安全防突技术

安全防突技术（精选十篇）

安全防突技术 篇1

大兴矿突出地点多发生在火成岩侵入体侵入区域, 由于火成岩厚层状岩体侵入在煤层顶板, 造成煤层变质, 硬度减小, 瓦斯压力增大;这些部位瓦斯赋存条件好、顶底板致密, 从而形成了一个构造应力、瓦斯应力集中的封闭动态平衡区域———突出危险区域。一旦打破这个封闭动态平衡区域, 将发生煤与瓦斯突出动力现象, 并且每次周围的瓦斯含量都严重超标。所以要想防突, 首先要治理瓦斯。

1 试验区N2-702综放工作面概况

N2-702综放面是大兴矿第一个综放面 (见图1) 。位于矿井北二采区中部, 是煤与瓦斯突出较严重区域, 也是该采区的首采面。工作面长度180m~184m, 推进长度1792m, 煤层厚度5.21m~12.91m, 平均7.80m, 储量415万t。该工作面7-2#煤层埋藏深度602m, 上覆4-2煤层采空区, 两者间距为45m~56m;下伏未采的9煤层, 两者间距为26m~31m。

2 综合治理瓦斯核心技术

2.1 保护层采空区抽放瓦斯

4-2煤层用了6年时间回采完毕, 构成了尚未开采的7-2突出煤层的远距离保护层。采场封闭后, 利用穿过充填砂带的抽放管路抽放采空区瓦斯。

2.2 钻孔抽放

(1) N2-702回顺顺层平行交叉钻孔预抽煤层瓦斯在N2-702回顺距离切眼30m~60m的范围内, 先向煤层中打垂直于回顺的顺层钻孔, 钻孔直径Φ94mm, 钻孔间距2m~3m, 开孔位置距煤层底板的距离为0.8m~0.9m, 钻孔长度31m~124m;同时向煤层中布置了与回顺方向夹角85°~87°的顺层交叉钻孔, 钻孔直径Φ94mm, 钻孔间距2m~3m, 开孔位置距煤层底板的距离为1.1m~1.3m, 钻孔长度35m~120m。钻孔终孔位置均距离切眼20m。钻孔布置方式见图2。

(2) N2-702管子道顺层平行交叉钻孔预抽煤层瓦斯在N2-702管子道距离切眼方向30m~400m的范围内向工作面煤层布置了垂直于管子道的顺层钻孔。钻孔直径Φ94mm, 钻孔间距3m~4m, 开孔位置距煤层顶板的距离为2m~2.3m, 钻孔长度130m~150m;同时向煤层中布置与管子道方向夹角85°~89°的顺层斜交钻孔, 钻孔直径Φ94mm, 钻孔间距2m~3m, 开孔位置距煤层顶板的距离为1.8m~2.1m, 钻孔长度131m~141m。钻孔布置方式见图2。

(3) 回顺钻场钻孔抽放利用在回顺钻场内的原钻孔超前抽放工作面前方瓦斯 (钻孔布置方式见图3) 。

(4) 管子道高位钻孔抽放在管子道内, 由里向外每隔20m~30m向N2-702工作面上邻近层打10个~12个钻孔, 钻孔直径为Φ94mm, 钻孔的终孔位置在N2-702工作面顶板裂隙带, 倾角为9°~25°, 扇形分布, 孔深88m~127m, 主要用于抽放工作面超前应力作用下工作面前方卸压释放的瓦斯以及老顶来压后上邻近层卸压瓦斯。

2.3 尾巷抽放

(1) 高位尾巷抽放。在N2-702管子道内向工作面挑起两条高位尾巷, 两巷间距150m, 第一条高位尾巷距离N2-702工作面切眼回顺平距80m处, 巷道长65m, 巷道断面6.4m2, 终巷层位在N2-702工作面煤层顶板上19m处, 高位尾巷与管子道夹角60°, 倾角17°。在高位尾巷内接设两条直径为Φ325mm×5mm瓦斯管路, 管路前端接设花管至高位尾巷里头。管路接设完后在管路前端至少打2道木垛, 保护好抽放管路。然后在高位尾巷内建2道木段密闭, 第一道距离尾巷口5m, 两道木段密闭间距0.5m, 木段密闭厚0.5m以上, 两道木段密闭中间用风筒布贴严后注入白泥, 确保木段密闭严密可靠。密闭前抽放管路安设好阀门和观测孔, 并且高位尾巷木段密闭要接设好反水管。瓦斯管路穿过木段密闭再与管子道内的瓦斯管路连接, 构成该处瓦斯抽放系统, 从而进行瓦斯抽放。具体布置见图4、5。

