渐近式揭煤方法（五步法）.doc

渐近式揭煤方法（五步法） 一、概述 1、该石门位于540m水平南一采区，北邻南一采区5112工作面未采，南边为一采区5113工作面未采, 上部为511工作面,下部未进行开采。 2、该石门Ｋ1煤层平厚2.4m，倾角85至90,从灰白色铝土泥岩至Ｋ1煤层底板岩柱厚度7m至9m，机电硐室石门沿K1底板倾斜向下揭穿K1煤层。 二、防突措施 ㈠组织措施 成立以矿长为组长、总工程师、生产矿长、安全矿长为副组长的揭煤管理领导小组。矿长全面协调各方面工作，总工程师负责技术管理工作。生产矿长负责揭煤过程中施工组织协调，安全矿长负责揭煤期间的安全监查管理。防突班负责540 m 水平大巷机电硐室石门揭煤打钻，打钻组配置3名打钻工和1名防突检验工；在生产技术部设管理办公室，全面负责资料收集整理和进度报告。 防突班长任打钻机构的主办成员，负责防突打钻日常事务的管理。 ㈡瓦斯资料分析 根据广安市经济委员会关于公布2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果的通知（广经[2010]355号文）四方煤业有限责任公司矿井相对瓦斯涌出量为22.09m3/t；绝对瓦斯涌出量2.95 m3/t，矿井为高瓦斯矿井。截至2010年11月，我矿在采掘过程中未发生过符合煤与瓦斯突出矿井鉴定规范（AQ024-2006）5.1.1煤与瓦斯突出基本特征的与瓦斯动力现象。鉴定结论本矿区范围内540m以上煤层没有突出危险性。但因我矿属高瓦斯矿井，因此该石门揭煤按突出危险区进行管理。 ㈢技术措施 从石门开口位置起，开始坚持探5m进1.0m制度，探眼3个，分别布置于南北帮腰线位置及棚上，探眼方位和石门中心线相同，倾角为0，见探眼布置图，岩柱必须留足，真厚3.0m。若岩石破碎，可适当增加厚度，其增加量由矿总工师确定。碛头必须保证在一个平面内，并将巷道的浮矸、杂物清理干净。 进入软岩层改为梯形断面，其规格为掘进断面为上宽2.1m，下宽2.9m，高2.1m，掘进断面积5.25m2，支护后上净宽1.8m，下净宽2.6m，净高2.0m，净断面4.4m2。 1、离煤层10米位置 ⑴在巷道掘进距煤层底板10米前，施工4个地质探孔，探清前方地质情况及煤层赋存状况，岩柱离煤层的真厚。防突员测定煤层瓦斯压力、预测指标K1值及S值等参数，同时取样测定煤层的硬度系数ƒ值指标，见下表。 sp; ⑵工作面采用ZYG-150型钻机施工ф75mm预测兼排放措施孔，掘进钻屑指标法对工作面进行突出危险性预测。 ⑶预测指标临界值 钻屑指标法瓦斯压力小于0.74 MPa ，K1值0.5 ml/gmin1/2，S6kg/m（ф42mm）； ⑷K1值及钻屑量测定方法 预兼排钻孔每2米交替测定K1值及钻屑量。即设计孔深为奇数时，在1m、3m、5m孔深段测定K1值，在2m、4m、6m孔深段测定钻屑量；设计孔深为偶数时，在2m、4m、6m孔深段测定K1值，在1m、3m、5m孔深段测定钻屑量。 ⑸各项指标正常后，采用浅眼多循环推进到离煤层5米，平距6.52米。 2、离煤层5米-2米时 按照五步渐近式揭煤技术要求，分步预测，分步控制，浅掘浅进逐渐进入煤层，各步参数如图所示 第一步距底板垂距5.0米位置施工Φ75mm预兼排钻孔28个，钻孔终孔间距3米，沿碛头上下布置4排钻孔，排距1～1.5米，每排施工7个孔，控制范围巷道帮外8.0米，图5。 若第一步在打孔过程中出现喷孔、顶钻、瓦斯大、测定指标超标等异常现象，则在距底板垂距5.0米位置施工排放钻孔30个，钻孔间距2.0米，控制巷道帮5.0米位置，控制煤层宽度13米，沿碛头上下共布置6排钻孔，排间距2～3米，每排施工5个钻孔。排放一定时间后，重新施工第一步揭煤预兼排钻孔。 第二步距底板垂距3.0米位置经第一步预测审批后，巷道施工至距煤层垂距3.0米位置，施工Φ75mm预兼排孔15个，钻孔终孔间距3米，单排布孔，控制范围巷道帮外5.0米。 第三步距底板垂距2.5米位置经第二步预测集体审批后，巷道施工至距煤层垂距2米位置，施工42mm预兼排孔16个，钻孔终孔间距1米，单排布孔，控制范围巷道帮外2.0米。 第四步距底板垂距2米位置经第三步预测审批后，巷道施工至距煤层垂距2米位置，施工Φ42mm预测兼排孔9个，钻孔终孔间距1米，单排布孔，控制范围巷道帮外5.0米，煤层顶板2.0米位置。预测符合规定，无突出危险后，并将巷底刷直，保证碛头正前方岩柱厚为2米。 在揭煤层的钻孔布置图中选择一部分钻孔进行预测检验。 经审批后，实施震动放炮。 震动放炮揭K1煤层 震动放炮爆破参数 1、震动放炮总炮眼数根据经验公式计算 N5.5 5.5 24 式中，N震动性炮的总炮眼数（个）； S震动性放炮揭煤的面积（ ）； 岩石的坚固性系数，取 7。 2、为了保证通能够一次性揭穿煤层，揭煤时共布置 37 个眼。