突出盡管少見，但在石門類巷道揭煤時發生延期突出的幾率最高，它對安全生產及人身安全威脅很大，為預防延期突出，應采取以下措施：
（1）一般延期突出均發生在炮後30min以內，為此把放炮後礦山救護隊進入工作麵檢查的時間延長到1h。
（2）加強防突措施的現場施工和管理，確保措施的實施效果，消除由於實施上的偏差而帶來的突出隱患。
（3）認真執行鑽孔爆破設計及現場施工管理，確保爆破效果達到設計要求，並對井壁及時進行支護。
（4）在施工過程中要指定專人對工作麵突出預兆進行觀察，發現突出預兆，及時指揮人員帶上隔離式自救器，並迅速撤離地麵。