河南理工大学本科毕业设计-石门揭煤设计
石门揭煤设计
摘 要：在煤与瓦斯突出矿井中，石门揭突出煤层危险性大，时间特别长，是矿井安全技术的重点和采掘部署的瓶颈工程。本文阐述了国内外关于煤与瓦斯突出机理的综合学说，详细分析了石门揭煤突出的原理，包括其突出影响因素、发生条件、突出煤体的力学特性与瓦斯流动规律，之后对通过对平行布孔抽放瓦斯、扇形布孔抽放瓦斯、交叉布孔抽放瓦斯比较，提出平煤八矿戊9-10煤层的揭煤方案——石门短导硐、交叉布孔抽放瓦斯和震动放炮相结合的揭煤措施。并按《防治煤与瓦斯突出细则》制定了“四位一体”防突措施及相关安全防护及防突措施。
关键词：煤与瓦斯突出，石门揭煤，突出机理，短导硐揭煤技术
Design of Cross-cut Crossing Seam at New Auxiliary Shaft Rail Raise in Pingmei Corporation 8 Mine
Abstract： In the mine which gush the coal and gas,rockcross cutvuncovers the coal prominent coal bed serious risk,the timeexepect long，it is the mine security technology key point and the excavation deployment bottleneck project. This article elaborated domestic and foreign about coal and gas prominent theory, multi analysis rock cross cut has uncovered the coal prominent principle,including its prominent influence factor,has the condition,the prominent coal body mechanics characteristic and the gas mobile rule,to through to paralle cloth Kong Pulls and puts the gas fan-shaped cloth Kong Pulls out puts the gas， overlapping cloth hole pulls out put the gas compares afterwards,proposed the even coal eight ores fifth heavenly stems 9-10coal bed uncovers coal plan-rock cross cut short to lead uncovers the coal measure which hole,overlapping cloth hole Pulls out puts.The gas and the vibration fires a gun unifies.And formulated “a four body”according to “Preventing and controlling Coal ang Gas Prominent Regulation” to guard against suddenly the measure and the correlation security protection and guards against suddenly the measure.
Key words： Coal and gas prominent;rock cross cut uncovers the coal; prominent theory; short hole to lead uncovers the coal measure.
目 录
1绪论 1
1.1前言 1
1.2国内外研究现状 2
1.2.1煤与瓦斯突出机理的研究现状 2
1.2.2煤与瓦斯突出预测的研究现状 4
1.2.3石门揭煤工作面突出机理 5
1.2.4石门揭煤的研究现状 6
2试验区概况 10
2.1矿井概述 10
2.2试验区概况 11
2.2.1揭煤地点概况 11
2.2.2瓦斯地质情况 12
2.2.3瓦斯地质分析 13
3揭煤工作面突出危险性预测 14
3.1试验区瓦斯地质特 14
3.2前探钻孔 14
3.3煤层压力测定 16
3.4石门揭煤工作面突出危险性分析 17
4石门揭煤技术方案及参数 18
4.1石门揭煤预留岩柱厚度的确定 18
4.2石门揭煤防突措施的选定 20
4.3短导硐的施工方案 23
4.4抽放钻孔的布置方式 23
4.4.1抽放钻孔的布置方式的选择 23
4.4.2交叉钻孔布孔方式 26
4.4.3抽放钻孔施工要求 26
4.4.4抽放钻孔工艺 27
4.4.5抽放钻孔安全技术措施 28
4.6揭煤爆破技术方案 28
5安全岩柱和效果检验 32
5.1突防效果检验 32
5.2预留岩柱厚度的控制 33
5.3炮前的防突措施效果检验 33
6防突系统和安全防护 35
6.1通风系统 35
6.1.1通风系统与局部通风 35
6.1.2反向风门 35
6.2监测监控 35
6.3安全防护 36
6.3.1压风自救系统 36
6.3.2隔爆水槽 36
6.3.3综合防尘 36
6.3.4其它 36
6.4供电及停电 37
6.5揭煤放炮眼布置 37
6.5.1炮眼布置 37
6.5.2爆破网络计算 37
6.7震动放炮安全技术措施 38
6.7.1爆破器材 38
6.7.2打眼与装药 39
6.7.3爆破 39
6.7.4其它 40
6.8避灾路线 41
6.9组织管理 41
6.10进入煤层掘进期间的防突措施 42
6.11防瓦斯超限 43
7过煤门施工措施 44
7.1措施选定 44
7.2措施技术参数的确定 44
7.3措施实施的具体要求 44
7.4措施的效果检验 45
7.4.1瓦斯涌出初速度q值测试步骤 46
7.4.2钻屑瓦斯解吸量指标的测定方法和步骤 46
7.4.3临界值及判断 46
7.4.4效检时 46
7.4.5效检后 46
结论 47
致谢 48
参考文献 49
1绪论
1.1前言
煤炭是国民经济和社会发展的基础，在我国一次能源生产和消费结构中始终占70%左右。据预测，到2010年煤炭将占60%左右，2050年将占50%以上，在相当长的时期内，煤炭仍将是我国的主要能源。当前快速增长的经济，对煤炭工业发展提出了更高的要求。我国煤矿主要是井工开采，生产环境条件复杂，与其它行业相比，煤矿安全尤为重要。安全是煤炭生产的头等大事，安全对煤炭生产起着保证、支撑和推动作用，是煤炭工业可持续发展的前提。
目前，随着煤矿开采深度的延伸和开采强度的加大，地压和瓦斯涌出量越来越大，突出危险性也不断加大。在很短时间内，从煤(岩)壁内部向采掘工作间突然喷出煤(岩)和瓦斯的现象，即煤(岩)与瓦斯突出，它是一种伴有声响和猛烈能效应的动力现象，能摧毁井巷设施、破坏矿井通风系统，使井巷充满瓦斯和煤(岩)抛出物，造成人员窒息、煤流埋人，甚至可能引起瓦斯爆炸与火灾事故，导致产中断。因此，煤与瓦斯突出是煤矿最严重的自然灾害之一，严重威胁着煤矿的安全生产，制约着我国煤炭工业的发展。
从1834年3月22日法国鲁阿尔煤田依萨克矿井发生了世界上有记载的第一次突出至今，己发生过突出的国家有法国、前苏联、中国、波兰、日本、美国等20多个国家和地区。据不完全统计，截止1981年发生突出的次数已超过3万次，其中强度最大的一次突出发生在1969年7月13日前苏联顿巴斯矿区加加林矿井，突出煤14200t，喷出瓦斯达250万m3。我国是世界上煤与瓦斯突出最严重的国家之一，其特点是突出矿井分布面广，且分布于不同类型的煤层，突出矿井的始突深度不一，中小型突出占较大多数，大强度突出次数也不少;在区域上的表现为南北都有分布，但南强北弱。建国后，第一次煤与瓦斯突出于1950年4月20日发生在辽源矿务局富国矿的西二坑，此后，随着我国煤炭工业的迅猛发展，老矿井开采的愈来愈深，新矿井又不断增多，突出矿井也日益增多，不仅突出次数大幅度增加，而且其突出强度也在提高，其中最大的一次突出发生在1975年8月8日天府矿务局三汇坝一矿主平铜震动性放炮揭穿6号煤层时，突出煤岩12780t，突出瓦斯140万m3，居世界第二。1988年10月16日南桐鱼田堡煤矿二水平东翼三采区+20m石门，打震动炮眼时发生自行冲破岩柱的突出。突出煤炭8765吨，岩石61m3，瓦斯201万m3，煤粉堵塞巷道1388m，瓦斯逆流1846m。近些年来，我国煤矿的安全生产形势日益严峻，煤矿安全事故也层出不穷，80%以上都是瓦斯事故，其中以石门揭煤突出最为严重，造成了大量的人员伤亡和财产损失。截止2004年，国有重点煤矿中，有高瓦斯矿井152处、煤与瓦斯突出矿井154处，高瓦斯、突出矿井数量约占49.8%，煤炭产量约占42%，45户安全重点监控企业中，有高瓦斯、突出矿井250处，其矿井数量和产量分别占60.2%.、60.6%3。对于煤与瓦斯突出，特别是石门揭煤突出，各国都投入了大量的人力、物力、财力，许多国家还建立了专门的研究机构，专门研究其机理和防治工作;我国于五十年代成立了抚顺煤炭研究所，主要承担煤和瓦斯突出的研究工作，以后相继有中国矿大、安徽理工、河南理工等高等院校也都进行这方面的研究工作[1]。
由于石门揭煤突出强度大，波及范围广，造成的破坏严重，能给矿井带来毁灭性的灾难;同时，由于石门揭煤其施工工艺的特殊性，揭穿突出煤层全过程都有突出危险，并可能发生连续突出、延期突出和自行揭开突出，比一般类型突出对人身安全的危害更大，所以个别突出矿井不惜多掘数百米煤层巷道来绕过石门直接揭煤这个拦路虎，浪费了大量的工程费用，多数矿井在严重突出煤层石门揭煤过程中，为防治突出，防突措施步步设防，执行措施占用时间长，造成生产接替十分紧张，矿井发展步履维艰，经济形势尤其困难。
1.2国内外研究现状
