河南理工大學本科畢業設計-石門揭煤設計
石門揭煤設計
摘 要：在煤與瓦斯突出礦井中，石門揭突出煤層危險性大，時間特別長，是礦井安全技術的重點和采掘部署的瓶頸工程。本文闡述了國內外關於煤與瓦斯突出機理的綜合學說，詳細03manbetx 了石門揭煤突出的原理，包括其突出影響因素、發生條件、突出煤體的力學特性與瓦斯流動規律，之後對通過對平行布孔抽放瓦斯、扇形布孔抽放瓦斯、交叉布孔抽放瓦斯比較，提出平煤八礦戊9-10煤層的揭煤方案——石門短導硐、交叉布孔抽放瓦斯和震動放炮相結合的揭煤措施。並按《防治煤與瓦斯突出細則》製定了“四位一體”防突措施及相關安全防護及防突措施。
關鍵詞：煤與瓦斯突出，石門揭煤，突出機理，短導硐揭煤技術
Design of Cross-cut Crossing Seam at New Auxiliary Shaft Rail Raise in Pingmei Corporation 8 Mine
Abstract： In the mine which gush the coal and gas,rockcross cutvuncovers the coal prominent coal bed serious risk,the timeexepect long，it is the mine security technology key point and the excavation deployment bottleneck project. This article elaborated domestic and foreign about coal and gas prominent theory, multi analysis rock cross cut has uncovered the coal prominent principle,including its prominent influence factor,has the condition,the prominent coal body mechanics characteristic and the gas mobile rule,to through to paralle cloth Kong Pulls and puts the gas fan-shaped cloth Kong Pulls out puts the gas， overlapping cloth hole pulls out put the gas compares afterwards,proposed the even coal eight ores fifth heavenly stems 9-10coal bed uncovers coal plan-rock cross cut short to lead uncovers the coal measure which hole,overlapping cloth hole Pulls out puts.The gas and the vibration fires a gun unifies.And formulated “a four body”according to “Preventing and controlling Coal ang Gas Prominent Regulation” to guard against suddenly the measure and the correlation security protection and guards against suddenly the measure.
Key words： Coal and gas prominent;rock cross cut uncovers the coal; prominent theory; short hole to lead uncovers the coal measure.
目 錄
1緒論 1
1.1前言 1
1.2國內外研究現狀 2
1.2.1煤與瓦斯突出機理的研究現狀 2
1.2.2煤與瓦斯突出預測的研究現狀 4
1.2.3石門揭煤工作麵突出機理 5
1.2.4石門揭煤的研究現狀 6
2試驗區概況 10
2.1礦井概述 10
2.2試驗區概況 11
2.2.1揭煤地點概況 11
2.2.2瓦斯地質情況 12
2.2.3瓦斯地質03manbetx 13
3揭煤工作麵突出危險性預測 14
3.1試驗區瓦斯地質特 14
3.2前探鑽孔 14
3.3煤層壓力測定 16
3.4石門揭煤工作麵突出危險性03manbetx 17
4石門揭煤技術方案及參數 18
4.1石門揭煤預留岩柱厚度的確定 18
4.2石門揭煤防突措施的選定 20
4.3短導硐的施工方案 23
4.4抽放鑽孔的布置方式 23
4.4.1抽放鑽孔的布置方式的選擇 23
4.4.2交叉鑽孔布孔方式 26
4.4.3抽放鑽孔施工要求 26
4.4.4抽放鑽孔工藝 27
4.4.5抽放鑽孔安全技術措施 28
4.6揭煤爆破技術方案 28
5安全岩柱和效果檢驗 32
5.1突防效果檢驗 32
5.2預留岩柱厚度的控製 33
5.3炮前的防突措施效果檢驗 33
6防突係統和安全防護 35
6.1通風係統 35
6.1.1通風係統與局部通風 35
6.1.2反向風門 35
6.2監測監控 35
6.3安全防護 36
6.3.1壓風自救係統 36
6.3.2隔爆水槽 36
6.3.3綜合防塵 36
6.3.4其它 36
6.4供電及停電 37
6.5揭煤放炮眼布置 37
6.5.1炮眼布置 37
6.5.2爆破網絡計算 37
6.7震動放炮安全技術措施 38
6.7.1爆破器材 38
6.7.2打眼與裝藥 39
6.7.3爆破 39
6.7.4其它 40
6.8避災路線 41
6.9組織管理41
6.10進入煤層掘進期間的防突措施 42
6.11防瓦斯超限 43
7過煤門施工措施 44
7.1措施選定 44
7.2措施技術參數的確定 44
7.3措施實施的具體要求 44
7.4措施的效果檢驗 45
7.4.1瓦斯湧出初速度q值測試步驟 46
7.4.2鑽屑瓦斯解吸量指標的測定方法和步驟 46
7.4.3臨界值及判斷 46
7.4.4效檢時 46
7.4.5效檢後 46
結論 47
致謝 48
參考文獻 49
1緒論
1.1前言
煤炭是國民經濟和社會發展的基礎，在我國一次能源生產和消費結構中始終占70%左右。據預測，到2010年煤炭將占60%左右，2050年將占50%以上，在相當長的時期內，煤炭仍將是我國的主要能源。當前快速增長的經濟，對煤炭工業發展提出了更高的要求。我國煤礦主要是井工開采，生產環境條件複雜，與其它行業相比，煤礦安全尤為重要。安全是煤炭生產的頭等大事，安全對煤炭生產起著保證、支撐和推動作用，是煤炭工業可持續發展的前提。
目前，隨著煤礦開采深度的延伸和開采強度的加大，地壓和瓦斯湧出量越來越大，突出危險性也不斷加大。在很短時間內，從煤(岩)壁內部向采掘工作間突然噴出煤(岩)和瓦斯的現象，即煤(岩)與瓦斯突出，它是一種伴有聲響和猛烈能效應的動力現象，能摧毀井巷設施、破壞礦井通風係統，使井巷充滿瓦斯和煤(岩)拋出物，造成人員窒息、煤流埋人，甚至可能引起瓦斯爆炸與火災02manbetx.com ，導致產中斷。因此，煤與瓦斯突出是煤礦最嚴重的自然災害之一，嚴重威脅著煤礦的安全生產，製約著我國煤炭工業的發展。
從1834年3月22日法國魯阿爾煤田依薩克礦井發生了世界上有記載的第一次突出至今，己發生過突出的國家有法國、前蘇聯、中國、波蘭、日本、美國等20多個國家和地區。據不完全統計，截止1981年發生突出的次數已超過3萬次，其中強度最大的一次突出發生在1969年7月13日前蘇聯頓巴斯礦區加加林礦井，突出煤14200t，噴出瓦斯達250萬m3。我國是世界上煤與瓦斯突出最嚴重的國家之一，其特點是突出礦井分布麵廣，且分布於不同類型的煤層，突出礦井的始突深度不一，中小型突出占較大多數，大強度突出次數也不少;在區域上的表現為南北都有分布，但南強北弱。建國後，第一次煤與瓦斯突出於1950年4月20日發生在遼源礦務局富國礦的西二坑，此後，隨著我國煤炭工業的迅猛發展，老礦井開采的愈來愈深，新礦井又不斷增多，突出礦井也日益增多，不僅突出次數大幅度增加，而且其突出強度也在提高，其中最大的一次突出發生在1975年8月8日天府礦務局三彙壩一礦主平銅震動性放炮揭穿6號煤層時，突出煤岩12780t，突出瓦斯140萬m3，居世界第二。1988年10月16日南桐魚田堡煤礦二水平東翼三采區+20m石門，打震動炮眼時發生自行衝破岩柱的突出。突出煤炭8765噸，岩石61m3，瓦斯201萬m3，煤粉堵塞巷道1388m，瓦斯逆流1846m。近些年來，我國煤礦的安全生產形勢日益嚴峻，煤礦安全02manbetx.com 也層出不窮，80%以上都是瓦斯02manbetx.com ，其中以石門揭煤突出最為嚴重，造成了大量的人員傷亡和財產損失。截止2004年，國有重點煤礦中，有高瓦斯礦井152處、煤與瓦斯突出礦井154處，高瓦斯、突出礦井數量約占49.8%，煤炭產量約占42%，45戶安全重點監控企業中，有高瓦斯、突出礦井250處，其礦井數量和產量分別占60.2%.、60.6%3。對於煤與瓦斯突出，特別是石門揭煤突出，各國都投入了大量的人力、物力、財力，許多國家還建立了專門的研究機構，專門研究其機理和防治工作;我國於五十年代成立了撫順煤炭研究所，主要承擔煤和瓦斯突出的研究工作，以後相繼有中國礦大、安徽理工、河南理工等高等院校也都進行這方麵的研究工作[1]。
