揭煤方案回风石门

1-450m回风石门揭煤方案1揭煤地点的地质概况1、煤层地质特征王家岭新井属新建矿井，回风大巷的石门揭煤是王家岭新井的第一次揭煤作业。根据矿井的地勘资料显示，二1煤层为低、中灰、特低硫、低磷、高发热量、高熔灰分的贫煤、无烟煤，埋深为440～980m，煤层倾角为3°～17°，煤厚2.67～6.95米，平均厚4.98米，煤厚变化不大，仅局部在断层附近有变薄、增厚现象，煤层结构中等，为较稳定型厚煤层。煤层直接顶板为泥岩和砂质泥岩，厚0.71～46.90m，平均厚7.12m。直接底板为灰黑色泥岩或砂质泥岩（个别孔为粉砂岩），含大量植物根部化石。间接顶板为大占砂岩，距二1煤0～13.67米，平均4.65米。二1煤层直接底板为泥岩和砂质泥岩，局部有炭质泥岩伪底（07-1孔），厚0.20m。泥岩和砂质泥岩厚0.53～18.06m，一般厚1～3m。间接底板为北岔沟砂岩距二1煤1.56～18.78米，平均7.50米，在矿区内间距变化无规律，煤层下距L8灰岩37.59～54.58米，平均41.40米。二1煤层区内煤层未见冲蚀变薄现象。2、煤层瓦斯赋存特征根据勘探报告提供的瓦斯资料，本区二1煤层瓦斯含量在11.10～21.15ml/g.r之间，一般值为15ml/g.r，属高瓦斯区。临近的王家岭煤矿老井深部开采时为煤与瓦斯突出矿井，浅部开采区为低瓦斯矿井；鹤壁矿务局九矿、二矿均为高瓦斯矿井；鹤壁四矿为煤与瓦斯突出矿井。本区瓦斯地质条件与邻近生产矿井相似，煤层埋藏深，故矿井为高瓦斯矿井，但在小断层和褶曲轴附近构造应力集中部位存在煤与瓦斯突出的危险性，在酥软煤地带也存在煤与瓦斯突出的危险性，矿井应按煤与瓦斯突出矿井管理。王家岭新井《矿井初步设计》和《安全专篇》按煤和瓦斯突出矿井设计。根据《王家岭新井矿井初步设计》可知本区二1煤层埋藏深，煤层厚，瓦斯压力为0.79Mpa，矿井按突出矿井管理。22揭煤地区巷道布置及通风系统1、揭煤区域巷道布置由于本矿按煤与瓦斯突出矿井管理，根据《煤矿安全规程》要求，采区布置一条轨道上山，一条胶带运输机上山和一条专用回风上山共计3条上山，其中轨道上山、胶带运输机上山布置在二1煤层底板砂岩中，分别距煤层底板15m、10m左右。回风上山布置在二1煤层中，并沿煤层底板布置。各上山以中部车场和联络巷相互联接。2、揭煤地点工程概况此揭煤的轨道运输巷为半圆拱形断面，掘进断面面积15.3m2,净断面面积14.1m2。支护形式以锚喷为主，锚杆形式采用树脂锚杆；煤层巷道为U型钢支护。揭煤步骤1、当头掘至煤层垂距5M之前时，由施工单位用风动钻机打2个探煤孔，以便确切掌握煤层层位，倾角变化，地质构造及瓦斯情况，并利用这2个孔测定K1值，预测石门工作面的突出危险性。参照《防突细则》K1临界值取0.4（湿样）。2、当头掘至距煤层垂距3M时，由综合队再打4个效检孔，采用钻屑指标法进行效果检验。当K1＜0.4时，措施有效。如K1≥0.4措施无效，则继续补打抽放孔，由综合队在石门周边5米的煤层范围内布孔（见图），钻孔底间距2-3米，抽放钻孔施工后及时接抽，综合队每天测定抽放参数，抽放至控制范围内煤体瓦斯抽放率达30%后，K1＜0.4为止。3、当岩巷距煤层垂距不足5米且大于1.5米掘进时，为了防止岩巷误穿煤层，施工单位每班进尺前，必须在巷道顶部正中间打一探测孔（1.5米），保证岩柱3厚度不小于1.5米。4、掘至距煤层垂距1.5米时，采用震动放炮揭穿煤层。当震动炮未能揭穿煤层时，必须按照《防突细则》第94条执行，在掘进剩余部分时，重新打3个孔预测煤体的突出危险性，当突出预测临界指标超标时，则必须重新采取防突措施，并经效果检验后方能掘进放炮。3、局部通风岩巷掘进工作面采用KDF-6.3型、电机功率15×2kW局部通风机，需配直径630mm风筒。（见附图五）王家岭新井有突出危险的二1煤一般为缓倾斜厚煤层，建议采用导硐震动炮揭煤或其它经实验证实有效的揭煤方法。7.1导硐长度为保证震动放炮能一次揭开石门全断面进入煤层前的全部岩柱，导硐长度应参照下式计算（见附图八）。