毕业设计永兴煤矿11601联络巷石门揭煤专项设计.docx
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毕业设计永兴煤矿11601联络巷石门揭煤专项设计
11601石门揭煤防突专项设计
兴阳煤矿属新建矿井，设计生产能力为15万吨/年，采用斜井开拓方式，采用中央并列式通风，目前尚未形成负压通风系统。
井田内主要含煤地层为二叠系中统茅口组、二叠系上统龙潭组、三叠系下统飞仙关组长兴组、大隆组。
矿井未做煤与瓦斯突出突出危险性性鉴定、煤层自燃倾向性鉴定、煤尘爆炸性鉴定。
主井、副井、风井均布置在16#煤层顶板岩石中，在施工过程中无喷孔、顶钻、卡钻现象，矿井按煤与瓦斯突出设计与管理。
为防止煤与瓦斯突出事故的发生，按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，结合我矿实际情况，特编制本专项设计。
一、11601联络巷石门概况
1、巷道概况
11601联络巷石门担负11601首采工作面运送材料、通风行人、管线铺设工作面进风等任务，同时作为工作面发生灾变时的安全通道。
11601联络巷石门在副井Y10点前20.5m处开门，方位角90°22′，平巷段施工5m，变20°上山施工75m至+1654m标高时开始落平施工石门。
预计石门施工至25-35m时揭露16#煤层。
巷道为锚网喷支护，半圆拱断面，墙毛高1.3m，毛宽3.2m，掘进断面为8.2m。
11601联络巷石门靠近2705钻孔，附近有副井掘进头施工，周围无采空区及其它开采活动。
该巷道由浙江中宇公司负责施工，所有人员全部经过入井及防突专业知识培训。
2、煤层情况
16#煤层上距6#煤层98m，下距23#煤层52m，距27#煤层73m。
16#煤层平均倾角30°，厚度0.82～2.29m，一般1.9m，属中厚煤层，全区可采。
含夹石0～3层，单一煤层占见煤点的69.4%，结构简单，厚度较稳定，为稳定煤层。
顶板为粉砂质泥岩，间接顶板为粉砂岩夹薄层菱铁岩，底板为浅灰色团块状泥岩。
3、瓦斯概况
我矿未做过瓦斯等级鉴定，根据《贵州省织金县煤矿区文家坝井田南段精查地质报告》，16#煤层的甲烷含量加重烃含量平均值大于10mg/g.r，属沼气带，二氧化碳平均值1.06%～3.4%。
根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字【2007】54号）对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，相邻矿井织金县城关镇核桃坝煤矿2006年度为高瓦斯，瓦斯绝对涌出量为5.87m³/min，相对瓦斯涌出量24.01m³/t，二氧化碳绝对涌出量为0.43m³/min，相对涌出量1.76m³。
依据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）计算，16#煤层瓦斯含量分别为9.92m³/t,依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）,采用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量16m³，故以相邻矿井的瓦斯涌出量作为设计依据。
主井、副井和风井在施工过程中均揭露过23#煤层、27#煤层，揭煤过程中瓦斯含量低，无突出危险性。
在施工11601联络巷超前钻孔时亦没发生喷孔、顶钻、卡钻等瓦斯突出现象，初步评价揭煤区域范围内瓦斯压力P＜0.74Mpa无突出危险性。
二、通风、抽放、监控及控制风流的设施
1、通风系统
由于主井、副井和风井未贯通尚未形成通风系统，11601联络巷石门依靠地面局部通风机供风，风机型号为FBD60№/2×22KW，吸风量为530--300m3/min，风口出量350m3/min，风筒选用柔性风筒直径为600mm。
