xx副斜井揭14号煤措施

措施（方案）报审表工程名称潞安五里堠煤业副斜井揭14号煤施工安全技术措施致山西煤炭建设监理公司（监理单位）我单位已完成了潞安五里堠煤业副斜井揭14号煤施工安全技术措施的编制，并经我单位上级相关负责人审查批准，请予以审查。附潞安五里堠煤业副斜井揭14号煤施工安全技术措施承包单位（章）项目经理日期专业监理工程师审查意见专业监理工程师日期总监理工程师审核意见项目监理机构总监理工程师日期副斜井揭14号煤施工安全技术措施中煤三建（集团）有限责任公司二十九工程处二一一年三月潞安五里堠煤业副斜井揭14号煤施工安全技术措施编审单位签名日期编写编制单位审核技术股安调站施工队机运队机电经理审批人员安全经理批准人项目经理中煤二十九工程处五里堠项目部1前言12矿井基本情况221地质概况2211井田地质概况2212区域地质概况322矿井生产概况323矿井瓦斯情况43揭煤总体技术方案431揭煤防突工艺流程432立井揭煤施工过程633立井揭煤前的准备工作64井筒揭煤突出危险性预测741超前钻孔探测742煤层瓦斯压力测定843煤层突出危险性预测9431立井揭煤区域性预测9会审意见432揭煤工作面突出危险预测1044煤层突出危险性评价115井筒揭煤突出防治技术措施1251防突措施方法1252立井揭煤区域防突措施1253揭煤局部防突措施13531局部抽排措施13532超前支护措施13533超前小导管146防突措施效果检验157井筒揭穿煤层的安全防护措施。158井筒揭穿煤层的揭煤方法169瓦斯涌出治理措施1791立井揭煤通风系统1892建立瓦斯检查和检测制度18921人工检测18922自动检测1993瓦斯爆炸防治措施2094煤尘爆炸防治措施2110立井揭煤组织管理2111揭煤所需的设备及仪器仪表2212工作进度安排22目录第一章工程概况1第二章煤层位置及瓦斯情况2第三章副斜井井筒揭煤防突措施工艺流程4第四章远距离放炮10第五章辅助系统改造和管理13第六章劳动组织14第七章安全技术措施15附图18前言山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司由左权龙泉冶金铸造有限公司五里堠煤矿重组而成，位于左权县城南25KM处西寨村西北，隶属河南乡管辖，井田北起紫会村南100M，南至榆林坪村以北600M，东自沟里村与西寨村一线，西至范家庄一线，为一不规则的多边形，走向长1645KM，倾向长1633KM，井田面积为98602KM2,拟开采315号煤层，兼并重组后生产能力为120万T/A。副斜井开口坐标设计为X4104241987Y19709177472Z11816，井筒工程量为60009M，巷道设计坡度7、22，断面为直墙半圆拱型。其中表土段明槽216M，基岩段57849M，其中表土段采用钢筋混凝土支护；风化基岩段采用U29型钢架浇筑混凝土支护，基岩段采用U29型钢架喷射混凝土支护。矿井设计为高瓦斯矿井，根据井筒2号、3号检查孔地质资料显示此次穿过的煤层为14煤层，为保证安全顺利的揭开14煤层，特编制副斜井揭穿14煤层安全技术措施，以指导现场揭煤施工。施工安全技术措施编制依据1）矿井初步设计说明书2山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告3）潞安集团左权五里堠煤业有限责任公司副斜井井筒施工图纸。4）2号、3号检查孔综合柱状图。5）煤矿安全规程。国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局，2009年。6防治煤与瓦斯突出规定国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局，2009年；7）远距离爆破技术条件（MT/T9592005），中华人民共和国煤炭行业标准，2005年；2矿井基本情况21地质概况211井田地质概况本井田位于太行山西麓，属中低山地貌，地表间或第四系黄土覆盖，山西组、太原组含煤地层大部埋藏地表以下，仅东部有少量出露。井田可采煤层位于山西组和太原组；可采煤层上覆地层有石灰系上统太原组和二叠系下统山西组、下石盒子组、上统上石盒子组及第四系黄土层。其中太原组、山西组和上、下石盒子组均属碎屑岩沉积，主要由各粒级砂岩和泥岩、砂质泥岩呈互层状组成。一般砂岩、砂质泥岩属中等坚硬岩石，性脆，可塑性差。泥岩则为软质岩石，受力易变形。上述互层状岩层在遭遇构造运动时，一般先进行弯曲变形，形成幅度不同的褶曲，当构造应力超越岩层变形极限时，就产生节理裂隙，甚至断裂。井田内的褶曲和断层即为构造运动的产物。但对构造运动过程中引发的一般强度不大的地震来说，不会对岩层结构造成大的破坏。对于基岩地层上覆的第四系黄土层来说，其结构松散，柱状节理发育，在有水介质的作用下易发生滑坡、坍塌，在地震活动时则易发生垮塌和形成裂缝。一、区域地质1、区域地层井田位于山西断隆沁水台凹沁县凹陷的中东部，其东侧为太行山断拱。出露地层由东向西依次由老至新，主要为上太古界五台超群石咀群金刚库组（桐峪组）；上中元古界长城系常州沟组、串岭购组；下古生界寒武系奥陶系；上古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系及第四系等。地层特征如表2、区域构造井田所在区域的西部以走向NE的相互平行的褶皱为主，以石厘向斜为代表。