冒落带高度13m~15m、裂隙带高度30m~48m。

单位:m

(2) 平位尾巷 (引巷) 抽放在N2-702管子道与开切眼交会处掘瓦斯平巷, 然后上下打通, 再接设两条Φ325mm×5mm瓦斯管路。管路接设方法与高位尾巷相同。

采用如上方法, 在距离原平位尾巷35m处再掘进一条平位尾位巷。当工作面推进到该平位尾巷后, 同样进行瓦斯抽放。

2.4 地面井孔瓦斯抽放

(1) 地面井孔布置在N2-702切眼400m范围内, 从地面垂直向N2-702工作面煤层顶板施工两个抽放立孔, 两个立孔分别距离N2-702工作面开切眼平距65m和260m、距离回顺平距分别为42m和110m处。

(2) 地面钻孔技术参数向N2-702工作面上部裂隙带打两个钻井孔, 1#孔、2#孔的抽放影响半径为110m。地面钻孔技术参数见表1、立孔结构见图6。立孔结构从外向里分别是表层套管、技术套管、产气套管。

2.5 井下埋管、明管瓦斯抽放主要抽取N2-702回顺三角点、采空区的瓦斯。

抽放方法分述如下:

(1) 埋管抽放在回顺接设的Φ325mm瓦斯抽放管路上续接一条Φ108mm的管路, 并埋设在采空区内进行瓦斯抽放 (其作用为预抽下邻近层8#、9#煤层卸压的瓦斯) 。随着工作面的推进, 用Φ108mm瓦斯管路替换Φ325mm瓦斯抽放管路, 而将Φ325mm瓦斯抽放管路回收。

(2) 明管抽放在回顺接设的Φ108mm瓦斯管路上设置三通, 在三通上插接一条Φ108mm的胶管, 用该胶管随时抽放工作面后三角点处的瓦斯。

回采期间, 试验区N2-702综放工作面共涌出瓦斯3637.44万m3。其中, 瓦斯抽放量为2545.89万m3, 抽放率为69.99%;煤层的透气性由0.6728 m2/MPa2.d增加到18.74m2/MPa2.d;钻孔瓦斯解吸指标△h由137Pa~304Pa下降到58.8Pa~172.6Pa (小于《防治煤与瓦斯突出细则》规定钻孔瓦斯解吸指标△h的临界值200 Pa) ;煤层瓦斯压力由原来3.42MPa下降至0.55MPa (小于《防治煤与瓦斯突出细则》规定煤层瓦斯压力临界值0.74MPa) 。整个回采过程中的突出指标始终保持在规程允许的范围之内, 允许综放开采。

3 效益分析

(1) 实现安全施工6744m, 单头最高月进尺862m, 最高日进尺42m。

(2) 实现突出煤层安全综放开采353个工作日。各系统运行可靠, 平均日产1.02万t, 最高日产1.8万t;平均月产27.68万t, 最高月产32.67万t, 达到了年产332万t~392万t水平, 效率达到157.58t/工。已生产煤炭359.87万t, 创效益高达13831.6万元。工作面生产能力、劳动效率等指标国内均居第一, 成为突出煤层综放开采的示范。为我国突出厚煤层安全、高产高效综放开采, 找到了突破口。

防突水安全技术措施 篇2

为认真贯彻落实《煤矿安全规程》和《煤矿防治水规定》的有关要求，深刻汲取同煤集团姜家湾煤矿“4.19”重大事故教训，为做好我矿防治水工作，本着“安全第一、预防为主、综合治理”的工作原则，防治水措施，确保安全生产确保安全生产，特根据我矿实际编制矿井防突水安全技术措施。

