金鹅池煤矿西风井石门揭煤防突设计2.doc

西风井揭煤技术方案及安全措施 一、工程概况 1、巷道名称金鹅池煤矿西风井 2、巷道位臵设计井口X3121388.711 Y35527753.711 Z435.00m 方位角α37倾角300 3、巷道主要技术特征 1总工程量约250m 2巷道断面特征及参数采用半圆拱断面,巷道净宽为3200mm,净高 为2900mm。在飞仙关组T1J中挂口,西风井平巷55米后,以-300倾角向下,顺序由上而下揭露飞仙关组T1f2-1、长兴组P2C、止于龙潭组P2LC11煤 层底板岩层段,岩性主要以石灰岩、砂质泥岩、砂岩、煤层为主。目前已施 工216m,预计在位于回风斜井向下227.67 m处见C11煤层,现距煤层顶板垂 距为7.82米,穿过煤层段长度为1.8米。 225.54m开始第一次揭煤揭C11 煤层。见附图1西回风斜井平、剖面图。225.54m处距煤层1.5m垂距 4、地质构造及水文地质 根据精查地质报告表明该巷道西风井巷道布臵范围内不会遇见大的地 质构造,但不排出可能遇到较小的岩溶裂隙和地质构造影响。 该区域地层为回龙向斜西翼,向斜轴部偏上部位,构造简单,岩层走向 北东、倾向西北。煤岩产状890.005,属较难抽煤层; C11煤层透气性系数0.616 m2/Mpa2.d,属可以抽放煤层。以透气性为主要指标评价煤层可抽性,C11煤层属可抽放煤层。 2、预抽煤层有关参数 回风斜井采取区域防突抽放瓦斯,则在距煤层法线7.83m处进行瓦斯抽采。瓦斯抽采钻孔布臵见插图1 首先在距煤层法线处的回风井筒碛头处南北两侧,各打一个耳洞作为钻场,施钻面与碛头面斜度要一致。钻场宽为2000mm,高为2900mm ⑴抽放钻孔控制范围控制巷道顶板12m,底板12m,左帮12m,右帮12m。 ⑵抽放钻孔布臵原则钻孔抽放半径选择为1.5米,均匀布孔,所有钻孔必须穿过C11煤层,打入煤层底板500mm; ⑶抽放钻孔个数 水平孔距为700mm,铅垂孔距巷道底板200mm;瓦斯抽采钻孔眼底为扇形布臵,眼底距沿煤层倾斜方向为4028mm,水平投影间距为2955mm。 抽放孔布臵总数为140个;共14排,每排10个;钻孔布臵图附后 ⑷抽放钻孔直径Ф87mm。打到设计位臵后,再埋设抽放管;抽放孔口管采用Ф25mm,长度为5000mm ⑸预抽煤层控制范围控制巷道顶板12m,底板12m,左帮12m,右帮12m。则控制面积S长宽40.28m29.55m1190.274m2; ⑹控制范围内煤层瓦斯储量 控制范围煤层瓦斯总储量控制面积煤厚煤容重煤层瓦斯含量 1190.2741.81.4813.4242553 m3; 式中控制面积为1190.274m2; C11煤层厚度为1.8m; C11煤层容重为1.48t/m3; C11煤层瓦斯含量13.42m3/t; ⑺控制范围内预抽煤层瓦斯量 预抽后吨煤瓦斯含量8m3/t,即7.9 则预抽煤层瓦斯量为1190.2741.81.4813.42-7.917503.3m3; ⑻预抽瓦斯时间 预计抽放管内平均瓦斯浓度2; 预计每天抽放量30 m3/分钟60分钟24小时20.5432 m3 ; 预计抽放时间17503.3m3432 m3 /天40.5天; ⑼预抽煤层效果评估参数 预抽后煤层瓦斯压力0.74Mpa; 预抽后煤层吨煤瓦斯含量30; 根据每天抽放量确定实际抽放量和抽放时间,经计算达到上述三项指标后,停止抽放。 3、施工中的注意事项 ①采用预抽煤层瓦斯防治突出措施时,钻孔封堵必须严密,封孔深度5m。钻孔孔口抽放负压不应小于13kPa,并应使波动范围尽可能的降低; ②在最外圈抽放孔外1m左右适当位臵布臵一个测压孔,进行抽放措施范围内的瓦斯压力检测。