东部以走向NNE的断裂为主，具代表性的为走向NNE的高平断裂带斜贯其中。3、岩浆岩区域内的左权桐峪一带有五台早期变质基性超基性杂岩，侵入于五台超群石咀群金岗库组黑云斜长片麻岩中，顺层侵入，倾向北西西，上盘陡，下盘缓，长度7KM，宽度200300M，面积17KM2。杂岩体主体为变质基性岩，变超基性岩次之。晋宁期基性岩墙，岩性为辉绿岩，侵入于长城系，被寒武系覆盖。区域地层表地层单元界系统组厚度（M）主要特性全新统（Q4）030黄褐色亚粘土、粗细粉砂岩、砂砾石层新生界第四系Q全新统（Q3）050黄褐色粉砂土中统（T2）二马营组（T2ER）461504灰绿、黄绿、灰白浅肉红色长石砂岩与红棕、灰紫红色泥岩、砂质泥岩互层和尚沟组（T1H）164279紫红砖红色砂质泥岩夹紫红、砖红色细粒长石砂岩中生界三叠系T下统（T1）刘家沟组（T1L）442597灰紫红色浅紫红色薄层厚层细粒长石砂岩为主，夹少量紫红色砂质泥岩、泥岩及砾岩层多层石千峰组（P2SH）104208紫红色砂岩泥岩、泥岩夹灰紫色细粒长石砂岩及淡水灰岩上统（P2）上石盒子组（P2S）487666黄绿、紫红色砂质泥岩与黄绿色中粗粒硬砂质石英砂岩互层下石盒子组（P1X）110172下部以黄绿色砂质泥岩、泥岩为主夹黄绿色中细粒硬砂岩；上部为黄绿色中粗粒硬砂质石英砂岩与砂质泥岩互层二叠系P下统（P1）山西组（P1S）3647深灰、黑色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩，夹煤层，主要煤层位于中下部上统（C2）太原组（C3T）80160深灰、黑色泥岩、砂质泥岩、灰白色石英砂岩、灰色石灰岩、煤层组成上古生界石炭系C中统（C2）本溪组（C2B）861上部深灰、灰黑色泥岩、铝土质泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、石灰岩；下部灰色粘土岩、铝土岩、黄铁矿，浅部黄铁矿氧化为褐铁矿，与下伏地层呈平行不整合接触峰峰组（O2F）138194灰黑色中厚层灰岩、豹皮灰岩、黄白色泥灰岩、角砾状泥灰岩上马家沟组（O2S）231252灰、灰黑色厚层灰岩，含白去质灰岩、灰黄色泥灰岩、灰黑色中厚层豹皮状灰岩，夹角砾状泥灰岩中统O2下马家沟组（O2X）155218灰、深灰色白云质灰岩、灰黑色石灰岩夹豹皮状、角砾状石灰岩黄白色泥灰岩下古生界奥陶系O下统O1亮甲山组（O1L）6799灰、灰黄色薄中厚层泥质白云岩、灰白色含燧石结核、燧石条带白云岩区域地层表地层单元界系统组厚度（M）主要特性治里组（O1Y）2040灰白色中层白云岩、竹叶状白云岩、黄绿色页岩凤山组（3F）73151灰黄色厚层粗厚粒结晶白云岩，薄层白云岩夹竹叶状白云岩长山组（3C）822紫红色、灰白色竹叶状灰岩夹薄质白云岩上统（3）崮山组（3G）1350灰色薄板状泥质条带石岩夹紫红色竹叶状灰岩张夏组（2Z）134183青灰色中层灰岩、鲕状及竹叶状灰岩，以鲕状灰岩为主中统（2）徐庄组（2X）81121紫色、紫红色、黄绿色页岩夹薄层细砂岩、上部为青灰色、灰白色中层鲕状灰岩寒武系下统（1）毛庄组（1MZ）40106黄白色、灰白色中层细晶白云岩、泥质白云岩、灰紫色页岩和钙质泥岩、泥灰岩互层，与下伏地层呈角度不整合接触串岭沟组CHCH148359灰绿、黄绿、灰黑、灰紫色页岩、砂质页岩夹白色、粉红白色、肉红色中厚层中粒石英岩状砂岩上中元古界长城系常州沟组CHC430956粉红色、紫红色中厚层中粗粒厚粒石英岩状砂岩与下伏地层呈角度不整合接触上太古界五台超群石咀群金刚库组AR31J4750分布左权拐儿至黎城县南委泉一带，黑云斜长片麻岩夹斜长角闪岩、角闪斜长片麻岩。在黑云斜长征麻岩中夹多层似层状、扁豆状、凸镜状磁铁石英岩，形成沉积变质铁矿床。喜马拉雅期玄武岩岩性主要为伊丁石化橄榄玄武岩，橄榄粒斑玄武岩，橄榄辉石玄武岩。二、区域含煤特征五里堠煤矿位于沁水煤田中东部武乡五区普查范围内，本区含煤地层有石炭系中统本溪组（C2B）、上统太原组（C3T）；二叠系下统山西组（P1S）及下石盒子组（P1X）。其中太原组、山西组含有主要可采煤层；本溪组、下石盒子组含12层薄煤层，均为不可采煤层。1、石炭系上统太原组（C3T）本组与下伏地层呈连续沉积，整合接触。主要岩性为灰色，灰白色砂岩，深灰、灰黑色砂质泥岩、泥岩及三层灰岩、煤层组成，含煤8层，其中可采煤层为4层，为主要含煤地层，全组厚1093513721M，平均厚度12354M。2、二叠系下统山西组（P1S）本组岩生主要为深灰，灰黑色泥岩、砂质泥岩、炭质泥岩及灰白色砂岩，中夹36层煤层，其中可采煤层3层。本组厚28704721M，平均厚度为4035M。区域含煤特征见表区域煤层特征表地层单位煤层编号煤厚M夹矸层数及结构可采性稳定性备注100700不可采极不稳定200800不可采极不稳定302025012001简单大部可采较稳定401023011002简单局部可采较稳定山西组（P1S）502100600简单局部可采不稳定601000500不可采极不稳定70251500600简单局部可采较稳定803025008002简单局部可采较稳定9016007002简单局部可采不稳定1201000300简单不可采不稳定1301000500简单不可采极不稳定1401100600不可采不稳定太原组（C3T）1531085052015复杂全区可采稳定二、顶底板条件14煤层根据3号井田孔资料显示该煤层的伪顶、直接顶、老顶依次为928M的石灰岩，296M的砂质泥岩，171M的粉砂岩；伪底、直接底、老底依次为295M的砂质泥岩，863M的细粒砂岩，457M的粉砂岩。