瑞龙煤业回风立井井筒揭煤测压和远距离放炮揭煤
平煤八矿二水平己一回风暗立井揭穿突出煤层实践
出危 险性 预测 ， 标 超过 规 定 ， 指 执行 局 部 防 突措施 ， 不 超规定 则 向下 掘 进 ， 掘至 距煤 层 顶板 ２ ｍ时 进行
工作 面预 测 ， 指标 不超 则进行 爆破揭 煤 ， 层揭开后 煤
收稿 日期 ： ０ ９—１ ２０ ２—２ １ 作者 简 介 ：朱 伟 强 （ ９ ６ ） 男 ， 南 孟 津 人 ， 程 师 ，９ ９年 毕 业 １７一 ， 河 工 １９
后 ， 用 抽 放 钻 孔 对 煤 层 进 行 注 浆 。 否 则 ， 充 钻 孔 利 补
１ 。 直接 顶板 岩 性 为 ２ ４ ｍ深 灰 色砂 质 泥岩 ， 上 ０， ． 其 为厚 约 １ ． １ ５ｍ细砂 岩 ， 底板 为厚 约 １２ｍ的深灰 色 ． 砂质泥 岩 ， 其下 为 １ ． 中粒砂 岩 。 ７ １ｍ
至 下 口。
设 备 吨位 较 大又在 硐 室 内起 吊困难 ， 进 至距 煤 层 掘 ７ｍ岩柱 再施工 抽放 钻孔 方法 不 可行 。经 充 分讨 论 结 合 以往 经验 ， 决定 采 用 在上 口直 接施 工 瓦斯 抽放
钻 孔 的方 法 对 全 煤 层 进 行 瓦 斯 抽 施 消 突 。
层 。因此 ， 工 中心 孔 前 必 须 先 对 煤 层 进 行 消 突 。 施
由于 突 出煤 层 顶 板 距 暗 立 井 上 口 １ ． 反 井 施 工 ７ ５ｍ，
水、 排矸 之用 ， 心孑 打 好后 从 上 向 下 爆 破 循 环 掘 中 Ｌ
进 ， 用 组 合 模 板 ， 高 Ｉ２ 掘 一 段 打 一 段 ， 采 段 ．５ ｍ， 直
或延 长抽放 时 间。 当上 述 工序 完 成 后 ， 反 井钻 机 用 由上 而下先 施工 １个 ２ ０ｍ 小孔 ， 后在采取 安 ２ ｍ 之 全防护措 施 的条 件 下 用 １４ ０ ｍ 大 钻 头 自下 而 ０ ｍ 上反扩 １ 中心孔 ， 后 由人 工 从 上 向下 扩刷 至 设 个 最
A501回风巷
第一章概况第一节概述一、巷道名称、位臵本《作业规程》掘进的巷道为2501回风巷，开门位臵为矿井A3A5集中回风下山内。
具体开门位臵为A3A5集中回风下山内T23′导线点以南11.81m处为巷道右帮（北帮），开门方位角为270°与A3A5集中回风下山成90°夹角向西施工。
二、掘进目的及巷道用途+掘进目的是为形成2501工作面回风巷，满足矿井2501工作面回采时回风、行人、运输、管线敷设的需要。
三、巷道设计长度、坡度、工程量及服务年限巷道设计长度、坡度、工程量：根据设计要求，开门位臵为矿井A3A5集中回风下山内。
具体开门位臵为A3A5集中回风下山内T23′导线点以南11.81m处为巷道右帮（北帮），开门方位角为270°与A3A5集中回风下山成90°夹角向西施工。
巷道开门按照12°下坡见A5煤层底板后沿A5煤层底板施工约630m（平距）；巷道按断面为矩形，净宽为4.0m，净高为3.3m，总工程量为630m（平距）。
采用EBZ-160掘进机沿A5煤层底板掘进施工。
服务年限：等同于矿井2501工作面开采年限。
四、预计开、竣工时间根据矿接续安排，本掘进工作面自2014年2月中旬开工，预计2014年5月份初竣工。
第二节编写依据一、勘探报告及批准时间勘探报告名称为《新疆库车县北山煤矿区永新煤矿勘探报告》，批准时间为2005年12月。
二、设计说明书及批准时间设计说明书名称为《新疆库车县永新矿业有限责任公司初步设计说明书》，批准时间为2008年1月。
掘进地质说明书为《2501回风巷掘进工作面地质说明书》，批准时间为2014年1月。
三、矿压观测资料巷道沿A5煤层底板留顶煤掘进，掘进过程中易对围岩造成破坏，掘进施工过程中每隔100m在巷道顶板安设顶板离层指示仪对顶板进行观测，及时对观测到的数据进行分析、判断，并把结果反馈到施工过程中，从而不断修改设计，指导生产。
第二章地面相对位臵及地质水文情况第一节地面相对位臵及邻近采区开采情况地面相对位臵及邻近采区开采情况表表一第二节煤（岩）层赋存特征一、煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距A5煤层厚度3.55～7.12m，平均厚度为5.33m。
6中S205回风顺槽区域防突专项设计讲解
