[ 论文 关键词] 渐进式  石门揭煤  突出厚煤层

　　[论文摘要]　“渐进式” 是松藻煤电公司经过多年研究，安全揭开中厚煤层、薄煤层一种新型技术，它采用多指标，分步预测，分步消突、分步检验，实行“浅掘浅进”的一种揭煤技术；本文运用“渐进式”的揭煤模式，逐步安全揭穿了+730总回风m8厚煤层，使“渐进式”有了更广的运用范围。

　　1.概况

　　1.1 矿井概况

　　梨园坝煤矿处在渝黔交界处，属重庆市綦江县石壕镇和贵州省习水县温水镇，井田南西以天神沟～罗半台f53断层与贵州省习水县温水矿区星文井田毗邻；北东以仙洞河为界与逢春煤矿为邻；北西以10号勘探线附近的拐点坐标连线为界与石壕煤矿相接；浅部最高至+800m标高；深部至±0m标高。井田走向长约11.7km，倾斜宽平均0.9km，面积约10.5km2。整个井田岩层倾角由浅至深、由东至西逐渐由35°至55°，为一中等倾斜的单斜构造。

　　1.2 煤层及瓦斯赋存情况

　　根据地质136队提供的《梨园坝井田地质精查报告》，井田出露地层最老为志留系中统韩家店组，最新为三叠系中统雷口坡组；含煤地层为古生界二叠系上统龙潭组，煤系最大厚度81.38m，最小厚度57.86m，平均68.25m；可采煤层4层，自上而下为m6、m7、m8、m12，其中m8煤层厚度在1.46～8.73m，平均厚度4.91m。wWW.11665.cOm据地勘资料提供m8煤层瓦斯含量为2.25～28.68 m3/t，平均15.65 m3/t；详见表1-1。

　　　　　　　　表1-1   梨园坝井田各开采煤层厚度及煤层瓦斯含量统计表

煤层编号

煤层赋存情况

瓦斯赋存情况

厚度（m）

瓦斯含量（m 3 /t）

最小值

最大值

平均值

最小值

最大值

平均值

m 6

0.05

3.75

1.36

0.05

23.8

12.04

m 7

0

1.39

0.64

7.7

11.57

9.47

m 8-1 、m 8-2

1.46

8.73

4.91

2.25

28.68

15.65

（m 8 ）

m 12

0.08

1.48

0.6

0.49

4.46

2.58

　　与梨园坝煤矿相邻且处于同一矿区的石壕、逢春、渝阳、打通煤矿均为煤与瓦斯突出矿井，梨园坝煤矿所开采的m6、m7、m8、m12煤层中，m6、m7、m8煤层在以上矿井均发生过煤与瓦斯突出，为突出煤层；矿井在+720排水平硐、+720主运输石门施工揭煤预抽钻孔期间大部分钻孔出现喷孔现象，实测最大k1值1.78ml/g.min1/2,虽然梨园坝煤矿是基建矿井，未做煤与瓦斯突出鉴定工作，但矿井按煤与瓦斯突出矿井进行管理。

　　1.3 巷道基本情况

　　+730总回风石门井下位于矿井一采区东翼，开口于矿井总回风斜井+730水平，南接+730总回风上山，地表标高+1090m，揭煤点m8煤层标高+730m，煤层埋深360m，总工程量为451m，3‰坡度由北向南掘。在掘进过程中都将穿过m6、m7、m8煤层；在揭穿m6、m7时，m8煤层为未受保护的强突出复合煤层，其上部为m8-1煤层，厚2.2m，中间夹矸0.9m，下部为m8-2煤层，厚2.8m，m8煤层总厚度5.0m，预计揭煤m8总厚度约6.0m，煤层倾角27～30°；m8-1瓦斯含量为12.27 m3/t，m8-2瓦斯含量为28.43 m3/t。石门的掘进区域均无明显断裂构造。详见图1-1。

 

