井筒挖掘防护措施及揭煤防突施工技巧

河南随着矿井开拓日益加深，新建矿井高瓦斯及突出矿井日益增多，矿井建设施工的立井、斜井、石门巷道揭穿煤层时均需按安全规程及相应的安全法规制定揭煤安全措施，做到施工中防突，安全万无一失。

一、探煤排放钻孔布置与要求

立井施工，当井筒设计落底，穿过所采煤层并具有瓦斯涌出的鉴定时，施工前应制定揭煤防突专项措施，其内容应包括：

立井工作面距煤层10m（垂距）时，至少打2个前探钻孔，查明煤层赋存情况。

如果立井工作面附近有地质构造（如断层、褶曲、煤层走向和倾角急剧变化等），前探钻孔不得少于3个，并要用综合指标及其他经验证有效的方法进行突出危险性预测。

当预测为有突出危险时，必须采取防突措施，经效果检验有效后，可用震动爆破揭穿煤层；若检验效果无效，应采取补救措施，并再经效果检验，证明无突出危险时，方可用上述方法揭煤。

当预测为无突出危险时，可不采取防突措施，但必须采用震动爆破揭穿煤层。煤层厚度小于0.3m时，可直接揭穿煤层。

二、立井工作面采用排放钻孔措施时，应符合下列要求

（一）立井工作面距煤层5m时，必须打测定瓦斯压力的钻孔，并进行突出危险性预测。

（二）立井工作面距煤层3m时，打直径为75～90mm的瓦斯排放钻孔，钻孔穿透煤层全厚，外圈钻孔超出井筒轮廓线外的距离不得小于2m，钻孔间距一般取1.5～2.0m，在控制断面内均匀布孔，如图4－25所示。

图4－25　主井揭煤时排放瓦斯钻孔布置

（三）为加快煤层瓦斯排放，可采用松动爆破等辅助措施。

三、立井采用金属骨架措施防突时，应符合下列规定

（一）立井工作面距突出煤层最小距离为3m时，沿井筒周边打直径为75～90mm的钻孔，钻孔呈辐射状布置，并穿透煤层全厚，进入底板岩石深度不得小于0.5m。钻孔见煤处的间距应小于0.3m。

（二）向钻孔插入直径为50mm的钢管或型钢，然后向孔内注水泥砂浆，将骨架外端封闭在井壁上。

（三）骨架安设牢固后，必须配合其他防突措施，并经综合指标检验措施有效后，方可用远距离爆破揭穿煤层。

四、马鸣寺煤矿副井井筒揭煤专项措施实例

（一）井筒设计深度及工程地质简况

该矿设计能力45万t／a，设计为高瓦斯矿井，副井筒设计深度为798m，净直径6m，当掘进至743m，依据对二1煤层埋深探测，二1煤层顶板埋深于753m位置，当井筒工作面距二1煤层法线距离7m（沿倾角上侧），根据《防治煤与瓦斯突出规定》第六十二条规定工作面从距突出煤层底（顶）板最小法向距离5m开始到穿过煤层顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属揭煤作业。

（二）二1煤层瓦斯赋存概况

据《河南省登封市马鸣寺煤矿二1煤层瓦斯地质图》。主井、副井和风井三个井筒均位于N2～CH4带，即瓦斯风化带内。

2011年12月30日实测1＃钻孔瓦斯含量6.73m3／t，2＃钻孔瓦斯含量5.97 m3／t，瓦斯压力0.55Mpa。

表4－14　在井深743.2m测含量钻实际钻孔参数表（2011年12月28日）

表4－15　在井深743.2m测压钻孔参数表（2012年01月04日）

2011年12月30日实测1＃钻孔瓦斯含量6.73 m3／t，2＃钻孔瓦斯含量5.97m3／t，瓦斯压力0.55Mpa。讨论研究决定继续向下掘进5.0米。

1.在工作面距二1煤层5.0m位置进行工作面突出预测，采用钻屑瓦斯解析指标法进行突出危险预测，在工作面布置4个钻孔，距井筒中心线两侧各1.5～1.8m各打1个孔；沿煤层倾向上下方各打1个孔；每个钻孔穿透煤层，终孔孔底距井壁5.0m；各孔均测定△h2值；要求钻孔完成后立即在距孔口0.15～0.20m位置对瓦斯浓度测定一次，之后每小时测一次，连续预测不少于6次。

如果以上测的各项瓦斯参数均高于突出临界值时，继续进行“压风冲煤扫孔”技术，直到井筒风流中检查不出来瓦斯，井底钻孔中不冒瓦斯气泡时，各项瓦斯参数低于突出临界值，方可判定为无突出危险。

2.工作面预测为无突出危险时，可掘进至远距离爆破揭穿二l煤层前的工作面位置（即井筒工作面距二l煤层法线距离2.0m），再采用《防治煤与瓦斯突出规定》第71条所列工作面预测方法之一进行最后验证。经工作面预测验证无突出危险，然后，采用远距离爆破方法揭穿煤层。

揭煤工艺流程见图4－26。

图4－26　揭穿二1煤层工艺流程图

（三）井筒掘进支护及远距离放炮管理

1.井筒掘进支护方法

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第62条，自井筒工作面距二1煤层法线距离5.0m直到穿过二1煤层法线距离2.0m，均属于揭穿煤层作业过程，掘砌方式短掘短支护。