一、矿井水害事故易发生的地点

我矿井下易发生突水事故的地点是矿井正常生产的采煤、掘进工作面。在生产过程中与地表水、地下水或老空水 沟通时，就会发生突水事故。

1、采煤工作面向前推进，采空区顶板自然垮落，自下而上形成了垮落带、导水裂隙带和弯曲下沉带。垮落带及裂 隙带遇到强含水层或老空区、老窑、老巷道积水，水会沿裂隙带空隙流入井下，造成突水事故。若导水裂缝带高度到达地表，与地表的季节性河流、塌陷坑贯通，也会造成突水事故。

2、采煤工作面遇到封孔质量不好的钻孔，穿透含水岩层的钻孔在采煤过程中采取的防范措施不力，也会造成透水事故。

3、掘进工作面在掘进过程中，遇到情况不清的老窑水、采空区水、老巷道积水、钻孔水、断层水、陷落柱水、石灰 岩溶洞水、砂岩水等，同样是易发生透水事故的地点。

二、突水因素分析

采掘过程中，造成底板突水的因素是多方面的，是多种因素

综合作用的结果．根据现场实际观测及有关理论分析，认为影响底板突水的因素主要有以下几个方面。1.矿压

采矿过程中的矿山压力，对工作面底板具有严重的破坏作用，产生新裂隙，并“活化”原有断裂，导致底板突水．

随着采煤工作面的推进，底板任一断面总是经历超前支撑压力压缩破坏、采后悬顶卸压膨胀破坏、采空区周边剪切破坏、最后顶板冒落压实的再受压过程．其中采空区卸压膨胀及其周边剪切对底板破坏最严重，产生的裂隙最多．

矿压对底板的破坏程度是不一样的．根据现场观测，工作面初压及周期来压时顶板悬顶面积最大，工作面周围煤体的支撑压力及煤壁处的剪切力达到最大值，煤层底板最易造成破坏，底板最易突水。矿压对底板的破坏作用与工作面顶板岩性有关．工作面顶板岩层越不易冒落，矿压对底板的破坏作用越明显，工作面越易出水．矿压的破坏作用不显著，与底板出水不明显．所以对顶板不易冒落的工作面要及时采取措施，减少矿压的破坏作用． 2.断裂

断裂构造是突水的主要因素之一，综合分析其作用主要有：

(1)断裂构造的存在破坏了底板完整性，降低了底板的强度．

(2)断层上下两盘错动的结果，缩短了煤层与含水层的距离，甚至使煤层与含水层直接对口．

(3)断裂带破碎、软弱，易形成导水通道．

(4)断层带充水成为充水带，更使水文地质条件复杂化．

一般情况下，在断层交叉复合部位、尖灭端、拐弯处、向斜轴部、转折端及隐伏裂隙存在的工作面因应力集中，易造成底板破坏突水，是预防的重点． 3.隔水层

隔水层对突水起阻挡作用，其阻水能力是由其厚度、岩性组合及力学强度决定的．厚度越大，越不易出水．其岩性组合及力学强度是控制底板岩层受采动影响的重要因素．当煤层底板岩层软硬相间时，不易形成裂隙；当底板岩层自近(煤层)而远，强度由弱到强时，岩层间易形成采动裂隙。煤层到底板含水层之间的距离由采矿破坏深度、有效隔水层厚度及导高三部分组成(导高是承压水沿煤层底板导水裂隙上升的高度)．起阻水作用的主要是有效隔水层厚度．如果矿压对底板破坏深度大，导高又大，则有效隔水层厚度相对减小，工作面底板就容易出水．因而我们只有采取防治水措施，减少矿压对底板的破坏深度，减小导高，才能增加有效隔水层厚度，预防出水。4.含水层

含水层的富水性及水压对工作面底板突水具有重要作用。含水层的富水性是突水大小的物质基础，它决定着突水后水害的规模及对矿井的威胁程度．富水性与其岩溶裂隙发育程度、迳流条件、构造发育情况及埋藏深度等因素有关。

含水层的水压是工作面底板突水的动力，表现为静水压力及

动水压力两种形式．未突水前表现为静水压力，静水压力对隔水层裂隙具有顶劈扩大作用，水压愈高，作用愈显著；出水后承压水头降低，含水层的水位能转化为动能，这是以动水压力为主．其作用主要表现在出水后，裂隙被冲刷扩大，充填物质不断被带走，通道越来越畅通，出水量越来越大。