图1-1  +730总回风石门位置关系及掘进地质说明书。

　　2.应用方案的制定

　　2.1 揭煤区域防突措施

　　矿区内各突出矿井的石门揭煤区域防突措施一般采用预抽煤层瓦斯，预抽煤层瓦斯是施工抽放孔抽排瓦斯，释放一定的地应力，增高煤体强度，最终达到消除或减少采掘过程中煤与瓦斯突出危险[3]。因此，+730总回风石门揭煤区域在工作面距m8煤层顶板5m时施工预抽钻孔，预抽煤层瓦斯。

　　2.2 揭煤局部防突措施

　　“渐进式”揭煤技术是在距所揭煤层顶（底）板5m、3m、2m（或1.5m）位置采用密钻孔，多指标分进行步预测，分步消突、分步检验，在保留足够的安全屏障前提下实行“浅掘浅进”，不实施震动性放炮直接揭开煤层[1]；该技术是松藻矿区在中厚煤层、薄煤层揭煤中研究成功，经多年应用并均取得良好效果的一种新型揭煤技术，为此，+730总回风石门揭煤时也应用该揭煤技术，并对该技术揭厚煤层的效果进行考察、研究。

　　3.措施实施情况

　　3.1 揭煤预抽钻孔布置及施工

　　+730总回风石门揭煤预抽钻孔在距m8-1煤层顶板6.6m岩柱施工83个，孔径φ65mm，钻孔布置方式4×4m2；钻孔均经穿透m8-1、m8-2煤层，并进入m8-2煤层底板0.5m，钻孔施工中在进入m8-1、m8-2煤层后均有喷孔现象，喷距0.5～3m，实测最大k1值为1.76ml／g.min1／2，钻孔控制巷道轮廓线上方10m，下方8m，两帮外各10m，控制面积847.5m2，采用水泥砂浆对钻孔进行封堵，封孔深度5m。详见图3-1。

图3-1  +730总回风石门预抽钻孔竣工图

 

　　3.2 预抽效果分析、评估

　　钻孔范围内瓦斯储量174059 m3，（m8-1煤层80292.23m3，m8-2煤层92618m3，上下围岩按经验数取20％），于6月上旬形成抽放，用bwy-30移动式真空泵接抽，初始流量为8.24 m3/min  ，浓度为28%，负压为320mm汞柱；抽放几天后，浓度迅速衰减为0.83m3/min，截止2008年9月8日，累计抽放94天，抽出瓦斯量41396.4m3，抽出率23.78%，钻孔施工期间瓦斯排放量13265m3，抽、排总量54661.4m3，抽排率31.4%，详见表3-2。

表3-2  +730总回风石门瓦斯抽排汇总表

钻孔数(个)

钻孔控制
面积（m 2 ）

钻孔控制面积瓦斯储量（m 3 ）

抽放量（m 3 ）

打钻期间 自然 排放量（m 3 ）       

瓦斯排、抽总量（m 3 ）

预排、抽率(%)

m 8-1

m 8-2

83

847.5

81441

92618

41396.4

13265

54661.4

31.4

　　+730总回风石门经预抽分析、评估，结合抽放钻孔施工期间自然瓦斯排放量，石门钻孔范围内瓦斯排、抽出率均在30%以上，符合揭煤相关规定。

　　3.3 预测、检验情况

　　3.3.1 预测、检验指标的选择

　　目前矿区防突指标一般采用k1值、钻屑量sa值、煤层硬度系数f值以及施工中的动力现象来判断突出危险性；由于梨园坝煤矿由于处于新建中，突出敏感性指标未得到考察，因此+730总回风石门揭煤预测、检验只能采用《防治煤与瓦斯突出规定》规定的临界指标，即k1值取0.5ml/g.min1/2；在实际预测、检验过程中，由于采用水排粉，k1值降低20%使用，取0.4ml/g.min1/2，未将钻屑量sa值作为指标使用；预测、检验时利用k1值和f值换算瓦斯压力p。