南二采区6中S205回风顺槽区域防突（抽采）专项设计大方绿塘煤矿有限责任公司2016年6月25日一、编制依据（一）编制目的及用途为保证南二采区6中S205回风顺槽条带煤层瓦斯消突、抽采双达标，保障施工人员人身安全及国家财产不受损失，特编制本设计。
（二）编制依据1．《煤矿安全规程》（2011 版）；2．《防治煤与瓦斯突出规定》；3．《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1025-2006）；4．《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》（安监总煤装〔2011〕163号）；5．《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（GB/T23250）；6．《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047-2007）;7. 山东能源集团贵州矿业有限公司关于印发《瓦斯防治效果评价制度》的通知（山东能源贵州矿业通发〔2014〕75号）等以及矿井的有关资料。
二、概况（一）煤层根据地测科提供的南二采区6中S205回风顺槽剖面图，6上煤层平均煤层厚度1.1m， 6中煤层平均煤层厚度3.5m，层间距3.1m，煤（岩）层自然倾角约+5°，煤层呈黑色，块状为主夹少量碎块状，金刚光泽，参差状断口，光亮型煤。
（二）瓦斯情况2014年由公司瓦斯实验室在南二采区6中S204顶抽巷DC3点向前100m处取样实测6上煤层原始瓦斯含量为7.1208m3/t；在南二采区运输大巷YS4点前90m处取样实测6中煤瓦斯含量为16.2462m3/t；2015年11月中煤科工集团重庆研究院有限公司在南二采区6中S204顶抽巷距开门口430m处实测瓦斯压力0.53MPa。
（三）地质及水文地质地质概况6中s205回风顺槽布置在南二采区6中煤层，根据902、903 、904、905钻孔资料情况分析，该区域地质条件简单，为单斜构造，6上、6中煤层均为不易自燃煤层，煤尘无爆炸性危险。
水文地质概况该区域水文地质条件简单，二叠系龙潭组除浅部有少量风化裂隙水外，深部富水性弱；二叠系长兴组石灰岩富水性可达中等，但极不均匀。
(回风井)一矿三水平下延北三回风立井井筒-551m~-940m正常段施工作业规程(好)
一矿三水平下延北三回风立井井筒-551m～-940m正常基岩段施工作业规程第一章工程概况一矿三水平下延北三回风立井井筒布置在一矿北三工业广场内。
井筒净直径为D6500mm，设计工程量为约1075m（至-950m）。
井口中心坐标：X＝3744335.000，Y＝38437412.000，根据施工图纸资料及自然地坪标高，永久锁口标高Z＝+125.00m，临时锁口标高Z＝+123.60m，落底水平标高根据初步设计暂定为-950m，施工时可根据实际揭露的岩性情况适当进行调整。
根据施工要求，+123.6m～-260.0m先施工井筒外壁，待外壁施工完毕后，再从下往上进行二次复壁，-260.0m～-270.0m为壁座I，进行整体浇注，-270.0m～-551.0m为单层井壁冻结段，-551.0m～-940.0m为正常基岩段（其中包括腰泵房、休息硐室和壁座Ⅱ）。
正常基岩段具体特征参数如下表所示：一矿北三回风井正常基岩段具体特征参数表腰泵房、休息硐室、壁座Ⅱ、揭过煤及过断层时施工方法、支护说明书、安全注意事项及其它施工情况另行编制施工措施补充。
第二章地质情况概述一、地层及构造根据井检孔揭露情况，井筒的地层自上而下有：第四系（Q）、三叠系下统刘家沟组（T11）、二叠系上统石千峰组（P3shq）、上石盒子组（P31sh）。
（附井筒预想柱状图）。
1、地层1ｓｈ）（1）二叠系上石盒子组（P3深度在623.7m～931.6m，主要由深灰色、灰色、灰绿色砂质泥岩、泥岩、紫红色斑状泥岩，其次为灰白色细～中～粗粒砂岩、粉砂岩和九、八、七煤组成。
该组砂岩以灰白色细中粒长石石英砂岩为主，硅质及钙质胶结，局部夹有灰色砂质泥浆条带及薄层泥岩，具有斜层理或缓波状斜层理，部分砂岩裂隙发育。
、（2）二叠系中统下石盒子组（P）2ｘ深度在931.6m～1169.9m，层厚238.3m，为第二含煤段。
以灰色、灰绿色砂质泥岩为主，其次为灰白色，灰色及灰绿色细粒砂岩，中粒砂岩，粉砂岩及煤组成。