由於石門揭煤突出強度大，波及範圍廣，造成的破壞嚴重，能給礦井帶來毀滅性的災難;同時，由於石門揭煤其施工工藝的特殊性，揭穿突出煤層全過程都有突出危險，並可能發生連續突出、延期突出和自行揭開突出，比一般類型突出對人身安全的危害更大，所以個別突出礦井不惜多掘數百米煤層巷道來繞過石門直接揭煤這個攔路虎，浪費了大量的工程費用，多數礦井在嚴重突出煤層石門揭煤過程中，為防治突出，防突措施步步設防，執行措施占用時間長，造成生產接替十分緊張，礦井發展步履維艱，經濟形勢尤其困難。
1.2國內外研究現狀
1.2.1煤與瓦斯突出機理的研究現狀
煤礦開采過程中，直到十六世紀末，在煤礦的井工開采中，才遇到有害氣體，到十八世紀初期英國有的深井開始發生甲烷爆炸。隨著工業的發展，煤炭開采日益加劇，礦井瓦斯02manbetx.com 也日益加劇，引起了世界各采煤國家的密切關注，研究工作也取得了一定的成果，但由於突出機理的複雜多樣性，迄今為止形成了多種假說，國外主要存在三種假說，分別是瓦斯作用說、地應力說和綜合作用說。
(1)瓦斯作用說：該學說認為，煤內存儲的高壓瓦斯是突出中起主要作用的因素，在這類假說中“瓦斯包”說占重要地位，它認為在煤層中存在著瓦斯壓力與瓦斯含量比臨近區域高得多的煤窩，即瓦斯包，其中煤鬆軟、孔隙與裂隙發育它具有較大的存儲瓦斯的能力，被透氣性差的煤所包圍，存儲著高壓瓦斯：當巷道揭穿“瓦斯包”時，在瓦斯壓力作用下將鬆軟的煤窩破碎並拋出而形成煤與瓦斯突出。另一類瓦斯作用說認為，甲烷在煤中以不穩定的化合物形式存在，例如有多聚甲烷或結晶水化物存在，或者煤可以自然地分解並放出大量瓦斯，當巷道揭開飽含不穩定化合物煤區時，因溫度上升或瓦斯壓力下降，促使它們急劇地分解，放出大量瓦斯並夾帶著煤噴出。
(2)地應力說：該學說認為，突出主要是高地應力作用的結果。然而對高地應力的構成又有不同說法，一種認為除自重應力外還存在著地質構造應力，當巷道接近存儲構造應變能高的硬而厚的岩層時，後者將像彈簧一樣地伸張，將煤破壞和粉碎，從而引起瓦斯劇烈湧出而形成突出;另一種認為采掘工作麵前方存在著應力集中，當彈性厚頂板懸頂過長或突然冒落時，可能產生附加的應力，在集中應力作用下，煤發生破壞和破碎時，伴隨著大量瓦斯湧出而構成突出。
(3)綜合作用說：該學說認為突出是地應力、瓦斯、煤的力學性質等因素綜合作用的結果。因為它較全麵地考慮了動力與阻力兩個方麵的因素，因而得到各界學者的普遍承認，在綜合作用說的多種說法中又以蘇聯B.B.霍多特的能量假說影響最大，他認為，突出是煤的變形潛能W和瓦斯內能突然釋放所引起的近工麵 煤體的高速破碎，並推斷出激發突出的三個條件，可表述為如下三個公式：：
①激發突出的第一條件：
對於回采 W+ Э> F+ U (1—1)
對於掘進 W > F +U (1—2)
對於石門揭煤 W +Q > F+ U (1—3)
式中：W——煤的變形潛能;
Э——頂岩石的動能;
Q——煤內遊曆瓦斯所含的內能;
F——煤向巷道的移動功;
U——煤的破碎功。
②激發突出的第二條件：
Vp>Vx (1—4)
式中：Vp— 煤的破碎速度;
Vx— 煤裂隙中瓦斯壓力下降速度，取決於煤的裂隙性。
③激發突出的第三條件：要求在煤破碎完成之前，瓦斯壓力應保持在比己破碎煤 的拋出阻力更大的水平上，即：
P>(m /s )*[g (f* cos a
sin a )+ a] (1-5)
式中：
s—煤破碎區段的橫段麵積;
f—煤沿某一表麵移動時該麵的摩擦係數;
a—煤沿某一表麵移動時該麵與水平麵所成的傾角;
g—重力加速度;
m— 煤的質量;
a—為了把煤拋出必須給煤的加速度;
— 煤移動方向向上拋出時取“+”，反之取“一”。
測算表明，在瓦斯礦井中，激發突出的第二與第三條件實際上總是可以滿足的，故能否滿足第一條件便成為發生突出的主要而必需的條件。霍多特認為，隻有當煤中應力狀態突然改變時，煤層可能產生高速破碎，下述原因可以引起煤中應力狀態的突然改變：煤層中堅硬區段或堅硬包裹體的承載能力以脆性破壞形式消失了;圍岩作用於煤層的動載荷;放炮落煤時，巷道迅速進入煤層;放炮揭開煤層。地應力與瓦斯壓力在上述過程中起到本質作用，而煤和圍岩構造的非勻質性是突出的最普遍原因。
1.2.2煤與瓦斯突出預測的研究現狀
各國對於突出預測的研究，主要是以突出的綜合作用假說來進行的，圍繞地應力、煤層瓦斯壓力與含量及煤地力學性質等因素開展實驗和現場的試驗工作。其中，前蘇聯在煤與瓦斯突出防治方麵做了大量研究工作，而且研究成果居世界領先水平，建立了較完善的突出危險性預測體係，包括區域性預測、局部性預測以及工作麵預測，頓涅茲克工學院研究利用煤體的兩個主要變形指標彈性模量E和剪切模量G來確定煤層突出危險性，研究對180個煤層進行了采樣，包括頓涅茲克、馬凱耶夫、蘇維埃和奧爾忠尼啟澤等幾個煤炭聯合公司所屬礦井65個突出危險煤層。關於煤樣縱向和橫向彈性波傳播速度測定，則利用煤層中湧出的氦體積或氖濃度的變化預測，此外，前蘇聯的主要煤田還研究出了石門揭煤預測突出危險性的指標，如沃爾庫京斯基、諾裏利斯基、薩哈林以及近海的一些煤田，當測定瓦斯壓力高於1Mpa時則認為揭煤處有危險。在不斷完善突出跟蹤預測的基礎上，有些國家已經開展了研究瓦斯突出的動態預測技術和突出危險區域的預測技術。如：俄羅斯己建立了區域預測預報的專家係統，將突出煤層劃分為突出危險區(占突出煤層麵積的20%～30%)和非突出危險區(占突出煤層麵積的70%～80%)，從而解放了一大片煤層，降低了防突工作量;德國應用V30等瓦斯湧出動態參數連續預報突出，己有較成熟的經驗總的來說對瓦斯突出預測已初步形成了一些卓有成效的方法，並在實際使用中取得了一定地成效。將其按預測範圍大小可歸納為三類：一是區域性預測，它主要是確定煤田、井田、煤層和采掘區域的突出危險性;二是局部性預測，它是在區域性預測的基礎上，根據鑽探或物探、采掘工程等資料，進一步對局部地區或地點的突出危險性做出評價;三是工作麵預測，它是在區域性預測和局部性預測的基礎上，根據突出預兆的各種異常效應，如聲、電、磁、熱等，對突出危險性進行警報。
我國的突出危險性預測方法分為區域突出危險性預測和工作麵預測兩種，區域突出危險性預測，即區域預測，用於預測煤層和煤層區域(包括井田、新水平和新采區)的突出危險性，在地質勘探、新井建設、新水平和新采區開拓和準備時進行;工作麵預測又叫點預測、日常預測，用於工作麵煤(岩)層的突出危險性預測，它包括石門揭煤、煤巷掘進和回采工作麵的突出危險性預測。其對應地機理為：區域性預測多以瓦斯地質動力因素、現場測定瓦斯壓力及實驗室測定煤的突出傾向性參數，采掘集中應力等作為判斷突出危險性和劃分突出危險性的主要手段;在工作麵預測方麵，主要以當時的地應力、瓦斯與煤(岩)物理力學性質的分布狀態作為判斷依據在石門揭煤的瓦斯突出危險性預測上，我國主要采用綜合指標法和鑽屑瓦斯解吸指標法來實現有效的突出危險性預測。此外，還有用於區域性預測所采用的單項指標法和綜合指標法，在煤巷掘進工作麵采用的鑽孔瓦斯湧出初速度法、R值指標法和鑽屑指標法等等，這些都需要現場實突出臨界值，有依賴現場經驗的部分。
1.2.3石門揭煤工作麵突出機理
瓦斯對煤岩體的變形有很大影響。一是含瓦斯煤岩體骨架變形是由有效應力控製的，瓦斯壓力使煤岩體產生拉伸變形，瓦斯影響煤岩體骨架內部的裂紋及孔隙的張開、閉合。二是瓦斯使煤岩體的應力——應變關係發生改變，從而使煤岩體的彈模及抗壓強度等發生變化。
煤體中瓦斯以遊離和吸附兩種形態存在於空隙空間中，吸附量占總量的80～90%以上，因此瓦斯解吸將影響瓦斯的流動狀況。根據近代岩石變形破壞機理，煤岩的變形破壞過程是其內部裂紋裂縫發生發展起主導作用的過程，因而圍壓的作用是阻止岩石裂紋裂縫的發生發展，也即阻止岩石的破壞，而瓦斯壓力的力學作用也相當於圍壓作用，隻不過瓦斯壓力增加相當於圍壓降低。實驗室宏觀試驗得出的瓦斯壓力對煤岩力學響應和力學性質的影響包括了吸附和遊離瓦斯的共同作用，對於單一煤種吸附量受瓦斯壓力影響。煤岩體強度將隨瓦斯壓力的增加而降低;瓦斯壓力越高，彈性模量越低。
通過以上理論03manbetx 研究，石門揭煤工作麵由岩巷向煤層掘進時，集中應力帶逐漸前移至煤岩交界處，爆破作業使集中應力帶處於巨大的載荷作用下，造成了疊加於原蠕變變形上的流變變形波，煤岩體變形處於峰值強度後，當這一變形持續的時間足夠長時，在某方向的變形將有可能發動大強度突出;若岩體局部破碎或岩柱厚度不足時，甚至會衝破岩柱及部分煤體自行揭開突出。如果在震動放炮後，煤體內突出的準備階段並未完結，煤層內的應變發生不穩定蠕變，新暴露麵附近的煤內產生能量積累，經一定的流變時間煤體或未爆的岩體處於過載應力狀態時，突然破碎而發生延期突出。另外，緩傾斜煤層煤門巷道較長，由於煤、岩強度的顯著差異，揭開岩蓋後，煤層承受很高的應力，如果卸壓不充分，含高壓瓦斯煤體強度很低，集中應力區域煤體加速蠕變變形破壞，推垮鬆弛區域煤體而發動連續突出。
根據突出煤層石門揭煤特點，控製石門揭煤各種類型瓦斯突出，一方麵必須采取高強度瓦斯抽排措施，使石門工作麵正前全段煤門範圍充分卸壓，這樣，即使煤岩體變形處於峰值後，進入加速破壞的蠕變階段，由於瓦斯的充分釋放，煤岩體強度增加，承載能力增強，突出也不能發生，隻能產生片幫等現象;另一方麵要控製石門工作麵兩側向正前補給瓦斯，以控製延期突出和過煤門連續突出。而在震動放炮揭開煤層前首先要防止石門自行揭開突出，必須通過研究煤岩體力學性能、煤岩體變形場與瓦斯賦存之間的關係，確定足夠厚度(即強度)的預留岩柱。
1.2.4石門揭煤的研究現狀
在煤礦生產中，石門揭穿煤層比煤層平巷、上下山和采煤工作麵具有最有利於突出的發生與發展的條件，因此它的危險性也最大，不僅突出強度大、概率高而且典型突出次數最多，國內外最大的突出均發生在石門揭煤時，即在爆破揭開煤層的瞬間，由於表層突然破碎，煤體應力狀態和瓦斯賦存狀態突然改變，富含瓦斯的煤層在瓦斯壓力和應力作用下，急劇向巷道空間拋出大量煤岩和瓦斯而造成石門揭煤突出嚴重影響了礦井和采區的順利接替，因此一直是防突研究的重點。根據石門條件下發生的突出情況不同，石門突出可分為：爆破揭開石門時的突出、延期突出、過煤門時的突出和自行衝破岩柱的突出，其中以放炮揭開煤層時的突出所占的比例最大。在這些石門揭煤研究過程中，國內外都取得了寶貴的技術成果。
