三汇一矿深孔预裂爆破总结

三汇一矿深孔预裂爆破总结
第一部分三汇一矿深孔预裂爆破总结
第1章三汇一矿基本情况
第1节矿井概况
三汇一矿于1989年投产，设计生产能力60万吨/年，2005年核定生产能力为90万吨/年，2004年实际生产原煤64.2万吨。

井田内含煤地层为二叠系龙潭煤系（P2l），总厚度为146.04～167.7m，与下伏茅口灰岩为平行假整合接触，龙潭煤系可分为5段。

矿井开采的K1煤层位于龙潭煤系第一段（P2l1）中，K4煤层位于龙潭组二段中。

矿区共有可采及局部可采煤层4层,其中K1煤层全区可采，K3、K6煤层全区煤层全区不可采； K4煤层仅小面积局部可采，其煤层厚度、煤质、结构等在走向和倾向上变化均较大，没有开采经济价值。

K1煤层平均厚度为2.46m,总体由南向北逐渐变薄，北翼最薄；沿倾向厚度变化不大；煤层中含夹矸2～3层。

煤层段角南缓北陡，介于17～40°之间。

煤种为贫煤。

矿井为平硐+斜井开拓方式，共有5个井筒，分别为：+280m主平硐、+770m放水平硐、+920m管线斜井、+920m矸石斜井、+950m回风风井（其中+280m主平硐与三汇一矿共用）。

矿井共分+770m，+590m，+440m，+2900m，
已全部回采完毕，采±0m、-200m六个水平进行开拓。

+770m水平以上K
1
空区已作密闭处理，现生产水平为+590m水平+674～770阶段。

矿井采用采区前进、区内后退式走向长壁采煤方法，放炮落煤工艺，单体液压支柱支护，全部垮落法管理顶板。

第2节瓦斯赋存及通风、抽放系统
本年度矿井瓦斯等级鉴定矿井相对瓦斯涌出量34.77m3/t，绝对瓦斯涌出量45.12m3/min，煤层最大瓦斯含量为40.06m3/t，瓦斯压力为2.75Mpa。

矿井历年来共发生煤与瓦斯突出6次，死亡22人。

曾于1983年1月24日＋280m 皮带上山掘进时遇F
断层发生突出，其突出煤量5000t,突出瓦斯量44.5万
4
m3，死亡12人。

据统计，发生100t级以上的突出事故4次。

可见，矿井瓦斯灾害是影响我矿安全生产的主要因素，且随开采深度的增加而日益严重。

三汇二矿瓦斯抽放系统于2003年10月建成投入使用，共有瓦斯抽放泵三台，其中SKA-303型泵1台，配套电机功率75KW，最大抽速53m3/min，极限真空33hpa。

SKA-253型泵2台，配套电机功率75KW，最大抽速41m3/min，极限真空33hpa。

设计时，考虑前期抽采量小，选用1台SKA-253型泵运转，后期需抽量大时，选用1台SKA－303型泵运转或2台SKA-253泵联合运转。

由于区内大面积无保护层可采，抽放以预抽为主，现未实施采空区及卸压瓦斯抽放。

矿井抽采瓦斯排空未进行利用。

第2章一矿深孔预裂爆破目的及试验区选择
第1节目的及意义
矿井开采高瓦斯强突出煤层，根据“以风定产，先抽后采，监测监控”的要求，必须对有突出危险的煤层抽放瓦斯，并达到抽放效果后，才能进行采掘作业。

据重庆煤炭科学技术研究分院及天府矿务局提供资料，井田内煤层透气性系数为1.01×10-4～4.96×10-3 m2/Mpa2*d，属介于较难抽放与可以抽放范围间的煤层。

我矿现有抽放以预抽为主，采取了煤层底板巷穿层预抽、回采工作面顺层预抽、掘进工作面顺层预抽、石门揭煤工作面预抽等多种抽放形式。

但受煤层透气性影响，抽放效果较差，达到预期消突目的需较长时间，严重地制约了采掘生产。

根据重煤集团对科研项目《低透气性煤层深孔预裂爆破预抽瓦斯技术应用的研究》的总体部署和三汇一矿的实际情况，天府矿业公司主要利用深孔预裂爆破达到煤巷掘进防突、加快巷道煤巷掘进速度的目的。

