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于煤與瓦斯突出機理的綜合學說，詳細分析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，之后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。并按《防治煤與瓦斯突出細則》制定了“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石門揭煤工作面突出機理 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瓦斯地質分析 13

　　3揭煤工作面突出危險性預測 14

　　3.1試驗區瓦斯地質特 14

　　3.2前探鉆孔 14

　　3.3煤層壓力測定 16

　　3.4石門揭煤工作面突出危險性分析 17

　　4石門揭煤技術方案及參數 18

　　4.1石門揭煤預留巖柱厚度的確定 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抽放鉆孔的布置方式 23

　　4.4.1抽放鉆孔的布置方式的選擇 23

　　4.4.2交叉鉆孔布孔方式 26

　　4.4.3抽放鉆孔施工要求 26

　　4.4.4抽放鉆孔工藝 27

　　4.4.5抽放鉆孔安全技術措施 28

　　4.6揭煤爆破技術方案 28

　　5安全巖柱和效果檢驗 32

　　5.1突防效果檢驗 32

　　5.2預留巖柱厚度的控制 33

　　5.3炮前的防突措施效果檢驗 33

　　6防突系統和安全防護 35

　　6.1通風系統 35

　　6.1.1通風系統與局部通風 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壓風自救系統 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瓦斯涌出初速度q值測試步驟 46

　　7.4.2鉆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效檢后 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，生產環境條件復雜，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，地壓和瓦斯涌出量越來越大，突出危險性也不斷加大。在很短時間內，從煤(巖)壁內部向采掘工作間突然噴出煤(巖)和瓦斯的現象，即煤(巖)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、破壞礦井通風系統，使井巷充滿瓦斯和煤(巖)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事故，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，制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面廣，且分布于不同類型的煤層，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。建國后，第一次煤與瓦斯突出于1950年4月20日發生在遼源礦務局富國礦的西二坑，此后，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日天府礦務局三匯壩一礦主平銅震動性放炮揭穿6號煤層時，突出煤巖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沖破巖柱的突出。突出煤炭8765噸，巖石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，煤礦安全事故也層出不窮，80%以上都是瓦斯事故，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。對于煤與瓦斯突出，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;我國于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，以后相繼有中國礦大、安徽理工、河南理工等高等院校也都進行這方面的研究工作[1]。

　　由于石門揭煤突出強度大，波及范圍廣，造成的破壞嚴重，能給礦井帶來毀滅性的災難;同時，由于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，并可能發生連續突出、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，礦井瓦斯事故也日益加劇，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，但由于突出機理的復雜多樣性，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，其中煤松軟、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松軟的煤窩破碎并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并放出大量瓦斯，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，放出大量瓦斯并夾帶著煤噴出。

　　(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巖層時，后者將像彈簧一樣地伸張，將煤破壞和粉碎，從而引起瓦斯劇烈涌出而形成突出;另一種認為采掘工作面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，伴隨著大量瓦斯涌出而構成突出。

　　(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。因為它較全面地考慮了動力與阻力兩個方面的因素，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面 煤體的高速破碎，并推斷出激發突出的三個條件，可表述為如下三個公式：：

　?、偌ぐl突出的第一條件：

　　對于回采 W+ Э> F+ U (1—1)

　　對于掘進 W > F +U (1—2)

　　對于石門揭煤 W +Q > F+ U (1—3)

　　式中：W——煤的變形潛能;

　　Э——頂巖石的動能;

　　Q——煤內游歷瓦斯所含的內能;

　　F——煤向巷道的移動功;

　　U——煤的破碎功。

　?、诩ぐl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，取決于煤的裂隙性。

　?、奂ぐl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—煤破碎區段的橫段面積;

　　f—煤沿某一表面移動時該面的摩擦系數;

　　a—煤沿某一表面移動時該面與水平面所成的傾角;

　　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?；舳嗵卣J為，只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;圍巖作用于煤層的動載荷;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，而煤和圍巖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

　　各國對于突出預測的研究，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面做了大量研究工作，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系，包括區域性預測、局部性預測以及工作面預測，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。關于煤樣縱向和橫向彈性波傳播速度測定，則利用煤層中涌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、諾里利斯基、薩哈林以及近海的一些煤田，當測定瓦斯壓力高于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系統，將突出煤層劃分為突出危險區(占突出煤層面積的20%～30%)和非突出危險區(占突出煤層面積的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等瓦斯涌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，并在實際使用中取得了一定地成效。將其按預測范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，根據鉆探或物探、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;三是工作面預測，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面預測兩種，區域突出危險性預測，即區域預測，用于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;工作面預測又叫點預測、日常預測，用于工作面煤(巖)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面的突出危險性預測。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;在工作面預測方面，主要以當時的地應力、瓦斯與煤(巖)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鉆屑瓦斯解吸指標法來實現有效的突出危險性預測。此外，還有用于區域性預測所采用的單項指標法和綜合指標法，在煤巷掘進工作面采用的鉆孔瓦斯涌出初速度法、R值指標法和鉆屑指標法等等，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石門揭煤工作面突出機理

　　瓦斯對煤巖體的變形有很大影響。一是含瓦斯煤巖體骨架變形是由有效應力控制的，瓦斯壓力使煤巖體產生拉伸變形，瓦斯影響煤巖體骨架內部的裂紋及孔隙的張開、閉合。二是瓦斯使煤巖體的應力——應變關系發生改變，從而使煤巖體的彈模及抗壓強度等發生變化。

　　煤體中瓦斯以游離和吸附兩種形態存在于空隙空間中，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。根據近代巖石變形破壞機理，煤巖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巖石裂紋裂縫的發生發展，也即阻止巖石的破壞，而瓦斯壓力的力學作用也相當于圍壓作用，只不過瓦斯壓力增加相當于圍壓降低。實驗室宏觀試驗得出的瓦斯壓力對煤巖力學響應和力學性質的影響包括了吸附和游離瓦斯的共同作用，對于單一煤種吸附量受瓦斯壓力影響。煤巖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。