1.2.1煤与瓦斯突出机理的研究现状
煤矿开采过程中，直到十六世纪末，在煤矿的井工开采中，才遇到有害气体，到十八世纪初期英国有的深井开始发生甲烷爆炸。随着工业的发展，煤炭开采日益加剧，矿井瓦斯事故也日益加剧，引起了世界各采煤国家的密切关注，研究工作也取得了一定的成果，但由于突出机理的复杂多样性，迄今为止形成了多种假说，国外主要存在三种假说，分别是瓦斯作用说、地应力说和综合作用说。
(1)瓦斯作用说：该学说认为，煤内存储的高压瓦斯是突出中起主要作用的因素，在这类假说中“瓦斯包”说占重要地位，它认为在煤层中存在着瓦斯压力与瓦斯含量比临近区域高得多的煤窝，即瓦斯包，其中煤松软、孔隙与裂隙发育它具有较大的存储瓦斯的能力，被透气性差的煤所包围，存储着高压瓦斯：当巷道揭穿“瓦斯包”时，在瓦斯压力作用下将松软的煤窝破碎并抛出而形成煤与瓦斯突出。另一类瓦斯作用说认为，甲烷在煤中以不稳定的化合物形式存在，例如有多聚甲烷或结晶水化物存在，或者煤可以自然地分解并放出大量瓦斯，当巷道揭开饱含不稳定化合物煤区时，因温度上升或瓦斯压力下降，促使它们急剧地分解，放出大量瓦斯并夹带着煤喷出。
(2)地应力说：该学说认为，突出主要是高地应力作用的结果。然而对高地应力的构成又有不同说法，一种认为除自重应力外还存在着地质构造应力，当巷道接近存储构造应变能高的硬而厚的岩层时，后者将像弹簧一样地伸张，将煤破坏和粉碎，从而引起瓦斯剧烈涌出而形成突出;另一种认为采掘工作面前方存在着应力集中，当弹性厚顶板悬顶过长或突然冒落时，可能产生附加的应力，在集中应力作用下，煤发生破坏和破碎时，伴随着大量瓦斯涌出而构成突出。
(3)综合作用说：该学说认为突出是地应力、瓦斯、煤的力学性质等因素综合作用的结果。因为它较全面地考虑了动力与阻力两个方面的因素，因而得到各界学者的普遍承认，在综合作用说的多种说法中又以苏联B.B.霍多特的能量假说影响最大，他认为，突出是煤的变形潜能W和瓦斯内能突然释放所引起的近工面 煤体的高速破碎，并推断出激发突出的三个条件，可表述为如下三个公式：：
①激发突出的第一条件：
对于回采 W+ Э> F+ U (1—1)
对于掘进 W > F +U (1—2)
对于石门揭煤 W +Q > F+ U (1—3)
式中：W——煤的变形潜能;
Э——顶岩石的动能;
Q——煤内游历瓦斯所含的内能;
F——煤向巷道的移动功;
U——煤的破碎功。
②激发突出的第二条件：
Vp>Vx (1—4)
式中：Vp— 煤的破碎速度;
Vx— 煤裂隙中瓦斯压力下降速度，取决于煤的裂隙性。
③激发突出的第三条件：要求在煤破碎完成之前，瓦斯压力应保持在比己破碎煤 的抛出阻力更大的水平上，即：
P>(m /s )*[g (f* cos a
sin a )+ a] (1-5)
式中：
s—煤破碎区段的横段面积;
f—煤沿某一表面移动时该面的摩擦系数;
a—煤沿某一表面移动时该面与水平面所成的倾角;
g—重力加速度;
m— 煤的质量;
a—为了把煤抛出必须给煤的加速度;
— 煤移动方向向上抛出时取“+”，反之取“一”。
测算表明，在瓦斯矿井中，激发突出的第二与第三条件实际上总是可以满足的，故能否满足第一条件便成为发生突出的主要而必需的条件。霍多特认为，只有当煤中应力状态突然改变时，煤层可能产生高速破碎，下述原因可以引起煤中应力状态的突然改变：煤层中坚硬区段或坚硬包裹体的承载能力以脆性破坏形式消失了;围岩作用于煤层的动载荷;放炮落煤时，巷道迅速进入煤层;放炮揭开煤层。地应力与瓦斯压力在上述过程中起到本质作用，而煤和围岩构造的非匀质性是突出的最普遍原因。
1.2.2煤与瓦斯突出预测的研究现状
各国对于突出预测的研究，主要是以突出的综合作用假说来进行的，围绕地应力、煤层瓦斯压力与含量及煤地力学性质等因素开展实验和现场的试验工作。其中，前苏联在煤与瓦斯突出防治方面做了大量研究工作，而且研究成果居世界领先水平，建立了较完善的突出危险性预测体系，包括区域性预测、局部性预测以及工作面预测，顿涅兹克工学院研究利用煤体的两个主要变形指标弹性模量E和剪切模量G来确定煤层突出危险性，研究对180个煤层进行了采样，包括顿涅兹克、马凯耶夫、苏维埃和奥尔忠尼启泽等几个煤炭联合公司所属矿井65个突出危险煤层。关于煤样纵向和横向弹性波传播速度测定，则利用煤层中涌出的氦体积或氖浓度的变化预测，此外，前苏联的主要煤田还研究出了石门揭煤预测突出危险性的指标，如沃尔库京斯基、诺里利斯基、萨哈林以及近海的一些煤田，当测定瓦斯压力高于1Mpa时则认为揭煤处有危险。在不断完善突出跟踪预测的基础上，有些国家已经开展了研究瓦斯突出的动态预测技术和突出危险区域的预测技术。如：俄罗斯己建立了区域预测预报的专家系统，将突出煤层划分为突出危险区(占突出煤层面积的20%～30%)和非突出危险区(占突出煤层面积的70%～80%)，从而解放了一大片煤层，降低了防突工作量;德国应用V30等瓦斯涌出动态参数连续预报突出，己有较成熟的经验总的来说对瓦斯突出预测已初步形成了一些卓有成效的方法，并在实际使用中取得了一定地成效。将其按预测范围大小可归纳为三类：一是区域性预测，它主要是确定煤田、井田、煤层和采掘区域的突出危险性;二是局部性预测，它是在区域性预测的基础上，根据钻探或物探、采掘工程等资料，进一步对局部地区或地点的突出危险性做出评价;三是工作面预测，它是在区域性预测和局部性预测的基础上，根据突出预兆的各种异常效应，如声、电、磁、热等，对突出危险性进行警报。
我国的突出危险性预测方法分为区域突出危险性预测和工作面预测两种，区域突出危险性预测，即区域预测，用于预测煤层和煤层区域(包括井田、新水平和新采区)的突出危险性，在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓和准备时进行;工作面预测又叫点预测、日常预测，用于工作面煤(岩)层的突出危险性预测，它包括石门揭煤、煤巷掘进和回采工作面的突出危险性预测。其对应地机理为：区域性预测多以瓦斯地质动力因素、现场测定瓦斯压力及实验室测定煤的突出倾向性参数，采掘集中应力等作为判断突出危险性和划分突出危险性的主要手段;在工作面预测方面，主要以当时的地应力、瓦斯与煤(岩)物理力学性质的分布状态作为判断依据在石门揭煤的瓦斯突出危险性预测上，我国主要采用综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法来实现有效的突出危险性预测。此外，还有用于区域性预测所采用的单项指标法和综合指标法，在煤巷掘进工作面采用的钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法和钻屑指标法等等，这些都需要现场实突出临界值，有依赖现场经验的部分。
1.2.3石门揭煤工作面突出机理
瓦斯对煤岩体的变形有很大影响。一是含瓦斯煤岩体骨架变形是由有效应力控制的，瓦斯压力使煤岩体产生拉伸变形，瓦斯影响煤岩体骨架内部的裂纹及孔隙的张开、闭合。二是瓦斯使煤岩体的应力——应变关系发生改变，从而使煤岩体的弹模及抗压强度等发生变化。
煤体中瓦斯以游离和吸附两种形态存在于空隙空间中，吸附量占总量的80～90%以上，因此瓦斯解吸将影响瓦斯的流动状况。根据近代岩石变形破坏机理，煤岩的变形破坏过程是其内部裂纹裂缝发生发展起主导作用的过程，因而围压的作用是阻止岩石裂纹裂缝的发生发展，也即阻止岩石的破坏，而瓦斯压力的力学作用也相当于围压作用，只不过瓦斯压力增加相当于围压降低。实验室宏观试验得出的瓦斯压力对煤岩力学响应和力学性质的影响包括了吸附和游离瓦斯的共同作用，对于单一煤种吸附量受瓦斯压力影响。煤岩体强度将随瓦斯压力的增加而降低;瓦斯压力越高，弹性模量越低。
通过以上理论分析研究，石门揭煤工作面由岩巷向煤层掘进时，集中应力带逐渐前移至煤岩交界处，爆破作业使集中应力带处于巨大的载荷作用下，造成了叠加于原蠕变变形上的流变变形波，煤岩体变形处于峰值强度后，当这一变形持续的时间足够长时，在某方向的变形将有可能发动大强度突出;若岩体局部破碎或岩柱厚度不足时，甚至会冲破岩柱及部分煤体自行揭开突出。如果在震动放炮后，煤体内突出的准备阶段并未完结，煤层内的应变发生不稳定蠕变，新暴露面附近的煤内产生能量积累，经一定的流变时间煤体或未爆的岩体处于过载应力状态时，突然破碎而发生延期突出。另外，缓倾斜煤层煤门巷道较长，由于煤、岩强度的显著差异，揭开岩盖后，煤层承受很高的应力，如果卸压不充分，含高压瓦斯煤体强度很低，集中应力区域煤体加速蠕变变形破坏，推垮松弛区域煤体而发动连续突出。
根据突出煤层石门揭煤特点，控制石门揭煤各种类型瓦斯突出，一方面必须采取高强度瓦斯抽排措施，使石门工作面正前全段煤门范围充分卸压，这样，即使煤岩体变形处于峰值后，进入加速破坏的蠕变阶段，由于瓦斯的充分释放，煤岩体强度增加，承载能力增强，突出也不能发生，只能产生片帮等现象;另一方面要控制石门工作面两侧向正前补给瓦斯，以控制延期突出和过煤门连续突出。而在震动放炮揭开煤层前首先要防止石门自行揭开突出，必须通过研究煤岩体力学性能、煤岩体变形场与瓦斯赋存之间的关系，确定足够厚度(即强度)的预留岩柱。
1.2.4石门揭煤的研究现状
在煤矿生产中，石门揭穿煤层比煤层平巷、上下山和采煤工作面具有最有利于突出的发生与发展的条件，因此它的危险性也最大，不仅突出强度大、概率高而且典型突出次数最多，国内外最大的突出均发生在石门揭煤时，即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，富含瓦斯的煤层在瓦斯压力和应力作用下，急剧向巷道空间抛出大量煤岩和瓦斯而造成石门揭煤突出严重影响了矿井和采区的顺利接替，因此一直是防突研究的重点。根据石门条件下发生的突出情况不同，石门突出可分为：爆破揭开石门时的突出、延期突出、过煤门时的突出和自行冲破岩柱的突出，其中以放炮揭开煤层时的突出所占的比例最大。在这些石门揭煤研究过程中，国内外都取得了宝贵的技术成果。
(1)石门揭穿煤层前，必须遵循：