实施深孔爆破的重要意义是：第一，利用炸药的爆轰作用，在煤体内产生裂隙，增大煤体孔隙率，改善煤体透气性和增加瓦斯抽放效果、缩短抽放时间。

第二，通过超长深孔爆破后爆破的直接作用和爆破震动影响，改变原煤应力的分布，降低煤层中的瓦斯压力，防止瓦斯突出。

第2节试验实施地点的选择（煤层情况、突出危险情况）
根据矿井采掘部署和区域突出危险情况，试验地点选在＋590m水平+725m 阶段S3采区的K1煤层2132工作面机巷掘进工作面。

一井K4突出煤层2428掘进工作面。

2132工作面煤层赋存稳定，机巷在掘进过程中没有遇到大断层；在局部地段，可能受小断层影响，煤厚有一定变化。

在施工过程中，尽量靠煤层天板施工。

煤层平均倾角为∠22°, 倾向95°，平均煤厚2.5米。

该巷在掘进过程中发生过1次煤与瓦斯突出事故，相邻的2131工作面机巷和1127工作面共发生过4次煤与瓦斯突出事故，投产以来所有突出事故均发生在该区域，为此，选择2132工作面机巷作为试验地点具有广泛的代表性。

第3章 深孔预裂爆破技术简述
第1节 关键爆破技术
一．装药方式和装药结构
装药方式是深孔预裂爆破成功的关键，根据北京科大的指导，采用整体
与局部输送相结合的柔性材料（竹片）串联联接法。

具体方法是：将竹片加工成2.3米长、3厘米宽度的竹板，竹板的两段分别打孔，将炸药放竹板上用胶带纸固定，竹板与另一竹板用铁丝连接后不断向孔内推送。

特点：竹块在煤层中有弹性，堵孔时仍能装药通过；而且操作简单；
可用各种安全炸药和有水环境；可根据煤层条件选择满孔装药和径向、轴向不耦合装药，线装药密度和总装药量可控，材料成本较低。

如图是装药结构示意图。

导爆索接放炮母线电雷管
小电缆黄泥喷射器注：喷射管必须随喷射黄泥
深度逐步向孔口退出。

喷射黄泥段炸药人工封孔段竹块射管绑扎带钻孔
深孔预裂爆破装药封孔示意图
二．堵塞方式
封孔深度7～15m，以两种方式进行炮孔堵塞：第一种是复合黄泥堵塞，在炸药全部装入竹板后，先用倒楔形的绵纱装入炸药的端部，然后用压风装药器喷入干燥的粉状黄泥至孔口三米处，最后用较湿的黄泥人工封堵到孔口。

第二种是用模具炮泥在地面压成Φ60mm、高250mm、干湿适当的圆柱状炮泥，再运至井下堵塞。

第一种方法，封堵工作量小，缺点是地面干黄泥粉的加工较麻烦；第二种方法前期准备工作少，但井下堵塞时工作量大。

三．起爆和安全防护技术
采用一个起爆点时，正常炮孔内超过2米会形成管道效应而造成炸药拒
爆。

根据中国矿大的研究，当炮孔直径和药卷直径之比在：
时管道效应最为明显。

一般抽放钻孔直径在65~125mm ，经过计算，此时不偶合系数
d H /d C =2.32~4.46，正位于管道效应显著的区间。

因此本课题要实现超过50米左右炮孔的安全起爆，必须突破管道效应的影响。

常规的办法是用多个雷管在不同位置起爆，但如用于长度达50米以上的
水平炮孔，则需要至少20发以上的雷管，这将大大增加爆破施工的难度、降低起爆的可靠度，并在直径10厘米大小的孔内实际上也是不可能实现的。

为避免管道效应，最终选取煤矿许用的安全导爆索作为传爆材料。

导爆
索的成份是猛炸药之一的黑索金，特点是传爆速度大于6500米/秒，在100米管道内爆炸从头到尾传播只需用15ms ，并相当于在装药的每点都形成雷管起爆的效应。

起爆采用专门设计的双保险爆破网络：起爆体用两个独立网路联接的雷
管击发，两组雷管安装在炸药孔口区段的不同位置，这样即使一组起爆电路出现故障也不致影响正常爆破。

为防止装入起爆体的炸药在孔内因雷管及电源线在堵塞过程全部破坏，
试验中还采取了最后一道安全措施，在位于尾端的装药载体连接一根粗细适宜的保护绳到孔外，如出现上述情况还可将起爆药包拉回巷道。