　　通過以上理論分析研究，石門揭煤工作面由巖巷向煤層掘進時，集中應力帶逐漸前移至煤巖交界處，爆破作業使集中應力帶處于巨大的載荷作用下，造成了疊加于原蠕變變形上的流變變形波，煤巖體變形處于峰值強度后，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;若巖體局部破碎或巖柱厚度不足時，甚至會沖破巖柱及部分煤體自行揭開突出。如果在震動放炮后，煤體內突出的準備階段并未完結，煤層內的應變發生不穩定蠕變，新暴露面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巖體處于過載應力狀態時，突然破碎而發生延期突出。另外，緩傾斜煤層煤門巷道較長，由于煤、巖強度的顯著差異，揭開巖蓋后，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，推垮松弛區域煤體而發動連續突出。

　　根據突出煤層石門揭煤特點，控制石門揭煤各種類型瓦斯突出，一方面必須采取高強度瓦斯抽排措施，使石門工作面正前全段煤門范圍充分卸壓，這樣，即使煤巖體變形處于峰值后，進入加速破壞的蠕變階段，由于瓦斯的充分釋放，煤巖體強度增加，承載能力增強，突出也不能發生，只能產生片幫等現象;另一方面要控制石門工作面兩側向正前補給瓦斯，以控制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，必須通過研究煤巖體力學性能、煤巖體變形場與瓦斯賦存之間的關系，確定足夠厚度(即強度)的預留巖柱。

　　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、上下山和采煤工作面具有最有利于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，由于表層突然破碎，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巖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沖破巖柱的突出，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：

　?、俦仨毚蝾A測煤層突出危險性鉆孔，控制突出煤層層位的前探鉆孔和測定煤層瓦斯壓力鉆孔。預測煤層突出危險性鉆孔可以和測定瓦斯壓力鉆孔合并，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、頂底板巖性、地質構造等煤層賦存情況，為安全巖柱設計尺寸和安全快速揭穿煤層提供可靠資料;

　?、谇疤姐@孔，在石門工作面掘至距煤層(垂距)10m之前，至少打兩個穿透煤層全厚，并進入頂(底)板不少于0.5m的鉆孔，詳細記錄巖芯資料。如果遇到地質構造復雜、巖石破碎的地區，在石門工作面掘至距煤層20m之前，就必須在石門四周外緣5m的范圍內布置一定數量的鉆孔，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，可在石門工作面頂(底)部兩側補打3個直徑為42mm底超前鉆孔，但其超前距離不得小于2m;

　?、蹨y壓鉆孔，可兼作預測孔。在石門工作面距煤層5m以外，至少打兩個穿透煤層全厚的鉆孔，測定鉆屑量和鉆屑瓦斯解吸指標、煤的瓦斯涌出初速度和堅固性系數等;為準確測到瓦斯壓力值，測壓孔應布置在巖層致密完整處，并且測壓孔的見煤點與前探鉆孔的見煤點之間的間距不得小于5m，否則應將后者密封。在近距離煤層群內，層間距小于5m或層間巖層破碎時，可測得這些煤層的綜合瓦斯壓力;

　?、苁T掘進工作面與煤層之間必須留設一定厚度的安全巖柱，巖柱的尺寸應根據預防突出措施的要求、巖石的性質、煤層傾角和地應力大小等確定。但兩者間底最小垂厚應為：急傾斜煤層不小于3m，緩傾斜煤層不得小于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.如果巖石松軟、破碎，還應當適當增加垂距;

　?、菔T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，并經效果檢驗有效后，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;

　?、奘T揭穿突出煤層前，經預測有突出危險性或瓦斯壓力大于1MPa時，必須采用抽放瓦斯、水力沖孔、排放鉆孔、金屬骨架或其他經實驗有效的預防突出措施，并配以震動放炮揭穿煤層;如果煤層瓦斯壓力小1MPa或煤層厚度小于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。采用排放鉆孔措施預防石門揭穿緩傾斜煤層突出時，當鉆孔不可能一次打穿煤層全厚時，可采取分段打鉆，但第一次打鉆的鉆孔穿煤長度不得小于15m，見煤后掘進必須留5m煤內鉆孔超前距離。采用金屬骨架措施時，必須與抽放瓦斯、水力沖孔或排放鉆孔等措施配合使用;

　　(2)從石門工作面距突出煤層垂距不小于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，并須編制專門設計;

　　(3)石門揭穿突出煤層的專門設計必須包括：①預測有突出危險的鉆孔布置，控制突出煤層層位和測定煤層瓦斯壓力鉆孔的布置;②建立安全可靠的獨立通風系統，并加強控制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準確確定安全巖柱厚度的措施;⑤制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，有水力沖孔、排放鉆孔、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：由于受地層條件，施工條件限制以及操作技能影響，很難準確測定瓦斯壓力，并且所費時間很長，而且鉆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，有時出現鉆屑解吸值很大而沒有突出危險，卻盲目增加了防突工程量，有時又出現鉆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，但由于裝藥量大，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面積大，易導致巷道兩幫出現集中應力急升，后續施工中在刷齊巷道時常造成突出;

　　(3)安全揭煤巖柱很難準確控制：放炮施工受打眼、裝藥、巖柱等條件變化，不易控制得恰到好處，為了保證揭煤安全，往往巖柱留得偏大(按規定需有1.5--2m安全巖柱)，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，由于震動大，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

　　平煤八礦位于平頂山市區東部，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，面積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煤層偽頂為炭質泥巖，直接頂為丁4煤層底板，直接底為丁7煤層頂板、泥巖，該巖層遇水易膨脹，底鼓現象較嚴重;戊9.10煤層頂板一般為砂質泥巖，頂板裂隙較發育，屬復合頂板，極難管理，老頂為細~中粒砂巖，灰色、鈣質膠結，呈厚層狀，比較堅硬，老底為細砂巖比較堅硬;己15煤層直接頂為灰色砂質泥巖，底板極軟即己16.17煤層頂板，灰黑色砂質泥巖，頂部含泥質較大，己16.17煤層底板為砂質泥巖。