①必须打预测煤层突出危险性钻孔，控制突出煤层层位的前探钻孔和测定煤层瓦斯压力钻孔。预测煤层突出危险性钻孔可以和测定瓦斯压力钻孔合并，要求能够确切掌握煤层的突出危险性、煤层的层位、倾角、厚度、顶底板岩性、地质构造等煤层赋存情况，为安全岩柱设计尺寸和安全快速揭穿煤层提供可靠资料;
②前探钻孔，在石门工作面掘至距煤层(垂距)10m之前，至少打两个穿透煤层全厚，并进入顶(底)板不少于0.5m的钻孔，详细记录岩芯资料。如果遇到地质构造复杂、岩石破碎的地区，在石门工作面掘至距煤层20m之前，就必须在石门四周外缘5m的范围内布置一定数量的钻孔，保证确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况等。同时，为防止误穿煤层，在距煤层垂距5m以上时，可在石门工作面顶(底)部两侧补打3个直径为42mm底超前钻孔，但其超前距离不得小于2m;
③测压钻孔，可兼作预测孔。在石门工作面距煤层5m以外，至少打两个穿透煤层全厚的钻孔，测定钻屑量和钻屑瓦斯解吸指标、煤的瓦斯涌出初速度和坚固性系数等;为准确测到瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层致密完整处，并且测压孔的见煤点与前探钻孔的见煤点之间的间距不得小于5m，否则应将后者密封。在近距离煤层群内，层间距小于5m或层间岩层破碎时，可测得这些煤层的综合瓦斯压力;
④石门掘进工作面与煤层之间必须留设一定厚度的安全岩柱，岩柱的尺寸应根据预防突出措施的要求、岩石的性质、煤层倾角和地应力大小等确定。但两者间底最小垂厚应为：急倾斜煤层不小于3m，缓倾斜煤层不得小于2m;采用震动放炮措施时，最小垂厚是：急倾斜煤层2m，缓倾斜煤层1.5m.如果岩石松软、破碎，还应当适当增加垂距;
⑤石门揭穿突出煤层前，若预测有突出危险时，必须采取预防突出措施，并经效果检验有效后，方可用震动放炮揭穿煤层;当预测无突出威胁时，可不采取预防突出措施，但必须采用震动放炮揭穿煤层和安全防护措施;
⑥石门揭穿突出煤层前，经预测有突出危险性或瓦斯压力大于1MPa时，必须采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其他经实验有效的预防突出措施，并配以震动放炮揭穿煤层;如果煤层瓦斯压力小1MPa或煤层厚度小于0.3m时，可采用震动放炮揭穿煤层。在实施预防突出措施时，必须进行实际考察得出符合本矿井实际的有关参数。采用排放钻孔措施预防石门揭穿缓倾斜煤层突出时，当钻孔不可能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻的钻孔穿煤长度不得小于15m，见煤后掘进必须留5m煤内钻孔超前距离。采用金属骨架措施时，必须与抽放瓦斯、水力冲孔或排放钻孔等措施配合使用;
(2)从石门工作面距突出煤层垂距不小于10m处开始，直至穿过煤层进入顶(底)板2m的全过程作业中，都必须采取防突措施，并须编制专门设计;
(3)石门揭穿突出煤层的专门设计必须包括：①预测有突出危险的钻孔布置，控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力钻孔的布置;②建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施;③揭穿突出煤层时的预防突出措施;④准确确定安全岩柱厚度的措施;⑤制定石门揭穿突出煤层全部作业过程中防治突出和保证人员安全的措施。
石门揭煤具体防突技术也有很大发展，有水力冲孔、排放钻孔、金属骨架、震动放炮等，目前在我国揭煤技术上存在着的一些问题主要有：
(1)预测准确性不高：由于受地层条件，施工条件限制以及操作技能影响，很难准确测定瓦斯压力，并且所费时间很长，而且钻孔指标的测试是随孔径、孔深、取样方法不同而不同的随机变量，很难真实反映揭煤点突出状况;此外还缺乏煤结构因素考虑，有时出现钻屑解吸值很大而没有突出危险，却盲目增加了防突工程量，有时又出现钻屑解吸指标很小却发生突出的情况;
(2)震动性放炮易诱发突出：震动放炮是一项安全措施，是在没有把握消除突出危险的情况下，采取多打眼，多装药的办法，一次性揭开煤层让该突的煤层在放炮时突出，不伤害人员，但由于装药量大，极易诱发突出，且突出强度很大，孔洞处理困难，且因震动放炮的震动强烈而致煤层暴露面积大，易导致巷道两帮出现集中应力急升，后续施工中在刷齐巷道时常造成突出;
(3)安全揭煤岩柱很难准确控制：放炮施工受打眼、装药、岩柱等条件变化，不易控制得恰到好处，为了保证揭煤安全，往往岩柱留得偏大(按规定需有1.5--2m安全岩柱)，经常揭不开煤;
(4)揭煤时间长：不管采取何种防突措施，一般都需几个月时间，甚至几年时间，揭煤时全井断电撤人，影响全矿井几个班生产，难以进行安全生产管理;
(5)耗费大：放一次震动炮一般耗炸药130～50Kg，雷管100发左右，由于震动大，巷道跨落、冒顶的维护等都增加了支护材料消耗，如果发生突出处理孔洞时材料消耗更大，这些都使得掘进成本相应增加。
2试验区概况
2.1矿井概述
平煤八矿位于平顶山市区东部，一九八一年投产，设计生产能力300万吨/年。八矿井田东以沙河为界，西以21勘探线与十矿相邻，南以煤层露头线为界，北部12勘探线东以白石沟断层为界，12勘探线以西以丁5.6 煤层-650m等高线为界，井田东西走向长12.5km，南北倾斜宽3.36km，面积41.24 km2。八矿采用立井多水平采区上下山开拓方式开发，采用走向长壁全部垮落的采煤工艺，一水平标高- 430m，二水平标高为- 693m。
八矿是个多煤层同时开采的严重突出矿井，回采的煤层共有四层：丁5.6、戊9.10、己15和己16.17，其中戊9.10和己15煤层为突出煤层，至今发生大小突出共35次，突出煤量3222吨，瓦斯量247900立方米。
丁5.6煤层伪顶为炭质泥岩，直接顶为丁4煤层底板，直接底为丁7煤层顶板、泥岩，该岩层遇水易膨胀，底鼓现象较严重;戊9.10煤层顶板一般为砂质泥岩，顶板裂隙较发育，属复合顶板，极难管理，老顶为细~中粒砂岩，灰色、钙质胶结，呈厚层状，比较坚硬，老底为细砂岩比较坚硬;己15煤层直接顶为灰色砂质泥岩，底板极软即己16.17煤层顶板，灰黑色砂质泥岩，顶部含泥质较大，己16.17煤层底板为砂质泥岩。
2006年矿井瓦斯及二氧化碳鉴定结果为：绝对瓦斯涌出量71.257m3/min，相对涌出量14.594m3/min;二氧化碳绝对涌出量32.292m3/min，相对涌出量6.818m3/min，确定为煤与瓦斯突出矿井。
八矿目前的通风系统为中央并列与分区对角的混合式通风系统，主要通风机工作方法为抽出式，共布置四个进风井筒(副井进风、新副井，主井、北风井辅助进风)，四个回风井筒(东风井、西一风井、西二风井、丁一风井);目前，矿井总进风量27161m3/min，东风井安装两台K4-73-11N032F离心式主扇，服务于己一、己三及己三扩大采区，主扇工作风量5568m3/min，工作风压3250Pa;西一风井安装两台K4-73-01N032F离心式主扇，服务于己二下延、戊二采区下延，主扇工作风量7100m3/min，工作风压3400Pa;西二风井安装两台GAF26.6-15.8-1型轴流式主扇，服务于一水平己四、戊四采区、二水平己二、戊二采区，主扇工作风量8563m3/min，工作风压3200Pa;丁一风井安装两台BDK-12-N036型轴流式主扇，服务于丁一、戊一采区，主要通风机工作风量6449m3/min，工作风压2900Pa。
安全监测系统：八矿现用的KJ2000安全监测系统，监测机房配备两台主机，一台运行一台备用，八台大屏幕显示器，并与公司实现联网，井下共有KG2007型工作分站37台;KG3003型低沼瓦斯传感器71台，局扇开停传感器71台，瓦斯断电仪42台，馈电状态传感器46台，重点工作面安装一氧化碳传感器6台，温度传感器12台，矿井和采区总回风安装风速传感器12台，风门开关传感器24台。
八矿位于李口向斜轴的南北转折仰起端，井田西翼与十二矿、十矿井田内分布的北西向牛庄向斜、郭庄背斜以及原十一矿逆断层的末端相邻，并受其控制;东翼则靠近北东向的洛岗大断层;故该井田既受北西向构造的控制，又受北东向构造的控制，处于区域北西向与北东向构造的交汇部位。
井田内发育三个明显的褶皱构造：一处是盆形的任庄向斜，反映了北西向与北东向构造联合作用的结果;一处是轴向北东的前聂背斜，反映了北东向构造作用的结果;另一处是轴向近南北的焦赞山向斜，属复合构造作用的结果。井田内煤层走向变化明显，靠近十矿井田东翼的煤层走向呈北西向展布，至井田中部煤层走向侧转呈北西和近东西向。井田内有三条大断层：位于井田南部边界呈北西向展布的任庄正断层，落差120m;位于井田中部呈北东向展布的辛店正断层，落差40m;横贯已一、已三采区呈北西向展布的张湾正断层，落差20m。此外，井田内部还发育有大量的北西向和北东向的小断层，均以压扭性构造为主。
2.2试验区概况
2.2.1揭煤地点概况
八矿戊二轨道上车场开口，开口位置距副井1348m，开口标高-416m，方位角32°，施工坡度-13°。半圆拱形断面，净宽3800mm，净高3600mm，S净=12.7m2。设计工程量约1044.5m，穿岩段采用锚网喷支护，喷浆厚度120mm;过煤段采用架U29棚子支护，棚间距500mm，之后喷浆封闭，喷浆厚度150mm。
由于八矿开二队从上端已施工430m停头，停头处巷道底板距戊9-10煤层顶板3.2m岩柱停掘，2006年10月30日建井一处综合四队从八矿新副井二水平向上已施工308.5m，停头处巷道顶板距戊9-10煤层底板5m停掘，因此该巷剩余工程量306m全部为揭穿、过戊9-10煤。
根据实际揭露的地质资料推算，揭煤位置地面标高+210.0m，戊9-10煤层底板标高-562m，煤层埋深772m，煤层厚度3.5m，直接顶板为3m厚的砂质泥岩，其上部厚0.8m的戊8煤层，底板为厚约6m砂质泥岩夹2层0.2m厚的煤线，煤层倾角6°～12°，预计下山施工至490m处将揭露戊9-10煤层。根据建井一处在八矿二水平的施工情况及地质资料，该煤层在八矿地区为突出煤层，所以此工作面按突出危险工作面管理。