三、矿井瓦斯情况根据该矿已开采3号煤层，矿井瓦斯相对涌出量1373M3/T，绝对涌出量1027M3/MIN，二氧化碳相对涌出量231M3/T，绝对涌出量173M3/MIN，另据周边邻近的矿区瓦斯情况分析瓦斯含量较高，一般瓦斯含量均大于10ML/G，可燃煤，瓦斯分带为CH4带。在揭煤时，一定要采取有效预防措施，确保矿井和人身安全。4井筒揭煤突出危险性预测41超前钻孔探测在井筒施工至煤层法线距离10M之外，施工至少2个以上前探钻孔，准确探明井筒工作面和煤层的相对位置，掌握煤层赋存条件、地质构造等基本情况。当副斜井施工至距14煤层20M时，必须对14煤层的赋存条件进行超前探测，为安全揭煤提供可靠的基础资料。超前探孔沿副斜井前进方向施工两个与之平行的超前探煤钻孔，钻孔尽可能穿透煤层全厚且进入煤层底板不小于2M。垂直超前探煤孔示意图见图33所示。钻孔具体设计和钻孔参数在施工前另行设计。（见附图41）42煤层瓦斯压力测定在副斜井开挖工作面至距推测煤层法距不小于10M时所施工的超前探测钻孔，取其中3个岩层比较完整的钻孔进行封孔、注浆，测定其煤层原始瓦斯压力，其余探测钻孔用水泥沙浆封死。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点的间距不得小于5M。利用前探钻孔测定煤层的瓦斯压力，可缩短测压周期以减少其对井筒施工的影响，为了缩短测压时间，本次测压拟采用主动式测压，补充气体为高压氮气。钻孔封孔测压方法如图2所示。压力表选用15MPA量程。（见附图42）1压力表；2堵头；3测压孔；4排水孔；5水泥浆；6棉纱；7托盘；8筛孔管；9煤层打钻时取钻孔煤样23KG，煤样取完后尽快用密封性好的塑料袋封装并填写煤样标签，送实验室分析有关参数，煤样标签格式如表41。在实验室测试煤的瓦斯吸附常数、工业分析指标、真假比重、孔隙率、P和F值等。在煤层瓦斯压力测定结果出来后，计算煤层瓦斯含量。表41煤样标签格式煤层名称取样具体位置取样类别全煤断面软分层钻孔取样日期年月日班需要实验室分析的参数吸附常数A，B真比重PK1P关系（软分层）工业分析假比重F在需要测定的参数后面划43煤层突出危险性预测副斜井揭煤的突出危险性预测分区域性突出危险预测和工作面突出危险预测。区域性突出危险预测采用瓦斯压力或瓦斯含量，并参考其他单项指标；工作面突出危险预测指标选用钻屑瓦斯解析指标K1值以及综合指标法D、K值。431斜井揭煤区域性预测在开挖面距煤层法距不小于10M时，对煤层突出危险性进行初步预测，预测方法采用测定煤层瓦斯压力法或瓦斯含量法。若条件允许，考虑测定煤层的坚固性系数F值、瓦斯放散初速度P，辅助参考F值、P等单项指标。用瓦斯压力或瓦斯含量对煤层进行初步预评价的临界值见下表42所示表42煤层瓦斯压力或瓦斯含量预测临界值表瓦斯压力P（MPA）瓦斯含量W（M3/T）预测结果P074W8无突出危险其他情况突出危险若煤层无突出危险，则在开挖工作面掘进至距煤层垂距不小于5M处，对所揭煤层突出危险性进行工作面突出危险预测。若煤层有突出危险，则在开挖工作面掘进至距煤层法距不小于7M处，对所揭煤层实施区域防突措施，措施有效后方可开挖。432揭煤工作面突出危险预测在开挖工作面距煤层法距不小于5M时，应对煤层突出危险性进行工作面预测或者效果检验，即施工钻孔直径为75MM的5个以上穿透煤层全厚的预测钻孔，分别位于立井的上部、中部和两侧。测定钻孔钻屑瓦斯解吸指标K1值等，并按要求取煤层煤样测定煤的坚固性系数F值和瓦斯放散初速度P，由此计算综合指标D、K值。预测钻孔布置示意图见图43A312A3煤层支护体（B）开挖轮廓线A1245354（A）15开挖工作面开挖工作面（C）图43预测钻孔布置设计示意图A钻孔开孔位置平面图；B钻孔平面图；C钻孔剖面图4321预测指标K1值的测定及其临界值采用WTC瓦斯突出参数仪测定钻屑瓦斯解吸指标K1值。根据煤层具体情况，预测钻孔进入煤层后，用事先准备后的组合筛子在孔口接取钻屑，同时启动秒表，一面取样一面筛分，当钻屑量不少于100G时，停止取样，并继续筛分，最后把筛分好的13MM的钻屑装入WTC防突预测仪的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。当秒表走到T0时（T02MIN），启动仪器采样测定，采样完毕用键盘输入T0和测定煤样点距孔口的距离L，仪器自动计算K1值。注意测量前应检测煤样罐等的气密性，否则可能造成测量结果不准，影响突出危险预报。K1测定方法详见WTC瓦斯多参数突出预测仪使用说明书，钻屑瓦斯解析指标K1值的临界值见表43所示。表43钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的临界值表煤样类别K1（ML/GMIN1/2）干煤05湿煤044322综合指标D、K的测定及其临界值在预测钻孔每米煤孔段采一个煤样测定煤的坚固性系数F，把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度P，则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数F值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。