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[摘要]：山西兰花科创玉溪煤矿设计生产能力为240Mt/a，属于煤与瓦斯突出矿井，斜井揭煤工艺复杂，其中最关键的是瓦斯预抽方案的选择，即合理的钻场和钻孔布置方式——施钻措施，通过对周边相邻矿井胡底煤矿，寺河煤矿揭煤措施的学习与研究，文章通过对常规法和导硐法钻场布置比较，阐述选择了导硐法布置钻场和穿层长钻孔预抽瓦斯的综合防突消突措施原因，希望为今后复杂条件下突出矿井的斜井安全揭煤提供技术帮助和经验借鉴。
[关键词]：瓦斯预抽 施钻措施 常规钻场 导硐钻场 穿层抽放孔
中图分类号：TD713+.37 文献标识码：TD 文章编号：1009-914X（2013）01- 0079-02
一、斜井井筒揭煤防突出技术
井筒揭煤是指在爆破揭开煤层的瞬间，由于表层突然破碎，煤体应力状态和瓦斯赋存状态突然改变，富含的瓦斯煤层在瓦斯压力和地应力的共同作用下，急剧向井筒巷道空间抛出大量的煤岩和瓦斯，造成煤与瓦斯突出。由于井筒揭煤时煤与瓦斯突出强度大，波及范围大，造成的破坏严重，并且斜井揭煤工艺复杂，特别是煤与瓦斯突出矿井，从揭开煤层到过煤门全过程，都有突出的危险性，甚至有可能发生连续突出，延期突出等，比一般掘进工作面突出更危险，破坏性更大，所以为了防治斜井揭煤时发生突出现象，必須制定科学的严密的斜井揭煤防突出措施，对揭煤段区域实行两个“四位一体”的防突措施，防突效果检验合格，充分消突后，才能进行揭开煤体工作，目前最好的最有效的消突措施是穿层钻孔预抽放瓦斯，而合理的钻场和钻孔布置方式——施钻措施，是斜井井筒揭煤的关键工艺。
二、副斜井井筒布置情况
玉溪煤矿副斜井井口标高+792.2m，井底标高+320m，掘进方位角78°，设计斜长1380m，井筒倾角20°，井筒断面形状为直墙半圆拱，净断面17.0m2，采用锚网喷支护，锚杆为Ф20×2400mm的树脂锚杆，三花形布置，规格800×800mm；网为6.5的钢筋加工而成，网格150×150mm，喷射混凝土厚度为150mm；基岩段混凝土强度等级为C20；铺底混凝土强度等级为C30。井筒内铺设900mm轨距、32kg/m的双轨，装备2台Φ2.5m绞车负责大型物件，日常材料、矸石、施工人员等的综合提升。岩巷掘进采用ZWY-15045L煤矿用挖掘式装载机配合前卸式8m3矿车进行装矸石，然后利用JK2.5/20型提升绞车提升到地面。目前已掘进1247m，距离3#煤层顶板法距7m，根据《防治煤与瓦斯突出规定》煤与瓦斯突出矿井井筒揭煤必须编制专项防突措施，对工作面预抽瓦斯，消突后方可揭煤。
三、煤层瓦斯地质情况
3.1煤层地质情况
根据井筒检查3#孔成果报告，3#煤层厚度为5.73m，倾角<8°，无烟煤（WY03），煤层为黑色，条痕为灰黑色-黑色，断口阶梯状、贝壳状，似金属光泽，内生裂隙发育。煤岩类型主要为半亮煤和半暗煤互层发育，煤体结构主要为原生结构煤，其中半亮煤煤体较坚硬，半暗煤煤体坚硬。
3#煤层位于二叠系山西组地层中，岩性主要为灰-灰黑色砂、泥岩互层，夹数层煤。上部以灰-灰黑色细粒砂岩、砂质泥岩为主，夹薄层煤线；下部以灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色中砂岩为主，含大量植物化石。
3.2瓦斯情况
副斜井揭露3#煤层地点最大原始瓦斯含量为19.92m3/t，其最大瓦斯压力为2.79MPa。根据河南理工大学2008年9月编制的《山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司井筒揭3#煤层瓦斯突危险性初步评价》，现场测副斜井揭露煤层地点最大原始瓦斯压力为19.92m3/t，其最大瓦斯压力为2.79MPa。根据井筒检查孔测试结果，初步评价副斜井揭3#煤层地点有瓦斯突出危险性。
四、揭煤前瓦斯预抽方案比较
第一种方案是导硐法布置钻场穿层钻孔进行揭煤前瓦斯预抽
在副斜井掘进至1247m距离3#煤层顶板法距7m位置时，施工长30m导硐，导硐推进时与煤层顶板平行保持7m法距，导硐为半圆拱形断面，宽4.9m，高3m，只对拱部支护，锚杆采用φ22×2400mm的高强树脂锚杆，网片采用φ6.0钢筋焊接，网孔150×150mm，网片规格：2000㎜×1000㎜，锚杆间排距为800×800mm，每套锚杆配CK2335型与CKZ2360型树脂药卷各一支进行支护，喷射混凝土强度等级为C20，喷射时只进行初喷，厚度为50mm。导铜内施工穿层抽放钻孔。钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m。设计抽放钻孔施工13排，143个钻孔。排间距：开孔2.5m，每排孔孔间距：开孔0.49m，钻孔长度在17.7m-42.6m之间，合计钻孔长度4096.9m。详见区域预抽钻布置图。