1-8号为掏槽眼，眼深4.5米平均；9-17为辅助眼，眼深为4.2米；31-37号为底眼，眼深为4.2米；18-30为周边眼，眼深为4.2米。 3、炮眼布置 ①掏槽眼 采用契型眼掏槽，槽眼8个位于巷道中线两侧布置。取槽眼排距为500mm，一对槽眼间距为1000mm，槽 眼深4500mm。 ②辅助眼 辅助眼布置9个，深度4.2米，间距550-650mm。 ③周边眼和底眼 周边眼布置20个，眼距550-650mm；底眼布置7个，眼距450mm，眼深均为4.2米。 4、各炮眼装药量的分配 掏槽眼根据掏槽眼的密度，a取0.6，则每眼装药卷数4.50.60.17≈16卷 槽眼装药量8160.1519.2kg 辅助眼和周边眼a取0.5，则每眼装药卷数4.20.50.1712.3≈12卷 辅助装药量9120.1516.2kg 周边眼装药量13120.1523.4kg 底眼装药量7120.1512.6kg 总装药量19.216.212.423.471.4kg 说明使用订做铜脚线电雷管1-3段，共计74发，脚线长度为5米，延时低于130ms，放炮母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头。接头用胶布包好，用专用电桥测定整个线路的电阻值和分段电阻值。放炮器100型或200型。 第五步 煤层揭开后，门坎的处理，过煤门预测处理。 1、在煤层揭开后，在清理煤矸过程中要有专人值班，注意瓦斯变化和掉渣现象，发现异常马上撤人，并报告调度室和值班矿长。 2、如有“门坎”，禁止用风镐清理“门坎”，必须按震动放炮进行处理。 3、一旦进入煤层，必须控制煤层的悬露面积，不得超过1.5M2，可以开槽将架料及时架设。 4、进入煤层后，尽快用风煤钻Φ42钻头向周边打预测孔，打入3米后开始预测，控制巷道轮廓线线外5米以上，预测无突出危险方可施工。 5、在石门口施工永久支护时，架料尺寸专门设计，架料上方必须绞顶扛严、背牢。 6、石门口支护使用11矿用工字钢专门加工制作。 7、施工队按防突实施细则规定实施超前探孔掘进，每班必须保证探孔垂距不少于5.0米超前距，由跟班队干监督实施。 8、若预测超标，按1/2补孔法补孔；若补孔仍超标，则停止作业，采取预抽技术措施。 ㈣特殊安全防护措施 1、施工时，严格按巷道中腰线施工，测量人员应随时到现场核实检查参数，保证巷道按设计施工。 2、巷道施工至距煤层底板垂距5.0米位置时起，掘进施工实施远距离放炮措施，通风队提前检查通风系统、监测系统的完好情况。 3、严格执行“一炮三检”、“三人连锁放炮”制度及放炮请示汇报制度。施工队跟班队干对放炮工序进行重点控制，并向矿调汇报措施的落实情况，矿调度室作好记录，核实清楚现场情况后方可下达放炮指令。 4、远距离放炮规定（距煤层底板垂距5.0米起至全部进入煤层时止），揭开煤层班放炮除外。 ①放炮地点设在540m八字口进风风流中。 ②站岗地点掘进到离煤层5米时A、放炮点540m八字口进风风流中；B、643m八字口； 震动放炮时在643m进风斜井和643风井口设岗。 ③断电范围掘进到离煤层5米时和震动放炮时 540m以南各水平全部断电。 ④撤人范围 掘进到离煤层5米时1、放炮地点以南全部人员；2、643水平以南全部工作人员； 震动放炮时除揭煤人员外全井撤人由调度室登记、汇报。 ⑤上述工作由当班值班矿长负责落实，跟班队干、瓦斯员监督执行。同时在撤人范围的通道均设栅栏、警标，严禁人员通行，由通风队负责安排，并定专人检查落实，落实情况向矿调度室汇报;凡是施工期间需进入该区域回风系统检查的瓦斯员及相关人员，必须向矿调请示，经同意后方可进入。 5、揭开煤层每班放炮前，由通维队、技术部组织相关部门召开专题会议，撤出规定区域所有人员。 6、每次放炮时所有人员（包括站岗人员），必须随身携带压缩氧自救器，放炮员、瓦斯员及施工队班长向矿调汇报，凡是在打孔、放炮期间严禁进入回风系统。 7、放炮前在所有站岗点靠爆破点方向设警戒线，悬挂“正在放炮，严禁进入”牌。 8、放炮后由班长通知撤岗，站岗人员未接通知严禁擅自撤岗。放炮后间隔30分钟，方能按规定由外向里逐渐检查瓦斯至工作面，将检查情况向调度室汇报，放炮前由放炮员将防突反向风门关闭。 9、揭露煤层放炮时间安排在交接班进行，煤层揭露后24小时内不得作业，恢复作业前由通风、生产、安监等部门对该区域进行全面检查，符合规定后，方能恢复作业。 10、煤层揭露半小时后，由救护队员带机进入碛头检查，根据检查结果由矿调确定送电等工作。 11、凡是打钻期间，人员不得进入回风系统内，并在防突风外及643m南回风大巷设置“正在打钻、严禁入内”牌。 12、掘进煤层时严禁使用风镐，永久支护跟拢碛头，严禁超掘，压风自救器安设于无风筒侧，离底板高度在1.2～1.5米，安装组数根据巷道长度确定，其原则是第一组距掘进工作面25～40米，然后每隔50100米安设一组，每组6个。 13、本措施首次 - 9 -