(1)石門揭穿煤層前，必須遵循：
①必須打預測煤層突出危險性鑽孔，控製突出煤層層位的前探鑽孔和測定煤層瓦斯壓力鑽孔。預測煤層突出危險性鑽孔可以和測定瓦斯壓力鑽孔合並，要求能夠確切掌握煤層的突出危險性、煤層的層位、傾角、厚度、頂底板岩性、地質構造等煤層賦存情況，為安全岩柱設計尺寸和安全快速揭穿煤層提供可靠資料;
②前探鑽孔，在石門工作麵掘至距煤層(垂距)10m之前，至少打兩個穿透煤層全厚，並進入頂(底)板不少於0.5m的鑽孔，詳細記錄岩芯資料。如果遇到地質構造複雜、岩石破碎的地區，在石門工作麵掘至距煤層20m之前，就必須在石門四周外緣5m的範圍內布置一定數量的鑽孔，保證確切掌握煤層厚度、傾角變化、地質構造和瓦斯情況等。同時，為防止誤穿煤層，在距煤層垂距5m以上時，可在石門工作麵頂(底)部兩側補打3個直徑為42mm底超前鑽孔，但其超前距離不得小於2m;
③測壓鑽孔，可兼作預測孔。在石門工作麵距煤層5m以外，至少打兩個穿透煤層全厚的鑽孔，測定鑽屑量和鑽屑瓦斯解吸指標、煤的瓦斯湧出初速度和堅固性係數等;為準確測到瓦斯壓力值，測壓孔應布置在岩層致密完整處，並且測壓孔的見煤點與前探鑽孔的見煤點之間的間距不得小於5m，否則應將後者密封。在近距離煤層群內，層間距小於5m或層間岩層破碎時，可測得這些煤層的綜合瓦斯壓力;
④石門掘進工作麵與煤層之間必須留設一定厚度的安全岩柱，岩柱的尺寸應根據預防突出措施的要求、岩石的性質、煤層傾角和地應力大小等確定。但兩者間底最小垂厚應為：急傾斜煤層不小於3m，緩傾斜煤層不得小於2m;采用震動放炮措施時，最小垂厚是：急傾斜煤層2m，緩傾斜煤層1.5m.如果岩石鬆軟、破碎，還應當適當增加垂距;
⑤石門揭穿突出煤層前，若預測有突出危險時，必須采取預防突出措施，並經效果檢驗有效後，方可用震動放炮揭穿煤層;當預測無突出威脅時，可不采取預防突出措施，但必須采用震動放炮揭穿煤層和安全防護措施;
⑥石門揭穿突出煤層前，經預測有突出危險性或瓦斯壓力大於1MPa時，必須采用抽放瓦斯、水力衝孔、排放鑽孔、金屬骨架或其他經實驗有效的預防突出措施，並配以震動放炮揭穿煤層;如果煤層瓦斯壓力小1MPa或煤層厚度小於0.3m時，可采用震動放炮揭穿煤層。在實施預防突出措施時，必須進行實際考察得出符合本礦井實際的有關參數。采用排放鑽孔措施預防石門揭穿緩傾斜煤層突出時，當鑽孔不可能一次打穿煤層全厚時，可采取分段打鑽，但第一次打鑽的鑽孔穿煤長度不得小於15m，見煤後掘進必須留5m煤內鑽孔超前距離。采用金屬骨架措施時，必須與抽放瓦斯、水力衝孔或排放鑽孔等措施配合使用;
(2)從石門工作麵距突出煤層垂距不小於10m處開始，直至穿過煤層進入頂(底)板2m的全過程作業中，都必須采取防突措施，並須編製專門設計;
(3)石門揭穿突出煤層的專門設計必須包括：①預測有突出危險的鑽孔布置，控製突出煤層層位和測定煤層瓦斯壓力鑽孔的布置;②建立安全可靠的獨立通風係統，並加強控製通風風流設施的措施;③揭穿突出煤層時的預防突出措施;④準確確定安全岩柱厚度的措施;⑤製定石門揭穿突出煤層全部作業過程中防治突出和保證人員安全的措施。
石門揭煤具體防突技術也有很大發展，有水力衝孔、排放鑽孔、金屬骨架、震動放炮等，目前在我國揭煤技術上存在著的一些問題主要有：
(1)預測準確性不高：由於受地層條件，施工條件限製以及操作技能影響，很難準確測定瓦斯壓力，並且所費時間很長，而且鑽孔指標的測試是隨孔徑、孔深、取樣方法不同而不同的隨機變量，很難真實反映揭煤點突出狀況;此外還缺乏煤結構因素考慮，有時出現鑽屑解吸值很大而沒有突出危險，卻盲目增加了防突工程量，有時又出現鑽屑解吸指標很小卻發生突出的情況;
(2)震動性放炮易誘發突出：震動放炮是一項安全措施，是在沒有把握消除突出危險的情況下，采取多打眼，多裝藥的辦法，一次性揭開煤層讓該突的煤層在放炮時突出，不傷害人員，但由於裝藥量大，極易誘發突出，且突出強度很大，孔洞處理困難，且因震動放炮的震動強烈而致煤層暴露麵積大，易導致巷道兩幫出現集中應力急升，後續施工中在刷齊巷道時常造成突出;
(3)安全揭煤岩柱很難準確控製：放炮施工受打眼、裝藥、岩柱等條件變化，不易控製得恰到好處，為了保證揭煤安全，往往岩柱留得偏大(按規定需有1.5--2m安全岩柱)，經常揭不開煤;
(4)揭煤時間長：不管采取何種防突措施，一般都需幾個月時間，甚至幾年時間，揭煤時全井斷電撤人，影響全礦井幾個班生產，難以進行安全生產管理;
(5)耗費大：放一次震動炮一般耗炸藥130～50Kg，雷管100發左右，由於震動大，巷道跨落、冒頂的維護等都增加了支護材料消耗，如果發生突出處理孔洞時材料消耗更大，這些都使得掘進成本相應增加。
2試驗區概況
2.1礦井概述
平煤八礦位於平頂山市區東部，一九八一年投產，設計生產能力300萬噸/年。八礦井田東以沙河為界，西以21勘探線與十礦相鄰，南以煤層露頭線為界，北部12勘探線東以白石溝斷層為界，12勘探線以西以丁5.6 煤層-650m等高線為界，井田東西走向長12.5km，南北傾斜寬3.36km，麵積41.24 km2。八礦采用立井多水平采區上下山開拓方式開發，采用走向長壁全部垮落的采煤工藝，一水平標高- 430m，二水平標高為- 693m。
八礦是個多煤層同時開采的嚴重突出礦井，回采的煤層共有四層：丁5.6、戊9.10、己15和己16.17，其中戊9.10和己15煤層為突出煤層，至今發生大小突出共35次，突出煤量3222噸，瓦斯量247900立方米。
丁5.6煤層偽頂為炭質泥岩，直接頂為丁4煤層底板，直接底為丁7煤層頂板、泥岩，該岩層遇水易膨脹，底鼓現象較嚴重;戊9.10煤層頂板一般為砂質泥岩，頂板裂隙較發育，屬複合頂板，極難管理，老頂為細~中粒砂岩，灰色、鈣質膠結，呈厚層狀，比較堅硬，老底為細砂岩比較堅硬;己15煤層直接頂為灰色砂質泥岩，底板極軟即己16.17煤層頂板，灰黑色砂質泥岩，頂部含泥質較大，己16.17煤層底板為砂質泥岩。
2006年礦井瓦斯及二氧化碳鑒定結果為：絕對瓦斯湧出量71.257m3/min，相對湧出量14.594m3/min;二氧化碳絕對湧出量32.292m3/min，相對湧出量6.818m3/min，確定為煤與瓦斯突出礦井。
八礦目前的通風係統為中央並列與分區對角的混合式通風係統，主要通風機工作方法為抽出式，共布置四個進風井筒(副井進風、新副井，主井、北風井輔助進風)，四個回風井筒(東風井、西一風井、西二風井、丁一風井);目前，礦井總進風量27161m3/min，東風井安裝兩台K4-73-11N032F離心式主扇，服務於己一、己三及己三擴大采區，主扇工作風量5568m3/min，工作風壓3250Pa;西一風井安裝兩台K4-73-01N032F離心式主扇，服務於己二下延、戊二采區下延，主扇工作風量7100m3/min，工作風壓3400Pa;西二風井安裝兩台GAF26.6-15.8-1型軸流式主扇，服務於一水平己四、戊四采區、二水平己二、戊二采區，主扇工作風量8563m3/min，工作風壓3200Pa;丁一風井安裝兩台BDK-12-N036型軸流式主扇，服務於丁一、戊一采區，主要通風機工作風量6449m3/min，工作風壓2900Pa。
安全監測係統：八礦現用的KJ2000安全監測係統，監測機房配備兩台主機，一台運行一台備用，八台大屏幕顯示器，並與公司實現聯網，井下共有KG2007型工作分站37台;KG3003型低沼瓦斯傳感器71台，局扇開停傳感器71台，瓦斯斷電儀42台，饋電狀態傳感器46台，重點工作麵安裝一氧化碳傳感器6台，溫度傳感器12台，礦井和采區總回風安裝風速傳感器12台，風門開關傳感器24台。
八礦位於李口向斜軸的南北轉折仰起端，井田西翼與十二礦、十礦井田內分布的北西向牛莊向斜、郭莊背斜以及原十一礦逆斷層的末端相鄰，並受其控製;東翼則靠近北東向的洛崗大斷層;故該井田既受北西向構造的控製，又受北東向構造的控製，處於區域北西向與北東向構造的交彙部位。
井田內發育三個明顯的褶皺構造：一處是盆形的任莊向斜，反映了北西向與北東向構造聯合作用的結果;一處是軸向北東的前聶背斜，反映了北東向構造作用的結果;另一處是軸向近南北的焦讚山向斜，屬複合構造作用的結果。井田內煤層走向變化明顯，靠近十礦井田東翼的煤層走向呈北西向展布，至井田中部煤層走向側轉呈北西和近東西向。井田內有三條大斷層：位於井田南部邊界呈北西向展布的任莊正斷層，落差120m;位於井田中部呈北東向展布的辛店正斷層，落差40m;橫貫已一、已三采區呈北西向展布的張灣正斷層，落差20m。此外，井田內部還發育有大量的北西向和北東向的小斷層，均以壓扭性構造為主。
2.2試驗區概況
2.2.1揭煤地點概況
八礦戊二軌道上車場開口，開口位置距副井1348m，開口標高-416m，方位角32°，施工坡度-13°。半圓拱形斷麵，淨寬3800mm，淨高3600mm，S淨=12.7m2。設計工程量約1044.5m，穿岩段采用錨網噴支護，噴漿厚度120mm;過煤段采用架U29棚子支護，棚間距500mm，之後噴漿封閉，噴漿厚度150mm。
由於八礦開二隊從上端已施工430m停頭，停頭處巷道底板距戊9-10煤層頂板3.2m岩柱停掘，2006年10月30日建井一處綜合四隊從八礦新副井二水平向上已施工308.5m，停頭處巷道頂板距戊9-10煤層底板5m停掘，因此該巷剩餘工程量306m全部為揭穿、過戊9-10煤。
根據實際揭露的地質資料推算，揭煤位置地麵標高+210.0m，戊9-10煤層底板標高-562m，煤層埋深772m，煤層厚度3.5m，直接頂板為3m厚的砂質泥岩，其上部厚0.8m的戊8煤層，底板為厚約6m砂質泥岩夾2層0.2m厚的煤線，煤層傾角6°～12°，預計下山施工至490m處將揭露戊9-10煤層。根據建井一處在八礦二水平的施工情況及地質資料，該煤層在八礦地區為突出煤層，所以此工作麵按突出危險工作麵管理。