四．炸药品种的选择
714.4122.1≤≤C H d d
以前的瓦斯孔控制爆破技术之所以不能真正推广，除了具有安全隐患、操作复杂工人不接受外，另一个重要的原因是只能使用粉状的铵梯炸药，无法使用防水炸药。

这样无法在众多有水的煤层中运用，另外新的《煤矿安全规程》明确规定在瓦斯突出矿必须使用含水炸药，这成了以往控制爆破难以突破的障碍。

采用新的装药载体和装药技术为使用含水炸药创造了良好的条件，实践表明，本课题所采用的装药方法不仅可使用任意品种的炸药，还可解决过去爆破线装药密度不可控、只能进行满装药，不能调节不耦合系数等一系列问题。

为根据煤层条件选取不同的炸药量创造了必要条件。

第2节爆破参数的确定（钻孔直径、炮眼布置、装药量、）
一．钻孔孔径及抽放工艺
抽放孔采用ZY-150型钻机施工，孔径ф75mm,由于塌孔严重，部分爆破孔采用ф86孔透孔。

二．炮眼布置
抽放半径取1.5m，每循环布置11～14个抽放钻孔（单排布置，中深孔
与浅孔相结合），控制巷道上部5米、下部3米、前方水平距离45～50米范围。

其中选择1～２孔作为预裂爆破孔装药爆破。

为防止爆破孔垮孔影响装药，抽放孔施工完并封孔后，才实施爆破孔进行预裂爆破孔。

如图是2132和2428工作面机巷掘进时的深孔控制爆破炮孔布置图。

三．线装药密度（装药量）
试验区间的煤层十分松软，打钻后塌孔现象比较普遍。

根据一矿的实际情况，如用双药卷会导致装药更加困难。

因此爆破时常用的装药为单药卷连接，线装药密度一般在0.85~1.1kg/m 之间。

四．爆破网络
由于施工数量和安全方面的考虑，一般每次爆破的炮孔数量不多，所以孔与孔之间的连接采用串联即可。

而孔内的爆破为了确保安全准爆，防止由于起爆网络或起爆器材等方面的因素，造成拒爆、半爆或残爆等安全事故，造
钻孔顶板层面图1：200
11
12
2132机巷
1
2132机巷抽放孔布置图1：100
89(10111314)
67510
13
8
9
7
5
6
4
2
3
3(1212)
4钻孔顶板层面图1：200
11
12
2428机巷
1
2428机巷抽放孔布置图1：100
89(10111314)
67510
13
8
9
7
5
6
4
2
3
3(1212)
4
成采煤过程中的严重安全隐患，所以孔内采用两组雷管并联起爆网络，一组雷管直接连接到安全导爆索上，另一组雷管安装到炸药卷内。

大量试验表明，这种网络安全性高，可以保证控制爆破的起爆安全。

第四章试验过程及爆破效果分析
第1节试验实施过程及应用的爆破参数
1．2132工作面试验情况
2005年12月前后，首先在严重突出危险的K1煤层2132机巷掘进工作面
试验，共试验3个循环。

第1循环：
抽放钻孔11个，孔径75mm，控制深度40.4m，钻尺493.9m，有效控制面积566m2。

对其中5＃孔进行预裂爆破，孔径86mm，孔深30.4m，装药15.6Kg，装药长度16.6m，封孔长度8.8m。

第2循环：
共施工抽放孔12个，其中7#进行预裂爆破，孔深38m，装药量为17.2Kg，装药深度18m，爆破控制深度为7～25m。

第3循环：
抽放钻孔14个，孔径75mm，控制深度48.2m，钻尺584.6m，有效控制面积674.6m2。

对其中5＃、7＃孔进行预裂爆破，孔径86mm，孔深分别42m、38m，装药分别19.6Kg、16.4Kg，装药长度分别19.8m、16.4m，封孔长度分别11.1m、6m。