11M52运输巷掘进专项防突设计(能发公司会审意见修改)
左家寨煤矿12运输石门瓦斯治理方案编制：总工程师：矿长：日期：目录第一章基本情况 (4)第二章瓦斯治理方案 (6)一、瓦斯涌出量分析 (6)二、通风系统 (6)三、配风量计算机风机选型 (7)四、矿井及工作面瓦斯抽放系统 (8)五、矿井安全监测监控系统 (8)六、防突 (9)一、区域综合防突措施 (9)二、局部综合防突措施 (12)第三章保障措施 (23)一、安全、技术保障措施 (23)二、组织保障及人员保障措施 (27)三、设备保障措施 (30)四、工程保障措施 (30)五、其他安全管理 (31)六、附图表 (32)七、其他 (33)编制依据1、《防治煤与瓦斯突出管理规定》（总局令第19号）；2、《矿井瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）；3、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）；4、《煤矿安全监测监控及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2007）；5、《煤矿安全规程》2011年版；6、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006）；7、左家寨煤矿相关设计与现场实测资料。
附图：1、煤层综合柱状图2、12运输石门通风系统示意图3、12运输石门监测监控传感器布置示意图4、12运输石门超前预抽钻孔设计图5、12运输石门φ75mm排放孔设计图6、12运输石门工作面避灾路线示意图7、12运输石门通讯布置图8、12运输石门综合防尘系统图9、12运输石门压风自救系统图10、12运输石门供电系统图11、12巷道布置图12运输石门瓦斯治理方案第一章基本情况（一）巷道布置及支护方式12运输石门属于12采区运输通道，位于井田中部，开口坐标为X=2962226.635、Y=35517560.917，Z=+1670.851；倾斜下覆11#煤层，上覆5#、6#、7#；开口方位角32°掘进，设计长140m,设计掘进断面积14.69m2，净断面13.71 m2，采用普通钻爆法掘进作业，支护方式为锚网、锚索支护，破碎地带采用半圆拱钢架棚支护。
XX煤矿掘进工作面矿压监测与防治方案技术措施及注意事项
XX煤矿掘进工作面矿压监测与防治方案技术措施及注意事项一、巷道动压监测手段：1、电磁辐射法监测：电磁辐射每天由矿压防治队用电磁辐射仪器（KBD－5型）在掘进工作面进行监测。
监测采用定点监测的方法。
定点监测的覆盖范围为掘进迎头及掘进迎头起往外60m范围内巷道两帮，每隔10m布置一个监测测点，总共13个监测点，随掘进前移（由掘进施工队制作电磁牌板1～13＃要求现场挂牌）。
2、钻屑法监测：（1）覆盖范围为掘进迎头起往外60m范围内，间隔10m布置一个测点共12个测点。
（2）由掘进施工队在巷帮用麻花钻杆打钻孔，检测钻粉量。
钻孔布置于底板往上1.2m处，孔径42mm，孔深10m ，孔平行于层面，并垂直于巷帮。
从第二米起，分别记录每钻进1m时的钻粉量，并与临界钻粉量进行比较，以确定危险状态。
该工作实施钻屑量临界指标，暂取250205上工作面临界指标执行。
（3）在钻孔施工过程中注意并记录钻进过程中的钻孔动力效应，即钻孔动力现象。
钻孔效应是钻孔产生的卡钻、吸钻、孔内冲击以及钻杆卡死、钻粉粒度变大等现象。
（4）如果钻粉量超过了临界钻粉量，或在打钻过程中出现卡钻、吸钻、孔内冲击以及钻杆卡死、钻粉粒度变大等现象时，说明此处存在应力高峰区，需要及时进行卸压处理。
3、日常监测：做好围岩离层监测、表面位移监测及锚杆拉拔试验和锚杆预紧力测试。
二、防治：根据电磁辐射显示数据及钻屑量，对掘进迎头及迎头60米范围巷道两帮进行深孔爆破卸压。
（1）在掘进迎头断面中部、平行巷道走向，底板往上1.6m处打卸压爆破孔。
采用煤电钻施工，钻孔深度15米，孔径为42mm，每孔采用正向装药，装药量3kg（20码），采用3个炮头，炮线孔内串联，炮泥封孔长度不得小于3m，此项工作要求每天进行一次。
（2）迎头往后60米范围内（随掘进防治范围随之前移）巷道两帮实施放炮卸压措施，爆破孔每隔5m布置巷道两帮，距底板往上1.2m，眼垂直巷帮。