综上所述，造成工作面底板突水的因素很多，但概括起来主要有矿压、断裂、隔水层、含水层4个方面．针对以上突水因素，因地制宜，采取相应的防治水措施，就能有效地预防出水．

三、工作面底板突水防治

根据以上分析，结合矿区实际，我们认为搞好底板突水防治主要从以下几个方面入手。

1、采取措施，减少矿压对底板的破坏作用

缩短工作面斜长．工作面斜长对底板的影响，实际上是矿压对底板的破坏深度问题．工作面斜长越大，压力越大，底板采动破坏深度增加，工作面底板越易出水．据有关资料推导，工作面斜长与底板破坏深度可用如下关系式表示

H=0.5L0.7 式中：

H——采矿破坏深度，m；

L——工作面斜长，m． 根据煤矿工作面斜长与突水关系，我们认为在不影响产量、回收率等问题的基础上，受奥灰水威胁的工作面斜长应不超过500 m．

2、注浆改造是预防工作面突水的有效措施

该技术通过地面注浆站集中造浆、注浆，井下施工注浆孔向

介于煤层和奥灰强含水层之间的薄层灰岩注浆，是预防突水的综合防治水技术，注浆改造作用及特点表现在以下几个方面：

(1)改变了含水层的富水性．在注浆压力作用下，浆液沿裂隙扩散、沉析、结石，使奥灰岩溶裂隙基本上为粘土水泥浆充填，富水性大大减弱，甚至不含水。

(2)切断奥灰的补给通道．注浆过程中，在注浆压力作用下，浆液奥灰的联系通道向下扩散、沉析、缩小或堵塞通道断面，减少或切断了奥灰对徐灰的补给通道。

(3)加固了底板隔水层，提高其强度。

(4)注浆改造可消除导高，增加有效隔水层厚度．通过注浆改造，浆液能有效地充填含水层至隔水层的导水裂隙，消除导高，使原来含水、导水的裂隙带变成纯隔水层，增加了有效隔水层厚度，对预防出水极为有利。

3、预防断裂出水

根据前面分析，断裂是造成工作面底板突水的主要因素之一．“逢突必断”已成为人们的共识．预防断裂出水是矿井防治水工作的主要内容之一．具体内容包括以下几个方面：

(1)全面分析区域构造特征，研究断裂展布规律．根据每个面的巷道揭露情况及钻探资料，查明工作面断裂分布情况，为预防断裂出水提供依据。

(2)按规定留设断层煤柱，特别对于可能导水断层，则需按规定留足防水煤柱。

(3)分析断裂性质及力学特点，属于张性导水断裂，在巷道穿过前，要按规定提前探查并进行注浆加固，达到预期效果．否则不能直接揭露。

(4)对断层交叉点、尖灭端、褶曲轴部等构造发育地段要重点加固防治，预防工作面在回采过程中出水。

(5)巷道穿过断层带时，要加强支护，以防滞后出水。

(6)认真研究滑动构造特点，滑动构造易形成“层状”充水带，对底板威胁面大．要及时分析资料，对滑动构造明显的地段要重点防治。

4、疏水降压

水压是造成工作面出水的重要因素，通过疏水降压可以降低水头压力，减少水压对底板的“顶劈”作用，预防出水。

5、矿井发生突水事故的预兆

挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水 加大、顶板来压、底板鼓起或产生裂隙出现透水、水色发浑 有臭味、煤层发潮发暗、有害气体增加等。

四、探放水钻孔设计

为了落实好“预测预报，有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则，确保安全掘进，确定工作面迎头为探水线，首先采用高分辨电法仪或瞬变电法仪进行超前探测，探测深度不小于100米，根据每次探测结果分析确定重点防治区域，同时利用钻探进行验证，验证无异常时钻孔孔深100米，钻孔超前距30米，帮距为20

米，每打一次钻可向前掘进30米。防治水设备采用高分辨电法仪或瞬变电法仪进行超前探测，推断重点防治水区域。探水采用ZYW-2000型钻机，钻杆Φ=75㎜，孔径为75mm。