2．2428工作面试验情况：2006年1月开始，在一井K4突出煤层2428掘进工作面预裂爆破转入正常生产活动，至7月已进行了7个循环。

第1循环实施情况：
抽放孔20个，最小折算孔深37.2m。

预裂爆破孔2个，孔径75mm，孔深45m，装药分别25.6Kg、16Kg，装药长度分别25.6m、16m，封孔长度分别4.6m、5m。

第2循环情况：
施工抽放孔20个，最小折算孔深33.5m。

预裂爆破孔2个，孔径75mm，孔深分别38m、42m，装药分别64Kg、36Kg，装药长度分别32m、18m，封孔
长度分别6m、6.5m。

第3循环情况：
抽放孔13个，最小折算孔深39.98m。

预裂爆破孔1个，5＃钻孔，孔径75mm，孔深40m，装药21Kg，装药长度13m，封孔长度12m。

第4循环情况：
施工抽放孔15个，最小折算孔深37.8m。

预裂爆破孔2个，8＃、9＃钻孔，孔径75mm，孔深分别38m、42m，装药分别10Kg、18Kg，装药长度分别10m、18m，封孔长度12m。

第5循环情况：
施工抽放孔14个，最小折算孔深35.6m。

预裂爆破孔2个，6＃、7＃钻孔，孔径75mm，孔深分别45.6m、46.4m，装药分别5.8Kg、20Kg，装药长度分别5.8m、20m，封孔长度12m。

第6循环情况
施工抽放孔15个，最小折算孔深40.4m。

预裂爆破孔2个，7＃、8＃钻孔，孔径75mm，孔深分别43m、46m，装药分别12Kg、8.6Kg，装药长度分别12m、8.6m，封孔长度6m。

第7循环情况：
施工抽放孔13个，最小折算孔深39.9m。

预裂爆破孔1个，7＃钻孔，孔径75mm，孔深40m，装药8.6Kg，装药长度8.6m，封孔长度6m。

第2节爆破后抽放效果分析
一．爆破前后自排量变化
爆破前后部分孔的测试数据如下：
1．2132工作面爆破前后瓦斯自排量对比表：
表1. 2132工作面掘进深孔爆破前后瓦斯自排量对比表
考察孔自排瓦斯量(m3/min) 循环次数考察孔号
爆破前爆破后一70.0160.036
二 3 0.0180.041
2．2428工作面爆破前后瓦斯自排量对比表：
表2. 2428工作面掘进深孔爆破前后瓦斯自排量对比表
考察孔自排瓦斯量(m3/min) 循环次数考察孔号
爆破前爆破后
二 1 未考察0.062
2 0.044
四7 0.032 0.066
10 0.026 0.053
五 4 0.036 0.054
六8 未考察0.056
9 0.029 0.062
七7 0.034 未考察
二．爆破前后瓦斯抽放数据的对比
1．2132工作面瓦斯抽放
（1）2132工作面第一循环
预裂爆破后抽放瓦斯浓度及流量变化情况见表、直接预抽和预裂爆破后
预抽瓦斯流量变化见图。

抽放12天，抽放瓦斯量18312m 3，抽放率37.13％。

2132预裂爆破后预抽瓦斯流量变化情况表 时间 抽放瓦斯浓度(％) 抽放瓦斯量(m3/min)
第一天 42 1.53 第二天 40 1.07 第三天 38 1.42 第四天 38 1.42 第五天 38 1.4 第六天 38 1.4 第七天 38 1.4 第八天 36 1.33 第九天 30 1.08 第十天 26 0.81 第十一天 20 0.68 第十二天 10
0.33
2132工作面机巷瓦斯流量变化图(第一循环)
0.00
0.200.400.600.80
1.001.201.401.601.80
123456789101112131415
时间（天）
流量（m 3/m i n )
未预裂爆破预抽瓦斯流量变化
预裂爆破后预抽瓦斯流量变化
从以上图表及有关数据分析，采取深孔预裂爆破措施后，附近钻孔自排瓦斯量明显增大；始抽瓦斯流量比直接预抽高；瓦斯流量衰减更快；相同时间内，抽放瓦斯总量更多。

（2）2132工作面第三循环
考察钻孔自然排放瓦斯量。

3＃孔作为考察孔，爆破前自然排放瓦斯量为0.018m3/min，爆破后为0.041m3/min。

考察预裂爆破后预抽效果。

抽放6天，抽放瓦斯量7785m3，抽放率25.5％。

预裂爆破后，采用了移动抽放泵实施抽放，由于负压过大未有效调控，多次导致钻孔堵塞、胶管被吸扁等，瓦斯浓度及流量变化无规律，不具有指导意义，但其预抽效果较好。

2．2428工作面瓦斯抽放
1．爆破各循环瓦斯抽放的总体情况
预裂爆破后抽放相关参数表
循环次数抽放时间(d)抽放瓦斯量(m3)抽放率(%)
一9 7812 40
二 6 5673 42
三 6 2787 32
四 5 8560 53.5
五10 8260 62.9
六10 4320 32
七未抽放
2．第一循环预裂爆破后抽放瓦斯浓度及流量变化情况
第一循环爆破后流量随时间变化如表所示。