综合指标D、K的计算公式为41075/3074DHFP42/KPF式中，D煤层的突出危险性综合指标；K煤层的突出危险性综合指标；H煤层埋深，M；P煤层瓦斯压力，取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPA；P软分层煤的瓦斯放散初速度指标；F软分层煤的平均坚固性系数。如果取得的煤样粒度达不到测定F值所要求的粒度时，可采取粒度为13MM的煤样进行测定。综合指标D、K的临界值见表44所示表44用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值煤层突出危险性综合指标K煤层突出危险性综合指标D无烟煤其它煤种025201544煤层突出危险性评价煤层立井揭煤工作面突出危险预测指标的临界值应根据试验考察确定或可暂按表44表44中推荐的临界值确定揭煤工作面的突出危险性。当大于等于表中的临界值时，判定为突出危险工作面。当采用综合指标D时，当测定值小于临界值，或者指标D小于临界值且式（41）中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其他异常情况，该工作面即为无突出危险工作面。以上几个预测指标任何一个超出临界值即判定为揭煤工作面为突出危险工作面。另外，打钻过程中出现顶钻、夹钻、卡钻、喷孔等瓦斯动力现象，或煤层赋存条件急剧变化、构造破坏带，或有明显突出危险预兆，应视开挖工作面为突出危险工作面。突出危险工作面必须采取防突技术措施。5井筒揭煤突出防治技术措施51防突措施方法根据斜井揭煤的特点并结合实际情况，本次斜井揭煤防突技术措施以区域防突措施为主，工作面局部防突措施为辅。区域防突措施主要采用钻孔排放瓦斯或钻孔瓦斯抽放，工作面局部防突措施可采用钻孔排放、金属骨架超前支护、煤体固化等技术措施。实施区域防突措施时，斜井开挖工作面距突出煤层间的最小法向距离为不小于7M；实施局部防突措施时，斜井揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为钻孔排放为5M，金属骨架、煤体固化措施为3M。当揭煤断面较大，岩石破碎程度较高时，应适当加大距离。若煤层瓦斯含量高，揭煤区域煤体瓦斯储量大，瓦斯压力高，排放时间长，为减小由此带来的工期压力，可考虑抽放措施加强瓦斯排放。52斜井揭煤区域防突措施在开挖面距煤层法距不小于10M时，对煤层突出危险性进行区域性评价。若测得煤层瓦斯压力P074MPA（或煤层原始瓦斯含量W8M3/T），应视该煤层有煤与瓦斯突出危险性，在开挖面掘进至距煤层法向距离不小于7M处必须采取区域防突技术措施。区域防突措施要求钻孔孔径为75110MM，排放半径取暂取070M，控制立井轮廓线周围12M，同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5M。钻孔开孔位置设在距煤层垂距不小于7M的开挖工作面上，各孔应穿透煤层并进入底板不小于05M，当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应保持煤孔最小超前距15M。在斜井开挖工作面距煤层法距不小于7M处，施工穿层钻孔，按照揭煤防突区域措施要求控制斜井开挖轮廓线外12M范围内煤体，钻孔布置如51所示煤层支护体（B）开挖轮廓线（A）开挖工作面开挖工作面（C）图51立井揭煤区域措施钻孔布置示意图A钻孔终孔位置平面图；B钻孔平面图；C钻孔剖面图钻孔相关参数待瓦斯压力测定后进行专门的设计。53揭煤局部防突措施531局部抽排措施在开挖面距煤层法距不小于5M处对煤层突出危险性预测或区域防突措施效果检验时，若指标超标，则应对所揭煤层实施局部排放的防突措施。在揭煤工作面采取排放的局部防突措施时，钻孔直径为7590MM，钻孔的控制范围是斜井揭煤轮廓线外至少5M，钻孔尽可能穿透煤层全厚，钻孔排放半径暂取070M。钻孔相关参数待工作面突出危险性预测后进行专门的设计。当钻孔排放瓦斯达到预计时间后，采用瓦斯预测的方法进行效果检验。如果措施有效，则在采取安全防护措施的情况下，进行掘进作业。如果防突措施没有达到预期效果，则应补充相应措施以达到瓦斯防治的效果。532超前支护措施在开挖工作面距煤层法距不小于3M处，对立井揭煤轮廓线超挖071M，设置超前大管棚一环、小钢导管和自进式锚杆多层交锚超前支护。锚、管外露部分用格栅钢架支撑，格栅钢架间距为50CM。以煤矿揭煤防突技术的金属骨架法防突和城市地铁浅埋暗控技术措施管注浆法防坍，以固化浆液充填岩石间孔（裂）隙技术措施相结合的超前支护局部防突技术措施。533超前小导管超前小导管注浆预支护，采用42MM钢管制作，导管长9M，环向间距30CM并与大管棚交错布置，管心与衬砌设计外廓线间距为50CM。导管进入煤层底板不小于2M，若不能进入煤层底板则小导管的水平超前距为1M。施工方法采用钻机施钻，安装超前42MM小导管，注浆泵进行注浆作业。预注水泥浆加固围岩并止水。2、施工工艺制作钢花管42MM超前小导管在构件加工厂制作。前端做成尖锥形，尾部焊接8MM钢筋加劲箍，管壁上每隔15CM交错布置注浆孔，孔眼直径为68MM。