　　2006年礦井瓦斯及二氧化碳鑒定結果為：絕對瓦斯涌出量71.257m3/min，相對涌出量14.594m3/min;二氧化碳絕對涌出量32.292m3/min，相對涌出量6.818m3/min，確定為煤與瓦斯突出礦井。

　　八礦目前的通風系統為中央并列與分區對角的混合式通風系統，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，東風井安裝兩臺K4-73-11N032F離心式主扇，服務于己一、己三及己三擴大采區，主扇工作風量5568m3/min，工作風壓3250Pa;西一風井安裝兩臺K4-73-01N032F離心式主扇，服務于己二下延、戊二采區下延，主扇工作風量7100m3/min，工作風壓3400Pa;西二風井安裝兩臺GAF26.6-15.8-1型軸流式主扇，服務于一水平己四、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;丁一風井安裝兩臺BDK-12-N036型軸流式主扇，服務于丁一、戊一采區，主要通風機工作風量6449m3/min，工作風壓2900Pa。

　　安全監測系統：八礦現用的KJ2000安全監測系統，監測機房配備兩臺主機，一臺運行一臺備用，八臺大屏幕顯示器，并與公司實現聯網，井下共有KG2007型工作分站37臺;KG3003型低沼瓦斯傳感器71臺，局扇開停傳感器71臺，瓦斯斷電儀42臺，饋電狀態傳感器46臺，重點工作面安裝一氧化碳傳感器6臺，溫度傳感器12臺，礦井和采區總回風安裝風速傳感器12臺，風門開關傳感器24臺。

　　八礦位于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，并受其控制;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制，又受北東向構造的控制，處于區域北西向與北東向構造的交匯部位。

　　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贊山向斜，屬復合構造作用的結果。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：位于井田南部邊界呈北西向展布的任莊正斷層，落差120m;位于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°。半圓拱形斷面，凈寬3800mm，凈高3600mm，S凈=12.7m2。設計工程量約1044.5m，穿巖段采用錨網噴支護，噴漿厚度120mm;過煤段采用架U29棚子支護，棚間距500mm，之后噴漿封閉，噴漿厚度150mm。

　　由于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巖柱停掘，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，因此該巷剩余工程量306m全部為揭穿、過戊9-10煤。

　　根據實際揭露的地質資料推算，揭煤位置地面標高+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厚的砂質泥巖，其上部厚0.8m的戊8煤層，底板為厚約6m砂質泥巖夾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，所以此工作面按突出危險工作面管理。

　　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煤的堅固性系數(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，絕對瓦斯涌出量最大3.5m3/min。煤層頂板特性底板為厚約6m的深灰色砂質泥巖，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

　　該工作面地質構造較簡單，煤層賦存比較穩處于戊9—10煤層頂板砂質泥巖中，之后巷道向下按13°坡度穿層施工。根據三維地震資料測定的△P和f值范圍一般為：△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，該工作面按煤與瓦斯突出危險工作面進行管理。

　　3揭煤工作面突出危險性預測

　　3.1試驗區瓦斯地質特

　　揭煤地點結構破壞嚴重，形成大面積的軟煤分層，并在該分層中發育一系列次級褶皺，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。以主斷面為界，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前探鉆孔

　　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°。半圓拱形斷面，凈寬3800mm，凈高3600mm，S凈=12.7m2。設計工程量約1044.5m，穿巖段采用錨網噴支護，噴漿厚度120mm;過煤段采用架U29棚子支護，棚間距500mm，之后噴漿封閉，噴漿厚度150mm。

　　由于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巖柱停掘，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，因此該巷剩余工程量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，首采面的瓦斯地質條件較復雜，為了準確掌握煤層的位置、賦存狀態和瓦斯地質條件，及為保護巖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，在掘進工作面正頭施工前探鉆孔2個，使鉆孔穿透全煤層并進入頂(底)板不小于0.5m，用來探明戊9-10煤層的賦存狀態。前探鉆孔的設計參數如表。表中1、2號孔全鉆取芯，當1、2號探孔有疑時施工備用探孔以探清地質情況。

　　在施工前探鉆孔的過程中，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鉆屑瓦斯解吸指標△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。

　　在打測壓鉆孔過程中，每米鉆孔采一個煤樣，測定煤的堅固性系數f，并將兩個測壓孔所測的堅固性系數最小值平均，作為煤層平均堅固性系數。將堅固性系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，測壓孔應布置在巖層比較完整的地方，測壓鉆孔的見煤點與前探鉆孔的見煤點之間的距離不得小于5m。并用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系數。

　　由于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石門揭煤工作面突出危險性分析

　　本次設計測定的預測參數范圍為：△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面瓦斯地質條件的基礎上，需要重點解決的難點有：①石門揭煤預留巖柱厚度的確定;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石門揭煤預留巖柱厚度的確定

　　石門揭煤全過程采用爆破破碎煤巖體方式。在爆破掘進過程中，炮眼中炸藥產生的高溫高壓氣體作用于被爆破的煤巖體上，使炮眼周圍的煤巖體受到一個以炮眼軸線為中心的向四周輻射的沖擊波和后續的應力波壓力。爆破點深部的部分煤體將產生劇烈的變形和破壞。由于炮眼周圍煤巖體只具有向炮眼軸心方向和巷道空間方向的自由度，從而使得被爆破煤巖體只能向采掘空間拋出。同時，炸藥爆炸時產生的垂直于炮眼軸線方向的沖擊壓力將起到瞬時降低或消除部分深部煤巖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，炸藥在巖體內爆炸，開挖范圍內的巖石爆破下來，同時必然對保留巖體造成損傷和破壞，從而使圍巖的力學性能劣化，承載力及穩定性降低，當煤巖交界處巖體破碎、巖柱厚度較小時，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巖柱，既要防止突出，同時又有利于采取防突措施。為此，我們采用有限元數值模擬手段，從巖石的物理力學性能、爆破對巖石的損傷和破壞作用、地應力和瓦斯壓力的影響等幾方面綜合進行研究，確定安全的最小預留巖柱厚度。