预抽煤层瓦斯后,11号煤层残存瓦斯含量应小于该煤层原始瓦斯含量,瓦斯压力0.74Mpa; ③煤层瓦斯预抽率应大于30。煤层瓦斯预抽率应用钻孔控制范围内煤层瓦斯储量与抽出瓦斯量、风排瓦斯量进行综合计算; ④为了保证抽放效果,防止抽放管在孔口漏气,各个钻孔抽放管全部埋好后,喷射C20砼200mm厚,将工作面全部封闭; ⑤达不到预抽指标时,必须采取加密打钻孔进行抽放,并延长抽放时间,减少抽放管路漏气影响,确保抽放效果; ⑥达到抽放效果后,先上报抽放效果评估报告,待监理和业主审批后实施效果检验; 3、预测钻孔布臵 1、瓦斯抽采预测钻孔布臵 回风斜井采取区域预抽瓦斯,进行效果检验时,则在距煤层法线7.83m 处抽采钻孔施钻面上布臵检测孔,瓦斯抽采检测钻孔布臵见插图1 断面上的检测孔布臵数量为4个,呈锥台形控制预抽瓦斯区域,检测孔开口位臵见插图1断面图上的位臵,检测孔眼底均布臵在防突控制范围边界2米的地方,其检测孔技术参数按实际见煤的煤层产状和回风斜井巷向确定后进行施工。 采用残余瓦斯压力指标及残余瓦斯指标法预测,当预测不超标时,施工队则组织浅循环掘进。 三、局部防突措施 1、揭煤前抽放钻孔布臵 1、抽放钻孔布臵 回风斜井216m距离煤层法7.82m处采用区域上区域防突技术措施预测后,无煤与瓦斯突出危险性前掘到220.2m距煤层法向5m、223.26m距离煤层法向3m、225.54m距离煤层法向1.5m处时,经预测有指标超标,有煤与瓦斯突出危险时,均要采取局部综合防突技术抽放措施处理,则在距煤层法线5m、3m、1.5m处进行瓦斯抽排放。瓦斯抽放钻孔布臵见插图2 一、西风井220.2m处预测预报距煤层法向5m 在工作面距11号煤层法向距离为5m即井筒斜长220.2m时,施工3个预测孔,对11号煤层进行预测预报,确定西风井工作面有无突出危险性,,若有突出危险性,则采取抽放措施进行防突。 1、工作面突出危险的初步判定 在11号煤层中掘进时遇下列情况之一时,掘进工作面具有突出危险 ⑴掘进工作面在11号煤层中,遇煤层构造破碎带、断层、褶曲及火成岩侵入时。 ⑵11号煤层赋存条件急剧变化的区域。 ⑶掘进工作面应力迭加的区域。 ⑷在掘进工作面施工过程中出现喷孔、顶钻等动力现象。 ⑸工作面出现明显突出预兆。 2、预抽煤层有关参数 ⑴抽放钻孔控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m,钻孔抽放半径2m。 ⑵抽放钻孔布臵原则均匀布孔,所有钻孔必须穿过11号煤层,打入煤层底板500mm; ⑶抽放钻孔个数20个;共5排,每排4个;钻孔布臵图附后 ⑷抽放钻孔直径Ф75mm。打到设计位臵后,再采用Ф93二级钻头扩孔,扩孔长度6m,以便于埋设抽放管;孔口抽放管采用6’的PPR管,连接管采用Ф25mm的白胶管,并在每根管上安设闸阀。 ⑸预抽煤层控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m。则控制面积S长宽19.29m16.15 310.372m2; ⑹控制范围内煤层瓦斯储量 控制范围煤层瓦斯总储量控制面积煤厚煤容重煤层瓦斯含量 310.3721.81.4813.4211096 m3; 式中控制面积为310.372 m2; C11煤层厚度为1.8m; C11煤层容重为1.48t/m3; C11煤层瓦斯含量13.42m3/t; ⑺控制范围内预抽煤层瓦斯量 预抽后吨煤瓦斯含量8m3/t,即7.9 则预抽煤层瓦斯量为310.3721.81.4813.42-7.9 4564m3; ⑻预抽瓦斯时间 预计抽放管内平均瓦斯浓度2; 预计每天抽放量30 m3/分钟60分钟24小时20.5432 m3; 预计抽放时间4564m3432 m3 /天10天; ⑼预抽煤层效果评估参数 预抽后煤层瓦斯压力0.74Mpa; 预抽后煤层吨煤瓦斯含量30; 根据每天抽放量确定实际抽放量和抽放时间,经计算达到上述三项指标后,停止抽放,打效果检验孔进行效果检验。 