　　3.3.2 预测钻孔布置

　　+730总回风石门在距m8煤层顶板6.6m、3.3m、1.5m和揭开煤层后过煤门共施工φ65mmm预测钻孔18个、11个、9个，钻孔控制石门轮廓线两帮7m，控制巷道上方12.4m，下方5.1m，预测钻孔穿透m8-1、m8-2煤层并进入m8-2煤层底板0.5m。

　　3.3.3 预测、检验结果

　　+730总回风石门在距m8煤层顶板6.6m、3.3m、1.5m和过煤门共施工预测钻孔38个，6.6m、1.5m岩柱及过煤门预测孔施工均无动力现象，实测最大k1值0.36ml/g.min1/2，煤的硬度系数f=0.21，换算瓦斯压力为0.193pa；3.3m岩柱位置预测2个钻孔k1值超标，最大0.42ml/g.min1/2，经再超标孔两侧施工排放兼检验孔后检验有效，实测最大k1值0.32ml/g.min1/2，煤的硬度系数f=0.21，换算瓦斯压力为0.171pa详见图3-2。      

图3-2   +730总回风石门分步预测、消突钻孔竣工图

 

    3.4 金属骨架措施

　　由于梨园坝煤矿煤层倾角较大，且+730总回风石门巷道高达4.5m，为防止揭开煤层后支护不及时造成煤体垮落引发突出，在距m8-1煤层顶板2.0m位置采取了金属骨架措施，骨架采用φ40mm钢管作为骨架对煤层进行支护，骨架孔间距0.25m，终孔于m8-2煤层底板，骨架控制石门顶板出m8-2煤层底板1m位置。详见图3-3。

图3-3   +730总回风石门金属骨架孔施工设计图

 

　　3.5 揭煤准备

　　3.5.1 揭煤炮眼布置

　　+730总回风石门分别在距m8-1、m8-2煤层顶板0.5m再一次对煤层的突出危险性进行了预测，确认无突出危险后开始布置揭煤炮眼，炮眼间排距0.5m×0.5m，楔型掏槽，掏槽眼每排2个分别布置在石门工作面中线两侧，共布置揭煤炮眼30个；周边眼按正规掘进炮眼布置；所有揭煤炮眼深1.5～2.4m，均进入煤层1.0～1.5m。

　　3.5.2 电雷管选择

　　为防止爆破时出现瞎炮，布置揭煤炮当班前一个班对需要的电雷管进行选取，每个电雷管的电阻值控制在4.2～4.5ω之间，装药前再次测定雷管阻值，深度超过1.5m的炮眼脚线只留0.2m，多余的截掉，不足部分用铜脚线代替，保证管阻值在3.0～4.5ω之间。

　　3.6 揭煤

　　所有炮眼施工完毕后采用压风将眼内煤、矸吹尽，孔底装填0.1m炮泥，孔口装入黄泥、水炮泥，封堵深度1m（炮眼深度小于1.5m的封堵0.5m），根据炮眼深度确定装药量，炸药采用矿用3#乳化炸药；炮眼装药量在7条以下每孔1发电雷管，7条以上每个验孔2发,采用1～4段煤矿用毫秒管，总延时爆破时间不超过130ms； +730总回风石门揭煤装药量36.4kg，雷管45发，所有炮眼采用大串联一次性全部启爆，详见图3-4。

图3-4：炮眼装填结构示意图

 

　　3.7管理措施

　　3.7.1 技术管理

　　1石门揭煤的技术方案、措施采取集中会审，由 企业 技术负责人组织，建设方由通风、生产、机电、地质测量、安全等部门；监理参加；施工单位技术负责人参加，共同把关，形成会审意见，分别报上级主管部门会审，最后形成统一意见；经审批的揭煤技术措施由防突技术员或措施编制人员向所有参与揭煤工作的人员进行贯彻，并经 考试 合格后方可上岗作业。

　　2配备专业防突员和防突专业队伍，防突员负责揭煤期间预抽钻孔、揭煤预测钻孔的布置、参数测定、揭煤报告单、大样图的绘制，并及时报送技术负责人审签和下发执行；防突专业队伍必须由煤电公司颁证的专业揭煤队伍，负责防突钻孔的施工及石门揭煤工作。