进入揭穿煤层施工时首先采用小段高掘进，掘井平均深度1.3m，掘进工作完成后采用锚网临时支护，锚杆采用高强树脂锚杆，规格Φ20×2000mm，间排距为800mm x 800mm，锚杆外露长度为50mm，每根锚杆用2卷锚固剂，网片为钢筋网片，用6.5mm盘圆焊接而成，网片规格为1000mm×2 000mm，网格为100mm×100mm，网片搭接长度为100mm。当临时支护施工深度够4.0m时，采用段高4m单缝液压整体金属模板对井壁进行永久支护，永久支护采用钢筋砼支护，壁厚600mm，砼强度等级C40。每循环进尺前，均必须采用钻屑指标法S、△h2（K1）进行效果检验，其临界值为：S≥6kg／m，△h2≥200Pa（湿煤160Pa），无突出危险性可继续施工。

如果进入煤层施工时，不好找锚杆时，应用铁丝与上段金属网连好，再喷射混凝土；如果上段无金属网，可在上段砼浇筑时预留Φ20mm钢筋勾作为悬吊点。

如果施工期间遇围岩松软、煤层、构造带等除采用锚网喷临时支护外，必要时架设金属井圈。金属井圈采用16槽钢加工成，每圈排距600mm，每圈井圈用螺丝连接安装，Φ20mm螺纹钢加工挂钩固定，挂钩间排距2000mm。

掘进时，围岩比较松散破碎时现场采取预留光爆层，即打周边眼不装药，待爆破后视情况决定是装药还是采取风镐刷至轮廓线位置。爆破后如围岩破碎易风化，则采取先初喷砼50mm，而后打锚杆挂网，确保支护安全。

2.远距离放炮揭开二1煤层

（1）掘进

井筒工作面距二1煤层法线距离2.0m时，施工放炮炮眼岩石段炮眼采用FJD6A型伞钻和YT－28型风动凿岩机打孔，进入煤层炮眼采用旋转式风煤钻打孔。爆破材料选用煤矿许用三级防水炸药（乳化炸药），毫秒延期电雷管作引爆材料，放炮电源采用380V动力电源，在距井口50m外安全地点进行启爆作业。

（2）钻爆设计

①炮眼布置

副井（毛直径7.2m）工作面布置5圈炮眼，详见副井井筒远距离放炮炮眼布置平、剖面图4－27。

②主要爆破参数表4－16

表4－16　主要爆破参数表

注：煤矿许用三级防水炸药（乳化炸药）直径Φ35mm，每卷长度200mm，每卷重量150g。

图4－27　副井井筒远距离放炮炮眼布置平、剖面图

（四）辅助系统

1.通风系统

凿井及揭煤期间，使用局部通风机压入式通风，双风机、双电源、三专二闭锁供电，自动切换、自动倒台。

副井使用2台FBDNO7.1／2×37KW型矿用防爆局部通风机，一台工作，一台备用。

局部通风机必须设在距井口20m以外的地方，导风筒为抗静电阻燃胶质风筒，直径800mm，风筒出口距掘进工作面不大于5.0m，封口盘设一个规格为1200×1200mm的回风口，四周设保护栅栏和钢筋网。

工作面实际需要的风量，应按照人数、瓦斯或二氧化碳涌出量，同时爆破的炸药用量、风速验算等规定要求分别进行计算，取其中最大值作为实际需要风量。如图4－28所示。

2.压风系统

主、副立井工业广场内设一个集中空压机站，距井口20m以外，安装排气压力0.7Mpa；KPS－110型单螺杆式空压机5台（20m3／min），FHOG－250F型单螺杆式空压机1台（40m3／min），压风管路为6寸无缝钢管，法兰盘联结，压风管自工厂空压机站至主、副井口，沿主、副立井由双16T稳车悬吊至井下，供主、副井井下风动工具用风。

为了防止雷电波及井下，造成人员伤亡，空压机站至主、副、风井井口的压风管路不少于2处接地。空压机站内的设备均作接地处理，以防人员触电。

3.供电系统

矿井35kV变电所已建成，双回路电源一回来自铝庄110kV变电站，另一回来自刘碑110kV变电站。所内安装2台SZ11－800／35、35±2.5%／10.5kV，800 kVA有载调压变压器。

凿井期间，副井提升绞车10kV双回路电源均来自矿井35kV变电所；副井低压电源引自安装在主井口西北侧的临时变压器，型号为S11－1000／10、10／0.4，该变压器10kV电源引自矿井变电所。

4.提升系统

副井井架为L－A型永久性钢井架，一平台布置提升凿井天轮，10.4m处设置翻矸平台。安装2台施工绞车，其中副井主提升绞车为2JK－3.0×1.7／15.5型，直径3m的双滚筒提升机，滚筒宽度1.7m，10kV高压电动机，提升钢丝绳为18×7－Φ37－1770型不旋转钢丝绳，直径37mm，吊桶容积3.0m3。副井副提升绞车为JK3×2.5／18型，直径3m的单滚筒提升机，滚筒宽度2.5m，10kV高压电动机，提升钢丝绳为18×7－Φ37－1770型不旋转钢丝绳，直径37mm，吊桶容积3.0m3。