2.2.2瓦斯地質情況
煤層產狀：走向296°～304°，傾向32°，傾角6°～12°，煤層厚度(結構式)1.2(0.3)～2.0軟分層厚度及層位0.3～0.5m，靠近中上部煤層節理較發育煤層賦存比較穩定、厚度變化不大。煤種牌號：肥煤水份2.8%，灰份23.8%揮發份31.8%煤的容重1.43煤的堅固性係數(f)=0.2～0.6，煤的破壞類型Ⅱ~Ⅳ，煤塵爆炸指數27.1%～44.2%，煤的自燃火期4～6個月，煤層瓦斯含量18(m3/t)，煤層瓦斯壓力2.4(MPa)以上，絕對瓦斯湧出量最大3.5m3/min。煤層頂板特性底板為厚約6m的深灰色砂質泥岩，含2層約0.2m厚的煤線。該地點的地質柱狀圖見圖2-2。
2.2.3瓦斯地質分析
該工作麵地質構造較簡單，煤層賦存比較穩處於戊9—10煤層頂板砂質泥岩中，之後巷道向下按13°坡度穿層施工。根據三維地震資料測定的△P和f值範圍一般為：△P在10～32;f值在0.2～0.6;K值在70～142，煤層瓦斯壓力在1.4MPa以上。與本次揭煤點相距約100m的東測壓點測得瓦斯壓力為1.9MPa(表壓力)。揭煤地點構造軟煤普遍發育，瓦斯壓力和瓦斯放散初速度較大，具備發生突出的煤體強度、放散初速度和煤層壓力條件。根據八礦地質資料分析，該工作麵按煤與瓦斯突出危險工作麵進行管理。
3揭煤工作麵突出危險性預測
3.1試驗區瓦斯地質特
揭煤地點結構破壞嚴重，形成大麵積的軟煤分層，並在該分層中發育一係列次級褶皺，這些褶皺軸向與地層走向一致或以小角度相交。斷層多為順層斷層，在斷層帶上煤層受到嚴重破壞。以主斷麵為界，之上多為未受構造影響的原生結構煤，條帶結構，垂直節理。揭煤地點煤層瓦斯含量為18m3/t，煤層瓦斯壓力1.4MPa以上，具有突出危險性。
3.2前探鑽孔
八礦戊二軌道上車場開口，開口位置距副井1348m，開口標高-416m，方位角32°，施工坡度-13°。半圓拱形斷麵，淨寬3800mm，淨高3600mm，S淨=12.7m2。設計工程量約1044.5m，穿岩段采用錨網噴支護，噴漿厚度120mm;過煤段采用架U29棚子支護，棚間距500mm，之後噴漿封閉，噴漿厚度150mm。
由於八礦開二隊從上端已施工430m停頭，停頭處巷道底板距戊9-10煤層頂板3.2m岩柱停掘，2006年10月30日建井一處綜合四隊從八礦新副井二水平向上已施工308.5m，停頭處巷道頂板距戊9-10煤層底板5m停掘，因此該巷剩餘工程量306m全部為揭穿、過戊9-10煤。
由地勘資料和已掘進巷道揭露的資料分析，首采麵的瓦斯地質條件較複雜，為了準確掌握煤層的位置、賦存狀態和瓦斯地質條件，及為保護岩柱的設計尺寸提供基本的數據。在八礦戊二軌道上車場開口，開口位置距戊9-10煤層10m時，在掘進工作麵正頭施工前探鑽孔2個，使鑽孔穿透全煤層並進入頂(底)板不小於0.5m，用來探明戊9-10煤層的賦存狀態。前探鑽孔的設計參數如表。表中1、2號孔全鑽取芯，當1、2號探孔有疑時施工備用探孔以探清地質情況。
在施工前探鑽孔的過程中，根據《防突細則》第32條、第34條及第60條的規定，對揭煤點的突出危險性選用鑽屑瓦斯解吸指標△h2作為突出預測指標，進行第一次突出危險性預測，預測指標的臨界值如表3-1。
在打測壓鑽孔過程中，每米鑽孔采一個煤樣，測定煤的堅固性係數f，並將兩個測壓孔所測的堅固性係數最小值平均，作為煤層平均堅固性係數。將堅固性係數最小值的兩個煤樣混合，測定煤的瓦斯放散初速度ΔP。為了準確得到原始瓦斯壓力值，測壓孔應布置在岩層比較完整的地方，測壓鑽孔的見煤點與前探鑽孔的見煤點之間的距離不得小於5m。並用D、K值對揭煤點進行預測，綜合預測指標D、K的值按下式計算：
D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)
K=△P/f
D――煤層突出危險性綜合指標;
K――煤的突出危險性綜合指標;
H――開采深度;
P――煤層瓦斯壓力，取測壓孔實測煤層瓦斯壓力最大值MPa;
△P――軟分層煤的瓦斯放散初速度指標;
f――軟分層煤的平均堅固係數。
由於缺少本礦區的綜合指標D、K的預測臨界值，建議預測采用《防治煤與瓦斯突出細則》給定的臨界，預測采用的臨界值如表5所示。
表3-5 綜合指標D、K預測煤層區域突出危險性的臨界值
煤層突出危險性綜合指標D煤的突出危險性綜合指標K
0.2515
3.4石門揭煤工作麵突出危險性分析
本次設計測定的預測參數範圍為：△P在10～32，f值在0.1～0.3;K值在70～142，煤層瓦斯壓力在1.4Mpa以上;構造軟煤普遍發育，瓦斯放散初速度較大，具備發生突出的煤體強度、放散初速度和煤層壓力條件。
4石門揭煤技術方案及參數
目前國內揭開嚴重突出的近水平煤層一般要五至七個月時間，最長甚至要16個月。為盡可能縮短揭煤時間，在總結成功的揭煤經驗、認真研究平煤八礦揭煤工作麵瓦斯地質條件的基礎上，需要重點解決的難點有：①石門揭煤預留岩柱厚度的確定;②瓦斯抽放方式的確定;③揭煤爆破方式的深入研究。以安全、快速、措施簡單為原則，初步提出三個抽放技術方案，兩個爆破技術方案。
4.1石門揭煤預留岩柱厚度的確定
石門揭煤全過程采用爆破破碎煤岩體方式。在爆破掘進過程中，炮眼中炸藥產生的高溫高壓氣體作用於被爆破的煤岩體上，使炮眼周圍的煤岩體受到一個以炮眼軸線為中心的向四周輻射的衝擊波和後續的應力波壓力。爆破點深部的部分煤體將產生劇烈的變形和破壞。由於炮眼周圍煤岩體隻具有向炮眼軸心方向和巷道空間方向的自由度，從而使得被爆破煤岩體隻能向采掘空間拋出。同時，炸藥爆炸時產生的垂直於炮眼軸線方向的衝擊壓力將起到瞬時降低或消除部分深部煤岩體與巷道軸向垂直的受壓載荷的作用，為突出創造有利條件。
另外，炸藥在岩體內爆炸，開挖範圍內的岩石爆破下來，同時必然對保留岩體造成損傷和破壞，從而使圍岩的力學性能劣化，承載力及穩定性降低，當煤岩交界處岩體破碎、岩柱厚度較小時，就難以抵抗大的地應力和瓦斯壓力而自行揭開煤層，發生突出。
所以，石門揭穿煤層之前，必須預留合理厚度的岩柱，既要防止突出，同時又有利於采取防突措施。為此，我們采用有限元數值模擬手段，從岩石的物理力學性能、爆破對岩石的損傷和破壞作用、地應力和瓦斯壓力的影響等幾方麵綜合進行研究，確定安全的最小預留岩柱厚度。
岩石在爆破時，在一定範圍內造成破壞或破碎，未破壞的保留岩體將產生損傷作用，保留岩體在爆破後的力學性質及其穩定性研究是合理確定石門揭煤預留岩柱厚度的重要基礎之一。爆破損傷岩石的力學特性反映了岩石在爆炸作用下的損傷程度，其破壞與損傷範圍與爆破條件、爆破參數、裝藥量等因素有關。因此，根據爆破損傷岩石的力學性能實驗及結果分析、爆破對圍岩損傷的現場試驗、爆破對圍岩質量影響分析等三方麵工作，在爆破損傷岩石的力學性能實驗基礎上，在岩石大巷中進行了巷道掘進爆破對圍岩力學性能及完整性的影響現場試驗;采用分次爆破方式實驗對比了周邊眼爆破參數對圍岩的影響，選取不同裝藥直徑對比試驗不同不耦合係數條件下爆破對圍岩的影響;分析研究了爆破條件對岩石質量指標RQD和圍岩力學性能的影響;裝藥結構和爆破損傷對圍岩穩定性影響。
根據實驗研究和理論分析的結果，可以得到以下結論：
(1)爆破對保留岩體的影響區域主要在25倍的炮孔半徑範圍內，如果按照現場采用的φ38mm炮孔直徑計算，其影響範圍為0.475m，對該範圍以外的岩體基本沒有影響，僅僅產生可以恢複的彈性損傷作用。
(2)在爆破影響範圍以內的岩體影響程度為：按照岩體基本質量指標BQ來計算時，BQ值減小值在20%～30%以內;按照岩石的單軸抗壓強度計算時，強度減小了5%～20%。
(3)爆破對保留岩體的影響與爆破方法有很大的關係，采用不耦合裝藥可以明顯減弱對岩體的損傷和破壞，且在保證爆破效果的前提下，應該加大不耦合係數，對於現場的實際鑽眼爆破條件，采用φ38 mm的炮孔直徑時，采用25～28mm的裝藥直徑是合理的，並且可以明顯減小對保留岩體的強度及BQ值的影響。
瓦斯壓力的變化將引起煤岩體有效應力的改變，從而使煤岩體的力學性質如變形和強度特性發生明顯變化。設瓦斯壓力為p，為 簡化討論取α為1，則骨架的有效應力可寫為：
σi，=σi – p
假設岩體破壞滿足庫侖—莫爾準則，則以主應力表示的庫侖—莫爾準則寫成有效主應力形式為：
σ1，=σ+sσ3，
式中：σ1，、σ3，—分別為最大、最小有效主應力
σ—岩石的單軸抗壓強度
s—主應力係數。
經整理：σ1-p=σ+s(σ3 -p)
在應力σ-τ平麵內畫出有效應力表示的莫爾圓以及實際應力的莫爾圓，如圖4-1所示。圖中，A、B線為瓦斯壓力等於零時的莫爾包絡線，曲線Ⅰ為有效應力的莫爾圓，曲線Ⅱ為總應力的莫爾圓。當瓦斯壓力為零時，莫爾圓在包絡線AB的裏邊，當瓦斯壓力增加時，該曲線向左移動，直到它和A、B相切，此時破壞發生。
圖4-1 瓦斯壓力對煤岩強度的影響
由以上分析可見，煤岩體強度將隨瓦斯壓力的增加而降低。另外煤體瓦斯吸附量的增加，使煤體體積膨脹，強度降低，甚至導致煤體顆粒之間的聯結力完全喪失，煤體近似散粒狀。
根據大量的工程經驗和爆破實驗結果，力學參數測定的是岩塊的實驗結果，岩體強度一般較岩塊的強度要小，同時揭煤巷道的爆破作業對預留岩柱產生損傷作用，結合平煤八礦礦區的煤層實際情況，預留岩柱厚度取2m。
4.2石門揭煤防突措施的選定
《煤礦安全01manbetx 》第二百零二條規定，防治石門突出措施可選用抽放瓦斯、水力衝孔、排放鑽孔、水力衝刷或金屬骨架等措施。部分具體介紹如下：
鑽孔抽放瓦斯：石門揭煤前，由岩巷或煤巷向突出危險煤層打鑽，將煤層中的瓦斯經過鑽孔自然排放出來，待瓦斯壓力降到安全壓力以下時，再進行采掘工作。