钻孔深度10米。
每孔采用正向装药，装药量3kg（20码），采用2～3个炮头，炮线孔内串联，孔间串联。
回风立井揭煤技术应用实践
DOI：10.16660/ki.1674-098X.2019.09.036回风立井揭煤技术应用实践秦玉明 王海涛(黑龙江龙煤矿山建设有限公司 黑龙江鸡西 158100)摘 要：针对龙煤鹤岗分公司兴山煤矿回风立井施工揭煤技术问题，龙煤矿山建设有限公司承建煤矿回风立井井筒及相关巷道工程施工。
公司严格按照国家相关法律法规要求，本着贯彻执行国家及本行业部门有关建设方针和技术政策，采用先进的科学技术，充分利用本企业的施工能力和技术经验，提高矿井建设的综合效益，依据图纸在确保安全和工程质量的前提下，合理安排施工顺序及工程进度，最终顺利圆满地完成了施工任务，取得了良好的经济和社会效益。
关键词：回风立井 煤层揭煤 抽放钻孔中图分类号：TD713 文献标识码：A 文章编号：1674-098X(2019)03(c)-0036-02煤矿巷道揭煤施工是一项十分危险而复杂的系统工程，特别是立井井筒揭煤工程[1-2]，由于揭煤过程中煤与瓦斯突出强度大、突出量多、涉及范围广，极易造成严重破环，给矿井带来人员和财产损失。
因此，在立井揭煤施工中要严格根据《防治煤与瓦斯突出规定》等相关法律法规，对具有煤与瓦斯突出危险性的区域进行揭煤作业。
必须严格按照揭煤相关规定进行设计和施工，确保安全平稳施工。
1 工程概况兴山煤矿地理位置位于鹤岗矿区最北端，该井田位于鹤岗煤田最北端，构造总的规律，构造形迹在空间的展布，低序次的构造特征都与煤田构造规律有其成生联系。
原煤的灰份在10.8%~7.43％之间，挥发份在32.65%~9.37％之间，发热量都在23.56~5.66MJ之间。
属于特低硫、低磷、高发热量、高挥发份。
煤矿回风立井井筒设计井深426.163m，掘进直径为7.8m，净直径为7.0m，井壁结构为浇筑混凝土，井壁厚度400mm，混凝土强度等级C30。
围岩破碎时，采用锚网喷临时支护，掘进直径为8.0m，喷砼强度C15，喷厚100mm，由龙煤矿山建设有限工程公司负责施工。
恒源煤矿深部井—960m轨道主石门安全揭穿4煤层技术研究
恒源煤矿深部井—960m轨道主石门安全揭穿4煤层技术研究作者：徐伍义陈辉来源：《农家科技中旬刊》2018年第05期摘要：石门揭煤时突出现象越来越严重，必须采取“四位一体”综合防突措施，严格控制石门揭煤进尺速度，确保安全揭煤。
关键词：石门揭煤；综合防突1.技术背景近年来矿井开采向深部发展和进步，一些矿井的开采深度已超越1000m。
随着较深层次的增加，煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出都将随之增大，部分原无突出危险的煤矿也开始涌现动力现象，部分未划分为突出矿井的煤矿也不得不按突出煤矿管理。
我国煤和瓦斯突出危险矿井数目和突出强度、频度将随着开采较深水平的延深、开采强度的增大而逐渐增多。
在地质条件基本相当的情况下，埋藏深度越大，越不利于瓦斯扩散、溢散，煤层的瓦斯含量越高，而且煤层的瓦斯含量极不均匀。
4煤层顶底板多为泥岩、泥质粉砂岩，其封闭性好，不利于瓦斯的逸散，煤层顶板泥岩发育区也是瓦斯聚集区。
其次，构造也是影响瓦斯含量分布的重要因素，采区内压扭性断层发育，在断层两侧的伴生裂隙中以及在温庄向斜的轴部，都可能是瓦斯的富集区。
2.矿井概况2.1矿井概况恒源煤矿深部井位于安徽省淮北市刘桥镇西北部，东距淮北市约8km。
矿井采用深部与浅部联合开发方案；立井、主要石门、集中大巷开拓方式；在深部区布置北副井（直径7m、深1018.5m）、北风井（直径6m、深993.5m）和暗斜井，深部煤炭由暗主斜井运到浅部恒源煤矿主运输系统，由恒源煤矿现有主井提升至地面装车外运，刘桥深部作为浅部恒源煤矿的一个生产分区，充分利用恒源煤矿现有设施。
深部区可采储量93094.1kt，深部区与恒源煤矿联合开发生产规模仍维持2.0Mt/a，矿井联合开发服务年限为48.4a。
2.2煤层瓦斯赋存情况恒源煤矿钻孔获得最大瓦斯含量仅为4.829m3/t，表现出矿井整体低瓦斯的特点。
恒源煤矿深部区位于蒋河复式向斜南部转折端，总体形态为一走向近东西和向北倾斜的单斜构造，地层倾角一般8～15°。
胶带大巷揭5-1煤专项防突设计