5.监测监控系统

矿井在凿井期间，安装一套KJ70N安全监控系统，对主、副、风井井口及井底工作面的甲烷、一氧化碳、温度等进行24小时不间断监测。安全监控系统有专人负责，定期对CH4、CO和温度传感器进行调校，确保安全监控系统正常运行。

（1）瓦斯监测断电装置安装在距井口50m以外的室内。爆破作业期间安排专人进行观察，如有异常及时汇报当班负责人及主管领导。

（2）在井筒距迎头小于5m范围内设置甲烷传感器T1，在封口盘向下10～15m处设置甲烷传感器T2，断电后复电工作只准人工复电，其断电范围及其断电值，见表4－17。

表4－17　甲烷传感器设置及参数表

（3）每10天必须使用标准气样进行调校和瓦斯断电试验，加强瓦斯探头的使用维护工作。防止因外力撞击、淋水等原因造成监控数据失真，确保灵敏可靠。安全监控系统与煤业公司和登封市煤炭局联网。

图4－28　副井井筒施工期间通风示意图

6.排水系统

根据地质资料，井筒施工涌水量不大，施工中以风泵配合吊桶排水。工作面配备2台扬程70m、流量17m3／h的风动潜水泵，井底积水由风泵通过Φ50×3mm管路，把井底水排入吊桶，由吊桶提至地面。

7.照明

凿井期间，井筒内敷设一根MY－3×16＋1×10型矿用电缆，由ZBZ－4.0型照明信号综保装置输出的127V电压作为照明电源，在吊盘下方设置DGC175／127型2盏防爆防水投光灯，供工作面照明。

8.通讯信号

矿井设置一套48门调度电话交换机，井下吊盘上设有防爆电话机，可直接与井口、绞车房、调度室和各值班室通话。

（五）井筒揭煤安全技术措施

1.施工前将本措施传达给每一位施工人员，并做好贯彻签字及考核记录。所有参与揭煤人员，必须进行防突知识培训，经培训合格后方可参与揭煤工作，特殊工种必须经过培训，持证上岗。

2.严禁酒后下井，严禁违章作业。

3.认真做好防坠工作，工作面施工时，井筒上部严禁平行作业。

4.模板上提到位后，必须撑开，模板绳必须带紧，再将模板稳车断电，以防误操作。

5.井下工作人员必须携戴隔离式（化学氧／压缩氧）自救器，并会熟练使用。入井所有人员必须佩戴安全帽、保险带及矿灯。工作期间严禁工作人员离岗、串岗。

6.在打钻过程中必须执行《钻机操作规程》及其他各项操作规程及规定。

7.钻机在施工过程中要指定专人维护，确保正常运转。

8.钻工操作时要与装卸钻杆人员统一联系，以防误操作伤人。

9.井筒进入揭煤区域，必须设置专职瓦检员，认真检查瓦斯浓度，观察突出预兆，发现异常情况及时撤出人员，并向调度室汇报。

10.加强局部通风及瓦斯管理，风筒距迎头距离不得大于5m。迎头必须按要求悬挂便携式甲烷报警仪。

11.进入揭煤前项目部瓦斯检查工必须执行现场交接班、瓦斯巡回检查请示报告制度，并将瓦斯检查情况通知现场的人员。认真填写记录、牌板，发现瓦斯涌出异常应随时进行检查汇报，并积极采取措施处理，以确保万无一失。

12.井上、下吊盘及工作面的信号通讯要畅通无阻，在有紧急情况时，工作面人员可直接发出信号。井下需用大锤敲打物件时，必须使用铜锤。

13.揭煤期间，必须坚持钻孔现场验收签字确认制度。

14.揭煤期间，在吊盘位置必须保证留有一个空罐，以确保突发事件发生，人员能够及时升井。

15.在进入揭煤区域前吊盘和井筒工作面配备足够数量的压风自救装置，应能满足工作面最多作业人数需要，至少6个压风袋（或口具），每人供风量不少于0.1 m3／min。

16.揭煤期间，每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换实验一次，确保灵敏可靠。

17.采取远距离放炮必须执行下列管理：选距离放炮范围为井筒工作面距二l煤层法线距离5.0m直到穿过二l煤层法线距离2.0m。当井筒工作面迎头距二1煤顶板最小法线距离5.0m前，施工单位采用远距离放炮等安全防护措施进行揭煤。

（1）远距离放炮选用煤矿许用三级含水炸药，及三段铜脚线毫秒延期电雷管进行放炮作业，雷管最后一段延期时间不得超过130毫秒。

（2）放炮选用380V电源动力距井口50m外安全地点进行起爆。

（3）远距离放炮采用正向装药方式，连线方式为串联。

（4）装药前，切断工作面20m范围内的所有非本质安全型电器设备电源。放炮前切断进风井井筒内及井口20m范围内（除保持局部通风机正常供风）的所有非本质安全型电器设备电源。并在距进风井井口50m以外安设专人警戒，警戒人员至少安排4人分区负责把守，撤出警戒区域内所有人员。

