3#顶板疏水巷揭煤设计说明

关于告成煤矿3＃顶板疏水巷（辅助巷）石门揭煤的

请示

集团公司：

根据施工需要，告成煤矿3＃顶板疏水巷石门准备揭煤，按照《防治煤与瓦斯突出细则》有关规定，现将《告成煤矿3＃顶板疏水巷石门揭煤设计》呈报，请批示。

附：1、《告成煤矿3＃顶板疏水巷石门揭煤设计》

2、《告成煤矿3＃顶板疏水巷石门揭煤地质图》

3、《告成煤矿3＃顶板疏水巷石门揭煤炮眼布置图》

4、《告成煤矿3＃顶板疏水巷石门揭煤抽放钻孔布置图》

告成煤矿

二00五年八月二十三日

告成煤矿3＃顶板疏水巷（辅助巷）

石门揭煤设计

一、揭煤地点的地质概况：

本次揭煤地点位于3＃顶板疏水巷，其巷道开口标高-94.2米，煤层平均倾角150，煤层厚度5米，顶板为砂岩及砂质泥岩，底板为砂质泥岩，受滑动构造影响，该区域煤层顶板以上发育有10～20m厚的滑动构造破碎带。揭煤地点前方约35米处有一落差5米的正断层，对揭煤无大的影响。

二、揭煤地区巷道布置及通风系统：

3＃顶板疏水巷自运输大巷开口，现施工段为其辅助巷，设计方位α=320 0，施工坡度+10，开口标高-94.2m，掘进断面10.2m2。在巷道开口处以南20米处建立两道防突正反向风门，在两道风门以外10米处安设两台YBT62-28Kw局部通风机（一备一用），岩巷掘进期间配风量为180m3/min，压入式通风，风筒直径为600mm，实现“双风机双电源自动倒台”和“三专两闭锁”。揭煤地区巷道布置及通风系统见通风系统示意图。

三、控制煤层层位及防突措施：

根据《细则》规定，施工队在施工过程中必须及时打钻探测迎头巷道距上部煤层的垂直距离，严格控制岩柱厚度不小于5米；

在揭煤石门工作面距煤层垂距5米时，必须停止掘进，在迎头至少打两个穿透全煤层的测压钻孔，测定煤的瓦斯放散初速度指标（△P）、煤的坚固性系数（f）和煤层瓦斯压力（P）。（钻孔布置及相关参数见附图）

以上瓦斯基础参数测定结束后，在严格执行控制煤层层位措施的基础上继续向前掘进。在揭煤石门巷道掘进至距煤层垂距2米时，根据所测煤层瓦斯基

础参数具体情况，在必要时采用在迎头施工排放钻孔措施，对煤层瓦斯进行进一步释放，然后对防突措施进行效果检验。若所测各项指标均显示无突出危险性，则再次用钻屑瓦斯解吸指标法进行突出危险性预测，无突出危险时可直接施工导硐，导硐施工必须严格控制煤层层位，保证岩柱厚度2.0米。

在掘进揭煤导硐过程中，每施工一循环利用探测层位钻孔进行钻屑瓦斯解吸指标测定，若有突出危险性，必须采取打释放钻孔等措施释放瓦斯，然后进行措施效果检验；若经预测无突出危险性，方可进行施工。

四、瓦斯传感器安设位置及断电围

在揭煤掘进工作面安设两台瓦斯传感器，均为大量程（0～100％），一台（Ｔ1）距掘进头不超过5米，瓦斯达到0.8％时报警，达到1.5％时断电撤人。另一台（Ｔ2）距盲巷口10～15米，瓦斯浓度达到１％时，报警断电撤人。断电围为反向风门以里所有电气设备。断电仪主机安设在正反向风门以外的运输大巷。

五、揭煤方案

所揭煤层为倾斜厚煤层，采用导硐震动放炮揭煤。

1、导硐长度：

按一次揭开煤层垂厚1.0米计算，导硐长度为:

Ｌ＝（2+1.0）/sin15°＝11.5（米）

式中：15°为煤层倾角，2米为岩柱厚度，1.0米为所揭开煤层垂厚。

考虑到揭煤地点岩石较破碎，煤层松软且属煤层底板揭煤等因素，为避免因震动放炮造成大面积冒顶，根据以往揭煤爆破实际，此次导硐施工长度选定6米。

2、导硐规格及支护：

考虑到底板揭煤的特殊性，导硐宽度Ｂ＝3.0米，高度Ｈ＝2.0米（为方便炮眼施工及降低导硐高度，导硐由原半园拱逐步过度到园弧拱断面，使导硐高度保持2.0米）。

为增强爆破效果，导硐施工用喷射砼临时支护，喷厚100mm。若施工过程中围岩破碎，难以保证支护及施工炮眼人员安全时，则在临时支护的基础上再用坑木、荆笆等加强支护，待放炮前进行拆除。

3、炮眼数目及炮眼布置：

按照部防突细则第92条规定（震动放炮的炮眼数目，应按照每平方米石门断面4～5个确定），导硐炮眼布置的间排距取0.4米。

n计＝Ｂ·Ｌ/a2

式中：

n计——计算炮眼数目，个；

Ｂ——导硐宽度，米；

Ｌ——导硐长度，米；

a——炮眼间排距，米。（一般取0.4～0.5米）

代入得：

n计＝3.0×6/0.52＝72（个）

实际布置11排，每排7个眼，炮眼个数n布＝77个。

炮眼数目校核：

Ｒ＝n布/Ｓ导＝77/（3.0×6）＝4.3（个/m2）

式中：

Ｒ——导硐断面每平方米炮眼数目，个；

Ｓ导——导硐顶板面积，m2。

导硐炮眼布置：

根据《细则》规定及经验，导硐炮眼布置采用岩眼和穿岩煤眼相间排列方式。岩眼距煤层底板0.2米，穿岩煤眼深入煤层0.7米，同类炮眼深度相等。

4、炸药量及装药连线方式

装药量计算：根据防突细则第92条“震动放炮的单位炸药量，应按照正常掘进量的1.5～2倍确定”的规定，装药量按下式计算：

Q=(1.5～2)q·A

式中：

Q—震动放炮装药量，kg;

q—正常掘进单位炸药消耗量，kg/m3;

A—导硐一次炸开煤量，m3。

根据在砂质泥岩中爆破掘进经验，乳化炸药单位消耗量q岩取1.4kg/m3，q

0.3kg/m3。

煤取

爆破炸开岩柱段体积V岩＝6*3.0*2=36m3；煤柱段体积V煤＝6*3.0*0.7=12.6m3，

炸药消耗量：

Q＝（1.5～2）（36*1.4+12.6*0.3）

＝81.3～108.4（kg）

根据爆破图表，实际装药量为 kg。

装药连线方式：

采用毫秒电雷管，起爆段数为3段，即掏槽眼、辅助眼、周边眼。装药方式采用正向爆破。装药后所余炮眼长度全部用水炮泥和黄土充填。联线方式采用大串联爆破网路，联线的每个接头必须采用砂布打磨掉涂层，两线接头缠绕联接，并用绝缘胶带包好。

要求：（1）岩石眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2米距离；如果岩眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2米的炮泥；

（2）打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开；

（3）所有炮眼在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至