　　3通风防突部门定期对揭煤预抽情况进行分析，石门揭煤瓦斯抽放率符合规定后采取“渐进式”揭煤技术实施分步揭煤。

　　4工作面距m8煤层顶板3.3m垂距开始采取“浅掘浅进”措施，严格控制循环进度，每槽炮进度不大于1m，直至过完煤门。

　　5 炮后由地测、通防及施工单位共同到现场收尺，地面填在施工在样图上，并报送总工、监理，由总工组织相关人员进行分析，决定下一步采取的措施及进度。

　　3.7.2 现场施工及安全管理

　　1实施揭煤前，石门揭煤巷道形成独立、可靠的通风系统，按揭煤防突措施安设防突安全防护设施，并保证完好；配备专职瓦斯检查员随时检查石门工作面瓦斯情况；严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。

　　2实施分步揭煤预测时，建立揭煤防突进度管理“四对口”台帐，预测有效允许掘进期间严格控制循环进度，防止超挖超掘安全屏障。

　　3实行防突现场施工汇报制度，防突员执行防突技术措施过程中出现异常和完成防突钻孔后及时向调度室、技术负责人汇报；施工队掘进期间值班队干在施工掘进炮眼前和放炮前、后向调度室汇报现场情况。

　　4防突报告单、大样图填绘完好后交防突部门、技术负责人审签，并及时下发施工队、调度室，施工队在接到防突报告单前不得组织掘进施工。

　　5通风防突、安全部门不定期检查揭煤防突技术、安全措施的落实、执行情况，防止出现与现场实际不符及时修订、增补针对性的技术、安全措施。

　　6揭煤实施防突工序时回风流设为禁区；揭煤掘进放炮采取远距离撤人、断电放炮，揭煤期间救护队带机值班。

　　7揭开煤层当班，技术负责人在调度室全过程指挥揭煤工作，安全副总负责现场指挥揭煤工作的落实；揭开煤层后按规定停够时间再采取下步措施。

　　8揭开煤层后不得回收金属骨架，露出巷道轮廓线外的骨架砌入碹体内。

　　4.揭煤效果

　　4.1 技术效果

　　4.1.1 预抽效果

　　+730总回风石门在石门工作面距煤层顶板6.6m前采取穿层钻孔预抽煤层瓦斯，经施工钻孔期间 自然 瓦斯排放和94天的抽放，瓦斯排、抽出率31.4%。

　　4.1.2 密钻孔多指标分步预测

　　+720主运输石门在距m8煤层顶板6.6m 、3.3m、1.5m岩柱和揭开煤层过煤门预测5次，累计预测钻孔59个，每个钻孔见煤均每米测定k1值，每轮取煤样做煤样硬度系数f值并换算瓦斯压力，除3.3m岩柱预测一个k1值超过0.4ml/g.min1/2外（实测0.42ml/g.min1/2），其余均未超标，换算瓦斯压力最大为0.171mpa，且无动力现象发生。

　　4.1.3 “浅掘浅进”防突技术

　　石门经预测有效后采取“浅掘浅进”防突措施，在距m8煤层底板3.3m岩柱起，每轮循环进度控制在1.0m以内，按正规掘进循环作业，巷道永久支护跟拢碛头，实施光面爆破，消除由于巷道不规则造成的应力，采取“浅掘浅进”，加强顶板支护，消除了放炮所产生的强烈震动和顶板垮落诱发的煤与瓦斯突出。

　　4.1.4 金属骨架措施

　　+730总回风石门在距m8-1煤层顶板2.0m位置采取了金属骨架措施，骨架施工完成后自然养护7天后进行掘进和下步防突工序，期间石门煤层段巷道顶部及两侧未发生煤层及顶板垮落。