贵州五轮山煤业有限公司1330胶带大巷揭5-1煤专项防突设计贵州五轮山煤业有限公司通防部二〇一一年七月六日审批意见审批人员签字：编制：年月日通防部：年月日通防工区：年月日施工单位：年月日机电部：年月日工程部年月日地测部：年月日安监部：年月日调度中心：年月日生产副总工：年月日通防副总工：年月日总工程师：年月日目录第一节概况 ............................................................................................................................................................... - 1 -一、地质 (1)二、巷道施工情况 (1)三、煤层突出倾向 (1)四、通风系统 (1)五、抽采系统 (1)第二节煤层层位控制 ............................................................................................................................................... - 2 -第三节区域防突措施 ............................................................................................................................................... - 2 -一、区域预测 (2)二、区域防治突出措施 (2)三、区域措施效果检验 (5)四、区域验证 (7)第四节揭煤前探眼施工 ........................................................................................................................................... - 7 -第五节局部综合防突措施 ....................................................................................................................................... - 8 -一、工作面突出危险性预测 (8)二、工作面防突措施 (8)三、工作面防突措施效果检验 (9)第六节安全防护措施 ............................................................................................................................................... - 9 -第七节加强过煤层段巷道的支护及其他措施 ....................................................................................................... - 9 -第八节组织管理措施 ............................................................................................................................................. - 10 -1330胶带大巷揭5-1煤专项防突设计第一节概况一、地质1330胶带大巷前方掘进将揭露5-1上下煤，5-1下煤、煤厚1.3m，5-1上煤、煤厚1.2m，煤层倾角6～10°下降。
1450回风石门揭C66煤防突专项设计(DOC)