考察预裂爆破后预抽效果。

抽放9天，抽放瓦斯量7812m3/min。

利用爆破孔相邻钻孔进行考察，考察孔抽放浓度分别为54%、41%；其它钻孔抽放浓度为20%～40%。

2428预裂爆破后预抽瓦斯流量变化情况表
时间抽放瓦斯浓度(％)抽放瓦斯量(m3/min)
第一天40 1.23
第二天34 1.07
第三天31 1.02
第四天251
第五天210.87
第六天180.79
第七天120.67
第八天100.65
第九天90.61
第十天70.57
第十一天70.41
第十二天50.33
3．第二循环预裂爆破后抽放瓦斯浓度与未进行爆破时的流量对比
考察钻孔的单孔流量。

利用爆破孔相邻钻孔进行考察，考察数据如下表。

其它钻孔平均单孔流量0.03m 3/min ，瓦斯浓度26～40％。

地点
孔号 单孔流量（m 3/min ） 瓦斯浓度（％）
2428机巷
考察孔1
0.062 44 考察孔2
0.044
42
考察预裂爆破后预抽效果。

抽放6天，抽放瓦斯量5673m 3/min 。

4．其它循环情况
从第3~7循环的抽放天数和抽放总量分别为：
第4循环：考察预裂爆破后预抽效果。

抽放6天，抽放瓦斯量2786.979m 3 第4循环：考察预裂爆破后预抽效果。

抽放5天，抽放瓦斯量8560m 3。

第5循环：考察预抽效果。

抽放10天，抽放瓦斯量8260m 3，预抽率62.9％。

2428工作面机巷瓦斯流量变化图(第二循环)
0.00
0.200.400.600.801.001.201.401.60
1.80
2.00123456789101112131415
时间（天）
流量（m 3/m i n )
未预裂爆破预抽瓦斯流量变化
预裂爆破后预抽瓦斯流量变化
第6循环：考察预抽效果。

抽放10天，抽放瓦斯量4320 m3，预抽率32％。

第7循环：排放8天。

第3节爆破后防突效果分析
一．2312工作面效果
1．第1循环
本次预裂爆破措施批掘32.4m，共掘进五个小循环，掘进前，均先实施了效果检验，效检指标在第五小循环(25.6m时，已出爆破影响范围)超标K1值为0.843ml/g.min1/2，施工超前排放钻孔消突后正常掘进。