　　巖石在爆破時，在一定范圍內造成破壞或破碎，未破壞的保留巖體將產生損傷作用，保留巖體在爆破后的力學性質及其穩定性研究是合理確定石門揭煤預留巖柱厚度的重要基礎之一。爆破損傷巖石的力學特性反映了巖石在爆炸作用下的損傷程度，其破壞與損傷范圍與爆破條件、爆破參數、裝藥量等因素有關。因此，根據爆破損傷巖石的力學性能實驗及結果分析、爆破對圍巖損傷的現場試驗、爆破對圍巖質量影響分析等三方面工作，在爆破損傷巖石的力學性能實驗基礎上，在巖石大巷中進行了巷道掘進爆破對圍巖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巖的影響，選取不同裝藥直徑對比試驗不同不耦合系數條件下爆破對圍巖的影響;分析研究了爆破條件對巖石質量指標RQD和圍巖力學性能的影響;裝藥結構和爆破損傷對圍巖穩定性影響。

　　根據實驗研究和理論分析的結果，可以得到以下結論：

　　(1)爆破對保留巖體的影響區域主要在25倍的炮孔半徑范圍內，如果按照現場采用的φ38mm炮孔直徑計算，其影響范圍為0.475m，對該范圍以外的巖體基本沒有影響，僅僅產生可以恢復的彈性損傷作用。

　　(2)在爆破影響范圍以內的巖體影響程度為：按照巖體基本質量指標BQ來計算時，BQ值減小值在20%～30%以內;按照巖石的單軸抗壓強度計算時，強度減小了5%～20%。

　　(3)爆破對保留巖體的影響與爆破方法有很大的關系，采用不耦合裝藥可以明顯減弱對巖體的損傷和破壞，且在保證爆破效果的前提下，應該加大不耦合系數，對于現場的實際鉆眼爆破條件，采用φ38 mm的炮孔直徑時，采用25～28mm的裝藥直徑是合理的，并且可以明顯減小對保留巖體的強度及BQ值的影響。

　　瓦斯壓力的變化將引起煤巖體有效應力的改變，從而使煤巖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

　　假設巖體破壞滿足庫侖—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—巖石的單軸抗壓強度

　　s—主應力系數。

　　經整理：σ1-p=σ+s(σ3 -p)

　　在應力σ-τ平面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線為瓦斯壓力等于零時的莫爾包絡線，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的里邊，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 瓦斯壓力對煤巖強度的影響

　　由以上分析可見，煤巖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，力學參數測定的是巖塊的實驗結果，巖體強度一般較巖塊的強度要小，同時揭煤巷道的爆破作業對預留巖柱產生損傷作用，結合平煤八礦礦區的煤層實際情況，預留巖柱厚度取2m。

　　4.2石門揭煤防突措施的選定

　　《煤礦安全規程》第二百零二條規定，防治石門突出措施可選用抽放瓦斯、水力沖孔、排放鉆孔、水力沖刷或金屬骨架等措施。部分具體介紹如下：

　　鉆孔抽放瓦斯：石門揭煤前，由巖巷或煤巷向突出危險煤層打鉆，將煤層中的瓦斯經過鉆孔自然排放出來，待瓦斯壓力降到安全壓力以下時，再進行采掘工作。

　　水力沖孔：又稱鉆沖法，是利用煤柱或巖柱作為安全屏障，向有自噴能力底危險煤層鉆孔，通過鉆頭的切割和高壓水射流沖擊破碎煤體，激發煤層潛能釋放，排出煤和瓦斯，使其周圍的地應力降低、透氣系數增加、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，從而使噴煤噴瓦斯鉆孔周圍一定范圍內的煤喪失突出能力。水 力 沖 孔主要適用條件有：煤質較軟或有軟分層，煤的堅固系數f在0.5以下;具有自噴能力的煤層。實踐表明，水力沖孔是用于嚴重突出危險煤層的一種有效防突措施，除用于石門揭煤外，也可用于煤巷掘進和回采。

　　排放鉆孔：又稱多排鉆孔，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面外均勻布置多排扇形鉆孔，使石門周圍一定范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，多排鉆孔的布置取決于煤層的危險程度、煤層透氣性能和鉆孔有效作用范圍等參數，鉆孔要均勻布置，孔底間距一般控制在1-2m，在測得有效半徑后，石門揭穿煤層預排瓦斯底鉆孔數按下式計算：

　　式中：

　　K—系數，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：金屬骨架是用于石門揭穿煤層的一種超前支架，當石門掘至煤一定距離時，在石門斷面的頂部及兩幫打鉆孔并穿透煤層全厚進入頂(底)板巖內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，并使一定范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，一般使用于薄煤層中?！都?則》規定，采用金屬骨架防突時，必須與抽放瓦斯、水力沖破或排放鉆孔等措施配合使用，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，直徑不小于5Omm的鋼管，采用鋼軌則不小于8Kg/m，其長度適當大于鉆孔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面都進行了較深入的研究，先后采用水力沖孔、金屬骨架、擴孔鉆具卸煤、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，水力沖孔措施以高壓水流為動力，對突出煤層進行沖刷卸壓，起到有效的防突作用，但該措施需用高壓水源及配套的沖孔設備，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;金屬骨架和擴孔鉆具卸煤措施主要適用于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，其應用范圍受到一定的局限;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，但該措施屬于被動的防突措施，作業成本高，且不利于過煤門掘進時防突，其安全性也有待于進一步提高;抽、排瓦斯結合導硐震動放炮揭煤措施，能夠適用于緩傾斜煤層，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。

　　鑒于國內外在石門揭煤防突研究方面的現狀，國內外突出礦區不得不投入大量的人力、財力用于揭煤防突，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鐘。