（5）炮后60分钟，且炮烟吹散后，根据监控终端显示迎头及回风流瓦斯浓度小于规定值后，方可由揭煤领导小组成员、瓦检员、放炮员、安检员、班队长共同到工作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由小组成员统一安排撤警戒、送电，进入工作面恢复工作。

（6）放炮必须执行“一炮三检、三人连锁放炮”制度。

（7）远距离放炮前严格控制岩柱，确保全断面一次揭开煤层。炮后瓦斯检查员及时检测、分析瓦斯浓度、瓦斯涌出量变化。发现瓦斯涌出异常、炮后迎头瓦斯浓度≥0.5%，或巷道风流瓦斯浓度≥0.5%，要及时采取针对性措施。

18.工作面恢复施工前，所有残余钻孔必须采用不燃性材料进行封实，方可向下进行掘进。

19.揭煤作业段高必须控制在1.3m，炮眼深度与段高要相匹配。揭煤期间严禁使用风镐，严禁用抓岩机直接抓实体煤（矸）。严禁施工人员用任何物件敲打其他物体，以防产生火花。

20.所有施工人员，必须熟悉突出预兆及避灾路线。发现有突出预兆时，如煤厚急变、瓦斯忽大忽小、温度迅速下降或升高、煤体出现劈裂声及闷雷声、响煤炮声、打钻喷孔等异常现象，应立即停止施工，迅速打开自救器，撤至地面，并立即向矿调度及施工单位项目部值班室汇报。

21.发现异常情况或事故预兆时应由现场负责人组织及时将井筒内的所有人员撤至地面安全地点，同时向项目部及揭煤领导小组汇报。井筒揭煤期间避免线路如图4－29。

五、鹤煤三矿新副井－745m二1煤揭煤施工

（一）简况

鹤煤公司三矿新副井自2009年12月20日开始揭煤，经过近九个月的施工，共打抽、排放钻孔8377.8m，抽排放瓦斯量82015m3，于2010年9月15日安全顺利通过二1煤层。

三矿新副井揭露二1煤层埋深963.5m，绝对标高－745m，二1煤厚9.8m，井筒净直径7m井筒深度1038.5m，是河南立井井筒揭煤最深井筒。根据对煤层瓦斯压力、含量的检测，其压力1.4Mpa，含量16m3／t，具有煤与瓦斯突出危险性，此次揭煤具有以下特点：

1.煤层埋深属于深井揭煤范畴。

2.煤层厚度达9.8m。

3.位于大的斜折曲地质构造，属于应力集中异常地带，极易造成煤与瓦斯突出。

4.井筒与－550m水平马头门贯通，防护难度大，据此特点施工中采取了工作面穿层钻孔预抽深孔松动预裂爆破增加透气性，金属骨架、煤体固化和穿煤期间井筒外圈截流抽放等技术，较好地解决深立井揭煤难题。

图4－29　副井井筒揭煤期间避灾线路图

避灾线路：①工作面→吊桶→地面
②工作面→软梯→吊盘→安全梯→地面
③工作面→软梯→吊盘→吊桶→地面

（二）揭煤施工方案顺序及揭煤施工

1.揭煤施工方案顺序：

经研究比较，揭煤施工方案顺序如下：

（1）根据井筒地质资料，在距煤层20m段施工探钻。

（2）距煤层10m段施工探钻。(www.xing528.com)

（3）距煤层7m段施工区域防突工程并效果检验。

（4）距煤层5m段施工局部防突工程并效果检验。

（5）距煤层2m段施工局部防突工程并效果检验。

（6）达到防突效果采取金属骨架安全防护措施。

（7）全部指标达到规程规定后，分次揭开煤层。

（8）全断面揭开煤层后效果检验。

（9）穿煤施工，必须超前距2m效果检验。

（10）成井进入煤层底板2m。揭煤工程结束。

2.揭煤施工

（1）距煤层20m探钻施工

井筒施工到井深940m（距煤层20m）进行探钻施工，主要任务探测煤层的准确位置。钻孔布置，在井筒工作面布置两个钻孔，布孔沿该煤层倾向“南西－北东”（25°），距离净井壁500mm开孔。钻孔开孔选用直径127mm，预埋直径108×4m孔口管，水泥、水玻璃双液浆对孔口管进行加固（不小于6.0Mpa），钻孔施工结束后，及时对钻孔采用双液浆注浆封孔处理。施工探钻选用ZQS100潜孔钻机，配直径75mm金刚石复合片钻头，岩孔采用冲击器钻进，安装防突水装置后，按设计无芯钻进，钻进时通过给水器注入清水冲洗。1＃钻孔中粒砂岩，孔深25.2m见煤，终孔27.2m，进入煤层2.0m。孔内无积水，工作面瓦斯无超限现象。2＃钻孔开孔为中立砂岩，孔深4.8m见泥岩，9.6m见细沙岩，19.1m见泥岩，23.5m见二1煤，终孔25.0m，进入煤层1.5m。孔内无积水，工作面瓦斯无超限现象。根据钻孔参数计算井深963.5m见二1煤。标高－745m。比预想延伸3.5m，施工时间2009年12月26日－2010年1月3日（8天）。施工探钻成果详见附图4－30。（打探钻示意图）

