余吾南风井揭煤措施.docx
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余吾南风井揭煤措施
山西潞安集团余吾煤业有限责任公司
南进、回风立井井筒揭穿3#煤层瓦斯防治技术研究
总体技术案
山西潞安集团余吾煤业有限责任公司
煤炭科学研究总院重庆研究院
2009年10月
目录
1前言1
2矿井基本情况2
2.1地质概况2
2.1.1井田地质概况2
2.1.2区域地质概况3
2.2矿井生产概况3
2.3矿井瓦斯情况4
3揭煤总体技术方案4
3.1揭煤防突工艺流程4
3.2立井揭煤施工过程6
3.3立井揭煤前的准备工作6
4井筒揭煤突出危险性预测7
4.1超前钻孔探测7
4.2煤层瓦斯压力测定8
4.3煤层突出危险性预测9
4.3.1立井揭煤区域性预测9
4.3.2揭煤工作面突出危险预测10
4.4煤层突出危险性评价11
5井筒揭煤突出防治技术措施12
5.1防突措施方法12
5.2立井揭煤区域防突措施12
5.3揭煤局部防突措施13
5.3.1局部抽排措施13
5.3.2超前支护措施13
5.3.3超前小导管14
6防突措施效果检验15
7井筒揭穿煤层的安全防护措施。
15
8井筒揭穿煤层的揭煤方法16
9瓦斯涌出治理措施17
9.1立井揭煤通风系统18
9.2建立瓦斯检查和检测制度18
9.2.1人工检测18
9.2.2自动检测19
9.3瓦斯爆炸防治措施20
9.4煤尘爆炸防治措施21
10立井揭煤组织管理21
11揭煤所需的设备及仪器仪表22
12工作进度安排22
1前言
山西潞安集团余吾煤业有限责任公司位(屯留煤矿)于沁水煤田东部中段,地处太行山脉中段西侧、山西省上党盆地西部,距长治市35km,行政区划属山西省屯留县所辖。
该余吾煤业有限责任公司由山西潞安矿业(集团)有限责任公司建设。
矿井设计为高瓦斯矿井,开采3#煤层,设计生产能力6.00Mt/a,分二期建设,一期建设南二采区,设计生产能力2.70Mt/a;二期建设北一采区,增加设计生产能力3.30Mt/a。
余吾煤业公司自投产以来,由于生产中实际揭露的断层及陷落柱非常多,矿井地质构造十分复杂;同时矿井实际瓦斯涌出量也大大超过矿井初步设计所预计的瓦斯涌出量等原因,对矿井采掘生产及接替造成较大影响。
因此,余吾煤业公司决定提前布置矿井南翼接替采区,即开工建设南风井工程。
南风井工程实为矿井南翼分区通风系统工程,布置2个立井,即进风立井和回风立井。
南进风立井:
井筒净直径7.5m,井筒深度547m,井窝深20m,井筒内设有玻璃钢梯子间及压风管、消防洒水管和排水管。
主要担负南三、南五、南六采区的进风任务。
表土段采用双层钢筋混凝土复合井壁,支护厚度为1100mm,基岩段采用混凝土支护,支护厚度为500mm。
至2009年10月28日,井筒现距离3#煤层约100多米。
南回风立井:
井筒净直径7.5m,井筒深度549m,井筒内设有玻璃钢梯子间及瓦斯抽采管。
主要担负南三、南五、南六采区的回风任务。
表土段采用双层钢筋混凝土复合井壁,支护厚度为1100mm,基岩段采用混凝土支护,支护厚度为500mm。
至2009年10月28日,井筒现距离3#煤层约29.9m
因3#煤层具有煤与瓦斯突出危险性,现回风井很快进入立井揭煤实质性工作阶段,为了立井能安全顺利揭开3#煤层,特编制南进、回风立井井筒揭穿3#煤层瓦斯防治技术实施方案,以指导立井的现场揭煤施工。
编制本技术方案的主要法规依据如下:
⑴《山西潞安矿业(集团)有限责任公司屯留煤矿南风井工程初步设计》,山西潞安集团余吾煤业有限责任公司,2009年6月;
⑵《矿井初步设计说明书》,山西潞安集团余吾煤业有限责任公司,2009年6月;
⑶《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;
《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;
《石门揭穿煤层煤与瓦斯突出危险性的测定方法》(MT/T839-1999),中华人民共和国煤炭行业标准,1999年;
《石门揭穿煤与瓦斯突出煤层程序技术条件》(MT/T955-2005),中华人民共和国煤炭行业标准,2005年;
《远距离爆破技术条件》(MT/T959-2005),中华人民共和国煤炭行业标准,2005年;
余吾煤业有限责任公司南井工程项目经理部提供的有关资料。
2矿井基本情况
2.1地质概况
2.1.1井田地质概况
潞安矿区位于沁水煤田东部中段,处于华北断块区吕梁~太行断块沁水块坳东部次级构造单元的沾尚~武乡~阳城北北东向褶曲带中段,晋获断裂带西侧。
矿区主体部分为新生代叠加的长治新裂陷,屯留井田位于新裂陷西北部。
井田内及其外围广为第四系黄土覆盖,仅北部及西部沟谷中有二叠系上统上石盒子组,石千峰组及三叠系下统刘家沟地层出露。
井田内地层从新至老有第四系(Q)、三叠系下统刘家沟组(T1L)、二叠系上统石千峰组(P2sh)、二叠系上统上石盒子组(P2s)、二叠系下统下石盒子组(P1x)、二叠系下统山西组(P1S)、石炭系上统太原组(C3t)、石炭系中统本溪组(C2b)、奥陶系中统峰峰组(Q2f)。
矿区主构造线近南北,以褶曲为主,向斜紧密,背斜开阔,断裂较少,地层走向近南北,倾向西且略有起伏;倾角3~15o。
褶曲以北北东~南北向为主,贯穿全井田的褶曲自西向东依次有坪村向斜、余吾背斜、余吾向斜、苏村背斜及屯留向斜。
其中以西部的坪村向斜和东部的苏村背斜构成井田内煤层起伏的基本形态。
另外,还有东邓向斜和墙则背斜。
井田地质构造简单。
主采煤层为3号煤层。
3号煤层赋存稳定、结构简单,厚度5.0~7.25m,平均厚度5.99m。
煤层属近水平~缓倾斜煤层,倾角一般3~11°,局部褶曲带达18°。
煤层顶底板岩性一般为泥岩、粉砂岩,直接顶中等稳定。
井田内煤层起伏不定,褶曲带较多,地质构造以褶曲为主、南北走向断层次之,煤层多被密集村庄煤柱分割为不规则可采区块。
井田内水文地质条件简单,煤层瓦斯含量高、属不易自燃煤层,但有煤尘爆炸危险性。
2.1.2区域地质概况
本次工程区域为井田南翼,总体为向东、西倾斜的背斜构造,南五、南六采区为向西倾斜的单斜构造。
2006年12月山西省煤炭地质物探测绘院在井田南翼刘家坪附近做了三维地震勘探,勘探面积13.79km2,勘探成果揭示,本区3号煤层的赋存形态总体为一向西倾斜的单斜构造,在此基础上发育有次一级褶曲,共查明幅度大于5m的褶曲4个,其中背斜2个,向斜2个,在勘探区内地层走向近于EW向,倾角为3°~8°。
区内3#煤层底板赋存标高在255~510m之间,西南部标高低,东北部标高较高。