tgaaHLLL/5.1sin/21式中：L——导硐长度，从石门底板起坡点算起，m；H——石门高度，m；a——煤层倾角，（°）。设计按石门高度为2m，煤层倾角为10°计算得出导硐长度约为：20m，为了减少掘岩巷工程量，降低揭煤后巷道支护的难度，缩短揭煤工期，采用短导硐震动放炮揭煤工艺，即导硐后段爆破炮眼垂直导硐底板，前段炮眼斜向前方，根据以往各大矿务局及现场情况决定导硐长度在10~15m内选择。47.2导硐宽度与高度导硐宽度应与煤石门宽度一致，高度应不小于1.6~1.8m。7.3硐施工控制石门掘进距煤层1.5m时，按10°的角度起坡掘导硐，在顶板高度不变的情况下上行掘进4.5m；导硐直墙高度1.8m，半圆拱逐渐变为圆弧拱，然后保持该规格上行掘进7.5m导硐。为保证导硐地板距煤层的距1.5m和摸清石门的地质状况，采取每掘进循环进行一次探测煤层和进行突出危险性预测，探测钻孔采用大功率煤电钻。探测孔兼预测孔（如附图一所示）。导硐施工采用光面爆破，采用乳化炸药，毫秒电雷管引爆。考虑到爆破对保留岩柱的损伤作用，导硐施工爆破参数按设计要求（见表3、表4）。炮孔直径38mm，药卷直径25~28mm，不耦合填塞装药，不耦合系数1.62。表3石门掘进爆破参数表爆破顺序炮眼名称眼号眼深（m）炮眼角度（°）炸药消耗雷管消耗水平垂直kg/孔计单孔计1掏槽眼1～81.676900.64.8182辅助眼9～211.490900.455.851133周边眼22～421.485900.2254.7251214底眼43～491.490900.453.1517合计18.52549表4导硐掘进爆破参数表爆破顺序炮眼名称眼号眼深（m）炮眼角度（°）炸药消耗雷管消耗水平垂直kg/孔计单孔计1掏槽眼1～61.676900.452.7162辅助眼7～191.490900.3754.8751133周边眼20～381.485900.2254.2751194底眼39～451.490900.452.117合计13.95457.4震动放炮揭煤（1）炮眼布置。震动炮眼全部采用穿岩煤眼布置，炮眼进入煤层0.7m，每5平方米爆破断面的炮眼数目按断面4~5个确定，根据导硐爆破面积，炮眼数目应参照下式计算：2BL/an＝计式中计n——计算炮眼数目，个；B——导硐宽度，m；L——导硐长度，m；a——炮眼排间距，m。一般0.4~0.5m。其中炮眼间距为0.5m，导硐长度按12m，炮眼布置范围设计为9m，计算炮眼数目为108个。为提高爆破效果，炮眼共分为四区，采用V字形阶梯状布置，第一区为掏槽眼均垂直于导硐底板布置，其他炮眼均朝向端头方向与水平夹角54度倾斜布置，行间距为0.5m（见附图九）。其中，岩石端打眼采用风水钻，煤层端采用煤电钻，炮眼直径42mm。（2）雷管及炸药。雷管使用镍铬桥丝6号毫秒延期雷管，全电阻4.1±0.1欧姆。第一区采用Ⅰ段管首先起爆，第二区Ⅱ段管其次起爆，第三区Ⅲ段管起爆，第四区Ⅳ段管最后起爆。（3）装药量及装药连线方式。单孔药量计算：每孔装药量计算公式为：Q=q•a•b•H式中各符号意义如下：Q：每孔装药量（kg）；q：单位耗药量，对于本工程岩石，拟取为0.5kg/m3；a：炮眼排间距取0.5m；b：炮孔排距取0.5m；H：超深取1.5m；利用公式，则Q煤孔=0.5×0.5×0.5×2.2=0.275㎏炸药消耗量计算后，应根据每眼装药量分配结果，对装药量作适当增加。6震动放炮的连线方式根据一次引爆的炮眼数来选择串联、并联或串并联的连线方式，一般应采用大串联爆破网络。连线的每个接头必须用砂布打磨掉涂层，两线接头缠连接，并用绝缘胶带包好。爆破说明书炮眼名称起爆顺序炮眼个数/个炮眼深度/m炮眼角度（°）炸药消耗量雷管个数眼号水平垂直Kg/孔个/孔第一区Ⅰ182.2~2.4574~800~90.27511~18第二区Ⅱ302.457400.275119~48第三区Ⅲ302.457400.275149~78第四区Ⅳ302.457400.275179~108合计10829.7108（4）震动放炮揭煤。