贵州天伦矿业投资控股有限公司水城县阿戛凉水沟煤矿1450回风石门揭C66煤层专项防突设计及安全措施编制：审核：总工程师：矿长：2016年11月20日- 0 -会审意见作业规程（措施）贯彻签字表目录一、前言 (1)二、编制依据 (1)三、揭煤区域基本情况 (1)（一）工作面位置及周边采掘情况 (1)（二）揭煤区域地质构造及巷道布置情况 (2)四、控制煤层层位措施和准确确定安全岩柱厚度的措施 (4)五、揭煤区域通风系统、瓦斯监测系统情况 (5)（一）揭煤区域内的通风系统 (5)（二）加强控制通风风流设施的措施 (5)（三）瓦斯监测装置的布置及要求 (6)六、石门揭煤区域综合防突措施 (6)（一）区域突出危险性预测 (6)（二）区域防突措施 (7)（三）揭煤区域防突措施效果检验 (8)（四）区域验证 (9)七、工作面局部综合防突措施 (10)（一）揭煤工作面突出危险性预测 (10)（二）揭煤工作面防突措施 (10)（三）揭煤工作面防突措施效果检验 (10)（四）安全防护措施 (11)八、石门揭煤 (14)（一）揭煤安全技术措施 (14)（二）加强过煤层段巷道支护的措施 (17)九、石门揭煤的安全防护措施 (17)（一）瓦斯管理 (17)（二）机电设备管理 (19)（三）防尘系统 (20)（四）防灭火管理 (20)（五）其他安全措施 (21)十、石门揭煤的施工组织措施 (22)十一、附图 (26)1450回风石门揭C66煤层专项防突专项设计及安全措施一、前言1450回风石门位于副斜井中下段1450水平左侧，上段为1490水平运输，下段是1400水平联络巷。
根据先探后掘地质资料表明，工作面距C66煤层底板法向距离为32m。
煤层走向2896°，倾角79°，煤层平均厚度2.3m。
为确保揭煤安全，根据《防治煤与瓦斯突出规定》，结合1450回风石门实际情况，以石门揭煤方案编制本设计，与本次揭煤相关的单位及人员必须严格遵照执行。
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回风立井井筒揭煤探煤测压和远距离放炮揭煤施工安全技术措施一、工程简介：浙江中宇潞阳瑞龙项目部承建的瑞龙煤业回风立井工程。
井筒净直径为5.0m，净断面为19.63㎡，井深预计269.0m。
根据太原设计院提供的设计图《回风立井及井底连接处》，井筒落底于15号煤层，施工中以实际见煤为准，且将井底间接处布置在稳定岩层中，并相应调整井筒长度。
井筒设有一个壁座，壁座以上表土风化带井壁均采用双层钢筋现浇c30砼井壁支护，井壁厚为0.7m；基岩段采用现浇c30砼井壁支护，井壁厚为0.4m；井底连接处采用双层钢筋现浇c30砼井壁支护，井壁厚为0.5m。
本工程采用普通凿井法施工。
该工程于2011年10月15日开工，目前已施工40米，预计井筒将在152.05m~290.35m先后揭露3号煤~15下号组煤，共计12层煤（其中无编号1层）.煤层厚度分别如下：3号煤厚2.6m（其中夹矸0.23m）、6号煤厚2.04m（其中夹矸1.29m）、8号煤厚2.15m、无编号煤厚0.63m、9号煤厚1.30m（其中夹矸0.5m）、12上号煤厚0.61m、12号煤厚1.95m （其中夹矸0.33m）、13号煤厚0.65m、14号煤厚0.28m、15上号煤厚0.6m、15中号煤厚1.75m、15下号煤厚7.72m（其中含三层夹矸分别厚0.3m、0.48m、0.34m）。
井筒揭露的地层情况详见附图：瑞龙煤业回风立井钻孔综合柱状图。
为了确保安全通过以上12层煤，特编制本施工技术安全措施。
二、编制依据⑴《回风立井钻孔综合柱状图》⑵《煤矿安全规程》（2011）⑶《瑞龙煤矿矿井初步设计》⑷《瑞龙煤矿矿井初步设计·安全专篇》⑸《防治煤与瓦斯突击规定》⑹《回风立井井筒施工组织设计》⑺《回风立井井筒施工作业规程》⑻《煤矿安全生产法》⑼《煤矿工人技术操作规程》三、矿井煤层基本情况1、煤层本井田含煤地层主要为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，山西组含3、6号二层煤层，均为可采煤层，地层平均厚度43.74m，煤层平均总厚度为3.78m，含煤系数为8.6%。
太原组含10层煤（包括一层未编号煤），其中8、9、12、15上、15中、15下号煤层可采，其它煤层不可采；地层平均厚度129.03m，煤层平均总厚度14.77m，含煤系数为11.4%。
可采煤层基本情况如下：3#煤层：顶板为泥岩。
灰黑色泥质结构，断口参差状、性脆、半坚硬，含有少量植物落叶化石，主要成分粘土矿物；底部为细粒砂岩。
灰色细粒结构，层状构造，断口参差状成平坦状，含有3—4mm黑色泥质条带，分选好，泥质胶结，主要成分粘土矿物。
煤是黑色半壳型，夹矸为炭质泥岩。
6#煤层：顶板为砂质泥岩、泥岩。