（2）距煤层10m探钻施工

井筒施工到井深953.5m（距煤层10m）进行探钻施工，探测目的及任务：①探明煤层赋存情况：煤层埋藏深度、煤层走向、倾向和倾角。②测试瓦斯压力及含量。③瓦斯吸附常数和煤坚固性系数。④进行煤层突出性预测及下步施工方案。

钻孔布置，在井筒工作面布置四个垂直钻孔，1＃、3＃孔布孔沿该煤层倾向，钻孔直径75mm，作为测压孔。2＃、4＃孔布孔沿煤层走向，钻孔直径94mm，作为取样孔；开孔以距离井筒中心为半径3.0m距离净井壁500mm，均匀布置孔4个，钻孔穿过二1煤层1.0m为终孔。探钻选用ZQS100潜孔钻机，岩孔采用冲击器钻进，安装防突水装置后，按设计无芯钻进，钻进时通过给水器注入清水冲洗。1＃、3＃钻孔开孔选用直径127mm，预埋直径108×3m孔口管，单孔钻进3m，双液浆对孔口管进行加固（不小于6.0Mpa），方可探钻施工。配直径75mm金刚石复合片钻头。钻进至设计深度后，在孔内安装测压装置按要求进行测定瓦斯压力。2＃、4＃孔位取芯孔，配直径94mm钻头，取煤样安装直径94mm专用取煤器，按要求进行取芯钻进至设计深度。

探测结果：瓦斯压力（3＃孔）。1.4MPa＝1.3MPa（表上压力）＋0.1MPa（大气压力）

图4－30　鹤煤三矿新副井940m探钻钻孔柱状图

瓦斯含量：16.3m3／t

残余瓦斯含量：3.26 m3／t　　现场瓦斯解吸量：7.3 m3／t

实验室解吸量：5.8 m3／t　　　游离瓦斯解吸量：1.8 m3／t

吸附常数：A＝28.586，b＝0.86

F值（坚固性系数）＝0.4

△p（瓦斯放散初速度）＝10.6，水分（Aad）＝9.01%，灰分（Mad）＝0.66%，挥发分（Vdaf）＝17.1%

煤层倾向N30°E，倾角16.8°，煤层厚度9.8m

钻孔探测结束后，为防止瓦斯泄漏及其他安全事故，必须对钻孔进行采用双液浆注浆封孔。施工时间2010年元月15日－元月25日（11天）。施工探钻成果详见附图4－31。

（三）区域防突

1.抽放钻孔施工：探钻施工后，根据探测参数确定二1煤层为煤与瓦斯突出煤层，需要采取防突措施，在距煤层法线7m段施工抽放钻孔，抽放钻孔采用ZQS100潜孔钻机，岩孔采用冲击器钻进，配备直径89mm金刚石复合片钻头。按方位倾角施工215个钻孔，最深钻孔46m，最大倾角71°。施工工作面断面71.8m2，钻孔开孔间距400－500mm，孔底控制在井筒掘进断面外12m位置。由于钻孔为瓦斯抽放钻孔，所以施工时采用干式打眼，尽量减少钻孔积水，保证瓦斯抽放效果。钻孔孔口及孔底平面图及参数附图4－32。

2.深孔预裂爆破：钻孔施工后，为了增加煤层的透气性，便于瓦斯抽放。需要在工作面平均分布的钻孔中，进行深孔预裂爆破，预裂爆破孔取100个，每5个一组进行爆破，爆破前需要对钻孔进行透孔，去除孔内积水和煤岩粉。以保证爆破效果。透孔管采用4分管和六分管。由于钻孔比较深，透孔难度比较大，必须用透孔管分节透孔，每节3m，下部用4分管，上部用4分管，中间用管箍连接。爆破采用直径40mm的PVC花管，每节4m，中间用管箍和专用胶连接，一般在12m长左右，爆破材料采用煤矿许用乳化炸药、导爆索、和煤矿许用电雷管。施工中采用钢丝从pvc管底部拉起，慢慢下放到钻孔设计位置，（煤层段）最后在地面远距离爆破，爆破后根据瓦斯探头瓦斯情况从井口逐步进入井筒工作面检查瓦斯，只有指标不超限的情况下，才能进行下一步工作。

附装药结构图4－33。

3.预埋抽放管及管路安装：预埋抽放管：每孔预埋9m抽放管，因考虑井筒掘进时施工的方便，必须将管全部断开，每段2m或3m，用管箍连接。预埋前必须对钻孔透孔，清除孔内残留的煤屑、岩粉及水，透孔管分3米一节，中间用管箍连接，预裂爆破后，塌孔和串孔现象严重，最多一个孔连续透4—5次才可以预埋抽放管。预埋抽放管路时用安尔封孔剂在抽放管路下端上1.5m处封孔，上端全部用水泥砂浆封满。抽放管路安装：抽放管路设计在－550m水平和三矿瓦斯抽放系统连接，－550m水平至井筒工作面使用悬挂钢丝绳固定抽放管路，主管路采用8寸pvc管，每节6m，中间使用钢制法兰连接，下放到工作面。支管路使用两圈4寸管路，直径分别为3.5m和2.0m。支管路上留有20个接口，分别连接孔板流量计和自动放水器，最后将孔板流量计连接到井筒工作面预埋抽放管上。由三矿负责抽放瓦斯。安装抽放管路及连接井底工作面管路详见附图4－34。