2.2.2瓦斯地质情况
煤层产状：走向296°～304°，倾向32°，倾角6°～12°，煤层厚度(结构式)1.2(0.3)～2.0软分层厚度及层位0.3～0.5m，靠近中上部煤层节理较发育煤层赋存比较稳定、厚度变化不大。煤种牌号：肥煤水份2.8%，灰份23.8%挥发份31.8%煤的容重1.43煤的坚固性系数(f)=0.2～0.6，煤的破坏类型Ⅱ~Ⅳ，煤尘爆炸指数27.1%～44.2%，煤的自燃火期4～6个月，煤层瓦斯含量18(m3/t)，煤层瓦斯压力2.4(MPa)以上，绝对瓦斯涌出量最大3.5m3/min。煤层顶板特性底板为厚约6m的深灰色砂质泥岩，含2层约0.2m厚的煤线。该地点的地质柱状图见图2-2。
2.2.3瓦斯地质分析
该工作面地质构造较简单，煤层赋存比较稳处于戊9—10煤层顶板砂质泥岩中，之后巷道向下按13°坡度穿层施工。根据三维地震资料测定的△P和f值范围一般为：△P在10～32;f值在0.2～0.6;K值在70～142，煤层瓦斯压力在1.4MPa以上。与本次揭煤点相距约100m的东测压点测得瓦斯压力为1.9MPa(表压力)。揭煤地点构造软煤普遍发育，瓦斯压力和瓦斯放散初速度较大，具备发生突出的煤体强度、放散初速度和煤层压力条件。根据八矿地质资料分析，该工作面按煤与瓦斯突出危险工作面进行管理。
3揭煤工作面突出危险性预测
3.1试验区瓦斯地质特
揭煤地点结构破坏严重，形成大面积的软煤分层，并在该分层中发育一系列次级褶皱，这些褶皱轴向与地层走向一致或以小角度相交。断层多为顺层断层，在断层带上煤层受到严重破坏。以主断面为界，之上多为未受构造影响的原生结构煤，条带结构，垂直节理。揭煤地点煤层瓦斯含量为18m3/t，煤层瓦斯压力1.4MPa以上，具有突出危险性。
3.2前探钻孔
八矿戊二轨道上车场开口，开口位置距副井1348m，开口标高-416m，方位角32°，施工坡度-13°。半圆拱形断面，净宽3800mm，净高3600mm，S净=12.7m2。设计工程量约1044.5m，穿岩段采用锚网喷支护，喷浆厚度120mm;过煤段采用架U29棚子支护，棚间距500mm，之后喷浆封闭，喷浆厚度150mm。
由于八矿开二队从上端已施工430m停头，停头处巷道底板距戊9-10煤层顶板3.2m岩柱停掘，2006年10月30日建井一处综合四队从八矿新副井二水平向上已施工308.5m，停头处巷道顶板距戊9-10煤层底板5m停掘，因此该巷剩余工程量306m全部为揭穿、过戊9-10煤。
由地勘资料和已掘进巷道揭露的资料分析，首采面的瓦斯地质条件较复杂，为了准确掌握煤层的位置、赋存状态和瓦斯地质条件，及为保护岩柱的设计尺寸提供基本的数据。在八矿戊二轨道上车场开口，开口位置距戊9-10煤层10m时，在掘进工作面正头施工前探钻孔2个，使钻孔穿透全煤层并进入顶(底)板不小于0.5m，用来探明戊9-10煤层的赋存状态。前探钻孔的设计参数如表。表中1、2号孔全钻取芯，当1、2号探孔有疑时施工备用探孔以探清地质情况。
在施工前探钻孔的过程中，根据《防突细则》第32条、第34条及第60条的规定，对揭煤点的突出危险性选用钻屑瓦斯解吸指标△h2作为突出预测指标，进行第一次突出危险性预测，预测指标的临界值如表3-1。
在打测压钻孔过程中，每米钻孔采一个煤样，测定煤的坚固性系数f，并将两个测压孔所测的坚固性系数最小值平均，作为煤层平均坚固性系数。将坚固性系数最小值的两个煤样混合，测定煤的瓦斯放散初速度ΔP。为了准确得到原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压钻孔的见煤点与前探钻孔的见煤点之间的距离不得小于5m。并用D、K值对揭煤点进行预测，综合预测指标D、K的值按下式计算：
D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)
K=△P/f
D――煤层突出危险性综合指标;
K――煤的突出危险性综合指标;
H――开采深度;
P――煤层瓦斯压力，取测压孔实测煤层瓦斯压力最大值MPa;
△P――软分层煤的瓦斯放散初速度指标;
f――软分层煤的平均坚固系数。
由于缺少本矿区的综合指标D、K的预测临界值，建议预测采用《防治煤与瓦斯突出细则》给定的临界，预测采用的临界值如表5所示。
表3-5 综合指标D、K预测煤层区域突出危险性的临界值
煤层突出危险性综合指标D煤的突出危险性综合指标K
0.2515
3.4石门揭煤工作面突出危险性分析
本次设计测定的预测参数范围为：△P在10～32，f值在0.1～0.3;K值在70～142，煤层瓦斯压力在1.4Mpa以上;构造软煤普遍发育，瓦斯放散初速度较大，具备发生突出的煤体强度、放散初速度和煤层压力条件。
4石门揭煤技术方案及参数
目前国内揭开严重突出的近水平煤层一般要五至七个月时间，最长甚至要16个月。为尽可能缩短揭煤时间，在总结成功的揭煤经验、认真研究平煤八矿揭煤工作面瓦斯地质条件的基础上，需要重点解决的难点有：①石门揭煤预留岩柱厚度的确定;②瓦斯抽放方式的确定;③揭煤爆破方式的深入研究。以安全、快速、措施简单为原则，初步提出三个抽放技术方案，两个爆破技术方案。
4.1石门揭煤预留岩柱厚度的确定
石门揭煤全过程采用爆破破碎煤岩体方式。在爆破掘进过程中，炮眼中炸药产生的高温高压气体作用于被爆破的煤岩体上，使炮眼周围的煤岩体受到一个以炮眼轴线为中心的向四周辐射的冲击波和后续的应力波压力。爆破点深部的部分煤体将产生剧烈的变形和破坏。由于炮眼周围煤岩体只具有向炮眼轴心方向和巷道空间方向的自由度，从而使得被爆破煤岩体只能向采掘空间抛出。同时，炸药爆炸时产生的垂直于炮眼轴线方向的冲击压力将起到瞬时降低或消除部分深部煤岩体与巷道轴向垂直的受压载荷的作用，为突出创造有利条件。
另外，炸药在岩体内爆炸，开挖范围内的岩石爆破下来，同时必然对保留岩体造成损伤和破坏，从而使围岩的力学性能劣化，承载力及稳定性降低，当煤岩交界处岩体破碎、岩柱厚度较小时，就难以抵抗大的地应力和瓦斯压力而自行揭开煤层，发生突出。
所以，石门揭穿煤层之前，必须预留合理厚度的岩柱，既要防止突出，同时又有利于采取防突措施。为此，我们采用有限元数值模拟手段，从岩石的物理力学性能、爆破对岩石的损伤和破坏作用、地应力和瓦斯压力的影响等几方面综合进行研究，确定安全的最小预留岩柱厚度。
岩石在爆破时，在一定范围内造成破坏或破碎，未破坏的保留岩体将产生损伤作用，保留岩体在爆破后的力学性质及其稳定性研究是合理确定石门揭煤预留岩柱厚度的重要基础之一。爆破损伤岩石的力学特性反映了岩石在爆炸作用下的损伤程度，其破坏与损伤范围与爆破条件、爆破参数、装药量等因素有关。因此，根据爆破损伤岩石的力学性能实验及结果分析、爆破对围岩损伤的现场试验、爆破对围岩质量影响分析等三方面工作，在爆破损伤岩石的力学性能实验基础上，在岩石大巷中进行了巷道掘进爆破对围岩力学性能及完整性的影响现场试验;采用分次爆破方式实验对比了周边眼爆破参数对围岩的影响，选取不同装药直径对比试验不同不耦合系数条件下爆破对围岩的影响;分析研究了爆破条件对岩石质量指标RQD和围岩力学性能的影响;装药结构和爆破损伤对围岩稳定性影响。
根据实验研究和理论分析的结果，可以得到以下结论：
(1)爆破对保留岩体的影响区域主要在25倍的炮孔半径范围内，如果按照现场采用的φ38mm炮孔直径计算，其影响范围为0.475m，对该范围以外的岩体基本没有影响，仅仅产生可以恢复的弹性损伤作用。
(2)在爆破影响范围以内的岩体影响程度为：按照岩体基本质量指标BQ来计算时，BQ值减小值在20%～30%以内;按照岩石的单轴抗压强度计算时，强度减小了5%～20%。
(3)爆破对保留岩体的影响与爆破方法有很大的关系，采用不耦合装药可以明显减弱对岩体的损伤和破坏，且在保证爆破效果的前提下，应该加大不耦合系数，对于现场的实际钻眼爆破条件，采用φ38 mm的炮孔直径时，采用25～28mm的装药直径是合理的，并且可以明显减小对保留岩体的强度及BQ值的影响。
瓦斯压力的变化将引起煤岩体有效应力的改变，从而使煤岩体的力学性质如变形和强度特性发生明显变化。设瓦斯压力为p，为 简化讨论取α为1，则骨架的有效应力可写为：
σi，=σi – p
假设岩体破坏满足库仑—莫尔准则，则以主应力表示的库仑—莫尔准则写成有效主应力形式为：
σ1，=σ+sσ3，
式中：σ1，、σ3，—分别为最大、最小有效主应力
σ—岩石的单轴抗压强度
s—主应力系数。
经整理：σ1-p=σ+s(σ3 -p)
在应力σ-τ平面内画出有效应力表示的莫尔圆以及实际应力的莫尔圆，如图4-1所示。图中，A、B线为瓦斯压力等于零时的莫尔包络线，曲线Ⅰ为有效应力的莫尔圆，曲线Ⅱ为总应力的莫尔圆。当瓦斯压力为零时，莫尔圆在包络线AB的里边，当瓦斯压力增加时，该曲线向左移动，直到它和A、B相切，此时破坏发生。
图4-1 瓦斯压力对煤岩强度的影响
由以上分析可见，煤岩体强度将随瓦斯压力的增加而降低。另外煤体瓦斯吸附量的增加，使煤体体积膨胀，强度降低，甚至导致煤体颗粒之间的联结力完全丧失，煤体近似散粒状。
根据大量的工程经验和爆破实验结果，力学参数测定的是岩块的实验结果，岩体强度一般较岩块的强度要小，同时揭煤巷道的爆破作业对预留岩柱产生损伤作用，结合平煤八矿矿区的煤层实际情况，预留岩柱厚度取2m。
4.2石门揭煤防突措施的选定
《煤矿安全规程》第二百零二条规定，防治石门突出措施可选用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金属骨架等措施。部分具体介绍如下：
钻孔抽放瓦斯：石门揭煤前，由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻，将煤层中的瓦斯经过钻孔自然排放出来，待瓦斯压力降到安全压力以下时，再进行采掘工作。