部分老顶为粗砂岩，泥岩和砂质泥岩为伪顶。
泥岩和砂质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差；底板为砂质泥岩，中等较稳定板。
8#煤层：顶板为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩。
部分老顶为K7砂岩，泥岩和砂质泥岩为伪顶。
泥岩和砂质泥岩、炭质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差；底板为砂质泥岩为中等较稳定的底板。
9#煤层：顶板为砂质泥岩、泥岩、粗砂岩。
粗砂岩顶板岩石较坚硬稳定。
泥岩和砂质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差；底板为砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩，砂质泥岩为中等较稳定的底板，泥岩和炭质泥岩底板不稳定，易发生底鼓不良地质灾害。
12#煤层：顶板多为K4灰岩，砂质泥岩、泥岩多为伪顶。
灰岩顶板岩石较坚硬稳定；泥岩和砂质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差。
底板为砂质泥岩、泥岩、粗砂岩、灰岩，粗砂岩、灰岩为稳定的底板，砂质泥岩为中等较稳定的底板，泥岩底板不稳定，易发生底鼓不良地质灾害。
15上#煤层：顶板多为K2灰岩和粗砂岩，砂质泥岩、泥岩多为伪顶。
灰岩、粗砂岩顶板岩石较坚硬稳定。
泥岩和砂质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差；底板为泥岩、炭质泥岩、砂质泥岩，砂质泥岩中等较稳定的底板，泥岩和炭质泥岩底板不稳定，易发生底鼓不良地质灾害。
15下#煤层：顶板为砂质泥岩、炭质泥岩、泥岩、粗砂岩，粗砂岩顶板岩石较坚硬稳定，泥岩、炭质泥岩和砂质泥岩顶板岩石较松软，稳定性差；底板为砂质泥岩、泥岩、粗砂岩，粗砂岩为稳定的底板，砂质泥岩中等较稳定的底板。
泥岩底板不稳定，易发生底鼓不良地质灾害。
根据回风立井钻孔综合柱状图显示：回风立井将穿过12层煤层（包括一层无编号煤层），井筒落底位置在15下号煤层下。
井筒揭露煤层具体情况见下表煤层分布情况一览表2、瓦斯瑞龙煤业以设计60万t/a产量开采，矿井最大绝对瓦斯涌出量7.88m3/min，最大相对涌出量为6.24m3/t。
属低瓦斯矿井。
3、煤尘矿区8、9、12、15、15下号煤层煤尘具有爆炸危险性，施工中须采取预防煤尘爆炸的措施。
4、煤的自燃性矿井可采煤层自燃倾向性等级均为Ⅲ级，属不易自燃煤层。
四、井田临近煤层情况根据矿方提供的资料及邻矿的开采情况，开采过程中未见瓦斯突出的现象，为低瓦斯矿井。
五、揭煤总体思路根据《瑞龙煤矿矿井初步设计.安全专篇》所述：本矿井无煤（岩）与瓦斯突出危险，故建井期间可以不进行煤层突出危险性鉴定。
但根据《防治煤与瓦斯突出规定》第十一条：矿井有下列情况之一的应当立即进行突出煤层鉴定，鉴定未完成之前，应当按突出煤层进行管理：㈠、煤层有瓦斯动力现象的；㈡、相邻矿井开采的同一煤层发生突出的；㈢、煤层瓦斯压力达到或超过0.74Mpa的；本措施为确保安全，确定施工回风立井先后要揭露12层（其中一层未编号）煤层遵循如下程序，分别进行探煤测压，视有无瓦斯动力现象和瓦斯压力是否达到或超过临界值，确定是否启动煤层突出危险性鉴定。
即：对3号煤至15下号煤及未编号的煤层，计12层煤，在掘进距每一层煤层法距10m时打钻探煤，打钻过程中无论有无煤与瓦斯喷孔、顶钻等动力现象，在探煤结束后，都进行测定瓦斯压力，如果测得瓦斯压力等于或大于0.74Mpa,则启动突出煤层鉴定程序，由甲方委托具有煤与瓦斯突出鉴定资质的单位进行突出煤层鉴定，如果测得瓦斯压力小于0.74Mpa，采取远距离放炮揭穿煤层。
六、具体探测设计1.1、12层煤每层煤的瓦斯涌出量为6.24m³/t，属低瓦斯矿井。
为确保安全，井筒掘进距每层煤层10m时，沿井筒周边均匀布置75°角向下打探眼3个，探清煤层赋存状况（倾角、厚度等），并测定3个孔的瓦斯压力，若测得3孔瓦斯压力均小于0.74Mpa时，正常掘进到距煤层法距5m时，开始采用远距离放炮，掘进至距离煤层法距1.5m （倾斜及缓倾斜2m）时，采用远距离放炮一次揭穿煤层，若任意一孔瓦斯压力大于等于0.74Mpa时，则立即启动煤层突出危险性鉴定。