4.瓦斯抽放：瓦斯抽放前，对抽放系统进行全面检查，连接部位使用铅丝相对绑扎两道，并在连接处使用黄泥和黄油掺合成油泥进行封堵，对抽放管上的测瓦斯参数管及时封堵，防止漏气。对井底工作面抽放管的管路每班进行打开检查，有积水的透孔，清理孔内积水及煤屑和岩粉。每班安排专人进行瓦斯参数的测定工作，对瓦斯参数进行整理、计算。用以确定瓦斯抽放情况和分析带抽钻孔的分布情况。后期对抽放钻孔进行分析，对瓦斯浓度低于10%的钻孔，打开进行自然排放，以保证其他钻孔的抽放效果。最后汇总抽放瓦斯量进行计算、分析及评定抽放效果。

图4－31　鹤煤三矿新进风立井953m探钻钻孔柱状图

瓦斯赋存总量：

瓦斯赋存总量＝π×抽放半径2×煤厚×瓦斯含量×煤的密度3.14×16.122×9.8×16.3×1.3＝69105.83m3

图4－32　抽放钻孔开口、孔底位置示意图

抽放半径依据井筒施工抽放钻孔工作面＝16.12m，煤厚＝9.8m、瓦斯含量16.3m3／t、煤的密度系数＝1.3t／m3根据法线10m探钻结果提供。

图4－33　深孔预裂爆破装药结构

5.钻孔施工、瓦斯抽放效果及存在问题：抽放钻孔施工：由于工作面施工场地和环境的影响，施工的钻孔方位、倾角、深度有所偏差；预裂爆破后，施工钻孔出现塌孔、抱钻、卡钻等现象；先期施工分3个钻场，后期施工因工作面场地的限制，只能一部钻机施工；相对施工速度慢，难度大。瓦斯抽放：因井筒涌水大，抽放孔内积水多，对瓦斯抽放大打折扣，孔内积水压力大于瓦斯压力，瓦斯不能得到有效抽放。虽对井筒工作面进行了浅孔注浆封堵，但井筒工作面为砂岩含水层，井筒涌水还是由井帮岩石裂隙进入瓦斯抽放钻孔内。井筒工作面场地小（孔板孔径越大，孔板两端的直7管长度越长），连接的孔板流量计孔径小，分的钻场多。瓦斯参数是多个孔板上的参数累计数据，对计算的瓦斯抽放量误差大。抽放瓦斯量数据只能作为参考使用。瓦斯抽放效果：根据抽放时间和抽放瓦斯量的情况，计算瓦斯赋存量及抽放量的比例，用以确定瓦斯抽放效果。瓦斯赋存量为169105.8m3。累计每天的瓦斯抽放量及井筒探头的瓦斯参数，瓦斯抽放总量为40907m3，从打钻开始2月1日，瓦斯自然排放量为41108m3。合计井筒瓦斯排放总量41108＋40907＝82015 m3。抽放量／瓦斯赋存总量，82015 m3／169105.8m3＝48%，计算的抽放量达到了规程规定要求，虽只作为参考数据，也说明抽放是有一定效果的。

6.效果检验：通过瓦斯抽放，计算结果达到了规程规定，根据方案要求，对瓦斯管路拆除，清理工作面。效果检验孔施工4个（68m），施工效果检验孔采用ZQS100型潜孔钻机，岩孔采用冲击器钻进，配备直径75mm和94mm钻头。1＃、3＃孔测瓦斯压力，钻孔直径75mm，按设计深度施工成孔后，在孔内安装测压装置进行测定压力，连续观测7天，确定煤层瓦斯压力。煤层压力为0.1Mpa。2＃、4＃孔取煤样，采用钻孔直径为94mm，按设计深度钻进使用取煤器取煤样。煤样经过在实验室试验测定，煤层瓦斯含量为6.47m3／t。

7.区域防突评定：通过抽放钻孔的施工、深孔预裂爆破、瓦斯抽放、数据的汇总计算、效果检验等工作，抽放量达到了赋存总量的48%，符合煤矿安全规定（抽放量达到赋存总量的30%）。效果检验煤层瓦斯压力降到了0.1Mpa，煤层瓦斯含量降到了6.47m3／t。符合防突规定（压力不超过0.74Mpa，瓦斯含量不超过8m3／t）。根据抽放瓦斯量及效果检验瓦斯参数均符合规程规定，为此经过鹤煤公司、富昌公司、建设单位、焦作理工大学、监理单位共同分析研究，认为可以直接进入距煤层法线2m段局部防突阶段。

（四）局部防突（距煤层法线2m）

图4－34　抽放管路与井底工作面连接管路

1.效果检验：首先在距煤层法线2m工作面施工效果检验孔，施工采用ZQS100型潜孔钻机，直径45mm的中空钻杆和直径50mm的复合金钢钻头。在井筒工作面中心及距中心3.5m平均布置5个钻孔，进入煤层后，每进入煤层一米，提取钻屑按规定时间测定钻屑指标，共计施工5个钻孔（71.8m）。测定钻屑指标最大为650pa，严重超标（湿煤标准160pa），继续采取措施，进行消突。效果检验孔1图及参数附图4－35。