水力冲孔：又称钻冲法，是利用煤柱或岩柱作为安全屏障，向有自喷能力底危险煤层钻孔，通过钻头的切割和高压水射流冲击破碎煤体，激发煤层潜能释放，排出煤和瓦斯，使其周围的地应力降低、透气系数增加、瓦斯压力及含量减小、煤的强度增高、煤的弹性变形能与瓦斯能释放，从而使喷煤喷瓦斯钻孔周围一定范围内的煤丧失突出能力。水 力 冲 孔主要适用条件有：煤质较软或有软分层，煤的坚固系数f在0.5以下;具有自喷能力的煤层。实践表明，水力冲孔是用于严重突出危险煤层的一种有效防突措施，除用于石门揭煤外，也可用于煤巷掘进和回采。
排放钻孔：又称多排钻孔，是石门揭煤常用的一种防突措施，其机理主要是在揭穿煤层的石门断面外均匀布置多排扇形钻孔，使石门周围一定范围内的煤体发生收缩变形，紧张状态得到缓和，煤的变形弹性能与斯潜能得到释放，地应力值与地应力梯度减小，煤的透气性增大，瓦斯压力值与瓦斯压力梯度降低，煤的力学强度增加，从而消除了石门揭穿煤层的突出危险性.排放时间看具体情况，多排钻孔的布置取决于煤层的危险程度、煤层透气性能和钻孔有效作用范围等参数，钻孔要均匀布置，孔底间距一般控制在1-2m，在测得有效半径后，石门揭穿煤层预排瓦斯底钻孔数按下式计算：
式中：
K—系数，视煤层危险程度而定，一般取1.2 ;
a— 巷道两帮排放瓦斯带底宽度，m;
h、b — 巷道高度、宽度，m;
r —有效排放半径，me
金属骨架：金属骨架是用于石门揭穿煤层的一种超前支架，当石门掘至煤一定距离时，在石门断面的顶部及两帮打钻孔并穿透煤层全厚进入顶(底)板岩内0.5m 以上，孔内插入钢管或钢轨，形成金属骨架，排放一定数量的瓦斯，并使一定范围内的煤体得到卸压，同时又增加煤体的坚固性和稳定性。在巷道揭穿煤层过程中，它支撑上方煤体的重力，阻止煤体的突然破坏与离层，从而达到防突的目的，一般使用于薄煤层中。《细 则》规定，采用金属骨架防突时，必须与抽放瓦斯、水力冲破或排放钻孔等措施配合使用，骨架孔直径一般为75～108mm，孔间距一般0.2～0.4m左右，当骨架材料采用钢管时，直径不小于5Omm的钢管，采用钢轨则不小于8Kg/m，其长度适当大于钻孔0.4～0.5m。
多年来，国内外科研、生产单位在石门揭煤突出预测及采取防突技术措施方面都进行了较深入的研究，先后采用水力冲孔、金属骨架、扩孔钻具卸煤、煤层固化和抽排瓦斯等技术措施，起到了积极的防突效果。相比之下，水力冲孔措施以高压水流为动力，对突出煤层进行冲刷卸压，起到有效的防突作用，但该措施需用高压水源及配套的冲孔设备，在技术尚未完全成熟的情况下，执行措施时易诱导突出，所以没有得到很好的推广应用;金属骨架和扩孔钻具卸煤措施主要适用于突出危险不太严重的倾斜及急倾斜煤层，在缓倾斜煤层中施工难度较大，目前也缺乏采取此措施时统一的合理参数计算方法，实施过程带有一定的经验性，其应用范围受到一定的局限;煤层固化措施用固化液胶结煤体，增强了煤体自身的强度，能有效地阻止瓦斯突出的发生，但该措施属于被动的防突措施，作业成本高，且不利于过煤门掘进时防突，其安全性也有待于进一步提高;抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤措施，能够适用于缓倾斜煤层，有较高的安全程度，但执行该措施一般需要很长的抽放和排放瓦斯时间，揭煤工期多数超过五个月，严重影响矿井生产接替。
鉴于国内外在石门揭煤防突研究方面的现状，国内外突出矿区不得不投入大量的人力、财力用于揭煤防突，揭煤工期长、成本高，严重影响了突出矿井的经济发展。而没有安全有效的防突措施，更使瓦斯突出事故严重威胁着煤矿职工的人身安全。尤其近些年来，发生的数起石门揭煤突出事故，更为煤矿安全生产敲响了警钟。
自六十年代以来，石门揭煤防突措施先后采用了水力冲孔措施、金属骨架结合扩孔钻具卸煤措施、煤层固化措施和钻孔抽排瓦斯措施，相比之下，钻孔抽放瓦斯措施能有效地排放煤层瓦斯，使煤体充分卸压，增强煤体的强度，近年来的揭煤防突实践证明该措施能可靠地消除石门工作面的突出危险性，是积极主动的防突措施，因此应作为石门揭煤的首选防突措施。
平煤八矿主采煤层为缓倾斜、具有严重突出危险性的戊9-10煤层，以往一般采用扇形钻孔抽、排瓦斯、震动放炮一次揭开煤层的揭煤方式，具体揭煤工艺是：石门揭煤工作面打小直径(75mm)钻孔→抽放瓦斯→防突效果检验→石门掘进→震动放炮(分区爆破法)一次揭开煤层→清理、支护→防突效果检验→煤门掘进，完成揭煤工作。由于小直径钻孔抽放瓦斯效果差，抽放占用时间很长，揭开煤层一般要五至七个月时间，最长甚至要16个月。为尽可能缩短揭煤时间，在认真分析研究以往揭煤经验的基础上，提出了集中抽放防突结合石门短导硐揭煤方法。此种方法在焦作矿区进行了试验，成功的对九里山、演马庄、位村煤矿，在安全的前提下，顺利揭开突出危险煤层，显著缩短了揭煤工期;推广应用于三对矿井七处严重突出危险煤层，未发生一次煤与瓦斯突出事故。
结合平煤八矿戊9-10煤层的特点及工程技术实际将抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤作为本次揭煤的防突措施。
4.3短导硐的施工方案
本次揭煤采用抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤具体措施是，在巷道底板距煤层法距2m处，在迎头两帮开二个耳巷，两个耳巷内的6个孔立即用聚氨酯进行封孔，封孔长度不下于5m，并与巷道内主抽放管路合茬，保证抽放钻孔孔口负压不小于0.013MPa，并在揭煤过程中保证不间断抽放。石门为净宽2.8m、净直墙高1.4m的半圆拱巷道，掘至距煤层垂距2m时，按5°的角度起坡掘导硐，在顶板水平高度不变的条件下，上行掘进3.6m，导硐直墙高度1.4m，半圆拱逐渐变为圆弧拱，然后保持该规格下行掘进3.6m导硐。为保证导硐底板距煤层垂距2m，采取每掘进循环进行一次探测煤层，探孔钻进采用大功率煤电钻，确保预留岩柱的厚度，保证短导硐与煤层法距不小于2m。短导硐施工采用钻孔光面爆破，炸药采用乳化炸药，毫秒电雷管引爆。考虑到爆破对保留岩体的损伤作用，导硐施工爆破参数按设计要求，循环进尺0.9m，采用YTP-28凿岩机打钻，远距离放炮。导硐采用锚喷支护方式，锚杆为φ16mm×1800mm树脂锚杆，间排距600mm×600mm，喷射混凝土厚度100mm。
4.4抽放钻孔的布置方式
4.4.1抽放钻孔的布置方式的选择
1、常用的抽放钻孔布孔方式
石门揭煤工作面采取抽放瓦斯的防突措施，其抽放钻孔的布置形式一般有下面几种：
(1)平行钻孔抽放
在石门揭煤工作面巷道两侧各掘进一个钻场，在钻场及石门正前平行布置钻孔，如图4-2。平行钻孔布置方式的优点在于设计、施工简便，但钻孔工程量大，增加辅助岩巷工程，抽放与导硐掘进不能平行作业，抽放时间长。
(2)扇形钻孔抽放
在石门揭煤工作面正前布置钻孔，钻孔排布呈扇形分开，如图4-3。扇形钻孔布置方式的优点在于施工简便、无辅助岩巷工程，但钻孔工程量大且抽放不均匀，抽放与导硐掘进不能平行作业，抽放时间长。
图4- 4交叉钻孔布置抽放
从石门揭煤突出机理研究及以上抽放形式对比可以看出，巷旁截流、巷内交叉钻孔集中抽放的钻孔布置方式，尽管多开挖钻场增加了岩巷工程，但瓦斯抽放强度大、效果好，不仅可以强化石门工作面正前范围的抽放效果，而且能截流抽放巷道两帮煤体的瓦斯，在揭煤全过程可以连续抽放，可有效控制揭煤时的大强度突出、延期突出和过煤门连续突出;抽放与导硐掘进、煤门掘进平行作业，缩短了抽放时间，综合研究技术、经济、安全三方面因素，抽放钻孔确定巷旁截流、巷内交叉钻孔集中抽放布置方式。
4.4.2交叉钻孔布孔方式
根据八矿煤层特点，本次揭煤采用交叉钻孔集中抽放瓦斯结合短导硐震动放炮揭煤。具体措施如下：
(1)在巷道底板距戊9-10 煤层法距2m处，在迎头两帮开二个耳巷，耳巷高3.2m，深4.5m，宽B=3.2m，在两个耳巷迎头施工48个抽放钻孔，掘进迎头施工10抽放钻孔，在耳巷和主巷底板施工40个抽放钻。抽放孔控制巷道轮廓线以外不小于8m。
(2)措施施工完毕后立即用聚氨脂进行封孔，进行瓦斯抽放。施工完毕抽放孔后，经预抽15天后计算煤层瓦斯预抽率，当预抽率大于30%，且用△h2进行突出危险性检验指标不超时，采用前探安全岩柱办法向前掘进短导硐，保证短导硐与煤层法距不小于2m。
(3)掘完导硐后在导硐迎头施工10个抽放钻孔并封孔连管抽采，然后向下挖底至距戊9-10煤层法距1.5m处采用震动放炮揭开1m煤层。在导硐掘进和揭煤过程中保证耳巷内不间断抽采。抽放孔布置如图。
4.4.3抽放钻孔施工要求
(1)在短导巷施工完成后，根据矿井戊9-10煤层特点确定钻孔布置及各钻孔参数。钻孔施工必须从里向外，从巷道一帮向另一帮，施工过程中必须记录清岩孔长度、煤孔长度、钻孔角度、钻孔位置和钻孔编号等。
(2)每施工完毕一个钻孔必须用压风将炮眼内的煤岩粉吹净并立即用聚氨脂进行封孔，封孔长度为岩孔全部封，并与巷道内主抽放管路合茬，保证抽放钻孔孔口负压不小于0.013MPa。若钻孔不能及时封孔合茬抽放，要用压风将炮眼内的煤岩粉吹净，并用木塞将炮眼口塞住，防止掉入杂物。
(3)瓦斯抽放瓦斯封孔措施
工作面在距煤层顶板2m岩柱位置处，布置钻场施工集中抽放瓦斯措施。采用聚氨酯结合水泥砂浆封孔方法。封孔段长度：岩孔小于4m的钻孔要求全部封堵，岩孔大于4m的钻孔，除聚氨酯封孔段以外水泥砂浆封堵长度不得少于3m。封孔前用压风的方法将孔内积水排净，否则不得封孔。如巷道瓦斯超限，要求打好一个孔，封一个孔，连一个孔，以保证封孔质量。抽放期间为保证抽放效果，要求专人负责放水、检测瓦斯抽放量等工作，发现问题及时解决。
4.4.4抽放钻孔工艺
(1)钻孔直径和间距。钻孔直径选为75mm;孔间距由煤层的透气性和进行抽放的时间及煤层的抽放半径(r)，取2m间距均匀布置钻孔。
(2)由煤层的透气性和瓦斯压力，初步设计瓦斯抽放时间为2.—5月。在抽放控制范围内，如果测试指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。否则，认为措施无效，采取补充措施(曾加时间，曾加钻孔数量)，经措施效果检验有效后，方可恢复掘进施工。
4.4.5抽放钻孔安全技术措施
(1)施工钻孔的电气设备的电源必须和该巷道的瓦斯探头实行风电、瓦斯电联锁，要保证钻孔施工期间的正常供压风、供电及排水。