水力衝孔：又稱鑽衝法，是利用煤柱或岩柱作為安全屏障，向有自噴能力底危險煤層鑽孔，通過鑽頭的切割和高壓水射流衝擊破碎煤體，激發煤層潛能釋放，排出煤和瓦斯，使其周圍的地應力降低、透氣係數增加、瓦斯壓力及含量減小、煤的強度增高、煤的彈性變形能與瓦斯能釋放，從而使噴煤噴瓦斯鑽孔周圍一定範圍內的煤喪失突出能力。水 力 衝 孔主要適用條件有：煤質較軟或有軟分層，煤的堅固係數f在0.5以下;具有自噴能力的煤層。實踐表明，水力衝孔是用於嚴重突出危險煤層的一種有效防突措施，除用於石門揭煤外，也可用於煤巷掘進和回采。
排放鑽孔：又稱多排鑽孔，是石門揭煤常用的一種防突措施，其機理主要是在揭穿煤層的石門斷麵外均勻布置多排扇形鑽孔，使石門周圍一定範圍內的煤體發生收縮變形，緊張狀態得到緩和，煤的變形彈性能與斯潛能得到釋放，地應力值與地應力梯度減小，煤的透氣性增大，瓦斯壓力值與瓦斯壓力梯度降低，煤的力學強度增加，從而消除了石門揭穿煤層的突出危險性.排放時間看具體情況，多排鑽孔的布置取決於煤層的危險程度、煤層透氣性能和鑽孔有效作用範圍等參數，鑽孔要均勻布置，孔底間距一般控製在1-2m，在測得有效半徑後，石門揭穿煤層預排瓦斯底鑽孔數按下式計算：
式中：
K—係數，視煤層危險程度而定，一般取1.2 ;
a— 巷道兩幫排放瓦斯帶底寬度，m;
h、b — 巷道高度、寬度，m;
r —有效排放半徑，me
金屬骨架：金屬骨架是用於石門揭穿煤層的一種超前支架，當石門掘至煤一定距離時，在石門斷麵的頂部及兩幫打鑽孔並穿透煤層全厚進入頂(底)板岩內0.5m 以上，孔內插入鋼管或鋼軌，形成金屬骨架，排放一定數量的瓦斯，並使一定範圍內的煤體得到卸壓，同時又增加煤體的堅固性和穩定性。在巷道揭穿煤層過程中，它支撐上方煤體的重力，阻止煤體的突然破壞與離層，從而達到防突的目的，一般使用於薄煤層中。《細 則》規定，采用金屬骨架防突時，必須與抽放瓦斯、水力衝破或排放鑽孔等措施配合使用，骨架孔直徑一般為75～108mm，孔間距一般0.2～0.4m左右，當骨架材料采用鋼管時，直徑不小於5Omm的鋼管，采用鋼軌則不小於8Kg/m，其長度適當大於鑽孔0.4～0.5m。
多年來，國內外科研、生產單位在石門揭煤突出預測及采取防突技術措施方麵都進行了較深入的研究，先後采用水力衝孔、金屬骨架、擴孔鑽具卸煤、煤層固化和抽排瓦斯等技術措施，起到了積極的防突效果。相比之下，水力衝孔措施以高壓水流為動力，對突出煤層進行衝刷卸壓，起到有效的防突作用，但該措施需用高壓水源及配套的衝孔設備，在技術尚未完全成熟的情況下，執行措施時易誘導突出，所以沒有得到很好的推廣應用;金屬骨架和擴孔鑽具卸煤措施主要適用於突出危險不太嚴重的傾斜及急傾斜煤層，在緩傾斜煤層中施工難度較大，目前也缺乏采取此措施時統一的合理參數計算方法，實施過程帶有一定的經驗性，其應用範圍受到一定的局限;煤層固化措施用固化液膠結煤體，增強了煤體自身的強度，能有效地阻止瓦斯突出的發生，但該措施屬於被動的防突措施，作業成本高，且不利於過煤門掘進時防突，其安全性也有待於進一步提高;抽、排瓦斯結合導硐震動放炮揭煤措施，能夠適用於緩傾斜煤層，有較高的安全程度，但執行該措施一般需要很長的抽放和排放瓦斯時間，揭煤工期多數超過五個月，嚴重影響礦井生產接替。
鑒於國內外在石門揭煤防突研究方麵的現狀，國內外突出礦區不得不投入大量的人力、財力用於揭煤防突，揭煤工期長、成本高，嚴重影響了突出礦井的經濟發展。而沒有安全有效的防突措施，更使瓦斯突出事故嚴重威脅著煤礦職工的人身安全。尤其近些年來，發生的數起石門揭煤突出事故，更為煤礦安全生產敲響了警鍾。
自六十年代以來，石門揭煤防突措施先後采用了水力衝孔措施、金屬骨架結合擴孔鑽具卸煤措施、煤層固化措施和鑽孔抽排瓦斯措施，相比之下，鑽孔抽放瓦斯措施能有效地排放煤層瓦斯，使煤體充分卸壓，增強煤體的強度，近年來的揭煤防突實踐證明該措施能可靠地消除石門工作麵的突出危險性，是積極主動的防突措施，因此應作為石門揭煤的首選防突措施。
平煤八礦主采煤層為緩傾斜、具有嚴重突出危險性的戊9-10煤層，以往一般采用扇形鑽孔抽、排瓦斯、震動放炮一次揭開煤層的揭煤方式，具體揭煤工藝是：石門揭煤工作麵打小直徑(75mm)鑽孔→抽放瓦斯→防突效果檢驗→石門掘進→震動放炮(分區爆破法)一次揭開煤層→清理、支護→防突效果檢驗→煤門掘進，完成揭煤工作。由於小直徑鑽孔抽放瓦斯效果差，抽放占用時間很長，揭開煤層一般要五至七個月時間，最長甚至要16個月。為盡可能縮短揭煤時間，在認真分析研究以往揭煤經驗的基礎上，提出了集中抽放防突結合石門短導硐揭煤方法。此種方法在焦作礦區進行了試驗，成功的對九裏山、演馬莊、位村煤礦，在安全的前提下，順利揭開突出危險煤層，顯著縮短了揭煤工期;推廣應用於三對礦井七處嚴重突出危險煤層，未發生一次煤與瓦斯突出事故。
結合平煤八礦戊9-10煤層的特點及工程技術實際將抽、排瓦斯結合導硐震動放炮揭煤作為本次揭煤的防突措施。
4.3短導硐的施工方案
本次揭煤采用抽、排瓦斯結合導硐震動放炮揭煤具體措施是，在巷道底板距煤層法距2m處，在迎頭兩幫開二個耳巷，兩個耳巷內的6個孔立即用聚氨酯進行封孔，封孔長度不下於5m，並與巷道內主抽放管路合茬，保證抽放鑽孔孔口負壓不小於0.013MPa，並在揭煤過程中保證不間斷抽放。石門為淨寬2.8m、淨直牆高1.4m的半圓拱巷道，掘至距煤層垂距2m時，按5°的角度起坡掘導硐，在頂板水平高度不變的條件下，上行掘進3.6m，導硐直牆高度1.4m，半圓拱逐漸變為圓弧拱，然後保持該規格下行掘進3.6m導硐。為保證導硐底板距煤層垂距2m，采取每掘進循環進行一次探測煤層，探孔鑽進采用大功率煤電鑽，確保預留岩柱的厚度，保證短導硐與煤層法距不小於2m。短導硐施工采用鑽孔光麵爆破，炸藥采用乳化炸藥，毫秒電雷管引爆。考慮到爆破對保留岩體的損傷作用，導硐施工爆破參數按設計要求，循環進尺0.9m，采用YTP-28鑿岩機打鑽，遠距離放炮。導硐采用錨噴支護方式，錨杆為φ16mm×1800mm樹脂錨杆，間排距600mm×600mm，噴射混凝土厚度100mm。
4.4抽放鑽孔的布置方式
4.4.1抽放鑽孔的布置方式的選擇
1、常用的抽放鑽孔布孔方式
石門揭煤工作麵采取抽放瓦斯的防突措施，其抽放鑽孔的布置形式一般有下麵幾種：
(1)平行鑽孔抽放
在石門揭煤工作麵巷道兩側各掘進一個鑽場，在鑽場及石門正前平行布置鑽孔，如圖4-2。平行鑽孔布置方式的優點在於設計、施工簡便，但鑽孔工程量大，增加輔助岩巷工程，抽放與導硐掘進不能平行作業，抽放時間長。
(2)扇形鑽孔抽放
在石門揭煤工作麵正前布置鑽孔，鑽孔排布呈扇形分開，如圖4-3。扇形鑽孔布置方式的優點在於施工簡便、無輔助岩巷工程，但鑽孔工程量大且抽放不均勻，抽放與導硐掘進不能平行作業，抽放時間長。
圖4- 4交叉鑽孔布置抽放
從石門揭煤突出機理研究及以上抽放形式對比可以看出，巷旁截流、巷內交叉鑽孔集中抽放的鑽孔布置方式，盡管多開挖鑽場增加了岩巷工程，但瓦斯抽放強度大、效果好，不僅可以強化石門工作麵正前範圍的抽放效果，而且能截流抽放巷道兩幫煤體的瓦斯，在揭煤全過程可以連續抽放，可有效控製揭煤時的大強度突出、延期突出和過煤門連續突出;抽放與導硐掘進、煤門掘進平行作業，縮短了抽放時間，綜合研究技術、經濟、安全三方麵因素，抽放鑽孔確定巷旁截流、巷內交叉鑽孔集中抽放布置方式。
4.4.2交叉鑽孔布孔方式
根據八礦煤層特點，本次揭煤采用交叉鑽孔集中抽放瓦斯結合短導硐震動放炮揭煤。具體措施如下：
(1)在巷道底板距戊9-10 煤層法距2m處，在迎頭兩幫開二個耳巷，耳巷高3.2m，深4.5m，寬B=3.2m，在兩個耳巷迎頭施工48個抽放鑽孔，掘進迎頭施工10抽放鑽孔，在耳巷和主巷底板施工40個抽放鑽。抽放孔控製巷道輪廓線以外不小於8m。
(2)措施施工完畢後立即用聚氨脂進行封孔，進行瓦斯抽放。施工完畢抽放孔後，經預抽15天後計算煤層瓦斯預抽率，當預抽率大於30%，且用△h2進行突出危險性檢驗指標不超時，采用前探安全岩柱辦法向前掘進短導硐，保證短導硐與煤層法距不小於2m。
(3)掘完導硐後在導硐迎頭施工10個抽放鑽孔並封孔連管抽采，然後向下挖底至距戊9-10煤層法距1.5m處采用震動放炮揭開1m煤層。在導硐掘進和揭煤過程中保證耳巷內不間斷抽采。抽放孔布置如圖。
4.4.3抽放鑽孔施工要求
(1)在短導巷施工完成後，根據礦井戊9-10煤層特點確定鑽孔布置及各鑽孔參數。鑽孔施工必須從裏向外，從巷道一幫向另一幫，施工過程中必須記錄清岩孔長度、煤孔長度、鑽孔角度、鑽孔位置和鑽孔編號等。
(2)每施工完畢一個鑽孔必須用壓風將炮眼內的煤岩粉吹淨並立即用聚氨脂進行封孔，封孔長度為岩孔全部封，並與巷道內主抽放管路合茬，保證抽放鑽孔孔口負壓不小於0.013MPa。若鑽孔不能及時封孔合茬抽放，要用壓風將炮眼內的煤岩粉吹淨，並用木塞將炮眼口塞住，防止掉入雜物。
(3)瓦斯抽放瓦斯封孔措施
工作麵在距煤層頂板2m岩柱位置處，布置鑽場施工集中抽放瓦斯措施。采用聚氨酯結合水泥砂漿封孔方法。封孔段長度：岩孔小於4m的鑽孔要求全部封堵，岩孔大於4m的鑽孔，除聚氨酯封孔段以外水泥砂漿封堵長度不得少於3m。封孔前用壓風的方法將孔內積水排淨，否則不得封孔。如巷道瓦斯超限，要求打好一個孔，封一個孔，連一個孔，以保證封孔質量。抽放期間為保證抽放效果，要求專人負責放水、檢測瓦斯抽放量等工作，發現問題及時解決。
4.4.4抽放鑽孔工藝
(1)鑽孔直徑和間距。鑽孔直徑選為75mm;孔間距由煤層的透氣性和進行抽放的時間及煤層的抽放半徑(r)，取2m間距均勻布置鑽孔。
(2)由煤層的透氣性和瓦斯壓力，初步設計瓦斯抽放時間為2.—5月。在抽放控製範圍內，如果測試指標降到突出臨界值以下，認為防突措施有效。否則，認為措施無效，采取補充措施(曾加時間，曾加鑽孔數量)，經措施效果檢驗有效後，方可恢複掘進施工。
4.4.5抽放鑽孔安全技術措施