2.施工排放孔及效果检验：在工作面均匀布置排放孔，施工采用ZQS100型潜孔钻机，直径45mm的中空钻杆和直径89mm的复合金刚石钻头。共计施工了31个排放孔（431m）。效果检验孔在施工完排放钻孔后进行，更换直径50mm的复合金刚石钻头。在井筒工作面距井筒中心3.7m，沿煤层走向两个钻孔，两边各一个钻孔，共计施工4个钻孔，根据防突规定，必须对排放钻孔加密，在原来的基础上增加排放孔数量，以达到对煤层瓦斯的消突。排放孔图及参数附图4－36，效果检验孔2及参数附图4－37。

图4－35　距煤层法线2m位置验证孔剖面图

图4－36　31个排放孔图

图4－37　法线2m段校检孔平剖面图

3.加密排放孔及效果检验：通过第二次效果检验，钻屑指标仍然超过防突规定，再次加密排放孔，在原来的31个排放孔基础上增加了82个排放孔。施工采用ZQS100型潜孔钻机，直径45mm的中空钻杆和直径89mm的复合金刚石钻头。由于前期的预裂爆破后，岩石裂隙比较发育，排放孔施工不能按设计施工，只能在工作面岩石完整的地方施工，所以本次施工的82个（1097.8m）排放孔在井筒工作面上不规则。效果检验孔施工了5个，在井筒工作面距井筒中心3.5m，沿煤层走向两个钻孔，两边各一个钻孔，井筒中间一个。钻孔钻进煤层后，每进入煤层一米，提取钻屑测定钻屑指标。钻屑指标最大为270pa。仍然超过防突规定。鉴于工作面施工排放孔难度大，计划施工金属骨架，让排放孔自然排放一段时间，等金属骨架施工完成后，再次效果检验，并根据效果检验结果确定下一步工作。排放孔及金属骨架施工如图4－38。

4.施工金属骨架：在掘进工作面没有揭开煤层前，距煤层法距2 m时，沿井筒掘进断面周边打金属骨架穿透煤层进入煤层底板岩石中，开孔处以半径4.1m和3.9m等距离间隔外圈0.30m、内圈0.32m均匀布置164个金属骨架孔，金属骨架沿煤层顶板轮廓线呈圆形布置，孔深为穿过煤层底板岩层1 m，金属骨架终孔位置离井筒掘进断面1.0－2.0 m，终孔间距为0.5m，金属骨架采用新型中空锚杆，直径32mm，中空直径20mm，钻杆每节1m或2m，中间采用专用连接套连接。使用ZQSJ100／3.0型架柱支撑气动手持式钻机，配备直径50mm的金刚石钻头。金属骨架固化煤层施工钻孔深10～16m，金属骨架与垂直夹角为7～12度，施工金属骨架孔184个孔（2492m），有20个孔在施工中发生卡钻、抱钻现象，深度达不到设计。经过补打，有164个孔达到了设计深度，符合方案设计。金属骨架逐个按组钻注施工，打完金属骨架后对金属骨架中空锚杆中注浆，注浆采用WDH－60／18双液注浆泵。注浆时溢浆则停注，间歇注浆；或等注入的水泥凝固后，再反复进行注浆，直至注浆压力到达5.0MPpa，待孔内的封闭水泥浆凝固48h后即可进行揭煤施工。

注浆参数

（1）浆液配比　　W∶C　　取1.0∶1.0

C　∶S　取1.0∶0.4～0.6

水泥主要选用525级普通硅酸盐水泥。

（2）注浆压力、终量　　注浆压力5.0MPa

注浆终量不大于10L／min，持续时间不少于15min

5、排放孔预裂爆破、煤层上帮补充金属骨架、效果检验：金属骨架施工完工后，为了井筒内的瓦斯压力得到有效释放，在施工的排放孔中实施预裂爆破，在原检测钻屑指标高的方位位置，进行深孔预裂爆破，共施工15个预裂爆破孔，采用方法与抽放孔预裂爆破相同。而后根据全国各地煤与瓦斯突出的规律，一般在煤层上帮突出危险高，所以在每层上帮施工加固金属骨架，施工28个排放孔（269.8m），控制在井筒掘进断面外2－4m，然后在排放孔内下金属骨架（中空锚杆），由于排放孔倾角大（25°），只在21个孔内施工了金属骨架（191m）并注浆。上述工作完工后，进行效果检验，施工3个效果检验孔（22.5m），其检验钻屑指标最大为110pa。施工工艺同第四条。指标符合防突规定。可以进入下一步工作（根据揭煤、穿煤施工措施揭煤）。

图4－38　金属骨架施工孔口位置示意图

金属骨架参数附图4－39

图4－39　法线距离2m第三次排放孔布置图

说明：1.共布置21个孔，孔间距500 mm，倾角25。
2.孔深以见煤7m为终孔。
3.其它根据井筒工作面情况在主提和副提中间加孔，倾角设计90°，孔深、方位以实际情况决定。

