副斜井石门揭煤措施.docx
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副斜井石门揭煤措施
盘县黑皮凹子煤矿
副斜井掘进工作面石门揭煤措施
编制单位:
黑皮凹子煤矿
矿长:
于有学
编制:
冯永亮
日期:
2011年6月27日
会审意见
审核
张鹏飞
2011年6月28日
矿长助理
吴秀永
2011年6月28日
副总工程师
王步升
2011年6月28日
安全生产矿长
赵宏秀
2011年6月28日
总工程师
张鹏飞
2011年6月28日
副斜井掘进工作面石门揭煤措施
一、施工地点概况
1、副斜井现按16°倾角在煤系地层中穿层布置。
担负矸石和材料提升、进风、行人、排水、铺设管线等任务,长310m,掘进断面8.5m2,净断面7.7m2,采用半园拱形断面,锚喷支护。
2、煤层赋存及顶底板岩性特征
根据煤矿井下观测和钻探岩芯资料:
煤层顶板完整,底板无明显的泥化现象。
其稳定性为稳定至较稳定。
5号煤层:
顶板岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩,底板岩性按10m统计,顶部0.5m为泥岩,其下为粉砂岩或细砂岩或泥质粉砂岩,较坚硬,致密、较稳固。
12号煤层:
顶板岩性为泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩,夹菱铁矿薄层,不稳定,易垮落;底板岩性为泥岩、粉砂质泥岩、薄煤层、粉砂岩及细砂岩组成,有泥化、底鼓现象。
19号煤层:
顶板岩性为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩,粉砂岩及细砂岩组成不稳固,易垮落;底板为泥岩、粉砂质泥岩及薄煤层组成,稳固性较差,有泥化、底鼓现象。
20号煤层:
顶板岩性为泥质粉砂岩,较稳固;底板岩性为粉砂质泥岩,及薄煤,稳固性较差。
图1煤层结构示意图
预计井筒穿过煤层4层,编号为5、12、19、20。
其一般特征见表。
煤
层
编
号
全层厚度(m)
可采厚度(m)
煤层
间距
(m)
可采程度
稳定程度
煤层
结构
煤层顶
板岩性
煤层底
板岩性
其它
最小—最大
平均
最小—最大
平均
23.17
5
1.80-2.03
1.92
1.36-1.80
1.58
全区可采
较稳定
较
简单
泥质粉砂岩、粉砂质泥岩
粉砂岩、泥岩
一般含夹石1-2层,,厚度0.30-0.45m。
31.57
12
1.05-3.89
2.24
0.89-2.39
1.69
全矿区可采
较稳定
简单
粉砂岩
粉砂质
泥岩
含夹石0-4层,0.16-0.36m
34.9
19
1.84-2.54
2.09
1.79-2.02
1.90
全区可采
较稳定
复杂
粉砂质泥岩、泥质粉砂岩
粉砂质泥岩、泥岩
含夹石1-4层,最大夹石厚度0.20m.。
6.52
20
1.36-2.60
1.98
1.36-1.87
1.62
全矿区可采
较稳定
较
简单
粉砂质泥岩
泥质粉
砂岩
含夹石0-2层,,最大厚度0.54m
3、副斜井掘进作业预计穿过煤层分别为:
井口距煤5层斜距35米、煤12斜距100米、煤19斜距180米、煤20斜距250米。
掘进工作面掘至每层煤发线距离距5m时做防突措施。
二、煤层瓦斯赋存情况
1、瓦斯基本参数测定
煤矿瓦斯基本参数测定工作正在进行中;但在打钻过程中曾出现卡钻、顶钻、抱钻、等瓦斯动力现象。
2、临近矿井情况
煤矿井田内断层较发育,易于产生较多的吸附瓦斯,并且岩浆冷却后成为煤层顶板,阻隔了瓦斯的逸出,煤层瓦斯含量较大,煤层坚固性系数(f)普遍很小;煤矿邻近矿(恩盛煤矿、东渔煤矿)在生产中未出现过煤与瓦斯突出或瓦斯涌出现象。
煤矿必须做预测预报工作;当钻屑解吸指标△h2超出临界值160Pa。
K1最大值超出临界值0.4mL/g·min-1/2,瓦斯含量大于《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的8m3/t时,煤矿必须采取有效的防突措施。
三、井筒揭穿煤层前必须执行《煤矿安全规程》第一百九九条至二百零三条之规定。
四、石门揭煤措施
1、突出危险性预测预报
在石门工作面距煤层最小垂距3~5m时,利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打2个直径为50~70mm的预测钻孔,在其钻至煤层时,用压风吹净钻孔钻屑后改用风煤钻配专业麻花预测钻杆打预测钻孔,钻孔必须穿透煤层至煤层底板。
利用WTC瓦斯突出参数仪和MD--2型瓦斯解吸仪分别测定瓦斯解吸指标值K1和Δh2值,即每钻进1米采取一个煤样,测定一次钻屑量(S),每钻进2米用1~3mm筛子筛分钻屑取煤样,测定其瓦斯解吸指标K1和Δh2值。
根据每个钻孔孔长的每1米的最大钻屑量和每2米的最大瓦斯解吸值预测工作面的突出危险性。
其突出危险临界值见下表。
突出危险临界指标值表
钻屑量
钻屑解吸指标
突出危险性
S
(Kg/m)
Δh2
(Pa)
K1
(mL/g.min1/2)