　　自六十年代以來，石門揭煤防突措施先后采用了水力沖孔措施、金屬骨架結合擴孔鉆具卸煤措施、煤層固化措施和鉆孔抽排瓦斯措施，相比之下，鉆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面的突出危險性，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，以往一般采用扇形鉆孔抽、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：石門揭煤工作面打小直徑(75mm)鉆孔→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。由于小直徑鉆孔抽放瓦斯效果差，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，成功的對九里山、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;推廣應用于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，封孔長度不下于5m，并與巷道內主抽放管路合茬，保證抽放鉆孔孔口負壓不小于0.013MPa，并在揭煤過程中保證不間斷抽放。石門為凈寬2.8m、凈直墻高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，導硐直墻高度1.4m，半圓拱逐漸變為圓弧拱，然后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，探孔鉆進采用大功率煤電鉆，確保預留巖柱的厚度，保證短導硐與煤層法距不小于2m。短導硐施工采用鉆孔光面爆破，炸藥采用乳化炸藥，毫秒電雷管引爆?？紤]到爆破對保留巖體的損傷作用，導硐施工爆破參數按設計要求，循環進尺0.9m，采用YTP-28鑿巖機打鉆，遠距離放炮。導硐采用錨噴支護方式，錨桿為φ16mm×1800mm樹脂錨桿，間排距600mm×600mm，噴射混凝土厚度100mm。

　　4.4抽放鉆孔的布置方式

　　4.4.1抽放鉆孔的布置方式的選擇

　　1、常用的抽放鉆孔布孔方式

　　石門揭煤工作面采取抽放瓦斯的防突措施，其抽放鉆孔的布置形式一般有下面幾種：

　　(1)平行鉆孔抽放

　　在石門揭煤工作面巷道兩側各掘進一個鉆場，在鉆場及石門正前平行布置鉆孔，如圖4-2。平行鉆孔布置方式的優點在于設計、施工簡便，但鉆孔工程量大，增加輔助巖巷工程，抽放與導硐掘進不能平行作業，抽放時間長。

　　(2)扇形鉆孔抽放

　　在石門揭煤工作面正前布置鉆孔，鉆孔排布呈扇形分開，如圖4-3。扇形鉆孔布置方式的優點在于施工簡便、無輔助巖巷工程，但鉆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交叉鉆孔布置抽放

　　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、巷內交叉鉆孔集中抽放的鉆孔布置方式，盡管多開挖鉆場增加了巖巷工程，但瓦斯抽放強度大、效果好，不僅可以強化石門工作面正前范圍的抽放效果，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，可有效控制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、安全三方面因素，抽放鉆孔確定巷旁截流、巷內交叉鉆孔集中抽放布置方式。

　　4.4.2交叉鉆孔布孔方式

　　根據八礦煤層特點，本次揭煤采用交叉鉆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個抽放鉆孔，掘進迎頭施工10抽放鉆孔，在耳巷和主巷底板施工40個抽放鉆。抽放孔控制巷道輪廓線以外不小于8m。

　　(2)措施施工完畢后立即用聚氨脂進行封孔，進行瓦斯抽放。施工完畢抽放孔后，經預抽15天后計算煤層瓦斯預抽率，當預抽率大于30%，且用△h2進行突出危險性檢驗指標不超時，采用前探安全巖柱辦法向前掘進短導硐，保證短導硐與煤層法距不小于2m。

　　(3)掘完導硐后在導硐迎頭施工10個抽放鉆孔并封孔連管抽采，然后向下挖底至距戊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抽放鉆孔施工要求

　　(1)在短導巷施工完成后，根據礦井戊9-10煤層特點確定鉆孔布置及各鉆孔參數。鉆孔施工必須從里向外，從巷道一幫向另一幫，施工過程中必須記錄清巖孔長度、煤孔長度、鉆孔角度、鉆孔位置和鉆孔編號等。

　　(2)每施工完畢一個鉆孔必須用壓風將炮眼內的煤巖粉吹凈并立即用聚氨脂進行封孔，封孔長度為巖孔全部封，并與巷道內主抽放管路合茬，保證抽放鉆孔孔口負壓不小于0.013MPa。若鉆孔不能及時封孔合茬抽放，要用壓風將炮眼內的煤巖粉吹凈，并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

　　工作面在距煤層頂板2m巖柱位置處，布置鉆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：巖孔小于4m的鉆孔要求全部封堵，巖孔大于4m的鉆孔，除聚氨酯封孔段以外水泥砂漿封堵長度不得少于3m。封孔前用壓風的方法將孔內積水排凈，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抽放鉆孔工藝

　　(1)鉆孔直徑和間距。鉆孔直徑選為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間距均勻布置鉆孔。

　　(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。在抽放控制范圍內，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，曾加鉆孔數量)，經措施效果檢驗有效后，方可恢復掘進施工。

　　4.4.5抽放鉆孔安全技術措施

　　(1)施工鉆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，要保證鉆孔施工期間的正常供壓風、供電及排水。

　　(2)施工鉆孔前，抽探隊要將迎頭余渣及雜物清理干凈，巷道斷面符合設計要求。

　　(3)抽探隊必須嚴格按設計施工鉆孔。鉆孔施工前，要將鉆機擺放平穩，打牢壓車柱，吊掛好風水管路和電纜。

　　(4)鉆孔施工過程中，鉆桿前后嚴禁站人，不準用手托扶鉆桿，所有施工人員要將工作服穿戴整齊。在鉆孔施工過程中，嚴禁用鐵器敲砸鉆具。

　　(5)在鉆孔施工過程中，通風區要嚴格按照《煤礦安全規程》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)在鉆孔施工過程中，若發現有突出預兆及異?，F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，并及時向礦總工程師、礦調度室、通風科、防突科及有關單位匯報，待經過處理且瓦斯等有害氣體的濃度恢復正常后，方可繼續施工。礦調度室、通風科、防突科要加強對鉆孔施工過程中的調度指揮及記錄工作。