(1)施工鑽孔的電氣設備的電源必須和該巷道的瓦斯探頭實行風電、瓦斯電聯鎖，要保證鑽孔施工期間的正常供壓風、供電及排水。
(2)施工鑽孔前，抽探隊要將迎頭餘渣及雜物清理幹淨，巷道斷麵符合設計要求。
(3)抽探隊必須嚴格按設計施工鑽孔。鑽孔施工前，要將鑽機擺放平穩，打牢壓車柱，吊掛好風水管路和電纜。
(4)鑽孔施工過程中，鑽杆前後嚴禁站人，不準用手托扶鑽杆，所有施工人員要將工作服穿戴整齊。在鑽孔施工過程中，嚴禁用鐵器敲砸鑽具。
(5)在鑽孔施工過程中，通風區要嚴格按照《煤礦01manbetx 01manbetx 》中的有關規定對施工地點瓦斯等氣體進行檢查，嚴禁瓦斯超限作業。施工班(組)長在施工過程中必須使用便攜儀。
(6)在鑽孔施工過程中，若發現有突出預兆及異常現象時，瓦檢員和施工負責人要迅速將所有人員撤至安全地帶，同時切斷該巷道內所有電氣設備的電源，並及時向礦總工程師、礦調度室、通風科、防突科及有關單位彙報，待經過處理且瓦斯等有害氣體的濃度恢複正常後，方可繼續施工。礦調度室、通風科、防突科要加強對鑽孔施工過程中的調度指揮及記錄工作。
(7)在鑽孔施工過程中，操作人員要嚴格按照鑽機01manbetx 01manbetx 和鑽孔施工參數精心施工，嚴格控製鑽進速度，在人工取下鑽杆及加鑽杆過程中，鑽機的控製開關必須打到停止位置，不得違章作業，同時做好施工記錄。
(8)鑽孔施工期間要采取措施進行孔口除塵，杜絕煤塵飛揚現象，並在鑽孔施工地點配備4隻滅火器，並做好該工作麵的灑水滅塵工作，杜絕煤塵堆積。
(9)施工鑽孔的所有設備，任何單位和個人不得隨意挪動與拆卸。施工完的鑽孔參數必須及時填寫在鑽孔施工記錄牌板上，並報礦調度室、防突科備案。
4.5揭煤爆破技術方案
震動放炮：《細則》中指出，石門揭穿危險性煤層前，按規定，當預測為突出危險工作麵時，必須采取防治突出措施，並經效果檢驗有效後，方可用震動放炮揭穿煤層。震動放炮是一種石門揭煤時誘導突出的安全防護措施，國內外實踐經驗表明，在石門揭煤時無論選擇了什麼防突措施，都應該把震動放炮作為最後揭開煤層的方法，因為強大的震動力有助於釋放煤體內的彈性潛能，緩解壓力。它主要用於石門(或立井)揭穿煤層，對於突出危險性小，煤層壓力小於1MPa或煤厚小於0.3m時可直接采用此措施，其效果影響因素主要有：岩柱尺寸、炮眼布置炮眼數和裝藥量等參數。
揭煤爆破可以采用震動放炮，也可以采用遠距離放炮。遠距離放炮揭煤一般采用漸近煤層的方式，揭煤的時間跨度長，不利於管理，但無須特殊的放炮器材。震動放炮一次揭煤爆破方案的炮眼布置大體上有二種，一種是普通光爆法，一種是分區爆破法。普通光爆法因使用廣泛、工藝已被職工熟悉，從而操作簡單，但普通光爆法對圍岩的預留岩柱產生損傷作用大;分區爆破法加大了裝藥不耦合係數，可以明顯減小對保留岩體的強度及基本質量指標值的影響。二種不同的裝雷管方案比較如表6所示：
震動放炮揭煤因一次起爆雷管數目多，單孔裝一個雷管在進行爆破網路計算時電阻一般較大，對放炮器材的要求高;為了降低網路的電阻可采用單孔裝兩雷管串聯，孔與孔並聯的聯線方式，但這種方式在起爆時可能產生拒爆，在處理拒爆時非常棘手。
圖4-7 分區爆破法炮孔布置
采用分區爆破震動炮時，每平方米爆破斷麵的炮眼數目按4～5個確定。為提高爆破效果，炮眼一般分為三區至五區，第一區作為掏槽眼均垂直於導硐底板布置，其它炮眼均朝向端頭方向與水平成一定的夾角。石門揭煤單位炸藥消耗量按照正常掘進量的1.5～2倍確定。整個爆破網絡采用大串聯方式。網路電阻應分別計算放炮電纜、雷管和連線接觸電阻。
表6 揭煤放炮方案技術比較表
項目單孔裝一個雷管，孔與孔串聯單孔裝兩雷管串聯，孔與孔並聯
優
點1使用雷管數目少;
2裝藥和聯線方便;
3不會出現拒爆現象。1一般不會出現放炮前不導通現象;
2爆破網路電阻小，網路可靠，對放炮器材的要求低。
缺
點1放炮前一但出現不導通，爆破網路檢查麻煩;
2爆破網路電阻大，網路不可靠，對放炮器材的要求高。1使用雷管數目多;
2裝藥和聯線不方便;
3會出現拒爆現象;
4放炮前出現不導通，網路檢查非常麻煩。
5安全岩柱和效果檢驗
5.1突防效果檢驗
揭煤放炮前的防突措施效果檢驗方法采用鑽屑瓦斯解吸指標法、鑽屑指標法和鑽孔瓦斯湧出初速度法。
(1)效檢孔的布置采用倒三角形布孔，用大功率煤電鑽在掘進工作麵打4個鑽孔，石門中間孔布置在措施孔之間，其它三個孔位於石門下部和兩側，終孔位置位於措施孔的邊緣線上。效果檢驗鑽孔布置如。效果檢驗鑽孔布置參數如表5-1。
5.2預留岩柱厚度的控製
按照《防突細則》規定：石門揭煤工作麵實施抽、排放瓦斯措施時，岩柱厚度不小於3m。對於平煤八礦緩傾斜煤層條件，為了避免鑽孔的岩孔長度過大，無效鑽孔工程量大，作業時間長，而且增加了打鑽難度。確定防止石門揭煤自行揭開的預留岩柱厚度為2m，石門掘進時要求嚴格掌握煤層產狀，確保安全施工。
為防止石門進入預留岩柱，當岩柱垂距3m再向前掘進時，每掘進循環在石門工作麵底部和兩側打三個超前鑽孔，方向垂直煤層頂板，其超前距為2.5m，保證預留岩柱不小於2m。在巷道距戊9-10煤層法距5m開始，每循環進尺前在迎頭底板打二個超前鑽孔，一個鑽孔與巷道腰線平行向前，一個與巷道腰線呈90°向下、深度為2m以上，前探安全岩柱厚度，超前鑽孔由瓦檢員、放炮員和安檢員共同驗收合格後，向調度室彙報，調度室必須做好記錄，隻有在與煤層法距大於2m時，方可掘進，法距小於2m時及時向揭煤指揮部彙報，由揭煤指揮部製定措施。
5.3炮前的防突措施效果檢驗
掘進導硐和抽放瓦斯平行作業，掘完導硐後即進行突出危險性效果檢驗。揭煤放炮前的防突措施效果檢驗方法采用鑽屑解吸指標(Δh2)、鑽屑量指標(Smax)和鑽孔瓦斯湧出初速度指標(q)，由於校檢鑽孔為負角度鑽孔，鑽屑量的采取難度大、準確率低，因此這次校檢鑽屑量指標僅作為參考指標，具體為利用MD-2瓦斯解析儀測得△h2，利用JN-2膠囊封孔器和ZLD-2多極流量計測得q值。
(1))效果檢驗孔的布置：采用倒三角形布孔，在掘進工作麵打4個鑽孔(先用鑽頭直徑為75mm的液壓鑽機在岩層打，見煤後停止;改用鑽頭直徑為42mm煤電鑽在煤層中打)，石門中間孔布置在措施孔之間，其它三個孔位於石門上部和兩側，終孔位置位於措施孔的邊緣線上。其中：J1、J2、J3鑽孔深8m，J4鑽孔深8m，效果檢驗鑽孔控製到巷道兩幫輪廓線外2.2m，方位、角度及位置。
(2)操作要求：使用鑽頭直徑為42mm煤電鑽打效果檢驗鑽孔時，J1鑽孔見煤第1m打完後，自第2m開始，每米測定一次瓦斯湧出初速度q和鑽屑量S，每2米測定一次鑽屑解吸指標△h2。
J2、J3、J4鑽孔自見煤第2m開始，每2m測定一次瓦斯湧出初速度q、鑽屑量S和鑽屑解吸指標△h2。
(3)要求達到的效果及指標：經效果檢驗後，瓦斯湧出初速度q小4.5L/min，且鑽屑解吸指標△h2小於200Pa，可以留頂板厚度為1.5m向前掘進，使用木支架進行支護，達到揭煤位置後進行揭煤。效果檢驗後，瓦斯湧出初速度q大於4.5L/min，或鑽屑解吸指標△h2大於200Pa時，進行補打釋放或延長排放時間。具備的情況下，必須進行殘餘瓦斯壓力的測定。
(4)達到的效果及各指標的臨界值，如表5-3所示：
表5-3 效果檢驗各指標的臨界值
效檢指標鑽屑量S(Kg/m)瓦斯湧出初速度q(L/min)鑽屑解吸指標△h2(Pa)殘餘瓦斯壓力(MPa)
臨界值小於6小於4.5小於200(濕煤160)0.74
經效果檢驗後，表中任何一指標不超臨界值時，措施有效;任何一個指標超臨界值，措施無效，需重新采取措施。
6防突係統和安全防護
6.1通風係統
6.1.1通風係統與局部通風
(1)通風區要加強對通風係統的維護和檢修工作，保證通風係統穩定，局扇不喝循環風。
(2)該揭煤工作麵的回風係統必須保證係統穩定、風流足夠和通暢，與該係統相連的風門、密閉牆等通風設施必須堅固可靠，防止突出的瓦斯湧入其他區域。
(3)揭煤期間，通風區要加強該巷道的局部通風管理，確保迎頭所需的風量。
(4)局部風機實行雙風機雙電源，供電實行“三專”、“兩閉鎖”。
(5)局部通風機必須設專職司機，嚴格現場交接班;局部通風機供風不正常或備扇不能正常工作時嚴禁進行爆破作業。
(6)揭煤進回風的通風係統、正反向風門的數量、位置見通風係統示意圖。
6.1.2反向風門
通風區應在該揭煤工作麵進風側設置三道牢固的反向風門，施工質量應符合以下要求：
(1)風門牆垛可用磚或者混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定，但不得小於0.2m，牆垛厚度不得小於800mm，風門厚度不得小於50mm。兩道風門之間的距離不得小於10m，風門正麵應包1.2mm鐵皮，並用2根50×50mm以上角鐵穿帶。
(2)門框和門采用堅實的木質結構，門框厚度不小於100mm。
(3)風門牆體上安裝風筒逆風裝置，風門有反向底坎及皮帶擋風裝置。
6.2監測監控
該巷道按如下要求設瓦斯監測探頭，並實現瓦斯電閉鎖。設置如下：
(1)探頭T1安設距迎頭小於5m，距巷頂不大於300mm，距巷幫不大於200mm。
報警點：≥0.8% 斷電點：≥0.8% 複電點：<0.8%
斷電範圍：掘進工作麵內及回風係統內所有非本質安全型電氣設備電源。
(2)探頭T2安設距離該巷道第一彙風點前10m~15m的巷道內，距巷頂不大於300mm，距巷幫不小於200mm。
報警點：≥0.8% 斷電點：≥0.8% 複電點：<0.8%
斷電範圍：掘進工作麵巷道中及其回風係統內所有非本質安全型電氣設備電源。
(3)探頭T3安設距離該巷道第一彙風點後10m~15m的巷道內，距巷頂不大於300mm，距巷幫不小於200mm。
報警點：≥1.0% 斷電點：≥1.0% 複電點：<1.0%
斷電範圍：局扇及掘進工作麵巷道中及其回風係統內全部非本質安全型電氣設備電源。
6.3安全防護
6.3.1壓風自救係統