(2)施工钻孔前，抽探队要将迎头余渣及杂物清理干净，巷道断面符合设计要求。
(3)抽探队必须严格按设计施工钻孔。钻孔施工前，要将钻机摆放平稳，打牢压车柱，吊挂好风水管路和电缆。
(4)钻孔施工过程中，钻杆前后严禁站人，不准用手托扶钻杆，所有施工人员要将工作服穿戴整齐。在钻孔施工过程中，严禁用铁器敲砸钻具。
(5)在钻孔施工过程中，通风区要严格按照《煤矿安全规程》中的有关规定对施工地点瓦斯等气体进行检查，严禁瓦斯超限作业。施工班(组)长在施工过程中必须使用便携仪。
(6)在钻孔施工过程中，若发现有突出预兆及异常现象时，瓦检员和施工负责人要迅速将所有人员撤至安全地带，同时切断该巷道内所有电气设备的电源，并及时向矿总工程师、矿调度室、通风科、防突科及有关单位汇报，待经过处理且瓦斯等有害气体的浓度恢复正常后，方可继续施工。矿调度室、通风科、防突科要加强对钻孔施工过程中的调度指挥及记录工作。
(7)在钻孔施工过程中，操作人员要严格按照钻机操作规程和钻孔施工参数精心施工，严格控制钻进速度，在人工取下钻杆及加钻杆过程中，钻机的控制开关必须打到停止位置，不得违章作业，同时做好施工记录。
(8)钻孔施工期间要采取措施进行孔口除尘，杜绝煤尘飞扬现象，并在钻孔施工地点配备4只灭火器，并做好该工作面的洒水灭尘工作，杜绝煤尘堆积。
(9)施工钻孔的所有设备，任何单位和个人不得随意挪动与拆卸。施工完的钻孔参数必须及时填写在钻孔施工记录牌板上，并报矿调度室、防突科备案。
4.5揭煤爆破技术方案
震动放炮：《细则》中指出，石门揭穿危险性煤层前，按规定，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，并经效果检验有效后，方可用震动放炮揭穿煤层。震动放炮是一种石门揭煤时诱导突出的安全防护措施，国内外实践经验表明，在石门揭煤时无论选择了什么防突措施，都应该把震动放炮作为最后揭开煤层的方法，因为强大的震动力有助于释放煤体内的弹性潜能，缓解压力。它主要用于石门(或立井)揭穿煤层，对于突出危险性小，煤层压力小于1MPa或煤厚小于0.3m时可直接采用此措施，其效果影响因素主要有：岩柱尺寸、炮眼布置炮眼数和装药量等参数。
揭煤爆破可以采用震动放炮，也可以采用远距离放炮。远距离放炮揭煤一般采用渐近煤层的方式，揭煤的时间跨度长，不利于管理，但无须特殊的放炮器材。震动放炮一次揭煤爆破方案的炮眼布置大体上有二种，一种是普通光爆法，一种是分区爆破法。普通光爆法因使用广泛、工艺已被职工熟悉，从而操作简单，但普通光爆法对围岩的预留岩柱产生损伤作用大;分区爆破法加大了装药不耦合系数，可以明显减小对保留岩体的强度及基本质量指标值的影响。二种不同的装雷管方案比较如表6所示：
震动放炮揭煤因一次起爆雷管数目多，单孔装一个雷管在进行爆破网路计算时电阻一般较大，对放炮器材的要求高;为了降低网路的电阻可采用单孔装两雷管串联，孔与孔并联的联线方式，但这种方式在起爆时可能产生拒爆，在处理拒爆时非常棘手。
图4-7 分区爆破法炮孔布置
采用分区爆破震动炮时，每平方米爆破断面的炮眼数目按4～5个确定。为提高爆破效果，炮眼一般分为三区至五区，第一区作为掏槽眼均垂直于导硐底板布置，其它炮眼均朝向端头方向与水平成一定的夹角。石门揭煤单位炸药消耗量按照正常掘进量的1.5～2倍确定。整个爆破网络采用大串联方式。网路电阻应分别计算放炮电缆、雷管和连线接触电阻。
表6 揭煤放炮方案技术比较表
项目单孔装一个雷管，孔与孔串联单孔装两雷管串联，孔与孔并联
优
点1使用雷管数目少;
2装药和联线方便;
3不会出现拒爆现象。1一般不会出现放炮前不导通现象;
2爆破网路电阻小，网路可靠，对放炮器材的要求低。
缺
点1放炮前一但出现不导通，爆破网路检查麻烦;
2爆破网路电阻大，网路不可靠，对放炮器材的要求高。1使用雷管数目多;
2装药和联线不方便;
3会出现拒爆现象;
4放炮前出现不导通，网路检查非常麻烦。
5安全岩柱和效果检验
5.1突防效果检验
揭煤放炮前的防突措施效果检验方法采用钻屑瓦斯解吸指标法、钻屑指标法和钻孔瓦斯涌出初速度法。
(1)效检孔的布置采用倒三角形布孔，用大功率煤电钻在掘进工作面打4个钻孔，石门中间孔布置在措施孔之间，其它三个孔位于石门下部和两侧，终孔位置位于措施孔的边缘线上。效果检验钻孔布置如。效果检验钻孔布置参数如表5-1。
5.2预留岩柱厚度的控制
按照《防突细则》规定：石门揭煤工作面实施抽、排放瓦斯措施时，岩柱厚度不小于3m。对于平煤八矿缓倾斜煤层条件，为了避免钻孔的岩孔长度过大，无效钻孔工程量大，作业时间长，而且增加了打钻难度。确定防止石门揭煤自行揭开的预留岩柱厚度为2m，石门掘进时要求严格掌握煤层产状，确保安全施工。
为防止石门进入预留岩柱，当岩柱垂距3m再向前掘进时，每掘进循环在石门工作面底部和两侧打三个超前钻孔，方向垂直煤层顶板，其超前距为2.5m，保证预留岩柱不小于2m。在巷道距戊9-10煤层法距5m开始，每循环进尺前在迎头底板打二个超前钻孔，一个钻孔与巷道腰线平行向前，一个与巷道腰线呈90°向下、深度为2m以上，前探安全岩柱厚度，超前钻孔由瓦检员、放炮员和安检员共同验收合格后，向调度室汇报，调度室必须做好记录，只有在与煤层法距大于2m时，方可掘进，法距小于2m时及时向揭煤指挥部汇报，由揭煤指挥部制定措施。
5.3炮前的防突措施效果检验
掘进导硐和抽放瓦斯平行作业，掘完导硐后即进行突出危险性效果检验。揭煤放炮前的防突措施效果检验方法采用钻屑解吸指标(Δh2)、钻屑量指标(Smax)和钻孔瓦斯涌出初速度指标(q)，由于校检钻孔为负角度钻孔，钻屑量的采取难度大、准确率低，因此这次校检钻屑量指标仅作为参考指标，具体为利用MD-2瓦斯解析仪测得△h2，利用JN-2胶囊封孔器和ZLD-2多极流量计测得q值。
(1))效果检验孔的布置：采用倒三角形布孔，在掘进工作面打4个钻孔(先用钻头直径为75mm的液压钻机在岩层打，见煤后停止;改用钻头直径为42mm煤电钻在煤层中打)，石门中间孔布置在措施孔之间，其它三个孔位于石门上部和两侧，终孔位置位于措施孔的边缘线上。其中：J1、J2、J3钻孔深8m，J4钻孔深8m，效果检验钻孔控制到巷道两帮轮廓线外2.2m，方位、角度及位置。
(2)操作要求：使用钻头直径为42mm煤电钻打效果检验钻孔时，J1钻孔见煤第1m打完后，自第2m开始，每米测定一次瓦斯涌出初速度q和钻屑量S，每2米测定一次钻屑解吸指标△h2。
J2、J3、J4钻孔自见煤第2m开始，每2m测定一次瓦斯涌出初速度q、钻屑量S和钻屑解吸指标△h2。
(3)要求达到的效果及指标：经效果检验后，瓦斯涌出初速度q小4.5L/min，且钻屑解吸指标△h2小于200Pa，可以留顶板厚度为1.5m向前掘进，使用木支架进行支护，达到揭煤位置后进行揭煤。效果检验后，瓦斯涌出初速度q大于4.5L/min，或钻屑解吸指标△h2大于200Pa时，进行补打释放或延长排放时间。具备的情况下，必须进行残余瓦斯压力的测定。
(4)达到的效果及各指标的临界值，如表5-3所示：
表5-3 效果检验各指标的临界值
效检指标钻屑量S(Kg/m)瓦斯涌出初速度q(L/min)钻屑解吸指标△h2(Pa)残余瓦斯压力(MPa)
临界值小于6小于4.5小于200(湿煤160)0.74
经效果检验后，表中任何一指标不超临界值时，措施有效;任何一个指标超临界值，措施无效，需重新采取措施。
6防突系统和安全防护
6.1通风系统
6.1.1通风系统与局部通风
(1)通风区要加强对通风系统的维护和检修工作，保证通风系统稳定，局扇不喝循环风。
(2)该揭煤工作面的回风系统必须保证系统稳定、风流足够和通畅，与该系统相连的风门、密闭墙等通风设施必须坚固可靠，防止突出的瓦斯涌入其他区域。
(3)揭煤期间，通风区要加强该巷道的局部通风管理，确保迎头所需的风量。
(4)局部风机实行双风机双电源，供电实行“三专”、“两闭锁”。
(5)局部通风机必须设专职司机，严格现场交接班;局部通风机供风不正常或备扇不能正常工作时严禁进行爆破作业。
(6)揭煤进回风的通风系统、正反向风门的数量、位置见通风系统示意图。
6.1.2反向风门
通风区应在该揭煤工作面进风侧设置三道牢固的反向风门，施工质量应符合以下要求：
(1)风门墙垛可用砖或者混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于800mm，风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于10m，风门正面应包1.2mm铁皮，并用2根50×50mm以上角铁穿带。
(2)门框和门采用坚实的木质结构，门框厚度不小于100mm。
(3)风门墙体上安装风筒逆风装置，风门有反向底坎及皮带挡风装置。
6.2监测监控
该巷道按如下要求设瓦斯监测探头，并实现瓦斯电闭锁。设置如下：
(1)探头T1安设距迎头小于5m，距巷顶不大于300mm，距巷帮不大于200mm。
报警点：≥0.8% 断电点：≥0.8% 复电点：<0.8%
断电范围：掘进工作面内及回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。
(2)探头T2安设距离该巷道第一汇风点前10m~15m的巷道内，距巷顶不大于300mm，距巷帮不小于200mm。
报警点：≥0.8% 断电点：≥0.8% 复电点：<0.8%
断电范围：掘进工作面巷道中及其回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。
(3)探头T3安设距离该巷道第一汇风点后10m~15m的巷道内，距巷顶不大于300mm，距巷帮不小于200mm。
报警点：≥1.0% 断电点：≥1.0% 复电点：<1.0%
断电范围：局扇及掘进工作面巷道中及其回风系统内全部非本质安全型电气设备电源。
6.3安全防护
6.3.1压风自救系统
压风自救系统。压风自救系统设置在距掘进工作面25~40m的巷道内，正头一组可供施工队人数最多时使用，长距离掘进巷道中，每隔50m设置一组压风自救系统，每组压风自救系统可供5～8人使用。在揭煤放炮处设一组压风自救，压缩空气供给量符合《防治煤与瓦斯突出细则》中规定的要求。