小导管加工见图611图611注浆小导管加工图小导管安装采用钻机钻孔后，将小导管按设计要求插入孔中，围岩软弱地段用游锤或凿岩机直接将小导管从格栅中部打入，外露端支撑于开挖面后方的钢架上，与钢架共同组成预支护体系。注浆注浆设备采用KBY50/70注浆泵，注水泥浆，注浆压力压力不小于1MPA。注浆前先喷射混凝土510CM封闭掌子面作止浆盘，当单孔注浆量达到设计压力时，可以结束注浆。注浆参数应根据注浆试验结果及现场情况调整。注浆作业中认真填写注浆记录，随时分析和改进，并注意观察施工支护工作面的状态，试挖掌子面，无明显渗水时，即可进行开挖作业。6防突措施效果检验防突措施实施后必须进行措施效果检验，以确认防突措施是否有效。防突措施效果检验指标采用钻屑瓦斯解吸指标K1值，防突措施效果检验指标临界值参照突出预测指标临界值。检验孔孔数不得少于5个，分别位于立井的上部、中部、下部和两侧。检验孔布置方法效果检验孔应置于所在部位防突措施孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与个防突措施孔保持等距离，在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。如检验结果的各项指标都在突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效，必须采取补救措施，补救措施视具体情况而定，再进行效果检验。直到措施有效，方可放炮揭煤。50CM142M加8加42MM钢管另外，辅助措施效果检验指标也可参考抽放钻孔瓦斯抽放率是否达到有效抽放率以上和煤层残余瓦斯含量是否降低到W残8M3/T以下。7井筒揭穿煤层的安全防护措施。揭煤的安全防护措施应严格执行煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定的相关规定。同时，根据矿井的具体情况和立井井筒揭煤的特殊条件，提出以下建议施工单位应编制完善的揭煤操作规程，并对相关人员进行技术培训；在井筒揭煤工作面距需要揭穿煤层10M左右的范围内，应加强支护；采用控制爆破全断面一次揭开煤层时，应尽量增加钻孔数量,减少单孔炮眼长度和总装药量，避免震动诱导突出；加强放炮制度管理，必须采用全断面一次爆破成型，尽量避免补小炮成型；不得不采用放小炮时，必须采用远距离放炮，人员必须全部撤出井筒；在揭开煤层后，工作面至少停止任何作业一小班，待救护队员携带自救器检查正常后，方可恢复作业；揭煤前矿井安全监测系统必须安装调试正常；安全组织问题明确职责，分工协作。8井筒揭穿煤层的揭煤方法在立井开挖工作面施工至距煤层法线距离5M处时，对斜井控制范围内排放瓦斯措施效果进行检验。当检验无危险时并采取安全防护措施后，采用“短进尺、弱爆破、强支护、快锚喷”施工技术将立井掘至煤层法线距离最小处；否则，应采取补充抽、排放钻孔等措施直至消除危险。在距煤层法线距离最小处，对煤层瓦斯突出危险性进行检验性预测。无危险，采取远距离爆破揭开煤层；否则，应采取补充抽、排放钻孔等措施直至消除危险。采用远距离放炮时，斜井工作面距煤层的最小垂距是2M，如果遇到岩石松软、破碎，还应当增加垂距。本技术方案暂取2M，待煤层参数确定根据现场情况再修正远距离放炮揭穿煤层放炮要求揭煤时，开挖工作面与煤层之间必须保持一定的岩柱，其最小垂厚应不小于2M，遇岩石松软、破碎，还要适当增加岩柱厚度。炸药必须采用安全等级不低于三级的煤矿许用的乳化炸药。采用电雷管起爆时，严禁反向装药，雷管以外不得装药卷。所有炮眼的剩余部分应用炮泥封堵，炮泥应用水炮泥和粘土炮泥，水炮泥外剩余部分的炮眼部分应用粘土炮泥填满封实装至孔口，严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料作炮泥。必须采用电力起爆，并使用煤矿许用的铜脚线毫秒雷管，严禁使用秒或半秒电雷管。使用煤矿许用毫秒延期雷管时，最后一段的延迟时间不得超过130MS，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行阻值测定，选用阻值相近的。严禁将瞬发电雷管与毫秒电雷管在同一串联网络中使用。电雷管的连接采用串并联方式，但都必须使通过每一电雷管的电流达到电雷管引爆电流的两倍。电力起爆器必须使用防爆型起爆器作为起爆电源，一个开挖工作面不得同时使用两台及以上起爆器起爆，起爆器应由专人管理。放炮母线必须采用具有良好绝缘性和柔软性的铜芯电缆，并随用随挂，严禁将其固定，母线的长度必须大于规定的爆破安全距离。线路所有接头相互扭紧，连线尽可能减少接头，以减少放炮母线的阻值，明线部分应包覆绝缘层并悬空，不得与轨道、金属网、钢丝绳等导电体接触。母线与电缆、电线、信号线应分别挂在巷道两侧，若必须在同一侧时，母线必须挂在电缆下方，并保持03M以上间距。爆破前，爆破母线必须扭结短路。只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。装药与爆破作业应保证爆破地点风流中瓦斯浓度低于05；通风风量足，风向稳；炮眼内煤、岩粉清除干净；爆破点矿车、碎石、煤碴等物体阻塞开挖断面不得超过1/3。放炮时，回风系统内的电气设备必须切断电源。放炮地点设在远离井口50M处，斜井内停止施工，全部人员撤出立井，且人员及机电设备均不要在立井洞口50M内。放炮由总工程师统一指挥，并由救护人员在指定地点值班。