壓風自救係統。壓風自救係統設置在距掘進工作麵25~40m的巷道內，正頭一組可供施工隊人數最多時使用，長距離掘進巷道中，每隔50m設置一組壓風自救係統，每組壓風自救係統可供5～8人使用。在揭煤放炮處設一組壓風自救，壓縮空氣供給量符合《防治煤與瓦斯突出細則》中規定的要求。
6.3.2隔爆水槽
在揭煤石門內安設隔爆水槽，水量不少於200L/ m2。
6.3.3綜合防塵
(1)滅塵管路應鋪設平、直，吊掛整齊，每隔30m設一個三通閥門，軟管跟至迎頭，各轉載點設噴頭，做到落岩(煤)、出岩(煤)灑水。
(2)巷道要經常灑水滅塵，嚴禁煤塵飛揚，風筒、電器、開關等要經常擦拭幹淨。
(3)在距離工作麵100m內安設三道噴霧灑水裝置，保證正常使用。
(4)加強個人防護，所有施工人員都必須佩帶防塵口罩。
6.3.4其它
(1)揭煤期間嚴禁采用風鎬落煤和使用扒矸機出矸。
(2)放炮地點安設一部直通礦調度室的電話。
(3)放炮地點安放6個幹粉滅火器。
(4)揭煤期間進入該巷道內的所有人員必須佩戴並能熟練使用自救器。
6.4供電及停電
(1)電氣設備必須有專人負責檢查、維護，施工隊每班、機電科每天檢查一次防爆性能，簽名備查，嚴禁使用防爆性能不合格的電氣設備。
(2)揭煤期間，每一項停電必須責任到人，執行停、送電要有記錄。
(3)揭煤放炮時，除通風機外全礦井下非本質安全型電氣設備全部停電，其它放炮時風門以裏和回風巷道內的所有非本質安全型電氣設備全部停電，停電前後必須向礦調度室和揭煤指揮部彙報。
6.5揭煤放炮眼布置
6.5.1炮眼布置
在導硐施工完畢後，在導硐內進行震動放炮前的最後一次防突效果檢驗，經檢驗各種指標都不超，在導硐內下挖0.5m並徹底清理導硐內的浮碴，嚴格按揭煤炮眼布置圖，所示施工揭煤炮眼，炮眼施工完畢後，在采取了安全防護措施後，距待揭煤層法距1.5m外開始執行震動放炮揭開煤層。揭煤爆破參數如表十所示：
6.5.2爆破網絡計算
整個爆破網絡采用大串聯方式。分別計算放炮電纜、雷管和連線接觸電阻，放炮母線采用銅芯小電纜，長度約800m，銅芯截麵積不小於4mm2，串聯爆破網路電阻計算：
R總=R1+R2+R3
式中：
R總—整個爆破網路電阻
R1—雷管總電阻，單個雷管電阻取4.1Ω
R1=4.2×88=369.6Ω
R2—放炮母線電阻
R2=ρL/S=0.017×800×2/4=6.8Ω
R3—聯線接觸電阻，一個接觸點電阻取1Ω
R3=(88+3)×1=91Ω
則R總=369.6+6.8+91=467.4Ω
6.7震動放炮安全技術措施
6.7.1爆破器材
(1)在爆破時必須使用專用爆破器，由專人保管。炸藥采用三級乳膠炸藥，爆破必須采用銅腳線的毫秒電雷管串聯起爆，雷管總延期時間不得超過130毫秒，嚴禁跳段使用。電雷管使用前由專人在地麵逐個測試其性能，保證導通和電阻誤差小於0.1W。不符合規定時嚴禁入井使用。電雷管的連接必須使通過每一雷管的電流達到其引爆電流的2倍。雷管腳線要互相扭緊，並用絕緣膠布包裹。
(2)揭煤前由揭煤指揮部要在地麵選擇合適場所進行爆破網路雷管模擬爆破試驗，以驗證爆破網路設計的可靠性和發爆器的使用性能。
(3)爆破母線采用專用電纜，並靠幫懸掛，與其它電纜間距不小於300mm，母線入井前，必須對其電阻進行測試。爆破網路連接完畢後，必須進行網路全電阻測試，發現問題，及時處理。
(4)放炮采用的水膠炸藥不得過期、失效和變質。
6.7.2打眼與裝藥
(1)爆破前，必須進行防突效果檢驗，檢驗無突出危險時，方可施工爆破炮眼。爆破炮眼打成之後，要用壓風將炮眼內的煤岩粉吹淨，並用木塞將炮眼口塞住，防止掉入雜物，影響裝藥質量。
(2)在打炮眼時，若發現底鼓、響煤炮等有瓦斯突出預兆時，必須立即停止工作，切斷工作麵所有電氣設備電源，撤出三道反向風門並關閉正反向風門，將所有人員撤至安有壓風自救器處，並立即向礦調度室彙報。
(3)開始裝藥時，施工區隊跟班領導負責組織揭煤麵撤人、停電。
(4)裝配引藥工作由放炮員進行，引藥不準提前製作，裝一個眼製一個引藥，不準用電雷管或金屬物品代替木錐紮眼，電雷管必須全部插入藥卷內，嚴禁將電雷管斜插在藥卷中部或捆在藥卷外。裝配引藥必須在頂板完好和無金屬導體、電氣設備的地方進行。水膠炸藥卷之間藥與藥相連接。雷管與炸藥的聚能穴在同一直線上，並都朝向孔底。
(5)放炮員在裝藥前、放炮前必須對每個電雷管和整個爆破網路做導通試驗，隻有在每個電雷管和整個爆破網路都導通的情況下，才準放炮。
(6)放炮員在連線時，每個接頭都必須扭緊扭牢，整個爆破網路裸露部分和接頭，都必須用砂布打磨掉氧化層後再扭接，並用膠布包嚴。
(7)放炮員在完成裝藥連線之後，最後離開，並關閉好兩道正反向風門，至拉炮地點後，向揭煤指揮部彙報，在沒有接到揭煤指揮部放炮命令前不準拉炮。
(8)岩眼若打穿煤層，在裝藥前必須充填入不小於200mm的黃泥。
6.7.3爆破
(1)揭煤爆破必須采用全斷麵一次起爆，炮後至少兩小時後，揭煤指揮部根據情況，決定救護隊員是否進入揭煤工作麵檢查爆破情況、通風設施情況以及巷道等其它情況。
(2)放炮時，反向風門必須關閉，人撤到反向風門以外距放炮地點不小於800m且距反向風門不小於50m的新鮮風流的安全處，反向風門由放炮員關閉，由瓦檢員和安檢員共同監督。
(3)爆破前由工作麵班長安排專人對爆破地點20m範圍內進行灑水滅塵，爆破時三道水幕必須打開。
(4)放炮前由施工區隊負責在距揭煤點6～8m處設置迎山擋攔，以減緩發生突出時的突出強度。
(5)裝藥前後要認真檢查瓦斯情況，裝藥連線工作完畢後，確認停電撤人，警戒全部落實到位，方可進行震動放炮。
(6)爆破前所有不裝藥孔洞必須用不燃性材料(黃泥或水泥砂漿)充填，充填深度不得小於最大炮眼深度的 1.5倍。
(7)未崩開石門全斷麵的岩柱和煤層時，繼續放炮需按照揭煤放炮有關規定執行。
(8)放炮地點：放炮地點設在進風側反向風門之外，放炮地點距工作麵的距離大於800m。放炮員操縱放炮的地點，應配備壓風自救係統和自救器。
(9)撤人範圍：揭煤放炮及穿煤層時，東西皮帶大巷、東、西回風大巷和東軌道大巷內全部撤人，所有進入回風大巷的巷道必須設警戒。
(10) 放炮嚴格執行“一炮三檢”和“三人聯鎖放炮”製度。
(11) 爆破後經檢查無異常情況時，可恢複正常施工，若發生煤與瓦斯突出，則要進行突出處理後再恢複生產，恢複生產前，對停風區要進行瓦斯排放。
(12)放炮後經檢查無異常情況時，再進行巷道清理和支護，打好迎麵支架。背好工作麵，防止頂板掉渣、片幫傷人，防止煤體垮落引起煤與瓦斯突出事故。
(13)必須保證最小抵抗線不得小於300mm，否則嚴禁放炮。
(14)放炮員和專職瓦檢員嚴格檢查工作麵及其回風流中瓦斯濃度，嚴禁瓦斯超限作業。
6.7.4其它
(1)所有入井人員都必須攜帶隔離式自救器，工作時懸掛在距工作地點不超過10m的地方。
(2)揭煤前通風區要將放炮器徹底檢查、測試，達到標準才準使用。
(3)在整個揭煤過程中，通風區必須設置專職瓦檢員和放炮員，一般情況下不準隨便換人。
(4)撤人、停電、治安警戒、清點人數、瓦斯檢測等各項準備工作完成後，經落實符合揭煤措施後，方可進行放炮，此項工作由揭煤指揮部統一指揮。
(5)揭煤爆破120分鍾且瓦斯不超限時，由現場指揮安排專人進入現場驗炮。發現拒爆、殘爆等異常情況時，必須立即彙報揭煤指揮部，並由現場指揮負責落實專人按照《01manbetx 》規定進行處理。經確認無異常後，經現場指揮同意，其它工作人員方可進入迎頭並撤除警戒恢複送電，正常作業。
(6)救護隊員進入檢查時，至少要三人同行，並佩帶好氧氣呼吸器，小心行動，注意觀察，另外在正反向風門外要有三人以上救護隊員等待接應，檢查過程中嚴格按有關救護規程規定執行，檢查後應立即將檢查結果向揭煤指揮部彙報，揭煤指揮部可根據情況，決定是否撤崗、取消警戒和恢複送電等正常工作。
(7)放炮時，必須至少有6名救護隊員配帶氧氣呼吸器在地麵待命。
6.8避災路線
避災路線：工作麵→戊二軌道上山→戊二軌道上車場→配風西石門→戊組運輸大巷→西翼重車線→新副井→地麵。
6.9組織管理
揭煤前，礦成立揭煤指揮部：
指揮長：
副指揮長：
成員：
(1)震動放炮時，必須有揭煤指揮部成員現場指揮，發現問題及時處理。
(2)揭煤前要由班組長組織有關部門人員對現場進行全麵的檢查，落實各項工作準備情況。
(3)揭煤期間配置專職瓦檢員、放炮員、局扇司機、專職電工及警戒人員，並要求人員穩定，實行現場交接班製度。
(4)地測科必須準確掌握煤層的產狀、結構及頂底板岩性，並負責及時繪製成圖報有關部門，為揭煤工作提供可靠的地質數據。
(5)抽探隊負責施工各類鑽孔，施工時必須要有詳細的鑽孔參數記錄並彙總成表報礦調度室、防突科等生產相關部門備案。
(6)通風區負責瓦斯探頭戊9-10的安裝，維護和調校工作，保證探頭靈敏可靠，並把信息及時反饋到礦調度室和礦總工程師。
(7)防突科負責突出危險性參數指標的測定、整理、收集和管理工作，負責抽探隊鑽孔施工時的調度指揮、監督管理工作。
(8)機電科負責監督檢查電氣設備的完好情況，杜絕失爆，並做好每次的檢查記錄。
(9)礦調度室負責鑽孔施工過程中的調度指揮、記錄工作;負責協調井下和井上的聯絡，保障施工的順利進行。
(10)安監科負責本次揭煤防突設計實施的監督檢查工作。
(11)揭煤工作麵安裝專用電話，直通礦調度室，並保證通訊暢通。
(12)揭煤及穿煤放炮必須有揭煤指揮部的一名成員帶隊，負責安排專人檢查通風係統設施是否完好，警戒布置是否到位，停電撤人及放炮工作。
6.10進入煤層掘進期間的防突措施
(1)半煤岩掘進第一次采取防突措施時，必須采用小直徑排放鑽孔措施(孔徑65mm，孔數25個，孔深10m)，鑽孔全部布置在煤層軟分層內，控製範圍為巷道斷麵輪廓線以外8m(包括巷道斷麵內的煤層)，之後超前排放鑽孔采用直徑為75mm，孔數20個，孔深10m的防突措施，直至進入全煤層。措施孔結束之後采用鑽孔瓦斯湧出初速度法、鑽孔鑽屑量及鑽屑解吸指標法效果檢驗。經過效果檢驗，當檢驗為無突出危險時，每個循環應當有2m的檢驗超前距且排放鑽孔(即措施孔)留有不少於5m的超前距。