　　4.2 安全效果

　　+730总回风石门在加强技术、现场管理，保证揭煤措施在现场有效落实的基础上，杜绝了突出事故的发生，保证了石门安全揭开严重突出厚煤层，达到了预期效果。

　　5.技术分析

　　5.1预抽技术分析

　　1 由于+720主运输石门、+730总回风石门均采用φ65mm直径钻孔，受m8-1、m8-2煤层之间夹矸影响，钻孔在通过夹矸进入m8-2煤层中钻进时，排粉较为困难，特别是低角度和俯孔尤为明显，为解决这一难题，孔径应设计为φ87mm。

　　2 在倾斜厚煤层石门工作面距m8煤层一定距离位置施工抽放钻孔，石门中下部钻孔倾角容易与煤层倾角趋于一致，导致钻孔煤段太长，若煤层松软、施工时有喷孔、垮孔现象，钻孔极易垮塌而影响抽放效果；因此，预抽孔应尽量在底板巷道中施工，否则在设计钻孔时应尽可能减少与煤层倾角趋于一致的钻孔，并保证一次性穿透两层煤层。

　　3 对于煤层透气性差、衰减速度快、自喷能力极强的倾斜厚煤层，预抽钻孔在施工期间瓦斯自然排放量较大，因此注意准确收集这部分瓦斯量对预抽效果分析、评估极为重要（+730总回风石门施工的83个钻孔瓦斯排放量就达到13265m3）。

　　5.2预测技术分析

　　“渐进式”揭煤技术各分步预测、消突、检验的作用是保证每步岩柱位置完全消除突出危险，而钻孔预测是一种点预测方式，其有效范围与钻孔间距和布置方式密切相关，特别是厚煤层，一旦钻孔间距过大，就有“漏报”的可能，因此，在实际揭煤预测、检验中应采用多种指标、密钻孔来进行，预测、检验钻孔应布置在预抽孔间距相对较大或上轮预测孔未控制到的区域，钻孔终孔间距在4～5m为宜。

　　对于过煤门的预测，钻孔应尽可能布置在煤层中，否则钻孔的间距应减小，且钻孔的煤段孔应尽量长。

　　5.3金属骨架技术分析

　　金属骨架的防突原理是加强煤体的机械强度，对于倾斜厚煤层，骨架措施应在2m岩柱位置施工，实际应用时可根据煤层倾角大小先做好骨架孔施工平台；骨架孔每施工一个必须灌入骨架进行注浆，为防止砂浆收缩造成骨架松动，可适当在砂浆中适量加入膨胀水泥，其比列按1：1.5为宜。

　　6.结论

　　1采用预抽煤层瓦斯消除或降低煤层的突出危险后，应用在薄煤层和中厚煤层试验成功的“渐进式”揭煤技术,揭开严重突出厚煤层是可行的、安全的。

　　2实行密钻孔、多指标预测预测各岩柱段及前方的突出危险，增加了预测次数和孔数，提高预测的准确性、准确的控制岩柱厚度，同时密钻孔也起到了排放瓦斯、释放集中应力得作用，保证了安全揭煤。

　　3 不布置震动性放炮，采取“浅掘浅进”直接掘进至突出煤层顶（底）板0.5m岩柱布置揭煤炮揭开严重突出厚煤层石门是可行的，它一方面减少了采动应力的影响，另一方面也可以减少强烈震动诱发的煤与瓦斯突出的可能。

　　4倾斜厚煤层大断面石门揭煤，金属骨架是防止顶板垮落诱发突出的关键措施，为保证骨架质量,必须施工骨架孔施工平台，保证骨架孔一次性穿透煤层全厚并进入煤层底板1.5m以上。

　　5实行揭煤工程项目负责制、明确分工、落实各级防突责任，对整个揭煤过程全方位控制是实现快速、安全揭煤的关键。

　　 参考 文献 ：

　　[1]  杨晓峰·松藻矿区防治煤与瓦斯突出综合技术[m]·北京：科海 电子 出版社，2005

　　[2]  重庆市煤炭学会·重庆地区煤与瓦斯突出防治技术[m]·北京：煤炭 工业 出版社，2005

　　[3]  华福明，王树玉·防治煤与瓦斯突出培训教材[m]·北京：科海电子出版社，2005