　　(7)在鉆孔施工過程中，操作人員要嚴格按照鉆機操作規程和鉆孔施工參數精心施工，嚴格控制鉆進速度，在人工取下鉆桿及加鉆桿過程中，鉆機的控制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)鉆孔施工期間要采取措施進行孔口除塵，杜絕煤塵飛揚現象，并在鉆孔施工地點配備4只滅火器，并做好該工作面的灑水滅塵工作，杜絕煤塵堆積。

　　(9)施工鉆孔的所有設備，任何單位和個人不得隨意挪動與拆卸。施工完的鉆孔參數必須及時填寫在鉆孔施工記錄牌板上，并報礦調度室、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面時，必須采取防治突出措施，并經效果檢驗有效后，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么防突措施，都應該把震動放炮作為最后揭開煤層的方法，因為強大的震動力有助于釋放煤體內的彈性潛能，緩解壓力。它主要用于石門(或立井)揭穿煤層，對于突出危險性小，煤層壓力小于1MPa或煤厚小于0.3m時可直接采用此措施，其效果影響因素主要有：巖柱尺寸、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，不利于管理，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，但普通光爆法對圍巖的預留巖柱產生損傷作用大;分區爆破法加大了裝藥不耦合系數，可以明顯減小對保留巖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，孔與孔并聯的聯線方式，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，每平方米爆破斷面的炮眼數目按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于導硐底板布置，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，孔與孔并聯

　　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安全巖柱和效果檢驗

　　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鉆屑瓦斯解吸指標法、鉆屑指標法和鉆孔瓦斯涌出初速度法。

　　(1)效檢孔的布置采用倒三角形布孔，用大功率煤電鉆在掘進工作面打4個鉆孔，石門中間孔布置在措施孔之間，其它三個孔位于石門下部和兩側，終孔位置位于措施孔的邊緣線上。效果檢驗鉆孔布置如。效果檢驗鉆孔布置參數如表5-1。

　　5.2預留巖柱厚度的控制

　　按照《防突細則》規定：石門揭煤工作面實施抽、排放瓦斯措施時，巖柱厚度不小于3m。對于平煤八礦緩傾斜煤層條件，為了避免鉆孔的巖孔長度過大，無效鉆孔工程量大，作業時間長，而且增加了打鉆難度。確定防止石門揭煤自行揭開的預留巖柱厚度為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巖柱，當巖柱垂距3m再向前掘進時，每掘進循環在石門工作面底部和兩側打三個超前鉆孔，方向垂直煤層頂板，其超前距為2.5m，保證預留巖柱不小于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鉆孔，一個鉆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，前探安全巖柱厚度，超前鉆孔由瓦檢員、放炮員和安檢員共同驗收合格后，向調度室匯報，調度室必須做好記錄，只有在與煤層法距大于2m時，方可掘進，法距小于2m時及時向揭煤指揮部匯報，由揭煤指揮部制定措施。

　　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，掘完導硐后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鉆屑解吸指標(Δh2)、鉆屑量指標(Smax)和鉆孔瓦斯涌出初速度指標(q)，由于校檢鉆孔為負角度鉆孔，鉆屑量的采取難度大、準確率低，因此這次校檢鉆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，在掘進工作面打4個鉆孔(先用鉆頭直徑為75mm的液壓鉆機在巖層打，見煤后停止;改用鉆頭直徑為42mm煤電鉆在煤層中打)，石門中間孔布置在措施孔之間，其它三個孔位于石門上部和兩側，終孔位置位于措施孔的邊緣線上。其中：J1、J2、J3鉆孔深8m，J4鉆孔深8m，效果檢驗鉆孔控制到巷道兩幫輪廓線外2.2m，方位、角度及位置。

　　(2)操作要求：使用鉆頭直徑為42mm煤電鉆打效果檢驗鉆孔時，J1鉆孔見煤第1m打完后，自第2m開始，每米測定一次瓦斯涌出初速度q和鉆屑量S，每2米測定一次鉆屑解吸指標△h2。

　　J2、J3、J4鉆孔自見煤第2m開始，每2m測定一次瓦斯涌出初速度q、鉆屑量S和鉆屑解吸指標△h2。

　　(3)要求達到的效果及指標：經效果檢驗后，瓦斯涌出初速度q小4.5L/min，且鉆屑解吸指標△h2小于200Pa，可以留頂板厚度為1.5m向前掘進，使用木支架進行支護，達到揭煤位置后進行揭煤。效果檢驗后，瓦斯涌出初速度q大于4.5L/min，或鉆屑解吸指標△h2大于200Pa時，進行補打釋放或延長排放時間。具備的情況下，必須進行殘余瓦斯壓力的測定。

　　(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

　　效檢指標鉆屑量S(Kg/m)瓦斯涌出初速度q(L/min)鉆屑解吸指標△h2(Pa)殘余瓦斯壓力(MPa)

　　臨界值小于6小于4.5小于200(濕煤160)0.74

　　經效果檢驗后，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防突系統和安全防護

　　6.1通風系統

　　6.1.1通風系統與局部通風

　　(1)通風區要加強對通風系統的維護和檢修工作，保證通風系統穩定，局扇不喝循環風。

　　(2)該揭煤工作面的回風系統必須保證系統穩定、風流足夠和通暢，與該系統相連的風門、密閉墻等通風設施必須堅固可靠，防止突出的瓦斯涌入其他區域。

　　(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?；騻渖炔荒苷９ぷ鲿r嚴禁進行爆破作業。

　　(6)揭煤進回風的通風系統、正反向風門的數量、位置見通風系統示意圖。

　　6.1.2反向風門

　　通風區應在該揭煤工作面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)風門墻垛可用磚或者混凝土砌筑，嵌入巷道周邊巖石的深度可根據巖石的性質確定，但不得小于0.2m，墻垛厚度不得小于800mm，風門厚度不得小于50mm。兩道風門之間的距離不得小于10m，風門正面應包1.2mm鐵皮，并用2根50×50mm以上角鐵穿帶。