并且安装了双风机双电源且自动切换装置，揭煤前后风流方向及风量不变，揭煤过程中将影响到副井迎头的掘进施工。
2、瓦斯抽放系统
低负压为2台，型号2BEA—403水环式真空泵，极限压力3300Pa，最大抽速110m³/min，功率200KW。
高负压为2台，型号2BEC—420水环式真空泵，极限压力16000Pa，最大抽速110m³/min，功率132KW。
瓦斯抽放泵站至井口为Φ300mm无缝钢管，副井主管路为Φ300mm的PVC管，副井到11601联络巷石门，副井到11601联络巷石门支管路为Φ200mm的PVC管，石门揭煤时使用高负压瓦斯泵进行抽放，主井掘进期间只使用高负压瓦斯抽放泵。
3、监测监控系统
掘进期间，安装KG9001C-q型瓦斯传感器，其报警浓度为≥0.8％CH4，断电浓度为≥1.0％CH4，复电浓度为0.99%CH4，断电范围为该掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。
地面设监控主机（KJ95N型）、辅机、打印机一台，调度终端一台。
甲烷传感器应垂直悬挂在巷道上方风流稳定的位置，距顶板不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm，用于连续监测井下气体中甲烷含量，当甲烷含量超限时，应具有声光报警功能，同时由有关设备切断相应范围的电源。
三、区域危险性预测、防突措施、效果检验、区域验证
1、区域危险性预测
按照防突规定的要求：
石门揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置和形态。
由于我矿未做煤与瓦斯突出鉴定按煤与瓦斯突出区域进行管理，在11601联络巷落平后施工5个超前钻孔，准确探明工作面与16#煤层的位置及煤层的赋存位置和形态，距煤层10m时停止掘进。
⑴、附超前钻孔设计图
前探钻孔使用2台ZLY537型煤矿用坑道钻机，钻进能力150m，钻进能力终孔75mm，2台一台工作1台备用。
⑵、前探钻孔的有关参数
钻孔编号
孔径
（mm）
施工
方位
（°）
仰角
俯角
（°）
预计见煤深度（m）
预计止煤深度（m）
终孔深度
（m）
1
75
90
0
29
32
60
2
75
75
0
39
46
62
3
75
105
0
29
32
62
4
75
90
+20
19
21
64
5
75
90
-13
46
52
62
⑶、按照防突规定的要求：
在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离10m之前，应当至少打2个穿透煤层全厚且进入煤层顶底板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。
通过取芯钻孔准确掌握揭煤区域的煤层赋存条件、地质构造等地质条件。
同时将前探钻孔作为测压钻孔，测定瓦斯压力。
根据上述规定在11601联络巷打5个前探钻孔位置向前掘进6m，这时掘进工作面迎头离煤层的法线距离为10m，开始打2个超前地质钻孔。
钻孔施工完毕后立即进行封孔，封孔长度大于5m，封孔材料用水泥。
每天由防突队测压人员进行观测并做好记录，最终压力稳定在24小时为止。
测压结束后：
当瓦斯压力P＜0.74MPa时，说明没有突出危险性；当瓦斯压力P≥0.74MPa时,说明有突出危险性。
附：
允许掘进示意图、煤层层位控制设计图
2、区域防突措施
⑴、根据防突规定要求：
煤层有突出危险时，在距离煤层最小法向距离7m之前对危险区域采取抽放瓦斯的区域防突措施，并进行效果检验直到有效。
16号煤层为倾斜煤层，倾角30°厚度1.8m，本设计抽放钻孔5排，每排7个钻孔，共35个抽放钻孔作为区域性防突措施。
钻孔控制范围要求巷道轮廓线外12m，同时保证控制范围外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m。