五、安全措施

1、探水工作必须严格执行 “有掘必探，先探后掘”的原则。技术人员要根据矿图资料进行水情预测预报和充水条件分析。提出合理有效建议，并且报调度室及有关领导审批。

2、掘进工作面在开工前要备好堵水材料，存放在掘进头码放整齐，并且必须配备一台完好的探水钻和一台多级泵，保证排水管路畅通。

3、为了确切掌握探眼的覆盖面积符合要求，探水工作每班由生产技术科派技术员现场技术指导，班长负责落实，安全员、瓦检员负责监督。

4、每次探水前瓦斯员必须先检查瓦斯和通风情况，安全员检查顶板和煤帮，技术员标定探眼位臵，确认一切正常后报当班班长。

5、当班班长接到技术员、安全员和瓦检员通知后，再认真检查巷道行人是否畅通、排水设备及系统是否可靠，确认一切正常后电话汇报调度室，经调度室同意后方可开始探水工作。

6、探水人员在探水过程中要严格执行探放水操作规程。

7、探水钻进必须有一名跟班领导监督执行，遇到问题及时处理。

8、每次探水完毕后，当班技术员必须将探水情况及时汇报矿调度室和探水队队长，同时将探水钻孔布臵图交探水队备案存档，探眼由验收员验收合格后方能进行掘进。

9、巷道掘进到允许掘进位臵时必须停止掘进，进行探水，安全员要及时向调度室和安全科汇报探眼深度和当班掘进进尺，并认真填写探水记录牌板。调度室和安全科要对汇报清况记录备案。10.探水钻进时发现煤岩松软、片帮、来压或者钻眼中水压、水量突然增大和顶钻等透水征兆时，应当立即停止钻进，严禁拔出钻杆。由跟班领导负责向调度室汇报，调度室召集有关科室及主管领导进行分析并制定方案。

11、安全员、瓦检员要随时检查探眼，随工作面前掘探眼暴露在巷道煤帮时，无异常情况要及时采用水泥、砂浆进行封堵，以防有毒有害气体涌出。

12、所有作业人员包括队长、安全员、瓦检员都必须现场交接班，并将当班存在问题及处理结果记录在交班记录本上。

13、安全员当班队长在交接班时必须把当班掘进长度、剩余掘进长度交接清楚，以保证安全距离不小于30米。

14、在探水点附近要安设电话和报警装臵，遇到水情及时向调度室汇报。

15、在探水施工中，遇到含水层、断层、陷落柱和积水区之前，应停止钻进，安好防水闸门后再继续钻进。

16、及时清理好巷道，保证安全撤离路线畅通无阻。

17、根据工作面探水情况，探水钻孔可兼作放水孔。如探至水量较大或有其他水体时要编制放水措施，进行放水作业。

18、未尽事宜按照《煤矿防治水规定》、《煤矿安全规程》规定执行。

防突水安全技术措施

山西宏盛安泰煤业有限公司

浅谈煤巷掘进面防突技术 篇3

【关键词】煤巷；防突技术

一、目前普遍使用的防突技术

在目前我国的煤矿开采中主要有以下几种防突技术：预抽瓦斯、深孔控制爆破、应用超前排放钻孔、浅孔松动爆破等。随着近年来这些措施在全国各个煤矿企业的逐步应用，煤矿工作的安全性大大提高，同时煤矿矿难的发生频率也降低了许多。但同时我们也应该清醒的认识到，这些技术虽然一定程度上保证了煤炭工作的安全性，但是也严重影响了煤炭的挖掘进度。为了防止瓦斯超过安全浓度，同时也为了减少空层面积，会采取在规定的地点放炮的方法，同时还要每隔五到十米就要放置一个煤垛，等到爆破点已经支护妥当，再进行第二次爆破任务。

二、防突措施的重要性分析

在煤炭开发工作中，煤炭挖掘工人的生命是最重要的，如果过度的追求煤炭数量，不仅会降低煤炭的质量，同时也是对于煤炭工人生命的不尊重。因此，要充分保证防突措施跟进开采工程，保障煤矿工人的生命财产安全。

三、合理使用掘进防突技术

在进行煤炭开采之前，要做好充分的准备工作，首先应准确的测定所挖的煤层的瓦斯浓度，地底应力，硬度系数，解吸指标等一系列参数，然后再根据煤层的先天条件，在所在煤巷的底部挖掘一个15至20米的岩石通道。对其所保留的钻孔也有严格的限制，钻孔孔径应为75至92毫米，抽放半径大约为3米。在煤炭工作开展的同时，对所释放的瓦斯也要进行合理安排。