放炮时必须执行“三人连锁放炮”制度，即指放炮前，防炮员将警戒牌交给班组长，由班组长派人警戒，并检查顶板与支护情况，将自己携带的放炮命令牌交给瓦斯检查员，瓦斯检查员经检查瓦斯、煤尘合格后，将自己携带的放炮牌交给放炮员，放炮员发出放炮口哨进行放炮，放炮后三牌各归原主。爆破前，必须确认所有人员已全部撤至安全地点，方准下达起爆命令，爆破工接到起爆命令后，必须先发出爆破警号，至少再等5S，方可起爆。放炮后至少经30MIN后，应由救护人员携带防毒面具和自救器到工作面对爆破效果、瓦斯浓度等进行检查，确认安全后通知送电。施工作业及管理人员开工前必须进行爆破安全技术培训，揭煤前分别在地面安全隐蔽的地点进行雷管爆破试验，洞内模拟揭煤爆破试验，提供爆破揭煤的技术参数和修改爆破设计。为减少放炮诱导的突出强度，可采用挡拦设施。9瓦斯涌出治理措施91斜井揭煤通风系统斜井通风工作（包括通风机运转和风筒安装维护）要有专人负责管理，实现正常通风，保证足够的通风量。立井通风量应满足风流中的瓦斯浓度稀释到安全工作允许条件以下、满足最低要求风速和爆破通风要求。为了保证通风系统正常，防止瓦斯事故扩大，特对通风系统设施提出以下要求斜井施工期间，应实施连续通风。因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检测瓦斯浓度。压入式局部通风机及其开关附近20M以内风流中的瓦斯浓度不超过05时，方可人工开动局部通风机。斜井开挖工作面附近的局部通风机均应实行“三专两闭锁”，即专用变压器、专用开关、专用线路及风电和瓦电闭锁供电。必须有一套同等性能的备用通风机，并经常保持良好的使用状态。应采用抗静电、阻燃的风管。风管出风口到开挖面距离应小于5M，风管百米漏风率不大于2。排放高浓度瓦斯时，必须制定排除瓦斯的安全措施，应控制风流，使排出的风流在同巷道风流混合处的瓦斯浓度不得超过10。斜井周围50M范围内无主要建筑和民房，周围20M设立围墙或栅栏，并严禁明火，不得有易燃、易爆物品。92建立瓦斯检查和检测制度建立瓦斯监测系统，采用自动监测和人工监测相结合的方式，建立风电闭锁、瓦电闭锁和声光报警系统。921人工检测配备专门瓦斯检查人员，定时定点对立井进行完善检查。每班至少配备一名专职瓦斯检查员，使用光干涉或热效式瓦斯检定器，对开挖工作面、二次衬砌台车和主要电气设备附近分别进行四次以上检查（每隔2小时至少检查一次）。瓦斯监测地点为斜井回风风流中；煤层或接近地质构造破坏带，裂隙瓦斯及其他异常涌出地点。人工检测注意事项人工检测必须实行24小时跟班连续检测制度和“一炮三检”制度，即装药前、放炮前、放炮后要认真检查放炮地点附近的瓦斯浓度，瓦斯浓度超过05，不准放炮。在检测时不准脱岗，不准漏检；人工检测瓦斯，对一般工作面实行巡回检测制度，对揭煤工作面设专职瓦斯员检测瓦斯；人工检测，要特别注意对冒顶空洞处，通风死角和瓦斯涌出处的检测；工作面设置瓦斯浓度记录牌，检测瓦斯后，立即填写在记录牌板上；按时出瓦斯日报表；必须检查“瓦电”闭锁装置，使其处于良好工作状态，做好“四防工作”即防电器设备失爆、防施工人员穿化纤衣服和携带火种进洞、防杂散电流进洞、防施工作业引起火花，防止瓦斯燃烧爆炸。922自动检测根据相关的要求，应在以下方面设置瓦斯传感器。在开挖工作面距掌子面5M和20M回风流处设置瓦斯传感器；在洞口总回风处设置瓦斯和CO传感器；在洞内设置风速传感器；主要通风机、局部通风机必须设置设备开停传感器，主要风门应设置风门开闭传感器，被控设备开关的负荷必须设置馈电状态传感器。监控系统与洞内供电开关联网，一旦瓦斯超限，自动断电，声光报警。一旦发出报警后要停止工作，检测瓦斯并进行相应处理。报警点设定在05位置。一旦发出报警后要停止工作，检查瓦斯并进行相应处理。自动监控系统安装、使用和维护注意事项与要求如下安装断电控制系统时，必须根据断电范围要求，提供断电条件，并接通洞内电源及控制线。安全监控设备的供电电源必须取自被控制开关的电源侧，严禁接在被控开关的负荷侧。拆除或改变与安全监控设备关联的电气设备的电源线及控制线、检修与安全监控设备关联的电气设备、需要安全监控设备停止运行时，须报告调度室，并制定安全措施后方可进行。安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8H内对2种设备调校完毕。安全监控系统中心站必须实时监控工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态。安全监控系统的监测日报表必须报技术负责人审阅。必须设专职人员负责便携式甲烷检测报警仪的充电、收发及维护。每班要清理隔爆罩上的煤尘，发放前必须检查便携式甲烷检测报警仪的零点和电压或电源欠压值，不符合要求的严禁发放使用。配制甲烷校准气样的装置和方法必须符合国家有关标准，相对误差必须小于5。制备所用的原料气应选用浓度不低于999的高纯度甲烷气体。安全监控设备布置图和接线图应标明传感器、声光报警器、断电器、分站、电源、中心站等设备的位置、接线、断电范围、传输电缆等，并根据实际布置及时修改。93瓦斯爆炸防治措施为防止斜井开挖工作面瓦斯突然大量涌出，瓦斯积聚到爆炸范围引起瓦斯爆炸事故，斜井施工应采取以下防爆措施进入工作面的工作人员不准带火源和易燃易爆物品，严禁携带烟火进入工作面。巷道内照明和电气设备应使用防爆型设备，包括防爆照明灯、防爆开关、防爆电机等。爆破必须采用煤矿安全炸药和煤矿许用电雷管，使用矿用发爆器起爆。