抽放钻孔设计参数表
序号
倾角
夹角
孔深
序号
倾角
夹角
孔深
序号
倾角
夹角
孔深
序号
倾角
夹角
孔深
1
47
61
14
10
15
17
14
19
0
-21
20
28
-7
-25
29
2
47
50
10
11
15
0
13
20
0
-20
22
29
-11
21
35
3
47
61
8
12
15
-17
14
21
0
-31
23
30
-11
14
33
4
47
0
7
13
15
-31
16
22
-7
25
29
31
-11
7
33
5
47
-31
8
14
15
-42
18
23
-7
17
28
32
-11
0
32
6
47
-50
11
15
0
31
23
24
-7
9
27
33
-11
-7
33
7
47
-61
14
16
0
22
21
25
-7
0
27
34
-11
-14
33
8
15
42
18
17
0
12
20
26
-7
-9
27
35
-11
-21
35
9
15
31
15
18
0
0
20
27
-7
-17
28
合计
758
⑵、在抽放前选择3个钻孔封孔测压。
在抽放期间安排专人搜集资料，以便对抽放效果进行评价。
按照上述设计要求即可对区域防突措施进行效果检验。
3、区域防突效果检验
通过3个测压钻孔测定瓦斯压力，当瓦斯压力P＜0.74MPa时，说明没有突出危险性；当瓦斯压力P≥0.74MPa时,说明有突出危险性。
有突出危险性时，采用区域防突措施后进行防突措施效果检验。
11601区域防突措施效果检验采用测压指标法，操作步骤为：
停止瓦斯抽放，在掘进迎头施工4个测压钻孔，所有钻孔施工完毕后立即进行封孔测压。
最终压力稳定后，当瓦斯压力P＜0.74MPa时，说明没有突出危险性措施有效；当瓦斯压力P≥0.74MPa时,说明有突出危险性措施无效。
有突出危险性时，必须重新采取区域防突措施直至有效为止。
4、区域验证（工作面危险性预测）
⑴、按照防突规定的要求，在揭煤工作面距离煤层最小法向距离5m前，必须用工作面预测的方法进行区域验证。
11601石门揭煤采用钻屑瓦斯解吸指标法：
在掘进工作面迎头打4个预测钻孔，分别布置在巷道中央、巷道顶部、巷道两侧各布置1个且有孔位于预抽内距边缘不大于2m的范围，为通过检验效果所布置的钻孔应远离抽放钻孔。
在钻孔钻进煤层时，每进1m采集一次孔口排出的粒径在1-3mm的煤屑量，测定其瓦斯解析指标K1。
当K1＜0.5Ml.（g.min½）-1并且未发现其它异常情况，说明防突措施有效该区域无突出危险性，在执行安全防护措施后，即可揭煤掘进。
⑵、当区域验证（工作面危险性预测）为突出区域时，应当根据实际情况再次实施区域防突措施，区域防突措施实施完毕后，再进行区域效果验证直至无突出危险性区域为止。
钻屑瓦斯解析指标法钻孔布置图如下：
⑶、不论检验结果如何只要出现以下瓦斯突出的征兆即可认为有突出危险性：
煤层发出霹雳声、闷雷声、机枪声、响煤炮、声音由远到近、由小到大，有短暂的、有连续的、间隔时间长短不一，煤壁发生震动或冲击，顶板来压、支架发出折断声；工作面顶板压力增大，煤壁被挤压、片帮掉渣、顶板下沉或底板鼓起，煤层层理紊乱、煤暗淡无光泽、煤质变软、煤壁发亮，工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。
四、工作面防突措施、效果检验的指标、方法及检验孔布置
1、工作面防突措施
当区域有突出危险性，对工作面进行危险性预测，当预测无突出危险性后，即可在执行安全防护措施后揭煤掘进。
否则，必须采取局部防突措施，只有在经过工作面防突措施效果检验为无突出工作面后，才可在执行安全防护措施后揭煤掘进。
经预测有突出危险时，11601石门采取抽放或排放措施（距煤层的最小法距5m前）。
⑴、瓦斯抽放钻孔