第二种方案：常规法布置钻场钻孔进行揭煤前预抽
根据进、回风井瓦斯抽放的经验，同时又要考虑到副斜井瓦斯抽放和揭煤的特殊性。由于进风立井掘进断面为37.4m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为749.53m?，揭煤工程量为328.19t，布置钻孔166个，总钻孔长度为4115m，其中在煤层钻孔为1752m，在岩层孔为2422m；每平米控制面积钻孔为2.34m，吨煤平均钻孔为5.34m；回风立井掘进断面为55.4m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为824.06m?，揭煤工程量为486.14t，布置钻孔193个，总钻孔长度为4687m，其中在煤层钻孔为1991m，在岩层钻孔为2684m；每平米控制面积钻孔为2.41m，吨煤平均钻孔为4.096m；两者比较得知，回风井抽放效果比较好。
副斜井掘进断面为20.0m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为806.53m?，副斜井揭煤工程量为495.68t，根据进、回风立井瓦斯抽放的经验，抽放效果最大化原则，用回风立井的数据计算，副斜井煤层钻孔为4.096×495.68=2030.3m，总钻孔为4589.16m。（因为同一井田内地质条件，瓦斯含量等基本相同，所以可以借鉴风井的瓦斯投放经验）那么副斜井揭煤前瓦斯抽放可以用常规方法布置钻场钻孔进行揭煤前预抽，（在井筒两帮布置钻场）设计如下：
当副斜井揭3#煤工作面经预测有瓦斯突出危险性时，在距离煤层底板7m时停止掘进，在巷道两边先掘出4m×4m×3m的小硐室，用来布置钻场，布置8排孔，每排布置21个孔，总计168个钻孔.排间距为0.5m，孔间距为0.6m，（为了使钻孔布置均匀，用错位方式布置钻孔）总钻孔为5922.33m，终孔距为2.11m，钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，（考虑到实际施工中的可操作性，建议钻场布置平面与水平面成一定角度，既有利于钻机施工，又不至于钻孔间距离过小。）瓦斯抽放充分达标后，按揭煤步骤正常施工斜井井筒，然后远距离全断面爆破揭煤。
钻孔布置图如下所示：
[关键词]：瓦斯预抽 施钻措施 常规钻场 导硐钻场 穿层抽放孔
中图分类号：TD713+.37 文献标识码：TD 文章编号：1009-914X（2013）01- 0079-02
一、斜井井筒揭煤防突出技术
井筒揭煤是指在爆破揭开煤层的瞬间，由于表层突然破碎，煤体应力状态和瓦斯赋存状态突然改变，富含的瓦斯煤层在瓦斯压力和地应力的共同作用下，急剧向井筒巷道空间抛出大量的煤岩和瓦斯，造成煤与瓦斯突出。由于井筒揭煤时煤与瓦斯突出强度大，波及范围大，造成的破坏严重，并且斜井揭煤工艺复杂，特别是煤与瓦斯突出矿井，从揭开煤层到过煤门全过程，都有突出的危险性，甚至有可能发生连续突出，延期突出等，比一般掘进工作面突出更危险，破坏性更大，所以为了防治斜井揭煤时发生突出现象，必須制定科学的严密的斜井揭煤防突出措施，对揭煤段区域实行两个“四位一体”的防突措施，防突效果检验合格，充分消突后，才能进行揭开煤体工作，目前最好的最有效的消突措施是穿层钻孔预抽放瓦斯，而合理的钻场和钻孔布置方式——施钻措施，是斜井井筒揭煤的关键工艺。
二、副斜井井筒布置情况
玉溪煤矿副斜井井口标高+792.2m，井底标高+320m，掘进方位角78°，设计斜长1380m，井筒倾角20°，井筒断面形状为直墙半圆拱，净断面17.0m2，采用锚网喷支护，锚杆为Ф20×2400mm的树脂锚杆，三花形布置，规格800×800mm；网为6.5的钢筋加工而成，网格150×150mm，喷射混凝土厚度为150mm；基岩段混凝土强度等级为C20；铺底混凝土强度等级为C30。井筒内铺设900mm轨距、32kg/m的双轨，装备2台Φ2.5m绞车负责大型物件，日常材料、矸石、施工人员等的综合提升。岩巷掘进采用ZWY-15045L煤矿用挖掘式装载机配合前卸式8m3矿车进行装矸石，然后利用JK2.5/20型提升绞车提升到地面。目前已掘进1247m，距离3#煤层顶板法距7m，根据《防治煤与瓦斯突出规定》煤与瓦斯突出矿井井筒揭煤必须编制专项防突措施，对工作面预抽瓦斯，消突后方可揭煤。