斜井内禁止使用明火或者可能产生明火、火花的作业，必须采用时应编制专门安全措施，有专门瓦斯检查员检查瓦斯。94煤尘爆炸防治措施在施工中应采取有效措施予以防治。防止各种引燃火源，包括电器设备失爆和动力电缆破坏引起的电弧和电火花，炸药爆炸后的产物（火焰及炽热粒子）、磨擦火花、静电火花以及其它火源。打钻作业过程中宜采用湿式作业，并随时检测孔口附近瓦斯情况，发现有打钻引起瓦斯动力现象或有害气体异常涌出，应停止作业及时处理，防止打钻作业引起瓦斯燃烧和爆炸。10斜井揭煤组织管理成立以矿负责人、斜井施工项目部负责人为总指挥长的专门管理揭煤和施工的队伍。斜井揭煤工作开始前必须编制周密的组织管理措施，具体措施在揭煤前进行详细编制，并报立井施工项目部负责人批准。1在接近煤层揭煤施工领导小组驻现场指挥，对揭煤实行统一指挥，实行各个岗位定岗、定责、定人，爆破定时、撤离、停电、复电、通风、复工报告通知制度。2揭煤前3天召开准备会议，布置停电、撤人、警戒等工作。对通风、瓦斯监测报警系统、电气设备防爆性能、避难洞室和避难线路标志等进行一次全面检查，确保畅通完好。3揭煤前2天救护队和医疗组到达现场，进洞调查，熟悉线路，对全体施工人员进行防突防爆教育。4揭煤前1天洞口设揭煤领导小组值班室，现场指挥揭煤。由总指挥长及现场指挥长组织人员在洞口会议室召开揭煤准备工作会议。检查工作任务完成情况，布置揭煤的具体工作，提出要求，落实工作人员的责任。5揭煤期间在洞口建立干部值班室，现场指挥揭煤实行24H洞口检查制度和每天交班会制度，确保安全揭煤。值班室必须安设直通立井内工作面及风机房、调度、值班领导及医院的电话。凡发生重大险情或灾害时，应立即向上级指挥及调度部门报告。11揭煤所需的设备及仪器仪表本项目所需的设备主要为能满足向下施工探测钻孔和瓦斯排放钻孔的合适钻机，测定煤层突出预测指标的仪器及测定煤层瓦斯压力所用的仪表和材料，具体情况见表1。表中所列材料中测压方法采用主动升压法以缩短升压时间，封孔方法采用最可靠的水泥砂浆封孔的方法。12工作进度安排工作进度的安排必须结合井筒的施工进度，因此，在副斜井施工至需要揭穿的14号煤层之前，应完成项目的实施方案的制定、项目所需设备、仪器仪表及材料的准备等各项目工作。以后的项目工作随着井筒的施工进度进行，分步实施。表1井筒揭煤瓦斯防治技术所需的设备及仪器仪表序号名称规格型号单位数量备注1钻机TUX150台1带取芯钻具2测压装置套3高压针形阀及联接装置，重庆煤科院提供3充气装置套2重庆煤科院提供4压力表025MPA，M2015只35流量计J25只1煤气表，重庆煤科院提供6瓦斯突出参数仪WTC台1重庆煤科院7初速度测定装置ZWC2套1重庆煤科院8测压管4/、3M/根根50无缝钢管，两端加工管螺纹9筛孔管6M/根根6无缝钢管加工，一端加工管螺纹10闸阀4/个3螺纹与测压管配套11管接头4/个30螺纹与测压管配套12生料带卷513档板个614水泥425硅酸盐T115膨胀剂U型KG20016氮气10MPA，5M3瓶5氮气纯度大于90即可第三章副斜井揭煤防突措施工艺流程本着“安全第一、预防为主”的原则，按照矿方提供的揭煤设计，揭煤施工按探煤瓦斯排放放炮揭煤的顺序进行。附图揭煤防突措施工艺流程。31揭煤前准备1、成立副斜井揭煤领导小组组长周公建副组长谭超杨克华刘家刚马科学刘勋杨怀祥张久刚纵兆建成员揭煤相关职能部门分管负责人以及工程技术人员揭煤领导小组成员跟班期间负责风井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。2、揭煤前，由项目经理组织调度站、技术股、机电队、施工队、安调站等一起对揭煤区域的通风系统、机电设备、监控、通信系统等进行一次全面的检查，针对查出的问题，必须指定人员限期解决，否则，不准施工。3、放炮由揭煤小组组长或小组成员统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令。4、各部门责任1）技术股负责防突设计、措施在现场的落实，以及工程质量的监督管理。负责记录有关揭煤情况的汇报，及时反馈到相关领导、通知揭煤领导小组成员跟班；负责通知远距离放炮时揭煤区域停送电。2）机电队负责揭煤期间供电系统的安全检查，杜绝失爆失保现象的发生。3）安调站督促各项措施在现场的落实、整改情况。与相关单位共同验收措施钻孔、前探钻孔。负责揭煤期间的统一协调调度，传达揭煤领导小组的指令，即使向揭煤领导小组汇报现场信息以及监控探头的维护、调试，确保断电灵敏可靠。4）地质员负责突出危险性预测，防突资料的收集及瓦斯管理等。负责与安检处共同对地质钻孔进行验收，并收集地质钻孔资料，掌握揭煤距离及构造情况，及时提供地质及测量资料。5、揭煤工序安排1）副斜井掘进至累深695377M（即距14号煤层顶板法距10M）时，施工3个前探钻孔以确定煤（岩）层位，并至少有两个全孔取芯。钻孔深入14号煤底板不少于05M。2）在副斜井掘进至累深700377M（即距14号煤层顶板法距5M）时，对14号煤层进行工作面突出危险性预测若预测为突出危险工作面，则采取局部综合防突措施；若预测为无突出危险工作面，则采取安全防护措施施工面14号煤层顶板法距3M位置（副斜井深度702377M）。3）掘砌至14号煤层顶板法距3M位置时，采用K1、H2值值再次对工作面进行验证若验证无突出危险，执行揭煤远距离爆破安全技术措施。