为提高爆破成功率，选取两组性能相同的雷管和炸药，仿照井下作业条件进行地面模拟爆破，测定爆破网络电阻，一次引爆成功，另一组用于实际爆破，并合理设置引爆地点。（5）揭煤后煤巷掘进。爆破揭开煤层后，沿-5°坡清理炸开的煤岩，巷道在煤层中掘进时为了防止瓦斯突出，应采取“四位一体”综合防突措施严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》的局部综合防突措施进行煤门掘进。8组织实施本项目部在揭穿煤层期间要成立揭煤领导小组，具体负责揭煤期间的指挥工作，其领导小组成员如下：组长：XXX副组长：XXX成员：XXXXXXXXXXXX…相关单位职责：基建办负责运输石门揭煤工作的整体协调，负责指导揭煤工作的具体实施，保证揭煤工作的顺利进行。7通风科：配合揭煤设计的制定和相关瓦斯参数的测定。地测科：负责提供二1煤层上下地层可靠的地质资料，监督施工单位的前探措施执行情况，杜绝无计划揭露煤层。安监科：负责监督整个揭煤过程的安全和整个揭煤过程按设计及措施要求实施；负责联系救护队参与揭煤工作。机电科：负责揭煤过程的供电安全，保证揭煤期间双供电系统的稳定，经常深入现场监督检查，符合机电质量标准化要求，杜绝机电失爆现象。调度室：负责揭煤过程的调度指挥，及时上下传达有关指令。供应科：负责揭煤工程有关材料和设备的供应。信息监控中心：负责监督揭煤地点瓦斯传感器定期标效和断电实验工作，确保瓦斯传感器的精度和瓦斯电闭锁断电功能。揭煤作业队：负责揭煤安全技术措施的制定，负责具体测压、打钻、揭煤工作的实施，负责井筒瓦斯管路的安装延伸及矿领导和业务科室指令性的任务。9安全技术措施为了防止因预测失误、措施失效且检验失误或者发生延期突出等而导致发生人身伤亡事故，在突出危险区进行采掘活动时均要采取安全防护措施。安全防护措施包括：避难所、反向风门、工作面安设挡栏、震动放炮、远距离放炮、压风自救系统、隔离式自救器（压缩氧、化学氧自救器）等。1）工作面应采用远距离放炮进行作业，放炮距离不得小于300m。放第一炮时所有工人必须撤离到地面。2）放炮地点应设在进风侧反向风门外的全风压通风的新鲜风流中或避难硐室内，避难硐室的设置按有关要求严格执行。放炮时，反向风门必须关闭，放炮地点应配备压风自救系统或自救器。3）震动爆破工作面，必须具有独立、可靠、畅通的回风系统，爆破时回风系统内必须切断电源，严禁人员作业和通过。在其进风侧的巷道中，必须设置2道坚固的反向风门。与回风系统相联的风门、密闭、风桥等通风设施必须坚固可靠，防止突出后的瓦斯涌入其他区域。84）震动爆破必须由矿技术负责人统一指挥，并有矿山救护队在指定地点值班，爆破30min后矿山救护队员方可进入工作面检查。应根据检查结果，确定采取恢复送电、通风、排除瓦斯等具体措施。5）震动爆破必须采用铜脚线的毫秒雷管，雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。电雷管的联接必须使通过每一电雷管的电流达到其引爆电流的2倍。爆破母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头，有条件的可采用遥控发爆器。6）放炮时回风系统必须断电撤人，通风系统必须独立可靠；严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，放炮后等候时间不少于30min瓦检员才可进入工作面检查，待检查安全后，其它人员方可进入。7）在突出危险区作业时，掘进工作面进风侧必须设置2道坚固可靠的反向风门，反向风门距工作面的距离应根据实际情况确定。反向风门的安装设置要求。通过反向风门的局部通风机风筒内必须安装防逆流装置，防止突出时的瓦斯流入进风流中。8）每一入井人员，必须随身携带隔离式自救器。9）在工作面所有作业中，都应随时观察突出预兆，若发现煤结构发生变化、煤壁发冷、外鼓，响煤（岩）炮，顶板来压，支架变形，瓦斯忽大忽小，打孔（眼）喷孔、顶钻严重等等突出征兆时，工作面所有人员立即按作业规程中规定的避灾方法和路线撤到新鲜风流