抽放钻孔布置范围在巷道两侧轮廓线外至少5m，钻孔孔底间距为4m。
工作面防突措施实施完毕后，且所实施的措施示范达到了设计要求。
在抽放钻孔的控制范围内，当进行工作面防突措施效果检验指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。
否则，加密钻孔加大抽放负压加强抽放。
再次进行工作面防突措施效果检验直至指标达到临界值以下。
且煤体瓦斯含量小于8m³／t及抽放率必须大于30％消突后方可采取安全防护措施掘进，同时利用抽放钻孔探明前方煤层赋存情况。
⑵、瓦斯排放钻孔
经区域验证有突出危险时，也可施工排放孔排放瓦斯消突措施，只有再经过工作面防突措施效果检验确认无突出危险时方可放炮掘进。
排放钻孔根据煤层倾角确定，控制范围为巷道两侧轮廓线外5m，钻孔孔底间距为2m。
排放钻孔布置：
1—56号孔，其中32号孔为测压钻孔；
抽放钻孔布置：
1、3、5、7、15、17、19、21、29、31、33、35、
43、45、47、49号钻孔。
2、工作面防突措施效果检验
局部防突措施施工结束后，必须进行局部防突措施效果检验。
局部突出危险性效果检验应选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。
具体方法是：
在巷道进入距离最小法向距离5m位置，施工校检孔设计为5个，直径42mm，孔深8-10m。
分别布置在巷道的上中下和两侧，即离巷道两帮、顶底板400mm，终孔点位于巷道断面轮廓线外2-4m处。
通过钻屑瓦斯解吸指标法测定K1指标和每米最大钻屑量。
当K1＜0.5Ml.（g.min½）-1并且未发现其它异常情况则局部防突措施有效无突出危险性，在执行安全防护措施后，继续采用边探边掘，迎头距所揭煤层最小法距2m时。
当K1＞0.5Ml.（g.min½）-1，则局部防突措施无效，必须补充实施局部防突措施直至符合上述要求后，在未发现其它异常情况下则可掘进。
抽排放钻孔参数如下表
编号
孔径
mm
施工
方位
°
仰角
俯角
（°）
见煤深度（m）
止煤深度（m）
编号
孔径
mm
方位
（°）
仰角俯角
（°）
见煤深度（m）
止煤深度（m）
1
75
45
55
10.8
11.8
29
75
26
0
15.8
20.1
2
75
34
55
8.2
10.2
30
75
18
0
14.6
18.2
3
75
18
55
7
8.8
31
75
10
0
13.2
16.8
4
75
90
55
6.2
8
32
75
90
0
12.2
15.6
5
75
-18
55
7
8.8
33
75
-10
0
13.4
16.8
6
75
-34
55
8.2
10.2
34
75
-18
0
14.8
18.4
7
75
-45
55
10.8
11.8
35
75
-26
0
16.2
20.1
8
75
45
34
9
11.4
36
75
22
-5
19.8
25.8
9
75
34
34
7.9
10
37
75
15
-5
17.5
23.4
10
75
18
34
6.7
8.9
38
75
8
-5
16
21
11
75
90
34
5.9
7.9
39
75
90
-5
14.9
19.1
12
75
-18
34
6.7
8.9
40
75
-8
-5
16.2
21.1
13
75
-34
34
7.9
10
41
75
-15
-5
17.8
23.5
14
75
-45
34
9
11.4
42
75
-22
-5
20.2
26.1
15
75
31
18
10.8
12.6
43
75
18
-9
22.8
27.8
16
75
22
18
9.5
11.5
44
75
13
-9
21.1
26
17
75
16
18
8.2
10.4
45
75
6
-9
19.4
24.3
18
75
90
18
7.1
9.5
46
75
90