　　(2)門框和門采用堅實的木質結構，門框厚度不小于100mm。

　　(3)風門墻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，并實現瓦斯電閉鎖。設置如下：

　　(1)探頭T1安設距迎頭小于5m，距巷頂不大于300mm，距巷幫不大于200mm。

　　報警點：≥0.8% 斷電點：≥0.8% 復電點：<0.8%

　　斷電范圍：掘進工作面內及回風系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匯風點前10m~15m的巷道內，距巷頂不大于300mm，距巷幫不小于200mm。

　　報警點：≥0.8% 斷電點：≥0.8% 復電點：<0.8%

　　斷電范圍：掘進工作面巷道中及其回風系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匯風點后10m~15m的巷道內，距巷頂不大于300mm，距巷幫不小于200mm。

　　報警點：≥1.0% 斷電點：≥1.0% 復電點：<1.0%

　　斷電范圍：局扇及掘進工作面巷道中及其回風系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壓風自救系統

　　壓風自救系統。壓風自救系統設置在距掘進工作面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設置一組壓風自救系統，每組壓風自救系統可供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，水量不少于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，做到落巖(煤)、出巖(煤)灑水。

　　(2)巷道要經常灑水滅塵，嚴禁煤塵飛揚，風筒、電器、開關等要經常擦拭干凈。

　　(3)在距離工作面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個干粉滅火器。

　　(4)揭煤期間進入該巷道內的所有人員必須佩戴并能熟練使用自救器。

　　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，其它放炮時風門以里和回風巷道內的所有非本質安全型電氣設備全部停電，停電前后必須向礦調度室和揭煤指揮部匯報。

　　6.5揭煤放炮眼布置

　　6.5.1炮眼布置

　　在導硐施工完畢后，在導硐內進行震動放炮前的最后一次防突效果檢驗，經檢驗各種指標都不超，在導硐內下挖0.5m并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，炮眼施工完畢后，在采取了安全防護措施后，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，銅芯截面積不小于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面逐個測試其性能，保證導通和電阻誤差小于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，并用絕緣膠布包裹。

　　(2)揭煤前由揭煤指揮部要在地面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，并靠幫懸掛，與其它電纜間距不小于300mm，母線入井前，必須對其電阻進行測試。爆破網路連接完畢后，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。爆破炮眼打成之后，要用壓風將炮眼內的煤巖粉吹凈，并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，切斷工作面所有電氣設備電源，撤出三道反向風門并關閉正反向風門，將所有人員撤至安有壓風自救器處，并立即向礦調度室匯報。

　　(3)開始裝藥時，施工區隊跟班領導負責組織揭煤面撤人、停電。

　　(4)裝配引藥工作由放炮員進行，引藥不準提前制作，裝一個眼制一個引藥，不準用電雷管或金屬物品代替木錐扎眼，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，并都朝向孔底。

　　(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，只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后再扭接，并用膠布包嚴。

　　(7)放炮員在完成裝藥連線之后，最后離開，并關閉好兩道正反向風門，至拉炮地點后，向揭煤指揮部匯報，在沒有接到揭煤指揮部放炮命令前不準拉炮。

　　(8)巖眼若打穿煤層，在裝藥前必須充填入不小于200mm的黃泥。

　　6.7.3爆破

　　(1)揭煤爆破必須采用全斷面一次起爆，炮后至少兩小時后，揭煤指揮部根據情況，決定救護隊員是否進入揭煤工作面檢查爆破情況、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于800m且距反向風門不小于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)爆破前由工作面班長安排專人對爆破地點20m范圍內進行灑水滅塵，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)裝藥前后要認真檢查瓦斯情況，裝藥連線工作完畢后，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，充填深度不得小于最大炮眼深度的 1.5倍。

　　(7)未崩開石門全斷面的巖柱和煤層時，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，放炮地點距工作面的距離大于800m。放炮員操縱放炮的地點，應配備壓風自救系統和自救器。

　　(9)撤人范圍：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”制度。

　　(11) 爆破后經檢查無異常情況時，可恢復正常施工，若發生煤與瓦斯突出，則要進行突出處理后再恢復生產，恢復生產前，對停風區要進行瓦斯排放。

　　(12)放炮后經檢查無異常情況時，再進行巷道清理和支護，打好迎面支架。背好工作面，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于300mm，否則嚴禁放炮。

　　(14)放炮員和專職瓦檢員嚴格檢查工作面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后，經落實符合揭煤措施后，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分鐘且瓦斯不超限時，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，必須立即匯報揭煤指揮部，并由現場指揮負責落實專人按照《規程》規定進行處理。經確認無異常后，經現場指揮同意，其它工作人員方可進入迎頭并撤除警戒恢復送電，正常作業。

　　(6)救護隊員進入檢查時，至少要三人同行，并佩帶好氧氣呼吸器，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，檢查后應立即將檢查結果向揭煤指揮部匯報，揭煤指揮部可根據情況，決定是否撤崗、取消警戒和恢復送電等正常工作。

　　(7)放炮時，必須至少有6名救護隊員配帶氧氣呼吸器在地面待命。

　　6.8避災路線

　　避災路線：工作面→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→地面。

　　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面的檢查，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，并要求人員穩定，實行現場交接班制度。

　　(4)地測科必須準確掌握煤層的產狀、結構及頂底板巖性，并負責及時繪制成圖報有關部門，為揭煤工作提供可靠的地質數據。

　　(5)抽探隊負責施工各類鉆孔，施工時必須要有詳細的鉆孔參數記錄并匯總成表報礦調度室、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，并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，負責抽探隊鉆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，并做好每次的檢查記錄。

　　(9)礦調度室負責鉆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)揭煤工作面安裝專用電話，直通礦調度室，并保證通訊暢通。

　　(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系統設施是否完好，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)半煤巖掘進第一次采取防突措施時，必須采用小直徑排放鉆孔措施(孔徑65mm，孔數25個，孔深10m)，鉆孔全部布置在煤層軟分層內，控制范圍為巷道斷面輪廓線以外8m(包括巷道斷面內的煤層)，之后超前排放鉆孔采用直徑為75mm，孔數20個，孔深10m的防突措施，直至進入全煤層。措施孔結束之后采用鉆孔瓦斯涌出初速度法、鉆孔鉆屑量及鉆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鉆孔(即措施孔)留有不少于5m的超前距。