1.2、每一层煤掘进至底板时，停止掘进→打三个钻孔探煤，探煤孔沿井筒周边均匀布置，穿透煤层且进入底板不小于0.5m，径向至井壁＞4m（见附图）→探清煤层赋存，同时测定煤层瓦斯压力→若测得三孔瓦斯压力均小于0.74Mpa时，正常掘进至距离煤层法距5m时，开始采用远距离放炮，距离煤层法距1.5m时，采用远距离放炮一次揭穿（揭开）煤层。
若任意一孔瓦斯压力≥0.74Mpa时，立即启动煤层突出危险性鉴定。
2、煤层瓦斯压力测定2.1、在测压孔内插入上端带有压力表接头的管径为16mm无缝钢管，长度分别为：3号煤12m、6号煤12m、8号煤12m、无编号煤11m、9号煤12m、12上号煤12m、12号煤12m、13号煤11m、14号煤12m、15上号煤12m、15中号煤12m、15下号煤16m。
测压管露出探煤工作面1m，压力表量程为0.5-5Mpa。
2.2、测压管底部埋入端0.8m范围内事先打一些小孔，1.0m处焊直径略小于钻孔直径挡板，埋入时，在挡板上部缠绕20cm左右长，直径与钻孔相当的干海带，海带上部的测压管与测压孔间隙使用注浆机注入膨胀水泥-水玻璃双液浆封孔，封孔后长度达到煤层与其顶板界面。
2.3、八小时后，每班观察压力表读数变化情况，详细记录压力上升与时间的关系。
测压时间不少于5天，5天后如果压力变化不超过0.005Mpa/天，认为压力已经稳定，测压结束。
测压结束后，以3孔之中的最大压力作为瓦斯压力的测定结果。
即为煤层瓦斯压力。
测压装置见附图。
3、远距离放炮设计3.1、爆破材料：选用三级煤矿安全水胶炸药，药卷直径采用φ45mm 和φ35mm两种，雷管选用7m长铜脚线毫秒延期电雷管。
3.2、布孔：中心打一个揭煤自由孔，岩眼、煤眼间隔布置，掏槽眼、辅助眼二、周边眼各打入煤层50%后，其它为岩石眼，岩眼深度以距离煤层顶板200mm为准，打入煤层段要有炮泥充填。
3.3、装药：掏槽眼、辅助眼二、周边眼中，煤层中各装药一卷，单独使用装雷管，与岩石段炸药用炮泥隔开，炮泥长度不小于400mm。
其它装药按岩石标准执行，必须正向装药，封泥长度为眼深的50%。
3.4、起爆方式：联线方式为串并联，辅助眼和周边眼为一组，其余为一组，每组之间全部为串联，两组之间为并联，在地面使用专用高频起爆器。
炮眼布置图见附图爆破图表、爆破参数表见下表：回风立井揭煤爆破参数图表3.5、严格按照爆破图表及爆破说明书进行施工，炸药采用三级煤矿许用水胶炸药，采用正向装药方式；雷管采用7m长铜脚线的1~5段毫秒延期铜芯电雷管，总延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用，电雷管使用前必须做导通试验。
3.6、采用CFB-1200型放炮器进行起爆，每次放炮前必须检查其完好后，方可使用。
联线采用串联方式。
3.7、网路中的电流I按下式计算：I=E/R总=2500/（276.43+0.855）=9.016A雷管1组电流：I1=I×R雷管2/(R雷管1+R雷管2)=9.016×485.1÷（642.6+485.1）=3.878A雷管2组电流：I2=I×R雷管1/(R雷管1+R雷管2)=9.016×642.6÷（642.6+485.1）=5.138AI2＞I1=3.878＞2.4A电雷管串联引爆电流为1.2A，根据《煤矿安全规程》第210条规定，远距离放炮必须使通过每一电雷管的电流达到其引爆电流的2倍，其实值取2.4A，符合准爆要求。
式中：E—为放炮器的瞬时电压，E=2500V；R总—网络总电阻，R总= R雷管+ R母线+ R放炮器R母线—母线电阻，R母线=ρ×L/S=0.0175×50×2/10+0.0175×500×2/35=0.675ΩR雷管1—第一组雷管电阻，R雷管1=6.3×102=642.6ΩR雷管2—第二组雷管电阻，R雷管2=6.3×6=37.8ΩR雷管= R雷管1R雷管2/(R雷管1+R雷管2) =35.7ΩR放炮器=0.18Ωρ—电导率，取0.0175Ω·mm²/mL1、L2—母线长度，L1取50m×2 L2取500m×2S1、S2—母线横截面，取S1 =10 mm²S2=35 mm²3.8、远距离放炮揭开每一层煤层的范围，井筒工作面距每一层煤层顶板最小法距5m起，至揭开每一层煤层底板2m止。