-9
17.8
22.6
19
75
-16
18
8.2
10.4
47
75
-6
-9
19.4
24.3
20
75
-22
18
9.5
11.5
48
75
-13
-9
21.1
26
21
75
-31
18
10.8
12.6
49
75
-18
-9
22.8
27.8
22
75
27
7
12.6
16
50
75
16
-11
25.1
30.2
23
75
22
7
11.5
14.5
51
75
11
-11
23.6
28.9
24
75
11
7
10.4
13.2
52
75
5
-11
22.1
27.5
25
75
90
7
9.5
12.4
53
75
90
-11
20.8
26.1
26
75
-11
7
10.4
13.2
54
75
-5
-11
22.1
27.5
27
75
-22
7
11.6
14.6
55
75
-11
-11
23.6
28.9
28
75
-27
7
12.8
16.1
56
75
-16
-11
25.1
30.2
工作面防突措施效果检验孔技术参数
序号
孔径（mm）
方位（°）
倾角（°）
见煤深度（m）
止煤深度（m）
1
42
90
14
7.5
10.1
2
42
66
0
16.2
19.4
3
42
114
0
16.2
19.4
4
42
90
0
12.2
15.6
5
42
90
-7
17.5
21.7
五、工作面离煤层2m时危险性预测、防突措施、效果检验
在上述措施有效无突出危险性，在执行安全防护措施后，继续采用边探边掘，迎头距所揭煤层最小法距2m时进行最后一次危险性预测、防突措施并进行效果检验。
危险性预测采用钻屑瓦斯解吸指标法测定，当K1＜0.5Ml.（g.min½）-1无突出危险性，可实施揭煤。
否则采取抽放瓦斯、打瓦斯排放钻孔等措施，再次实施效果检验直至有效后方可揭煤。
六、石门揭煤方法
在防突措施效果检验有效并采取安全防护措施后，采取远距离放炮揭开或穿过煤层。
揭开或穿过煤层时应遵循如下原则：
1、应尽量一次全断面揭开或穿过煤层。
2、当不能一次全断面或穿过煤层时，在揭开或穿过其余部分时，应严格执行石门揭煤的安全技术措施。
3、从开始揭开煤层直至穿过煤层全厚进入顶板的全过程，每次放炮前必须进行突出危险性预测。
预测方法为钻屑解吸指标法。
经预测无突出危险性时，在保证不小于2m预测超前距并执行安全防护措施的前提下，方可掘进作业，否则必须采取防突措施并进行效果检验，直至效果检验合格为止。
防突措施与煤巷掘进时采取的防突措施相同。
七、安全防护措施
1、揭煤前，必须有矿领导带班作业，发现异常征兆及时汇报并进行认真研究，查找分析原因。
2、揭煤前，施工队严格按照测量给定的中腰线进行施工，严格控制循环进尺，每班填写进尺报表，确保进尺填报无误。
3、揭煤前，由机电科、防突队负责把副井、11601联络巷石门内的电气设备重新进行检修，严禁有失爆现象。
4、揭煤前，必须在11601联络巷内安装瓦斯传感器2个、人员定位探头1个，确保信号畅通。
5、揭煤前，在11601联络巷与副井连接处，安装一组压风自救装置，每组压风自救安设8个减压阀和呼吸罩共8个人使用，每人压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
6、揭煤前，将副井、11601联络巷石门内的风筒重新吊挂、缝补，杜绝漏风现象，严禁用铁丝吊挂。
7、揭煤前，确保实行双风机、双电源并自动切换，确保实现风电闭锁、瓦斯电闭锁。
8、放炮前，副井和11601内所有人员必须全部撤到地面，在副井以外正前方50m或左右方20m以外的地点实施远距离放炮。
9、放炮后，必须至少等30min等炮烟吹散，由救护队人员进入工作面检查，检查煤层揭露、支架状况、瓦斯浓度及通风设施，在瓦斯浓度不超限，无煤层突出，通风系统正常的情况下，方可解除警戒，恢复送电，正常施工作业；