3#煤层赋存最浅部位于测区东北部,埋深为415m左右,最深处在测区西南部,埋深为720m,一般埋深在420~700m。
查明断层9条,落差大于5m的断层2条,解释了落差小于5m的断层7条;陷落柱9个,直径均大于等于20m。
2.2矿井生产概况
屯留矿井设计生产能力为6.00Mt/a,其中一期工程设计生产能力2.70Mt/a,目前一期建设工程已经完成,于2007年5月正式通过竣工验收,投入生产,2007年生产原煤205万t。
一期工程在南二采区布置一个低位放顶煤工作面,该工作面于2006年7月开始进行试生产,已经开采完毕S2202工作面,工作面推进长度690m.,出煤110多万吨。
目前工作面搬迁到S2201工作面正在回采。
二期工程设计生产能力3.30Mt/a,各项工程施工建设正在顺利进行,主工业场地的建、构筑物已基本完成,阎庄进、回风井井筒已施工完毕,井下正在施工阎庄井底车场,北一采区上山目前正在施工。
南翼大巷在南二采区下山向南已施工了900m左右,继续向南风井方向掘进。
矿井设计年工作日为330d,地面实行“三·八”制,每天3班生产,井下实行“四·六”制,每天4班作业,其中3班生产,1班准备。
每天净提升时间为16h。
2.3矿井瓦斯情况
屯留矿井为高瓦斯矿井,根据地质报告提供的数据,3号煤层瓦斯含量平均为9.48ml/g.r,最大含量达21.05ml/g.r。
根据重庆煤科分院对井底车场附近的3号煤层瓦斯进行的测定,屯留矿井原煤瓦斯含量为8.4~8.63m3/t,平均8.51m3/t,残存瓦斯含量为2.37m3/t,煤层瓦斯原始压力为0.42~0.45MPa,钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0811~0.2525d-1,煤层透气性系数为0.524~1.7415m2/MPa2·d,百米钻孔瓦斯涌出量为0.015~0.037m3/min·hm,瓦斯放散初速度△P=20,煤的坚固性系数f=0.44~0.53,煤的空隙率为4.93~6.71%。
根据中国矿大测定瓦斯压力资料,3号煤层瓦斯压力最大值达0.87MPa。
瓦斯抽采难易度为较难抽采到可以抽采类型。
根据屯留矿提供的南风井钻孔瓦斯含量,计算南风井原煤瓦斯含量为10.91~13.35m3/t,平均12.32m3/t,残存瓦斯含量为3.9m3/t。
3揭煤总体技术方案
3.1揭煤防突工艺流程
屯留矿南进、回风井立井揭煤防突工艺首先在距煤层法线20m处对3#煤层进行超前预探,精确控制煤层层位及产状,防止误揭煤层并为揭煤防突措施提供基础数据。
预探煤层时,测定煤层瓦斯压力和瓦斯含量,对所揭3#煤层突出危险性进行初步预评价;在掘进到距3#煤层法线7m前的位置对煤层的突出危险性进行二次预测。
若预测该煤层有突出危险,则根据煤层突出危险情况编制具体的揭煤方案。
对有突出危险性的3#煤层,在掘进到距3#煤层法线10m处的位置前必须采用区域性综合防突综合措施,包括对煤层突出危险性进行区域性预测、防治突出措施、防突措施效果检验和安全防护措施的“四位一体”的综合防突措施。
图3-1揭煤防突工艺流程示意图
若预测煤层无突出危险,在施工中也应实施瓦斯综合治理的措施,加强通风、监测,采用安全炸药远距离放炮揭煤等安全防护措施。
在距煤层法距5m的位置开始,采用“短进尺、弱爆破、强支护”的施工技术边预测边掘边探至距煤层最小安全法距处,通过远距离放炮揭开煤层。
揭煤防突工艺流程如图3-1所示。
3.2立井揭煤施工过程
立井揭煤就是立井自煤层顶板岩石与煤层法线距离10m外开始,进入或穿过煤层底板法线距离大于2m的全部作业过程。
其揭煤施工过程见图3-2所示。
图3-2南进回、风立井揭煤施工过程示意图
3.3立井揭煤前的准备工作
在揭穿煤层前,要收集南回风井区区基本地质地貌概况,揭露煤层的厚度、埋深和倾角、倾向、走向等产状情况、煤层基本瓦斯地质资料以及立井与煤层的相互位置关系。
调查收集3#煤层的产状、标高、埋深、地勘及生产期间煤层的主要参数,包括瓦斯压力、瓦斯含量、煤样分析结果(吸附常数a、b值,工业性分析,真假比重,孔隙率等)、煤的坚固性系数f、瓦斯放散初速度ΔP、煤层的煤尘自然、爆炸性等参数。
对以上资料进行分析整理,了解立井煤系地层各煤层的地质及瓦斯基本概况,定位立井揭穿煤层的大致位置,对煤层的突出危险性做出初步分析,为立井施工中顺利揭穿各煤层提供参考数据资料。
4井筒揭煤突出危险性预测
4.1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。
目前回风立井距3#煤层约有29.9m,现必须对回风立井穿越3#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。
超前探孔沿立井前进方向施工两个垂直超前探煤钻孔,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3-3所示。
钻孔具体设计和钻孔参数在施工前另行设计。
图4-1垂直超前探煤孔设计示意图
4.2煤层瓦斯压力测定
在立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1.5MPa量程。
图4-2立井测压封孔示意图
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2~3Kg,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4-1。
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4-1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
△p
K1-p关系(软分层)
□
□
□
□
工业分析
假比重
f
□
□
□
*在需要测定的参数后面划√
4.3煤层突出危险性预测
立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。
4.3.1立井揭煤区域性预测
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4-2所示:
表4-2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
P<0.74
W<8
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。