本循环共掘进32m，含抽放钻孔施工总时间为28天，每米进尺钻孔量为21.9m。

2．第2循环
拉炮后，碛头无任何变化，怀疑发生拒爆（实际已爆破），因此没有进行抽放。

本次爆破共掘进12.8m；均先施工了超前排放钻孔措施消突并经效检后掘进。

3．第3循环
本次预裂爆破措施批掘38.2m，共掘进六个小循环。

第三循环(12.8m时，在两爆破孔控制范围内)预测指标1.45 ml/g.min1/2，严重超标。

根据掘进情况反应，抽放碛头煤厚仅1.2m，掘两循环后煤厚突然增厚至2.8m，造成指标偏大。

本循环共掘进38.2m，含抽放钻孔施工总时间为30天，每米进尺钻孔量为37m。

二． 2428机巷爆破效果
1．第1循环
本次预裂爆破措施批掘27m，共5个循环，实掘24.1m。

掘进12.9m后第4个循环检验指标0.8 ml/g.min1/2，有喷孔卡钻现象，检验孔6m处超标，施工超前排放钻孔20个，检验合格。

第5循环施工超前排放钻孔20个，检验合格。

2．第2循环
本次预裂爆破措施批掘27m，共6个循环，实掘26.4m。

掘进8m后第3循环检验指标0.76 ml/g.min1/2，有喷孔现象，检验孔10m处超标，施工超前排放钻孔10个合格。

第4、5、6循环各施工超前排放钻孔20各合格。

主要是因为抽放时间不足，矿井抽放系统负压低。

3．第3循环
本次预裂爆破措施批掘29m，共2个循环，实掘5.8m。

掘进1.6m后第2循环检验指标2.6599 ml/g.min1/2，有喷孔、卡钻、吸钻现象，检验孔8m处超标，施工超前排放钻孔10个合格。

预裂爆破发生了冲孔，效果差。

4．第4循环
本次预裂爆破措施批掘27.8m，实掘27.6m，共7个循环。

掘进9.1m后第3个循环检验指标1.28 ml/g.min1/2，有卡钻、垮孔现象，检验孔4m处超标，施工超前排放钻孔10个合格。

第4、5、7循环施工超前排放钻孔10个合格，第6循环施工超前排放钻孔2次才合格，每次10格钻孔。

5．第5循环
本次预裂爆破措施批掘25.6m，实掘24.2m，共5个循环。

掘进19.4m后第5个循环检验指标0.49 ml/g.min1/2，有喷孔、夹钻、垮孔现象，检验孔6m处超标，施工超前排放钻孔10个合格。

6．第6循环
本次预裂爆破措施批掘31.8m，实掘30.6m，共7个循环。

掘进7.2m后第3个循环检验指标1.39 ml/g.min1/2，有喷孔、夹钻现象，检验孔4m处超标，施工超前排放钻孔10个合格。

第4循环施工超前排放钻孔2次，共18个孔，合格。

第5、6、7循环各施工超前排放钻孔10个。

7．第七循环
本次预裂爆破措施批掘29.9m，实掘19.6m。

掘进17.2m后第5个循环检验超标、喷孔现象，超标位置4m,K1=1.4892,S=2.9,施工排放10个，检验超标喷孔，补6个排放，检验超标，排放8小时，检验合格，然后掘进2.4米。

第3节经济效益计算（待定）第五章，结论（含今后需加强及改进之处）
第二部分三汇三矿深孔预裂爆破总结
第1章三汇三矿基本情况
第1节矿井概况
三汇三矿位于重庆合川市三汇镇，南距重庆市中区约85km。

襄渝铁路线横穿地面工业广场，渝广公路从矿井附近通过。

有矿区铁路专用线与三汇坝站接轨。

矿井地理坐标：东经106°35″37′～106°39″22′，北纬30°03″45′～30°06″15′；平硐标高为+309.92m；主斜井坐标：X=3329003.899，Y=36383609.157，标高+304.5m。

井田北以18-1勘探线（即三汇一矿平硐）为界，南到12勘探线（即龙家湾背斜末端），上部以旧采区为界、深部至-200m为界。

井田平均走向6.9km，平均倾斜宽0.75km，面积5.2km2。

矿区位于川东褶皱华莹山复式背斜之一龙家湾背斜东翼南段。

背斜呈东缓陡局部倒转、向南西倾伏的不对称形状。

背斜东翼地层倾角20°~40°，西翼倾角大于60°，甚至直立，倒转向东。

在15线以北被F8断层破坏，其形状难已辩认，在15线以南背斜形态转完整，且向南西方向倾伏，其倾角5°～15°，平均8°。

矿区内主要断层为F8，F8断层在15线以北分布于茅口灰岩中，对煤层无影响，14线以南逐渐转向东翼煤层，并生产与之伴生的F80断层，切割破坏了煤层。

在18线附近还有F14-4、F14-2断层切割破坏了煤层。

矿区内的含水层三迭系中嘉陵江石灰岩、下统飞仙关组第二、三段石灰岩，由于这些含水层远离煤层，同时又有隔水层相隔，对矿井开采无多大影响。

矿井涌水主要来自于含水层、大气降水渗透和老窑及采空区积水的补给。

现+100m水平最大涌水量为85.14t/h，全矿最大涌水量为1792m3/h。

三矿含煤地层为上二迭系龙潭煤层，共含煤层8层，其中K1、K2、K3、K4分布于第一段（P2l1），K6、K7、K8、K10煤层分布于第三段（P2l3），总厚度为4.82m，含煤系数为3%。

矿井内可采及局部可采煤层四层，即K1、K3、K4、K6，其中K1为中厚煤层、K3、K4、K6为薄煤层。

三汇三矿设计生产能力300kt/a，核定年生产能力450 kt/a。

矿井采用平硐加暗斜井的开拓方式，在+100m水平以上为明胶带斜井运煤，+100m水平以下为暗斜井并通过明斜胶带运输机运煤。

矿井现有水平划分为+363m、+310m、+240m、+170m、+100m和+20m，延深水平划分为-60m、-140m和-200m水平。

目前生产水平为+100m和+20m水平。

主采K1、K4（K3）煤层，在井田南北两翼各布置2个采煤工作面，原则上按2个K1面和2个K4（K3）面设置。

采用走向长壁式采煤方法，炮采和风镐落煤落煤，垮落法管理顶板。

全矿共布置有8~10个掘进头和4~6个备用掘进头。

第2节瓦斯赋存及通风、抽放系统
三汇三矿属高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井，在近6年瓦斯等级鉴定中，2005年瓦斯相对涌出量为37.03m3/t，绝对瓦斯涌出量为：30.22m3/min。