10、所有入井人员佩戴隔离式化学氧自救器，未携带者严禁入井。
下井人数、行走路线根据现场情况确定。
八、揭煤段的支护措施
1、距离揭煤点10m开始加强支护，即将原来18x1800mm全部改为20X2000mm的锚杆，间排距缩小为600x600mm，顶部加打锚索，规格Ф15.24mm，1×7预应力混凝土低松弛钢绞线并配以MX锚具，锚索托板200mm×200mm×20mm的铁托板。
锚索长度一般为L=6000mm,施工中以打到坚硬顶板处为原则。
每根锚索用3块K25350树脂锚固剂锚固，锚索的预紧力不小于100KN，不大于120KN，锚固力不小于200KN。
2、采取短循环进尺揭煤。
每次的循环进尺控制在1m范围内。
3、严格控制炮眼深度、数量及装药量，严格按作业规程去操作。
九、石门揭煤防突安全措施
1、措施钻孔参数必须严格按照设计参数施工，不得随意更改；如因现场条件等因素不能按措施要求施工时，施工单位必须立即报告矿调度室，由矿调度室通知有关部门到现场鉴定，然后由原设计部门提出更改措施意见，经矿技术负责人批准后执行。
其他单位和个人不得随意改变。
2、打钻作业前，现场施工负责人必须严格执行敲帮问顶制度，密切观察巷道顶板状况，发现顶板掉渣、压力增大等有片帮、冒顶危险时，立即停止作业，人员撤出危险区，并汇报矿调度室进行处理。
3、打钻作业时钻机必须安设稳固，永久性支护要紧跟石门揭煤工作面，严禁空帮空顶，无压风不准作业。
4、每次打钻时，施工人员必须密切观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象，当发生严重喷孔、煤炮剧烈等动力现象，应立即停止作业，停电撤人，并汇报矿调度室，待动力现象消失，且瓦斯浓度降到1%以下时方可恢复作业。
5、每次放炮前，必须对所有钻孔和煤体中形成的孔洞内注满水或以炮泥充实。
6、突出预测打钻和超前钻孔时，施工人员应站在钻孔孔口两侧，不得站在钻孔孔口正后方及钻孔延长线上，严禁面对钻孔孔口观察钻进情况，以免发生钻孔喷孔伤人。
7、在进行突出预测时，预测人员应严格观察工作面构造及施工预测钻孔过程中喷孔、夹钻、响煤炮、瓦斯等异常现象，并作相应记录。
8、突出区域作业人员必须熟悉隔离式自救器的性能和使用方法，否则不得上岗。
十、揭煤时的安全技术措施
1、工作面装药前必须对现场工程质量、顶板支护、通风设施等进行验收合格后，方可开始装药，全断面一次起爆；
2、放炮前必须对所有钻孔和煤体中形成的孔洞内注满水或以炮泥充实；
3、开始装药前半小时，由跟班干部安排责任心强的同志担任警戒任务，警戒期间严禁任何人以任何理由进入警戒范围内，警戒撤人范围：
井口正前方50m，左右各20m。
4、参加揭煤人员必须熟悉避灾路线，一旦发生煤与瓦斯突出，马上佩戴好自救器，立即按避灾路线撤人。
5、必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度。
6、必须加强工程质量管理，严格空顶作业。
十一、组织领导
1、成立揭煤工作领导小组
组长：
雷明银
副组长：
戴建光（总工程师）徐爱强（生产矿长）穆月祥（安全矿长）杨恒广（机电矿长）
成员：
任尚友伊纪华孙建民欧斯伟李成汪强施工队长当班班长当班安全员当班瓦检员
2、人员分工及相关责任
雷明银：
全面负责石门揭煤工作。
矿长是揭煤工作的第一责任人，对揭煤期间的安全、生产负总责。
戴建光：
负责揭煤设计、安全技术措施等技术工作。
总工程师对揭煤期间的技术工作负责，揭煤设计不符合实际时应及时作出调整，现场所收集的相关数据及时进行分析处理，以便指导现场施工。
徐爱强：
组织协调石门揭煤期间的生产组织工作。
负责揭煤期间各部门的调度，及时处理各种影响揭煤施工的问题，是揭煤工作的具体负责人。
穆月祥：
做好石门揭煤期间各种防突措
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