4.3.2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Ф75mm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4-3:
图4-3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
4.3.2.1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Ф1~3mm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(t0<2min),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4-3所示。
表4-3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/g·min1/2)
干煤
0.5
湿煤
0.4
4.3.2.2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Δp,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:
(4-1)
(4-2)
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;
Δp——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1~3mm的煤样进行测定。
综合指标D、K的临界值见表4-4所示:
表4-4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
D
煤层突出危险性综合指标K
无烟煤
其它煤种
0.25
20
15
4.4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4-4~表4-4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(4-1)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
5.1防突措施方法
根据立井揭煤的特点并结合实际情况,本次立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,立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,立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。
采用抽放措施时应编制专项抽放设计。
5.2立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P≥0.74Mpa(或煤层原始瓦斯含量W≥8m3/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75~110mm,排放半径取暂取0.70m,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0.5m,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。
在立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立井开挖轮廓线外12m范围内煤体,钻孔布置如5-1所示:
图5-1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。
5.3揭煤局部防突措施
5.3.1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,则应对石门所揭煤层实施局部排放的防突措施。
在石门揭煤工作面采取排放的局部防突措施时,钻孔直径为75~90mm,钻孔的控制范围是:
立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0.70m。
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。
5.3.2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0.7~1m,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。
5.3.3超前小导管
超前小导管注浆预支护,采用φ42mm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φ42mm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:
φ42mm超前小导管在构件加工厂制作。
前端做成尖锥形,尾部焊接φ8mm钢筋加劲箍,管壁上每隔15cm交错布置注浆孔,孔眼直径为6~8mm。
小导管加工见图6-11:
图6-11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KBY-50/70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5~10cm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。
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η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:
①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;
②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;
③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;
④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;
⑤在揭开煤层后,工作面至少停止任何作业一小班,待救
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