三、煤层瓦斯地质情况
3.1煤层地质情况
根据井筒检查3#孔成果报告，3#煤层厚度为5.73m，倾角<8°，无烟煤（WY03），煤层为黑色，条痕为灰黑色-黑色，断口阶梯状、贝壳状，似金属光泽，内生裂隙发育。煤岩类型主要为半亮煤和半暗煤互层发育，煤体结构主要为原生结构煤，其中半亮煤煤体较坚硬，半暗煤煤体坚硬。
3#煤层位于二叠系山西组地层中，岩性主要为灰-灰黑色砂、泥岩互层，夹数层煤。上部以灰-灰黑色细粒砂岩、砂质泥岩为主，夹薄层煤线；下部以灰黑色泥岩、砂质泥岩及灰白色中砂岩为主，含大量植物化石。
3.2瓦斯情况
副斜井揭露3#煤层地点最大原始瓦斯含量为19.92m3/t，其最大瓦斯压力为2.79MPa。根据河南理工大学2008年9月编制的《山西兰花科创玉溪煤矿有限责任公司井筒揭3#煤层瓦斯突危险性初步评价》，现场测副斜井揭露煤层地点最大原始瓦斯压力为19.92m3/t，其最大瓦斯压力为2.79MPa。根据井筒检查孔测试结果，初步评价副斜井揭3#煤层地点有瓦斯突出危险性。
四、揭煤前瓦斯预抽方案比较
第一种方案是导硐法布置钻场穿层钻孔进行揭煤前瓦斯预抽
在副斜井掘进至1247m距离3#煤层顶板法距7m位置时，施工长30m导硐，导硐推进时与煤层顶板平行保持7m法距，导硐为半圆拱形断面，宽4.9m，高3m，只对拱部支护，锚杆采用φ22×2400mm的高强树脂锚杆，网片采用φ6.0钢筋焊接，网孔150×150mm，网片规格：2000㎜×1000㎜，锚杆间排距为800×800mm，每套锚杆配CK2335型与CKZ2360型树脂药卷各一支进行支护，喷射混凝土强度等级为C20，喷射时只进行初喷，厚度为50mm。导铜内施工穿层抽放钻孔。钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m。设计抽放钻孔施工13排，143个钻孔。排间距：开孔2.5m，每排孔孔间距：开孔0.49m，钻孔长度在17.7m-42.6m之间，合计钻孔长度4096.9m。详见区域预抽钻布置图。
第二种方案：常规法布置钻场钻孔进行揭煤前预抽
根据进、回风井瓦斯抽放的经验，同时又要考虑到副斜井瓦斯抽放和揭煤的特殊性。由于进风立井掘进断面为37.4m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为749.53m?，揭煤工程量为328.19t，布置钻孔166个，总钻孔长度为4115m，其中在煤层钻孔为1752m，在岩层孔为2422m；每平米控制面积钻孔为2.34m，吨煤平均钻孔为5.34m；回风立井掘进断面为55.4m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为824.06m?，揭煤工程量为486.14t，布置钻孔193个，总钻孔长度为4687m，其中在煤层钻孔为1991m，在岩层钻孔为2684m；每平米控制面积钻孔为2.41m，吨煤平均钻孔为4.096m；两者比较得知，回风井抽放效果比较好。
副斜井掘进断面为20.0m?，钻孔控制3#煤层抽放面积为806.53m?，副斜井揭煤工程量为495.68t，根据进、回风立井瓦斯抽放的经验，抽放效果最大化原则，用回风立井的数据计算，副斜井煤层钻孔为4.096×495.68=2030.3m，总钻孔为4589.16m。（因为同一井田内地质条件，瓦斯含量等基本相同，所以可以借鉴风井的瓦斯投放经验）那么副斜井揭煤前瓦斯抽放可以用常规方法布置钻场钻孔进行揭煤前预抽，（在井筒两帮布置钻场）设计如下：
当副斜井揭3#煤工作面经预测有瓦斯突出危险性时，在距离煤层底板7m时停止掘进，在巷道两边先掘出4m×4m×3m的小硐室，用来布置钻场，布置8排孔，每排布置21个孔，总计168个钻孔.排间距为0.5m，孔间距为0.6m，（为了使钻孔布置均匀，用错位方式布置钻孔）总钻孔为5922.33m，终孔距为2.11m，钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，（考虑到实际施工中的可操作性，建议钻场布置平面与水平面成一定角度，既有利于钻机施工，又不至于钻孔间距离过小。）瓦斯抽放充分达标后，按揭煤步骤正常施工斜井井筒，然后远距离全断面爆破揭煤。
钻孔布置图如下所示：