3、预测预报突出危险性参数设定 ⑴打钻过程中钻孔无喷孔等动力现象; ⑵煤层瓦斯压力P0.74Mpa; ⑶瓦斯解吸指标K1值0.5干煤为0.4 只有当上述三个条件有一个符合时,则工作面具体突出危险性,对11号煤层必须进行局部防突措施。 二、西风井223.26m处预测预报距煤层法向3m 在工作面距11号煤层法向距离为3m即井筒斜长223.26m时,施工3个预测孔,对11号煤层进行预测预报,确定西风井工作面有无突出危险性,,若仍有突出危险性,则采取抽放措施进行防突。 1、工作面突出危险的初步判定 在11号煤层中掘进时遇下列情况之一时,掘进工作面具有突出危险 ⑴掘进工作面在11号煤层中,遇煤层构造破碎带、断层、褶曲及火成岩侵入时。 ⑵11号煤层赋存条件急剧变化的区域。 ⑶掘进工作面应力迭加的区域。 ⑷在掘进工作面施工过程中出现喷孔、顶钻等动力现象。 ⑸工作面出现明显突出预兆。 2、预抽煤层有关参数 ⑴抽放钻孔控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m;钻孔抽放半径2m。 ⑵抽放钻孔布臵原则均匀布孔,所有钻孔必须穿过11号煤层,打入煤层底板500mm。 ⑶抽放钻孔个数20个;共5排,每排4个;钻孔布臵图附后 ⑷抽放钻孔直径Ф75mm。打到设计位臵后,再采用Ф93二级钻头扩孔,扩孔长度6m,以便于埋设抽放管;孔口抽放管采用6’的pp管,连接管采用Ф25mm的白胶管,并在每根管上安设闸阀。 ⑸预抽煤层控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m。 则控制面积S长宽19.29m16.15 310.372m2; ⑹控制范围内煤层瓦斯储量 控制范围煤层瓦斯总储量控制面积煤厚煤容重煤层瓦斯含量 310.3721.81.4813.4211096 m3; 式中控制面积为310.372 m2; 11号煤层厚度为1.8m; 11号煤层容重为1.48t/m3; 11号煤层瓦斯含量13.42m3/t; ⑺控制范围内预抽煤层瓦斯量 预抽后吨煤瓦斯含量8m3/t,即7.9 则预抽煤层瓦斯量为310.3721.81.4813.42-7.9 4564m3; ⑻预抽瓦斯时间 预计抽放管内平均瓦斯浓度2; 预计每天抽放量30 m3/分钟60分钟24小时20.5432 m3; 预计抽放时间4564m3432 m3 /天10天; ⑼预抽煤层效果评估参数 预抽后煤层瓦斯压力0.74Mpa; 预抽后煤层吨煤瓦斯含量30; 根据每天抽放量确定实际抽放量和抽放时间,经计算达到上述三项指标后,停止抽放,施工效果检验孔进行效果检验。 3、预测预报突出危险性参数设定 ⑴打钻过程中钻孔无喷孔等动力现象; ⑵煤层瓦斯压力P0.74Mpa; ⑶瓦斯解吸指标K1值0.005,属较难抽煤层; 11号煤层透气性系数0.616 m2/Mpa2.d,属可以抽放煤层。以透气性为主要指标评价煤层可抽性,11号煤层属可抽放煤层。 2、预抽煤层有关参数 ⑴抽放钻孔控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m;钻孔抽放半径2m。 ⑵抽放钻孔布臵原则均匀布孔,所有钻孔必须穿过11号煤层,打入煤层底板500mm; ⑶抽放钻孔个数20个;共5排,每排4个;钻孔布臵图附后 ⑷抽放钻孔直径Ф75mm。