（五）揭煤、穿煤

1.揭煤方式：根据煤层位置和工作面实际情况，工作面至煤层顶板铅垂距离最大为3.8m，最小为2.2m。根据鹤煤公司揭煤前专题技术会议精神，采用钻爆法分次揭开煤层，第一次揭开井筒断面的二分之一，第二次揭开剩余断面的二分之一。严禁采用风镐破岩和破煤，严禁使用抓岩机破煤掘进。

（1）第一次放炮揭煤：由于工作面底板落差0.7米，为保证首次揭煤后工作面尽可能平整，且便于第二次揭煤，因此第一次采用全断面打眼放炮，打好眼后全断面爆破，一次揭开上侧二分之一断面煤层。

（2）第二次放炮揭煤

第一次揭开煤层后，进行第二次剩余二分之一断面煤层揭煤。第二次揭煤在工作面煤层下侧二分之一断面打眼，眼深最大2.0m，其它炮眼根据煤层倾角调整打眼深度，保证距离煤层上面0.2m。打好眼后进行装药连线，对煤层下侧二分之一断面进行爆破揭开煤层。

（3）炮眼布置图和爆破参数：详见附图4－40、4－41和附表4－18、4－19。

图4－40　三矿新副井揭煤爆破炮眼布置图（第一次）

图4－41　三矿新副井揭煤爆破炮眼布置图（第二次）

2.全断面揭开煤层后，采取施工排放孔释放瓦斯，共计施工130个排放孔（1047.5m）。施工采用ZQSJ100／3.0型架柱支撑气动手持式钻机，配备直径75 mm的复合金刚石钻头。然后施工效果检验孔，共计施工效果检验孔5个（56.7m）。采用钻孔直径50 mm，采用取样器取煤样进行检验钻屑指标。钻屑指标最大为140pa，为了防止砌壁隔断煤层瓦斯的释放，在排放孔内预埋2寸塑料花管，预留在井壁接茬上，施工煤层段时，预埋管进行自然释放，煤层段施工后，作为煤层段注浆孔进行注浆。附排放孔图4－42。

3.钻眼机具及爆破器材：

采用FJD6A型伞形钻架，配3台YGZ－70凿岩机打眼。采用煤矿许用三级乳化炸药，雷管采用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。正向装药结构，串并联方式起爆。

4.揭煤爆破后井下检查和井筒排水

每次揭煤放炮24小时后安排救护队下井检查。根据井口探头监测结果，瓦斯浓度低于1%后救护队派专人下井检查，确认没有异常征兆后通知项目部跟班队长、瓦检员、信号工和泵工各一名进行安全确认和排水工作。

5.出矸：

采用一台HZ－6型中心回转抓岩机装矸，主提使用3m3吊桶，副提使用2m3吊桶，将矸提至翻矸台自动座钩，矸石经溜矸槽溜到地面，使用ZL50铲车运至排矸场。

6.砌壁支护：

该段井筒采用双层钢筋砼支护，砼强度等级C50，φ22 mm螺纹钢筋，间排距300∗300 mm。采用段高1.2m整体下行金属模板，分段砌壁成井。采用商品砼，砼采用1.6m3底卸式吊桶下放。砼采用525.P.O水泥、中砂、20－40 mm碎石、Br－5型增强减水剂配置，C50砼配合比：水泥：中砂：碎石：水＝478：535：1190：195（减水剂含量3－5Kg／100Kg水泥）。商品砼到工地后，按规定制作砼试件试验。

（六）施工安全技术措施：

整个立井揭穿煤层是一项复杂的系统工程，是一项对管理、技术、施工、监理（监督检查）等要求非常严格的工作。为此，在组织管理和具体实施必须科学、严谨：

1.揭煤作业应当具有相应技术能力的专业队伍施工，并按照作业程序进行。

2.加强瓦斯管理工作，完备瓦斯检测报警装置，确保灵活可靠。瓦斯自动检测报警装置可安装在井口调度室，在井筒封口盘下10m处和距工作面5m处分别安装自动检测探头，并设定好报警点（≥0.8%）、断电点（1%）的参数值。揭煤期间瓦检员在井下现场交接班，随时检测瓦斯变化情况，详细填写检测记录并及时汇报。

3.切实做好机电设备防爆管理，井筒及井口周围20m范围内的电气设备，必须采用本安型或防爆型，经检验合格后方能使用。井下动力供电必须用检漏保护装置。

4.远距离放炮炮眼施工必须划眼线、定眼位，湿式打眼，并将井筒内所有残眼、残孔用黄泥堵实，充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。所有炮眼在炸药与封泥之间装1－2个水炮泥，封泥都必须密实装置孔口。开始装药前半小时，必须在井口20m以外方位设置警戒围栏，并安设警戒人。警戒范围内不得有任何人员进入，不得有明火。

5.穿煤期间采用“四位一体”局部综合防突措施，加强井壁四周煤体钻屑解吸指标效果检验；如有突出危险性，必须沿井筒四周施工排放钻孔，经检验合格后方可继续掘进；

6.施工探钻及排放孔必须严格按照施工钻机操作规程、钻工岗位责任制执行。

图4－42　穿煤施工排放孔布置示意图

表4－18　新副井揭煤爆破参数表（第一次）

说明：炸药选用0.5 kg／卷。

爆破效果表

表4－19　新副井揭煤爆破参数表（第二次）

说明：炸药选用0.5 kg／卷。

爆破效果表