Smax>6
Δh2max≥200
K1max≥0.5
突出危险工作面
2
Smax=6
200>Δh2max>160
K1max=0.4
突出威胁工作面
1
Smax<6
Δh2max≤160
K1max<0.4
无突出危险工作面
0
即临界指标为:
Smax=6kg/m,K1=0.5mL/g.min1/2,Δh2=200Pa
2、石门揭煤防治突出措施
石门揭穿煤层时,必须严格按照《煤矿安全规程》的有关规定掏煤巷至石门揭煤位置前5m后再掘石门与之贯通,并尽量避开地质构造复杂带和岩石破碎的区使石门揭煤时尽量揭空石门,以避免揭煤时发生突出。
如无法预掘煤巷至石门揭煤位置,则必须在石门工作面掘进至距离煤层垂距10m时,用液压钻机至少打2个穿透煤层全厚度且进入煤层顶(底)不少于0.5m的前探钻孔,并详细记录好岩性的变化情况,以便准确掌握煤层层位。
当掘进至距离煤层垂距5m时再打2个孔进行预测预报,并进行煤层瓦斯压力测定,当瓦斯压力大于0.74MPa时,工作面具有突出危险性,必须采取防治突出措施。
当预测石门工作面具有煤与瓦斯突出危险性时,必须采取排放钻孔措施排放石门工作面瓦斯。
各掘进工作面距煤层停掘处的钻孔布置如下图所示。
排放孔布置要求:
钻孔布置至石门周界外3m~5m范围,孔底间距不应大于1.5m。
用风钻打眼,钻孔直径为φ42~50mm之间。
当实测并分析措施效果有效(Smax、Δh2max值在临界值以下)后,巷道继续掘进至距离煤层垂距2m位置(如果岩层松软、破碎,应考虑适当增加揭煤岩柱)时进行揭煤的准备工作。
震动性放炮揭穿煤层措施
无论预测和检验煤层无突出危险性后,都必须采取震动性爆破揭穿煤层,震动性爆破必须一次全断面揭入煤层深度不应小于1.3m。
具体要求如下:
(a)、震动炮炮眼的布置应根据断面和岩性确定,炮眼的数目,应按4~5个/m2考虑,煤眼与岩眼的比例大致为1:
2。
(b)、岩眼不得打入煤层,岩眼底距煤层应保持0.2m的距离。
如果岩眼已打入了煤层,必须在眼底充填≮0.2m的炮泥,打透煤层的炮眼在煤眼段和岩眼段应分别装药,并用0.25m长的炮泥隔开。
单位炸药消耗量,应按照正常掘进量的1.5~2.0倍确定,且装药量尽量控制在2~3kg/m3。
(c)、所有炮眼都应在炸药与炮泥之间装1~2个水炮泥,封泥长度为:
煤眼必须密实地扎至孔口、岩眼封岩长度不应小于0.6m。
(d)、震动性放炮必须采用毫秒雷管,且最后一段的延期时间不得超过130s,先岩眼、后煤眼。
(e)、根据光面爆破要求,巷道顶部的炮眼密度应小于下部,周边眼应大于中部,周边眼的密度应保证炸出规定轮廓,以避免修整周边时发生突出。
3、防治突出措施的效果检验
各石门工作面防治突出措施执行以后,按照《防治煤与瓦斯突出细则》第34、42条规定采用煤钻屑指标法对措施进行效果检验。
检验孔孔数为4个,其中石门中间1个、石门上部和两侧各1个(各位于措施孔之间),终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。
检验方法同预测方法。
措施效检孔布置如下图所示。
4、安全防护措施
(1)揭穿煤层或在煤层中进行采掘作业都必须采取以下安全防护措施。
工作面必须有独立可靠的通风系统,并保证回风系统中风流畅通。
在有煤与与瓦斯突出的作业附近的全风压进风侧设置配备有减压压风自救系统的避难硐室。
避难硐室必须设置向外开启的隔离门(木门框厚度不得小于100mm,木风门门叶厚度不得小于60mm),并配备供水水管、足够数量的自救器和直通调度室的电话机。
下井的每个人员都必须配备AZH-40型化学氧自救器,并坚持随身携带。
坚持全井撤人放交接班炮制度,设置全井统一的放炮母线网,放炮母线必须保持完好,并消灭明接头。
放炮前严格执行停电、撤人措施,由调度室清点上井人数且无误后,下达启爆命令。
放炮30min后,由安全检查员检查无异常后,其它人员方可下井作业。
井下的电气设备必须防爆,并有专人检查、维护,严禁防爆性能不合格电气或失爆电气下井。
加强工作面支护,严格工程质量管理。
对突出的煤,必须及时清理,以防止自燃引起起瓦斯爆炸。
对突出的孔洞,应及时充填或支护,防止空洞垮塌引起再次突出。
(2)采取震动爆破措施时,应遵守下列规定:
必须编制专门设计。
爆破参数,爆破器材及起爆要求,爆破地点,避灾路线及停电、撤人和警戒范围等,必须在设计中明确规定。
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。
震动爆破必须由矿技术负责人统一指挥,爆破30min后安检人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。
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。
应采用挡栏设施降低震动爆破诱发突出的强度。
震动爆破应一次全断面揭穿或揭开煤层。
如果未能一次揭穿煤层,在掘进剩余部分时(包括掘进煤层和进入底(顶)板2m范围内),必须按震动爆破的安全要求进行爆破作业。