6.3.2隔爆水槽
在揭煤石门内安设隔爆水槽，水量不少于200L/ m2。
6.3.3综合防尘
(1)灭尘管路应铺设平、直，吊挂整齐，每隔30m设一个三通阀门，软管跟至迎头，各转载点设喷头，做到落岩(煤)、出岩(煤)洒水。
(2)巷道要经常洒水灭尘，严禁煤尘飞扬，风筒、电器、开关等要经常擦拭干净。
(3)在距离工作面100m内安设三道喷雾洒水装置，保证正常使用。
(4)加强个人防护，所有施工人员都必须佩带防尘口罩。
6.3.4其它
(1)揭煤期间严禁采用风镐落煤和使用扒矸机出矸。
(2)放炮地点安设一部直通矿调度室的电话。
(3)放炮地点安放6个干粉灭火器。
(4)揭煤期间进入该巷道内的所有人员必须佩戴并能熟练使用自救器。
6.4供电及停电
(1)电气设备必须有专人负责检查、维护，施工队每班、机电科每天检查一次防爆性能，签名备查，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。
(2)揭煤期间，每一项停电必须责任到人，执行停、送电要有记录。
(3)揭煤放炮时，除通风机外全矿井下非本质安全型电气设备全部停电，其它放炮时风门以里和回风巷道内的所有非本质安全型电气设备全部停电，停电前后必须向矿调度室和揭煤指挥部汇报。
6.5揭煤放炮眼布置
6.5.1炮眼布置
在导硐施工完毕后，在导硐内进行震动放炮前的最后一次防突效果检验，经检验各种指标都不超，在导硐内下挖0.5m并彻底清理导硐内的浮碴，严格按揭煤炮眼布置图，所示施工揭煤炮眼，炮眼施工完毕后，在采取了安全防护措施后，距待揭煤层法距1.5m外开始执行震动放炮揭开煤层。揭煤爆破参数如表十所示：
6.5.2爆破网络计算
整个爆破网络采用大串联方式。分别计算放炮电缆、雷管和连线接触电阻，放炮母线采用铜芯小电缆，长度约800m，铜芯截面积不小于4mm2，串联爆破网路电阻计算：
R总=R1+R2+R3
式中：
R总—整个爆破网路电阻
R1—雷管总电阻，单个雷管电阻取4.1Ω
R1=4.2×88=369.6Ω
R2—放炮母线电阻
R2=ρL/S=0.017×800×2/4=6.8Ω
R3—联线接触电阻，一个接触点电阻取1Ω
R3=(88+3)×1=91Ω
则R总=369.6+6.8+91=467.4Ω
6.7震动放炮安全技术措施
6.7.1爆破器材
(1)在爆破时必须使用专用爆破器，由专人保管。炸药采用三级乳胶炸药，爆破必须采用铜脚线的毫秒电雷管串联起爆，雷管总延期时间不得超过130毫秒，严禁跳段使用。电雷管使用前由专人在地面逐个测试其性能，保证导通和电阻误差小于0.1W。不符合规定时严禁入井使用。电雷管的连接必须使通过每一雷管的电流达到其引爆电流的2倍。雷管脚线要互相扭紧，并用绝缘胶布包裹。
(2)揭煤前由揭煤指挥部要在地面选择合适场所进行爆破网路雷管模拟爆破试验，以验证爆破网路设计的可靠性和发爆器的使用性能。
(3)爆破母线采用专用电缆，并靠帮悬挂，与其它电缆间距不小于300mm，母线入井前，必须对其电阻进行测试。爆破网路连接完毕后，必须进行网路全电阻测试，发现问题，及时处理。
(4)放炮采用的水胶炸药不得过期、失效和变质。
6.7.2打眼与装药
(1)爆破前，必须进行防突效果检验，检验无突出危险时，方可施工爆破炮眼。爆破炮眼打成之后，要用压风将炮眼内的煤岩粉吹净，并用木塞将炮眼口塞住，防止掉入杂物，影响装药质量。
(2)在打炮眼时，若发现底鼓、响煤炮等有瓦斯突出预兆时，必须立即停止工作，切断工作面所有电气设备电源，撤出三道反向风门并关闭正反向风门，将所有人员撤至安有压风自救器处，并立即向矿调度室汇报。
(3)开始装药时，施工区队跟班领导负责组织揭煤面撤人、停电。
(4)装配引药工作由放炮员进行，引药不准提前制作，装一个眼制一个引药，不准用电雷管或金属物品代替木锥扎眼，电雷管必须全部插入药卷内，严禁将电雷管斜插在药卷中部或捆在药卷外。装配引药必须在顶板完好和无金属导体、电气设备的地方进行。水胶炸药卷之间药与药相连接。雷管与炸药的聚能穴在同一直线上，并都朝向孔底。
(5)放炮员在装药前、放炮前必须对每个电雷管和整个爆破网路做导通试验，只有在每个电雷管和整个爆破网路都导通的情况下，才准放炮。
(6)放炮员在连线时，每个接头都必须扭紧扭牢，整个爆破网路裸露部分和接头，都必须用砂布打磨掉氧化层后再扭接，并用胶布包严。
(7)放炮员在完成装药连线之后，最后离开，并关闭好两道正反向风门，至拉炮地点后，向揭煤指挥部汇报，在没有接到揭煤指挥部放炮命令前不准拉炮。
(8)岩眼若打穿煤层，在装药前必须充填入不小于200mm的黄泥。
6.7.3爆破
(1)揭煤爆破必须采用全断面一次起爆，炮后至少两小时后，揭煤指挥部根据情况，决定救护队员是否进入揭煤工作面检查爆破情况、通风设施情况以及巷道等其它情况。
(2)放炮时，反向风门必须关闭，人撤到反向风门以外距放炮地点不小于800m且距反向风门不小于50m的新鲜风流的安全处，反向风门由放炮员关闭，由瓦检员和安检员共同监督。
(3)爆破前由工作面班长安排专人对爆破地点20m范围内进行洒水灭尘，爆破时三道水幕必须打开。
(4)放炮前由施工区队负责在距揭煤点6～8m处设置迎山挡拦，以减缓发生突出时的突出强度。
(5)装药前后要认真检查瓦斯情况，装药连线工作完毕后，确认停电撤人，警戒全部落实到位，方可进行震动放炮。
(6)爆破前所有不装药孔洞必须用不燃性材料(黄泥或水泥砂浆)充填，充填深度不得小于最大炮眼深度的 1.5倍。
(7)未崩开石门全断面的岩柱和煤层时，继续放炮需按照揭煤放炮有关规定执行。
(8)放炮地点：放炮地点设在进风侧反向风门之外，放炮地点距工作面的距离大于800m。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统和自救器。
(9)撤人范围：揭煤放炮及穿煤层时，东西皮带大巷、东、西回风大巷和东轨道大巷内全部撤人，所有进入回风大巷的巷道必须设警戒。
(10) 放炮严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。
(11) 爆破后经检查无异常情况时，可恢复正常施工，若发生煤与瓦斯突出，则要进行突出处理后再恢复生产，恢复生产前，对停风区要进行瓦斯排放。
(12)放炮后经检查无异常情况时，再进行巷道清理和支护，打好迎面支架。背好工作面，防止顶板掉渣、片帮伤人，防止煤体垮落引起煤与瓦斯突出事故。
(13)必须保证最小抵抗线不得小于300mm，否则严禁放炮。
(14)放炮员和专职瓦检员严格检查工作面及其回风流中瓦斯浓度，严禁瓦斯超限作业。
6.7.4其它
(1)所有入井人员都必须携带隔离式自救器，工作时悬挂在距工作地点不超过10m的地方。
(2)揭煤前通风区要将放炮器彻底检查、测试，达到标准才准使用。
(3)在整个揭煤过程中，通风区必须设置专职瓦检员和放炮员，一般情况下不准随便换人。
(4)撤人、停电、治安警戒、清点人数、瓦斯检测等各项准备工作完成后，经落实符合揭煤措施后，方可进行放炮，此项工作由揭煤指挥部统一指挥。
(5)揭煤爆破120分钟且瓦斯不超限时，由现场指挥安排专人进入现场验炮。发现拒爆、残爆等异常情况时，必须立即汇报揭煤指挥部，并由现场指挥负责落实专人按照《规程》规定进行处理。经确认无异常后，经现场指挥同意，其它工作人员方可进入迎头并撤除警戒恢复送电，正常作业。
(6)救护队员进入检查时，至少要三人同行，并佩带好氧气呼吸器，小心行动，注意观察，另外在正反向风门外要有三人以上救护队员等待接应，检查过程中严格按有关救护规程规定执行，检查后应立即将检查结果向揭煤指挥部汇报，揭煤指挥部可根据情况，决定是否撤岗、取消警戒和恢复送电等正常工作。
(7)放炮时，必须至少有6名救护队员配带氧气呼吸器在地面待命。
6.8避灾路线
避灾路线：工作面→戊二轨道上山→戊二轨道上车场→配风西石门→戊组运输大巷→西翼重车线→新副井→地面。
6.9组织管理
揭煤前，矿成立揭煤指挥部：
指挥长：
副指挥长：
成员：
(1)震动放炮时，必须有揭煤指挥部成员现场指挥，发现问题及时处理。
(2)揭煤前要由班组长组织有关部门人员对现场进行全面的检查，落实各项工作准备情况。
(3)揭煤期间配置专职瓦检员、放炮员、局扇司机、专职电工及警戒人员，并要求人员稳定，实行现场交接班制度。
(4)地测科必须准确掌握煤层的产状、结构及顶底板岩性，并负责及时绘制成图报有关部门，为揭煤工作提供可靠的地质数据。
(5)抽探队负责施工各类钻孔，施工时必须要有详细的钻孔参数记录并汇总成表报矿调度室、防突科等生产相关部门备案。
(6)通风区负责瓦斯探头戊9-10的安装，维护和调校工作，保证探头灵敏可靠，并把信息及时反馈到矿调度室和矿总工程师。
(7)防突科负责突出危险性参数指标的测定、整理、收集和管理工作，负责抽探队钻孔施工时的调度指挥、监督管理工作。
(8)机电科负责监督检查电气设备的完好情况，杜绝失爆，并做好每次的检查记录。
(9)矿调度室负责钻孔施工过程中的调度指挥、记录工作;负责协调井下和井上的联络，保障施工的顺利进行。
(10)安监科负责本次揭煤防突设计实施的监督检查工作。
(11)揭煤工作面安装专用电话，直通矿调度室，并保证通讯畅通。
(12)揭煤及穿煤放炮必须有揭煤指挥部的一名成员带队，负责安排专人检查通风系统设施是否完好，警戒布置是否到位，停电撤人及放炮工作。
6.10进入煤层掘进期间的防突措施
(1)半煤岩掘进第一次采取防突措施时，必须采用小直径排放钻孔措施(孔径65mm，孔数25个，孔深10m)，钻孔全部布置在煤层软分层内，控制范围为巷道断面轮廓线以外8m(包括巷道断面内的煤层)，之后超前排放钻孔采用直径为75mm，孔数20个，孔深10m的防突措施，直至进入全煤层。措施孔结束之后采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻孔钻屑量及钻屑解吸指标法效果检验。经过效果检验，当检验为无突出危险时，每个循环应当有2m的检验超前距且排放钻孔(即措施孔)留有不少于5m的超前距。