打到设计位臵后,再采用Ф93二级钻头扩孔,扩孔长度6m,以便于埋设抽放管;孔口抽放管采用6’的pp管,连接管采用Ф25mm的白胶管,并在每根管上安设闸阀。 ⑸预抽煤层控制范围控制巷道顶板5m,底板5m,左帮5m,右帮5m。则控制面积S长宽19.29m16.15 310.372m2; ⑹控制范围内煤层瓦斯储量 控制范围煤层瓦斯总储量控制面积煤厚煤容重煤层瓦斯含量 310.3721.81.4813.4211096 m3; 式中控制面积为310.372 m2; 11号煤层厚度为1.8m; 11号煤层容重为1.48t/m3; 11号煤层瓦斯含量13.42m3/t; ⑺控制范围内预抽煤层瓦斯量 预抽后吨煤瓦斯含量8m3/t,即7.9 则预抽煤层瓦斯量为310.3721.81.4813.42-7.9 4564m3; ⑻预抽瓦斯时间 预计抽放管内平均瓦斯浓度2; 预计每天抽放量30 m3/分钟60分钟24小时20.5432 m3; 预计抽放时间4564m3432 m3 /天10天; ⑼预抽煤层效果评估参数 预抽后煤层瓦斯压力0.74Mpa; 预抽后煤层吨煤瓦斯含量30; 根据每天抽放量确定实际抽放量和抽放时间,经计算达到上述三项指标后,停止抽放。 3、揭煤前局部防突瓦斯抽放预测钻孔布臵 回风斜井若采取局部综合防突措施预抽瓦斯,进行效果检验时,则在距煤层法线5m、3m、1.5m处抽放钻孔施钻面上布臵检测孔,瓦斯抽采检测钻孔布臵见插图2 断面上的检测孔布臵数量为4个,呈锥台形控制预抽瓦斯区域,检测孔开口位臵见插图2断面图上的位臵,检测孔眼底均布臵在防突控制范围边界2米的地方,其检测孔技术参数按实际探煤的煤层产状和回风斜井巷向确定 后进行施工。 采用钻屑瓦斯解吸指标法预测,当预测不超标时,施工队则组织浅循环掘进。 2、过煤门预测及检验钻孔布臵 在揭开煤层而未全断面揭穿煤层时,必须对该煤层进行顺层预测及检验,预测及检验孔不得少于4个。其中巷道底部中线位臵1个,正中起拱线位臵1个,巷道底部两帮各1个,钻孔必须控制巷道轮廓线外2m,其布臵方式详见附图5预测钻孔布臵示意图。 四、施工队边掘边探及刷斜面施工方法 1、边掘边探施工方法 当掘进至距煤层法向距离5m时,施工队必须用5.0米长钎子打探眼,严格执行“先探后掘,探三米掘一米”的规定;探眼个数为两个,一个位于巷道中心线和起拱线的相交处,并平行于掘进方向;另一个位于巷道中心线和底板交点向上0.5m处,探孔眼底端位于巷道底板轮廓线外2m 处。探眼的布臵见附图4 探眼布臵示意图。 2、掘进工作面刷斜面施工方法 当施工队掘进至距煤层法向距离1.5m时,再进行一次煤层突出危险性预测,当预测不超标时,则按煤层倾角将碛头刷成斜面,保证足够的岩柱,然后一次性揭穿煤层。 碛头刷斜面布臵在揭煤措施中补充完善。 3、穿过煤层段防突技术要求 斜井均采用远距离放炮揭穿通过煤层。当石门揭穿煤层后,由项目部组织防突人员采用钻屑量和钻孔瓦斯涌出初速度指标法对回风斜井两侧煤层进行突出危险性预测。预测煤层无突出危险时方可继续采用远距离放炮掘进,由于C11煤层为两个分层,以后每掘一个循环都要进行突出危险性预测,每次只有在预测都不超标的情况下,方可采取远距放炮揭穿该煤层,直到进 入煤层底板法2m时截止。 五、巷道穿过煤层段巷道支护形式 西风井采用远距离放炮揭开C11煤层后过煤门煤巷段施工,其巷道支护方式如下 以C11煤层顶板界面为准沿回风斜井倾斜方向各外推5m作为加强支护段,该段巷道采用锚网喷金属骨架复合支护方式。 ⑪、超前支护 施工中巷道围岩稳定时,不考虑超前支护;围岩不稳定时,亦可考虑超前支护,即放炮后立即打超前锚杆Φ182000mm或超前管棚Φ383000mm/根进行护顶。 ⑫、初次支护 初次支护选择锚网喷砼。锚杆规格为Φ182000mm,全断面挂网、喷砼标号C20,厚为50mm。锚杆呈矩形布臵,排间距为900900㎜。 打好超前锚杆后,喷射C20砼50mm,及时封闭巷道围岩,防止巷道围岩风化垮落; 3、永久支护 永久支护采用金属骨架砼。金属骨架钢拱架,采用15Kg/m钢轨弯制而成,钢拱架设间距为800㎜,架间采取拉杆联接固定,同时辅以稳桩防倒。永久支护喷砼标号C20,厚为100mm。 4、冒落空间处理西风井井筒在过C11号煤层段时,如遇顶板冒高较大时,则在金属拱架背后铺设背板,并全断面铺设Φ6.5钢筋网,再用毛石、袋装矸石浇筑成砼将围岩间隙全部充填密实;防止拱架背后局部冒落带瓦斯积聚。 六、安全防护措施 1、远距离放炮 西风井采用远距离放炮揭开C11煤层和过煤门施工,井下全部撤人断电, 地面工业广场内也全部撤人断电,在井口100m外的安全地方起爆。 ⑴、炮眼布臵、数量及爆破参数表,详见爆破图表。 ⑵、爆破时遵守下列原则 ①、所用的炸药为3级煤矿许用乳化炸药,规格为Φ32mm240mm200g;雷管采用铜脚线毫秒延期电雷管,且雷管延期总时间不超过130ms。 ②、每发雷管使用前,必须进行导通试验并检测电阻,选用单发电阻值为5Ω的电雷管其它阻值的电雷管不许使用,同次放炮所用电雷管的电阻值差应小于0.2Ω。不同厂家的雷管严禁混合使用。 ③、施工时严格按设计要求布臵炮眼,按爆破图表要求进行装药、联线。 ④、所有炮眼在炸药与封泥间装12个水炮泥,且封泥必须密实装至孔口。 ⑤、放炮时不得跳段使用毫秒延期电雷管,联线方式采用大串联方式;两雷管脚线必须用绝缘胶布全部包好,雷管脚线与母线连接处也必须用胶布包好。联线完毕后必须用电阻检测仪检测整个爆破网络电阻,符合要求后才能起爆; ⑥、起爆器选用MBF500型启爆器,放炮母线采用专用电缆,尽量减少接头; ⑦、起爆电流验算 a.放炮母线电阻RΡL/S0.018500/200.45Ω; b.初始电流iE/R1800/5500.457.19A; c.CR的乘积CR20131.52630 UF-Ω查表得Φ0.37 d.等效平均电流IiΦ7.190.372.66A; 由以上可知等效平均电流大于康铜线雷管的准爆直流电流I02A的2倍,满足起爆要求。 ⑧、起爆地点选在井口100m外的安全地方; ⑨、起爆时撤人范围井下全部撤人,西风井井口临时住房全部撤人, 全部撤至安全线以外,并设岗警戒; ⑩、起爆时停电范围切断井下所有电源,井口100m以内地面用电设施全部切断电源; 全部工作准备就绪后由揭煤领导小组组长下达放炮指令,放炮1小时后,由救护队下井观察、检查瓦斯等有关情况,根据检查情况,由领导小组组长确定恢复通风、送电、排瓦斯等工作。过煤门施工每次放炮同前。 2、压风自救系统 在西风井打抽放钻孔前,在工作面后方20m设臵一组压风自救系统,西风井上平巷信号硐室内设备一组压风自救系统。每组压风自救系统安装9个减压阀和自救袋,能保证9个人同时使用。 3、个体防护 ①、所有下井人员必须携带自救器,下井人员必须能正确使用。因自救器是一次性的,只能使用一次,每个人必须爱护好不得损坏。 ②、西风井揭煤放炮及过煤门施工放炮时,井下全部撤人,在地面启爆。 ③、所有下井人员必须能正确使用压风自救系统。 五、揭煤时期主要生产系统 ⑪、矿井基建工程掘进工作面通风系统 本矿井初设矿井建成后采用对角式通风方式,抽出式通风方法,走向长壁采煤工作面采用“U”型通风,倾斜长壁采煤工作面采用“Y”型通风,掘进工作面采用局部通风机压入式通风。按矿井需风情况,经计算矿井第一水平初期总风量为105.0m3/s;后期总风量为115.0m3/s。 矿