若验证有突出危险，将采取排放措施和水力冲孔等措施，确认无突出危险时，方可执行揭煤安全技术措施远距离放炮揭穿14号煤。4）掘至14号煤层顶板法距3M位置时，采用K1、D值再次对工作面进行验证若验证无效，则补充工作面防突措施；若验证仍然有效，则执行远距离放炮揭穿14号煤。32局部综合防突措施1、探明煤层层位为了探明下方煤层层位，在副斜井工作面距14号煤法距100M处即井深695377M施工三个前探钻孔，其中1、2为全孔取芯，前探钻孔穿过煤层底板不得小于05M。附图副斜井井前探测钻孔示意图。前探钻孔施工过程中地质人员现场跟班，详细记录钻孔开孔位置、见煤深度、止煤深度及孔深，并根据钻孔岩芯资料，分别绘制每个孔的柱状图及预计的煤层岩柱状图、地质剖面图、所揭煤层底板等高线图。2、工作面预测预报在工作面分别掘砌到距14号煤层顶板法距5M（副斜井深度为700377M）前，各施工3个预测孔，采用综合指标法（D、K值）和钻屑瓦斯解析指标法K1值进行工作面预测，并取煤样化验3号煤层的P、F、K、A、B值，计算D、K值，预测煤层的突出危险性。根据预测指标及取煤样化验情况，确定煤层是否具有突出危险若指标及煤样化验结果均未超标则视为工作面无突出危险，采取安全防护措施施工至距煤层顶板法距3M位置。若法距5M处预测指标或煤样化验有超标的，则必须采取工作面消突措施。钻孔穿透煤层全厚进入煤层底板不小于05M。钻探过程中要注意观察是否有顶钻、卡钻、喷煤，喷瓦斯等现象，并做好如下工作1）钻孔施工时详细记录煤层的准确位置和厚度，推算煤层倾角和倾向，顶底板岩性、地质构造等情况。并做好素描图。2）设技术员和专职安全员观察钻机钻进情况，准确确定煤层实际位置和安全检查。3）探煤前及时检效井下瓦电、风电闭锁系统，确保瓦斯浓度到达08井下电器设备全部断电。检查入井电气设备完好情况，使之保证完好，不完好的设备必须拆除更换。4）探煤时瓦检员在井下随时检测瓦斯浓度，确保瓦斯浓度达到12以上时能够及时撤人。5）对煤进行肉眼鉴别。3、工作面防突措施采取工作面施工排放钻孔措施，钻孔终孔间距为2M，并控制到副斜井轮廓线外5M以上的煤体。33防突系统331通风系统1、通风系统风量计算按工作面人数计算Q4N42080MMM式中Q掘进工作面实际需要的风量M/MINN掘进工作面同时工作的最多人数，取N20人按风速计算Q60VS60015225420286M/MIN式中V风速，岩巷最低风速为015M/SS掘进巷道的断面积M型号为FBDN71/237矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机，可提供风量750420M/MIN。安装在副斜井井口，可满足生产需要。2、供风系统压风由地面1台矿用螺杆式移动空气压缩机，型号MLGF20/75110G，安装在主、副斜井井口之间，从压风机出风口至工作面敷设一路40MM供风管,迎头用40MM胶管与25MM胶管联结向风动工具供风。3、供电系统（1）由地面变电所，接向型号KBSGZY650/10R矿用隔爆型移动变压器，再通过DW80350型真空磁力起动器直供井下DW80350真空磁力起动器，然后，再分支到备用电设备的CZ83980真空磁力起动器。（2）由KSG4照明变压器以127V电压等级，提供井下照明用电，4、供水系统水源来自井口水窖，供水管路为108MM和管子，采用快速接头连接。管路架设位于副斜井扶手上方。332供电系统1、揭煤区域内主要电气设备1）揭煤头电气设备照明综保信号设备。2）局扇供电电源揭煤掘进头设置2台2185KW局扇（一主一备），局扇电源分别接风电、瓦斯电、闭锁“三专”线路，局扇开关采用双电源自动切换开关。2、其他供电电源1）动力电源从变电所供电。井筒内照明监控信号由集控室信号照明综合供电。2）副斜井井口20M范围内电气设备集控室馈电开关供电。3、电气管理1）加强电气设备检查维修，揭煤期间使用的电气设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，电气保护灵敏可靠。2）揭煤期间，施工单位每天必须有专职电工对揭煤掘进面电气设备防爆性能进行检查维修，相关单位每天必须有专职电工对回风流电气设备防爆性能进行检查维修，杜绝电气设备失爆、失保。3）揭煤期间，必须有专职电工对局扇自动切换开关试验一次，挂牌留名，并记录。4）揭煤期间，机电队每天必须有专职电工对风电闭锁和瓦斯电闭锁试验一次，并记录。5）揭煤期间，机电队每天负责对井口及井下馈电开关进行漏电试验，并记录。6）揭煤期间，局扇安排专职局扇司机。7）严禁带电检修及带电移挪电气设备及电缆。8）严格停送电制度检修或移挪电气设备或电缆前，必须切断电源。检查瓦斯，在其周围风流中瓦斯浓度低于08时，用与电源电压相适应的验电笔检验，检验无电后，方可进行导体对地放电，切断电源时开关手把必须闭锁，并挂停电牌。4、揭煤停、送电管理1）揭煤期间，机电队安排固定熟练电工，熟悉此范围内的供电系统电气设备和停电范围内需停电的电气设备、人员，并负责电气设备停送电。2）机电队安排固定熟练电工负责风井变电所内高低压开关柜停送电。3）保供工区安排固定熟练电工负责35KV变电所6KV馈电开关停送电。4）电工班长负责副斜井井口地面20M范围内电气设备停送电。5、安全措施1）负责停送电单位要派专职电工操作，并熟悉馈电开关性能及供电系统。2）停送电操作必须听从揭煤领导小组现