矿井近6年瓦斯涌出量见表1。

表1 矿井瓦斯涌出量统计表
年度2000 2001 2002 2003 2004 2005
绝对瓦斯涌出
19.76 24.00 21.41 25.04 24.22 30.22
量（m3/min）
相对瓦斯涌出
33.40 32.80 34.60 38.75 33.23 37.03
量（m3/t）
通过历年对各石门揭煤前进行打钻安表测得最大原始煤层瓦斯最大压力为8.6MPa，矿井属高突矿，K1层为强突出煤层，K4层属弱突出煤层，并作保护层开采。

历年来矿井共发生煤与瓦斯突出70次，最大突出强度为899t。

根据2004年重庆煤炭研究院对该矿K1、K3、K4煤层的鉴定，煤尘都具有爆炸性，2006年在重庆煤炭研究院鉴定各煤层均属二类自燃煤层。

第2章深孔预裂爆破技术与试验地点
第1节深孔控制爆破的目的及试验区情况
一．试验目的与爆破技术
三汇三矿进行深孔控制爆破的目的主要还是解决煤巷掘进时的防突问题，并进一步试验穿层深孔控制爆破对瓦斯抽放的作用。

采用的爆破技术与三汇一矿相同，均由北京科技大学提供技术指导。

二．试验区情况
试验在5410（+20mScc5NK4）运输巷、5412（+20mScc5SK4）运输巷、4412（+100Scc5SK4）运输巷进行。

5410（+20mScc5NK4）运输巷位于+20m水平南四石门至南五石门之间，该运输巷以北5408采煤工作面尚未开采，以南南五石门K1、K3、K4未揭露，回风巷以上4410采煤工作面已于2001年7月至2002年6月开采完毕。

5410采煤工作面运输巷走向长392m，工作面距地表垂深732~775m，地面位于茶园一带以东。

K4煤层为半暗至暗淡型煤，少数为半亮型，煤质较硬，含黄铁矿结核。

工作面煤层较稳定，局部地段有所变薄。

煤层倾角33°~38°，平均35°。

煤层走向为N41°E，倾向NE。

煤层为单一结构；煤厚0.4~1.30m，平均0.85m。

从揭露资料分析，预计运输巷无大的地质构造，但在施工中可能会遇到一些小构造，对掘进无大的影响。

构造及煤层变厚地段瓦斯赋存较丰富，应加强防突工作。

5412（+20mScc5SK4）运输巷位于+20m水平南四石门至南五石门之间，该运输巷以北5410采煤工作面尚未开采，以南南六石门K1、K3、K4未揭露，回风巷以上4412采煤工作面尚未开采。

5412采煤工
作面运输巷走向长392m，工作面距地表垂深732~775m，地面位于茶园一带以东。

K4煤层在此走向为S41°E，倾向SE。

煤层为单一结构；煤厚0.4~1.30m，平均0.85m。

4412（+100Scc5SK4）运输巷位于+100m水平南五石门至南六石门之间。

以北4410采煤工作面已于2001年7月至2002年6月开采完毕。

以南南六石门K4煤层沿未揭露，以上3412工作面尚未开采。

4412采煤工作面运输巷走向长372m，工作面距地表垂深532-675m，地面位于尖石头以东一带，。

K4煤层在此倾角340-40°，平均37°。

煤层走向为N41°E，倾向SE。

煤层为单一结构；煤厚0.4-1.30m，平均0.82m。

该工作面由于靠近龙家湾背斜倾伏端，地质构造较复杂，且受F8、F80大断层影响，伴生小构造较多，煤岩产状、岩性、煤厚变化较大。

靠近倾伏端及构造地段，瓦斯赋存丰富。

因此，在施工过程中构造及煤层由薄突然变厚地段注意瓦斯变化及支护工作，严防煤与瓦斯突出及垮塌事故。