(2)石门工作面进入煤层中掘进时，瓦斯达到0.8%或预测指标超临界值，必须补充施工措施孔，重新进行效果检验，措施孔必须留有5m的超前距。施工措施孔另编措施。
(3)采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻孔钻屑量及钻屑解吸指标法检验时。在掘进工作面打3个直径为Æ42mm，中孔沿掘进方向深10m，两边孔的终点应位于巷道轮廓线外2至4m处深10.5至11m。中孔在2、4、6、8、10m处，边孔在3、5、7、9、11m处分别依次测定三个参数。
钻屑量按测定深度提前1m取煤屑。
测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度1m，并做到封严不漏气，封孔气压不低于0.2MPa，测定工作在2分钟内完成。
测定瓦斯解析强度时，煤样曝露时间为自钻孔打至该煤样段起经3分钟，并按规定进行测量。
检验孔应尽可能布置在最软的软煤分层中，并应布置在措施孔和预测孔之间距措施孔和预测孔不得小于0.4m，钻速为0.5～1m/min。
(4)效检结论的确定：当qmax<4.5L/min且Smax<6Kg/m且△h2<200Pa(湿煤为160Pa)时为无突出危险工作面，任何一个指标超时为有突出危险工作面。
(5)在掘进过程中，严格按防突措施、作业规程执行，若发现异常情况，应立即撤人、停电、并关好正反向风门，并向调度室及区队有关领导汇报，听候指示。
(6)放炮后作业人员至少等1小时之后在瓦斯浓度不超限情况下方准进入工作面。
(7)撤人距离不少于300m且距第一道反向风门不少于50m的全风压通风的新鲜风流中的安全地点。反向风门以里的非本质安全型电气设备全部断电，反向风门必须关闭，严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。
6.11防瓦斯超限
揭煤放炮时由于一次揭开的煤体面积大，易因起瓦斯超限，因此在揭煤时必须配足风量，配风量不少于600m3并采用双风筒供风。
7过煤门施工措施
7.1措施选定
当戊二轨道上山揭开戊9-10煤层之后，煤层进入巷道内时，采用重庆产QFZ-22型轻便防突钻机打浅孔排放，此方法瓦斯释放效果显著，同时，因上述钻机具有操作简便，钻进速度快，角度、方位易定等特点，因而在过煤门期间采用此种钻机以浅孔排放的方法进行瓦斯排放。
7.2措施技术参数的确定
根据煤层进入巷道断面的情况，选取以下具有代表性的措施孔。
1)煤层顶板处于巷道顶板：
(1)布置2排孔，每排9个孔，总计18个排放孔，孔径Φ89mm，水平投影孔深13m，终孔控制到巷道轮廓线外4m。
(2)排放孔上排距巷道顶板为1.1m，下排距巷道顶板2.4m，终孔控制到巷道轮廓线外8m。
(3钻孔的深度综合考虑作业循环定为13m，排放孔超前距6m，允许进尺7m。其它有关参数见附表。
2)根据煤层与巷道的关系可适当调整措施孔数量。
7.3措施实施的具体要求
(1)打措施孔前，必须将巷道支护到迎头，处理完掌子头虚煤、伞檐及残(瞎)炮，并将巷道的杂物处理干净，保证行人畅通，电缆吊挂整齐，机电设备进行检修，保证电器设备不失爆;
(2)执行措施前要对风筒进行维护，凡出现风筒脱节、风筒距掌子头大于5m、工作面微风或无风等情况时，严禁执行措施;
(3)在执行措施前，必须在掌子头配备两台灭火器、足够的沙箱及黄泥，并将堆放在掌子头的闲杂铁器处理干净，以避免正在钻进的钻杆与工作面的其它铁器发生碰撞而产生火花;
(4)打钻时工作面必须具备铜锤及铜锹，在上紧(或拆除)钻杆的连接销时，严禁用铁器敲打连接销(钻杆)，必须进行敲打时，只准用铜锤进行敲打，当钻孔处的煤屑堆积太多须清理时，只准用铜锹或木锹进行清理钻孔处的煤屑;
(5)在执行措施时，工作面必须在所打钻孔的上方挂便携，当钻孔出现喷孔、夹钻或钻孔周围出现瓦斯超限时，必须停止打钻，等一切恢复正常后再继续执行措施;
(6)在执行防治突出措施期间，不允许平行其它作业(如吊挂风筒、打锚网、锚索、攉装煤等);
(7)执行措施时，必须有瓦检员在现场盯岗，监督防突措施的执行，严把措施执行关，凡未按规定执行措施的，有权制止施工队的违章行为，当出现突出预兆时，瓦检员有权组织现场人员进行撤离，并及时报告调度室;
(8)施工队班组长为当班生产的第一责任者，分工必须明确，指定专人开机、专人停电、专人观山，按照设计的措施孔位置、角度进行布置钻孔;
(9)必须坚持除孔口洒水降尘外，还要将工作面以外的二道水幕正常开启;
(10)措施孔按从上往下的顺序施工，即先打上排孔，再打下排孔。每打一个孔，必须将孔内煤粉排干净;
(11)执行措施期间出现严重喷孔、突出预兆、瓦斯超限立即撤人停电，当瓦斯浓度小于0.8%方可打排放孔。
(12)排放孔打完后，施工单位及时向调度室汇报，填写终孔报告单，终孔报告单上必须如实进行填写(包括打钻期间的异常情况)。
7.4措施的效果检验
措施孔打完后，必须进行措施效果检验，只有检验合格后方可进行掘进，否则必须采取增加排放钻孔或延长排放时间等补充措施直至消除突出危险为止，效检孔共布置三个，孔径为42mm、孔深为7m。若效检不超标，允许进尺4米，保留3米超前距，第二次效检7米，允许进尺3米，即效检孔超前掘进4米距离，该循环进行完毕。
两帮效检孔必须控制到巷道轮廓线外3m。在5m、7m处测试q值、△h2值。测试步骤和要求为：
7.4.1瓦斯涌出初速度q值测试步骤
1)尽量在巷道软分层中布置打孔径为42mm的测试孔，钻进速度控制在1m/min;
2)当测试孔深达到5m、7m位置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔后测量室长度为0.5m，钻孔内封孔胶囊的压力达到0.2Mpa;
3)在测试杆末端接上气压表，测量1min内煤气表转过的数值，即为该钻孔瓦斯涌出初速度q值;
4)从麻花钻杆打到4米到测试工序完成的时间间隔不超过2min，以后每钻到7米重复上述操作一次，同时测定其钻屑量。
7.4.2钻屑瓦斯解吸量指标的测定方法和步骤
①当预测孔深达到5米、7米位置时，同时测△h2值和q值。
②取钻屑煤量10g，过筛后，要求粒径为1—3mm，放入瓦斯解吸仪的煤样瓶中。
③煤样装入煤样瓶，拧紧密封上盖，打开旋塞使水柱计和煤样瓶皆与大气相通，这时启动秒表开始计时测定。
④当解吸仪测定后2min的瓦斯压力读数为△h2。
⑤从钻屑采样到放入煤样瓶中及开始测定要求在3min内完成。
7.4.3临界值及判断
q<3(L/min) 且 Δh2<160pa 无突出危险
q≥3(L/min) 或 Δh2≥160pa 有突出危险
若效检超标，应增补措施孔或延长排放时间 ，直至再次效检不超标方可进尺。
7.4.4效检时
进行效检时，效检孔不能与措施孔交叉，如效检孔与措施孔交叉，必须重新打孔进行效检。
7.4.5效检后
效检后，必须在工作面吊挂效检允许进尺标志牌，并上锁，钥匙由当班检查员保管，以防超掘。
结论
在论文写作的过程中;对所需要的数据资料进行了分析、筛选，并进行了相关计算;在进行“平煤八矿新副井戊二轨道上山石门揭煤设计”中研究了高瓦斯低透气性煤层快速揭煤技术的方法，之后通过对瓦斯抽放方式及揭煤方案的比较提出平煤八矿戊9-10煤层的揭煤方案——石门短导硐、交叉布孔、震动放爆揭煤，并制定相关安全防护及防突措施。得到结论如下：
1)石门揭煤突出是煤与瓦斯突出中危害性最大的一种，是地应力、瓦斯应力及煤体物理力学特性等综合因素相互作用的结果。
2)预测采用两次多孔预测方式，避免了个别少量孔的误差与失误的影响，确保了整体预测检验定性的可靠性。
3)石门短导硐揭煤法是以流变理论为基础，总结突出矿区揭煤经验，主要针对缓倾斜严重突出煤层，研究得出安全、快速揭煤新工艺。该工艺科学确定预留岩柱厚度，以巷旁截流、巷内交叉钻孔抽放为防突措施、短导硐震动放炮一次揭开煤层。
4)针对石门揭煤突出的特点研究的巷旁截流、巷内交叉钻孔抽放防突措施：
(1)可以显著提高了瓦斯抽放卸压效果，有效解除了石门揭煤工作面的突出危险性;
(2)掘进导硐和瓦斯抽放平行作业，其卸压作用也提高了瓦斯抽放量，施工简单，工艺合理，缩短了抽放卸压时间;
(3)巷旁截流钻孔控制两侧煤体的瓦斯向巷内流动，在石门揭煤全过程能够连续抽放，可积极预防石门揭煤时的延期突出和过煤门连续突出。
(4)通过研究地应力、瓦斯压力和爆破损伤作用，科学确定石门揭煤预留岩柱厚度，有效防止揭煤自行揭开突出，降低了防突措施的施工难度。根据平煤八矿煤岩力学性质，2m预留岩柱对石门短导硐揭煤是安全可靠的。
致谢
经过两个多月的忙碌，在学院领导的大力支持及郝富昌、魏建平、刘彦伟等老师精心指导下，我的毕业论文《平煤八矿新副井戊二轨道上山石门揭煤设计》终于划上了圆满的句号!在此对完成论文期间默默耕耘的各位老师致以衷心的感谢。
完成毕业论文的过程是一次理论与实践有机结合的过程，是理论与实践升华的过程;更是自己的思想成熟的过程!毕业论文是理论知识与专业知识以及经验的融合，通过毕业论文认识到了自己的不足，同时也努力对不足的方面做了弥补，使这些知识更趋于条理化、系统化。在以后的工作当中，对知识的运用能够更加的游刃有余。
在完成论文的过程中，曾遇到了很多棘手的问题，在郝富昌.魏建平.刘彦伟.等老师和小组同学的帮助下都得以顺利解决。本次毕业论文不但是对自己所学专业知识的检验，更是对多学科知识综合应用能力的一个考查，并要把实践经验赋予到当中去，这三者的有机结合在这次毕业论文中使我受益匪浅。此外，通过这次毕业论文培养了自己独力学习和查阅资料的能力，为今后的得心应手的工作奠定了坚实的基础。在完成论文期间的日常学习和生活中，与我的指导老师郝富昌、魏建平、刘颜伟等老师以及小组同学建立了深厚的感情和友谊，同时也得到了他们诸多无私的帮助。这份珍贵的友情将会永远成为我一生中美好而难忘的回忆。
由于对知识和信息的运用还不够精准，难免有疏漏之处，敬请各位老师批评指正!
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