　　(2)石門工作面進入煤層中掘進時，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)采用鉆孔瓦斯涌出初速度法、鉆孔鉆屑量及鉆屑解吸指標法檢驗時。在掘進工作面打3個直徑為Æ42mm，中孔沿掘進方向深10m，兩邊孔的終點應位于巷道輪廓線外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。

　　鉆屑量按測定深度提前1m取煤屑。

　　測定瓦斯涌出初速度時，測量室長度1m，并做到封嚴不漏氣，封孔氣壓不低于0.2MPa，測定工作在2分鐘內完成。

　　測定瓦斯解析強度時，煤樣曝露時間為自鉆孔打至該煤樣段起經3分鐘，并按規定進行測量。

　　檢驗孔應盡可能布置在最軟的軟煤分層中，并應布置在措施孔和預測孔之間距措施孔和預測孔不得小于0.4m，鉆速為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面，任何一個指標超時為有突出危險工作面。

　　(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、并關好正反向風門，并向調度室及區隊有關領導匯報，聽候指示。

　　(6)放炮后作業人員至少等1小時之后在瓦斯濃度不超限情況下方準進入工作面。

　　(7)撤人距離不少于300m且距第一道反向風門不少于50m的全風壓通風的新鮮風流中的安全地點。反向風門以里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“一炮三檢制”和“三人連鎖放炮制”。

　　6.11防瓦斯超限

　　揭煤放炮時由于一次揭開的煤體面積大，易因起瓦斯超限，因此在揭煤時必須配足風量，配風量不少于600m3并采用雙風筒供風。

　　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煤層之后，煤層進入巷道內時，采用重慶產QFZ-22型輕便防突鉆機打淺孔排放，此方法瓦斯釋放效果顯著，同時，因上述鉆機具有操作簡便，鉆進速度快，角度、方位易定等特點，因而在過煤門期間采用此種鉆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面的情況，選取以下具有代表性的措施孔。

　　1)煤層頂板處于巷道頂板：

　　(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，終孔控制到巷道輪廓線外4m。

　　(2)排放孔上排距巷道頂板為1.1m，下排距巷道頂板2.4m，終孔控制到巷道輪廓線外8m。

　　(3鉆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系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、傘檐及殘(瞎)炮，并將巷道的雜物處理干凈，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、風筒距掌子頭大于5m、工作面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臺滅火器、足夠的沙箱及黃泥，并將堆放在掌子頭的閑雜鐵器處理干凈，以避免正在鉆進的鉆桿與工作面的其它鐵器發生碰撞而產生火花;

　　(4)打鉆時工作面必須具備銅錘及銅鍬，在上緊(或拆除)鉆桿的連接銷時，嚴禁用鐵器敲打連接銷(鉆桿)，必須進行敲打時，只準用銅錘進行敲打，當鉆孔處的煤屑堆積太多須清理時，只準用銅鍬或木鍬進行清理鉆孔處的煤屑;

　　(5)在執行措施時，工作面必須在所打鉆孔的上方掛便攜，當鉆孔出現噴孔、夾鉆或鉆孔周圍出現瓦斯超限時，必須停止打鉆，等一切恢復正常后再繼續執行措施;

　　(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，有權制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，并及時報告調度室;

　　(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、角度進行布置鉆孔;

　　(9)必須堅持除孔口灑水降塵外，還要將工作面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，必須將孔內煤粉排干凈;

　　(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，當瓦斯濃度小于0.8%方可打排放孔。

　　(12)排放孔打完后，施工單位及時向調度室匯報，填寫終孔報告單，終孔報告單上必須如實進行填寫(包括打鉆期間的異常情況)。

　　7.4措施的效果檢驗

　　措施孔打完后，必須進行措施效果檢驗，只有檢驗合格后方可進行掘進，否則必須采取增加排放鉆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。

　　兩幫效檢孔必須控制到巷道輪廓線外3m。在5m、7m處測試q值、△h2值。測試步驟和要求為：

　　7.4.1瓦斯涌出初速度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，鉆進速度控制在1m/min;

　　2)當測試孔深達到5m、7m位置時，迅速拔出麻花鉆桿，用專用封孔器封孔，封孔后測量室長度為0.5m，鉆孔內封孔膠囊的壓力達到0.2Mpa;

　　3)在測試桿末端接上氣壓表，測量1min內煤氣表轉過的數值，即為該鉆孔瓦斯涌出初速度q值;

　　4)從麻花鉆桿打到4米到測試工序完成的時間間隔不超過2min，以后每鉆到7米重復上述操作一次，同時測定其鉆屑量。

　　7.4.2鉆屑瓦斯解吸量指標的測定方法和步驟

　?、佼旑A測孔深達到5米、7米位置時，同時測△h2值和q值。

　?、谌°@屑煤量10g，過篩后，要求粒徑為1—3mm，放入瓦斯解吸儀的煤樣瓶中。

　?、勖簶友b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。

　?、墚斀馕鼉x測定后2min的瓦斯壓力讀數為△h2。

　?、輳你@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效檢后

　　效檢后，必須在工作面吊掛效檢允許進尺標志牌，并上鎖，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，并進行了相關計算;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，之后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，并制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巖柱厚度，以巷旁截流、巷內交叉鉆孔抽放為防突措施、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、巷內交叉鉆孔抽放防突措施：

　　(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面的突出危險性;

　　(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)巷旁截流鉆孔控制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巖柱厚度，有效防止揭煤自行揭開突出，降低了防突措施的施工難度。根據平煤八礦煤巖力學性質，2m預留巖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》終于劃上了圓滿的句號!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面做了彌補，使這些知識更趨于條理化、系統化。在以后的工作當中，對知識的運用能夠更加的游刃有余。

　　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，并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，為今后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。

　　由于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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