(2)石門工作麵進入煤層中掘進時，瓦斯達到0.8%或預測指標超臨界值，必須補充施工措施孔，重新進行效果檢驗，措施孔必須留有5m的超前距。施工措施孔另編措施。
(3)采用鑽孔瓦斯湧出初速度法、鑽孔鑽屑量及鑽屑解吸指標法檢驗時。在掘進工作麵打3個直徑為Æ42mm，中孔沿掘進方向深10m，兩邊孔的終點應位於巷道輪廓線外2至4m處深10.5至11m。中孔在2、4、6、8、10m處，邊孔在3、5、7、9、11m處分別依次測定三個參數。
鑽屑量按測定深度提前1m取煤屑。
測定瓦斯湧出初速度時，測量室長度1m，並做到封嚴不漏氣，封孔氣壓不低於0.2MPa，測定工作在2分鍾內完成。
測定瓦斯解析強度時，煤樣曝露時間為自鑽孔打至該煤樣段起經3分鍾，並按規定進行測量。
檢驗孔應盡可能布置在最軟的軟煤分層中，並應布置在措施孔和預測孔之間距措施孔和預測孔不得小於0.4m，鑽速為0.5～1m/min。
(4)效檢結論的確定：當qmax<4.5L/min且Smax<6Kg/m且△h2<200Pa(濕煤為160Pa)時為無突出危險工作麵，任何一個指標超時為有突出危險工作麵。
(5)在掘進過程中，嚴格按防突措施、作業規程執行，若發現異常情況，應立即撤人、停電、並關好正反向風門，並向調度室及區隊有關領導彙報，聽候指示。
(6)放炮後作業人員至少等1小時之後在瓦斯濃度不超限情況下方準進入工作麵。
(7)撤人距離不少於300m且距第一道反向風門不少於50m的全風壓通風的新鮮風流中的安全地點。反向風門以裏的非本質安全型電氣設備全部斷電，反向風門必須關閉，嚴格執行“一炮三檢製”和“三人連鎖放炮製”。
6.11防瓦斯超限
揭煤放炮時由於一次揭開的煤體麵積大，易因起瓦斯超限，因此在揭煤時必須配足風量，配風量不少於600m3並采用雙風筒供風。
7過煤門施工措施
7.1措施選定
當戊二軌道上山揭開戊9-10煤層之後，煤層進入巷道內時，采用重慶產QFZ-22型輕便防突鑽機打淺孔排放，此方法瓦斯釋放效果顯著，同時，因上述鑽機具有操作簡便，鑽進速度快，角度、方位易定等特點，因而在過煤門期間采用此種鑽機以淺孔排放的方法進行瓦斯排放。
7.2措施技術參數的確定
根據煤層進入巷道斷麵的情況，選取以下具有代表性的措施孔。
1)煤層頂板處於巷道頂板：
(1)布置2排孔，每排9個孔，總計18個排放孔，孔徑Φ89mm，水平投影孔深13m，終孔控製到巷道輪廓線外4m。
(2)排放孔上排距巷道頂板為1.1m，下排距巷道頂板2.4m，終孔控製到巷道輪廓線外8m。
(3鑽孔的深度綜合考慮作業循環定為13m，排放孔超前距6m，允許進尺7m。其它有關參數見附表。
2)根據煤層與巷道的關係可適當調整措施孔數量。
7.3措施實施的具體要求
(1)打措施孔前，必須將巷道支護到迎頭，處理完掌子頭虛煤、傘簷及殘(瞎)炮，並將巷道的雜物處理幹淨，保證行人暢通，電纜吊掛整齊，機電設備進行檢修，保證電器設備不失爆;
(2)執行措施前要對風筒進行維護，凡出現風筒脫節、風筒距掌子頭大於5m、工作麵微風或無風等情況時，嚴禁執行措施;
(3)在執行措施前，必須在掌子頭配備兩台滅火器、足夠的沙箱及黃泥，並將堆放在掌子頭的閑雜鐵器處理幹淨，以避免正在鑽進的鑽杆與工作麵的其它鐵器發生碰撞而產生火花;
(4)打鑽時工作麵必須具備銅錘及銅鍬，在上緊(或拆除)鑽杆的連接銷時，嚴禁用鐵器敲打連接銷(鑽杆)，必須進行敲打時，隻準用銅錘進行敲打，當鑽孔處的煤屑堆積太多須清理時，隻準用銅鍬或木鍬進行清理鑽孔處的煤屑;
(5)在執行措施時，工作麵必須在所打鑽孔的上方掛便攜，當鑽孔出現噴孔、夾鑽或鑽孔周圍出現瓦斯超限時，必須停止打鑽，等一切恢複正常後再繼續執行措施;
(6)在執行防治突出措施期間，不允許平行其它作業(如吊掛風筒、打錨網、錨索、攉裝煤等);
(7)執行措施時，必須有瓦檢員在現場盯崗，監督防突措施的執行，嚴把措施執行關，凡未按規定執行措施的，有權製止施工隊的違章行為，當出現突出預兆時，瓦檢員有權組織現場人員進行撤離，並及時報告調度室;
(8)施工隊班組長為當班生產的第一責任者，分工必須明確，指定專人開機、專人停電、專人觀山，按照設計的措施孔位置、角度進行布置鑽孔;
(9)必須堅持除孔口灑水降塵外，還要將工作麵以外的二道水幕正常開啟;
(10)措施孔按從上往下的順序施工，即先打上排孔，再打下排孔。每打一個孔，必須將孔內煤粉排幹淨;
(11)執行措施期間出現嚴重噴孔、突出預兆、瓦斯超限立即撤人停電，當瓦斯濃度小於0.8%方可打排放孔。
(12)排放孔打完後，施工單位及時向調度室彙報，填寫終孔報告單，終孔報告單上必須如實進行填寫(包括打鑽期間的異常情況)。
7.4措施的效果檢驗
措施孔打完後，必須進行措施效果檢驗，隻有檢驗合格後方可進行掘進，否則必須采取增加排放鑽孔或延長排放時間等補充措施直至消除突出危險為止，效檢孔共布置三個，孔徑為42mm、孔深為7m。若效檢不超標，允許進尺4米，保留3米超前距，第二次效檢7米，允許進尺3米，即效檢孔超前掘進4米距離，該循環進行完畢。
兩幫效檢孔必須控製到巷道輪廓線外3m。在5m、7m處測試q值、△h2值。測試步驟和要求為：
7.4.1瓦斯湧出初速度q值測試步驟
1)盡量在巷道軟分層中布置打孔徑為42mm的測試孔，鑽進速度控製在1m/min;
2)當測試孔深達到5m、7m位置時，迅速拔出麻花鑽杆，用專用封孔器封孔，封孔後測量室長度為0.5m，鑽孔內封孔膠囊的壓力達到0.2Mpa;
3)在測試杆末端接上氣壓表，測量1min內煤氣表轉過的數值，即為該鑽孔瓦斯湧出初速度q值;
4)從麻花鑽杆打到4米到測試工序完成的時間間隔不超過2min，以後每鑽到7米重複上述操作一次，同時測定其鑽屑量。
7.4.2鑽屑瓦斯解吸量指標的測定方法和步驟
①當預測孔深達到5米、7米位置時，同時測△h2值和q值。
②取鑽屑煤量10g，過篩後，要求粒徑為1—3mm，放入瓦斯解吸儀的煤樣瓶中。
③煤樣裝入煤樣瓶，擰緊密封上蓋，打開旋塞使水柱計和煤樣瓶皆與大氣相通，這時啟動秒表開始計時測定。
④當解吸儀測定後2min的瓦斯壓力讀數為△h2。
⑤從鑽屑采樣到放入煤樣瓶中及開始測定要求在3min內完成。
7.4.3臨界值及判斷
q<3(L/min) 且 Δh2<160pa 無突出危險
q≥3(L/min) 或 Δh2≥160pa 有突出危險
若效檢超標，應增補措施孔或延長排放時間 ，直至再次效檢不超標方可進尺。
7.4.4效檢時
進行效檢時，效檢孔不能與措施孔交叉，如效檢孔與措施孔交叉，必須重新打孔進行效檢。
7.4.5效檢後
效檢後，必須在工作麵吊掛效檢允許進尺標誌牌，並上鎖，鑰匙由當班檢查員保管，以防超掘。
結論
在論文寫作的過程中;對所需要的數據資料進行了分析、篩選，並進行了相關計算;在進行“平煤八礦新副井戊二軌道上山石門揭煤設計”中研究了高瓦斯低透氣性煤層快速揭煤技術的方法，之後通過對瓦斯抽放方式及揭煤方案的比較提出平煤八礦戊9-10煤層的揭煤方案——石門短導硐、交叉布孔、震動放爆揭煤，並製定相關安全防護及防突措施。得到結論如下：
1)石門揭煤突出是煤與瓦斯突出中危害性最大的一種，是地應力、瓦斯應力及煤體物理力學特性等綜合因素相互作用的結果。
2)預測采用兩次多孔預測方式，避免了個別少量孔的誤差與失誤的影響，確保了整體預測檢驗定性的可靠性。
3)石門短導硐揭煤法是以流變理論為基礎，總結突出礦區揭煤經驗，主要針對緩傾斜嚴重突出煤層，研究得出安全、快速揭煤新工藝。該工藝科學確定預留岩柱厚度，以巷旁截流、巷內交叉鑽孔抽放為防突措施、短導硐震動放炮一次揭開煤層。
4)針對石門揭煤突出的特點研究的巷旁截流、巷內交叉鑽孔抽放防突措施：
(1)可以顯著提高了瓦斯抽放卸壓效果，有效解除了石門揭煤工作麵的突出危險性;
(2)掘進導硐和瓦斯抽放平行作業，其卸壓作用也提高了瓦斯抽放量，施工簡單，工藝合理，縮短了抽放卸壓時間;
(3)巷旁截流鑽孔控製兩側煤體的瓦斯向巷內流動，在石門揭煤全過程能夠連續抽放，可積極預防石門揭煤時的延期突出和過煤門連續突出。
(4)通過研究地應力、瓦斯壓力和爆破損傷作用，科學確定石門揭煤預留岩柱厚度，有效防止揭煤自行揭開突出，降低了防突措施的施工難度。根據平煤八礦煤岩力學性質，2m預留岩柱對石門短導硐揭煤是安全可靠的。
致謝
經過兩個多月的忙碌，在學院領導的大力支持及郝富昌、魏建平、劉彥偉等老師精心指導下，我的畢業論文《平煤八礦新副井戊二軌道上山石門揭煤設計》終於劃上了圓滿的句號!在此對完成論文期間默默耕耘的各位老師致以衷心的感謝。
完成畢業論文的過程是一次理論與實踐有機結合的過程，是理論與實踐升華的過程;更是自己的思想成熟的過程!畢業論文是理論知識與專業知識以及經驗的融合，通過畢業論文認識到了自己的不足，同時也努力對不足的方麵做了彌補，使這些知識更趨於條理化、係統化。在以後的工作當中，對知識的運用能夠更加的遊刃有餘。
在完成論文的過程中，曾遇到了很多棘手的問題，在郝富昌.魏建平.劉彥偉.等老師和小組同學的幫助下都得以順利解決。本次畢業論文不但是對自己所學專業知識的檢驗，更是對多學科知識綜合應用能力的一個考查，並要把實踐經驗賦予到當中去，這三者的有機結合在這次畢業論文中使我受益匪淺。此外，通過這次畢業論文培養了自己獨力學習和查閱資料的能力，為今後的得心應手的工作奠定了堅實的基礎。在完成論文期間的日常學習和生活中，與我的指導老師郝富昌、魏建平、劉顏偉等老師以及小組同學建立了深厚的感情和友誼，同時也得到了他們諸多無私的幫助。這份珍貴的友情將會永遠成為我一生中美好而難忘的回憶。
由於對知識和信息的運用還不夠精準，難免有疏漏之處，敬請各位老師批評指正!
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