四、防突措施技术的具体实施

首先是对防突措施钻孔位置的布置，在防突工作中，钻孔的位置极其重要，它关系着在挖掘较深处的时候钻头能否保证继续工作，能否安全的释放瓦斯，保证工作的过程中一个合理的瓦斯浓度。在钻孔期间，一般情况下，应每隔44米就要在巷道的两边各安置一个抽放钻场，具体的规格为，高2.3M，宽2M，深4M，同时每个钻场要安置4个与钻孔位置平行的抽放钻孔，2个钻孔为一组，上下放置，还要保证钻孔的方向，一般情况下，钻孔应平行于巷道放置，并且不能特别贴近巷道，一般与巷道保持不小于2.5M的距离。在防突措施中，一般要采用高压注水的方式，在采取高压注水作业之前，要准确计算出工作地点所在煤层以及周围环境的各个参考系数。在注水的同时，要安排相应的工作人员及时观测注水的相应数值变化。

五、预测挖掘工作的危险性

在煤巷挖掘工作之前安置数个预测危险性的水平钻孔，数量由煤巷的具体空间大小决定，钻孔的大小一般有严格的规定，钻孔的直径一般为42MM，长度一般为10M，钻孔的最终位置一般在巷道的前2M，同时钻孔距离巷道的两边均不超过3M。对于挖掘工作来说，危险主要存在于地应力，构造应力，瓦斯压力等等，因此要采用钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量指标，同时还要将挖掘工作进行中瓦斯的释放量考虑进来，这样才能从分预测挖掘工作的危险程度，对于危险才能做到及时有效的排除。

六、具体的防突技术要点

防突技术可分为排放钻孔防突和超前长距离钻孔防突。对于排放钻孔防突技术，危险区域的掘进面无法进行预测，因此要直接按掘进面采取防突措施。下面就一个真实案例对排放钻孔防突技术进行详细的分析。在山西大同的一个煤矿，主要采用排放钻孔作为主要的防突出措施。排放半径为0.7M，在施工面排放钻孔到巷道边缘线为之，距离上帮为8M，距离下帮为5M，采用的是直径89MM的钻头，当煤层厚度为3M时，布置多个投影孔深约为11M的排放钻孔，具体的排放钻孔的个数要根据煤层变化的实际情况而定。从这起案例中，我们得知，采用排放钻孔防突，不仅要实际测绘钻孔距离巷道轮廓线的长度，还要根据具体情况布置相应的钻孔以保证达到防突的目的。在防突过程中要注意解决高地应力造成的困扰，同时通过长短排放钻孔的有效结合，可以大大的提高防突效果。

目前我国的煤炭挖掘技术还有待进一步提高，矿工只要在煤巷掘进过程中科学合理的利用防突技术，就可以减少在掘进和打钻过程中出现的喷孔，夹钻等事故，并提高掘进速度，保证煤炭的产量。

参考文献

[1]余启祥．矿井瓦斯防治[M]．徐州：中国矿业大学出版社，1992

[2]宇不凡，王友安．煤矿瓦斯灾害防治以及利用技术手册[M]．北京：煤炭工业出版社，2002

[3]苏联煤炭工业部．苏联煤、岩和瓦斯突出危险层安全开采细则[R]．煤炭科学研究总院重庆分院．1989

平巷揭突出煤层防突的安全措施 篇4

1 距煤层法的安全技术措施

1.1 距煤层法距10~15m处安全技术措施

在该位置施工超前探钻孔, 进行探煤、取样测试及测压工作, 主要目的有两个:一是探明煤层赋存和地质构造状况;二是预测煤层突出危险性和取样进行突出指标的测定。

1.2 距离煤层法距7m处的安全技术措施

根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 要严格按照区域防突先行, 局部防突作为补充的要求, 在7m处做区域防突, 在施工检测孔进行取样检测, 如果综合指标D值 (0.25) 、K值 (15) 、△h2 (干煤样200、湿煤样160) 值各项指标中有一项超标以及瓦斯压力大于0.74MPa将采取抽放措施, 待抽放完毕后再向抽放孔内注水, 注水完毕后再施工效检孔, 经过效果检验各项指标都不超标可以继续前进, 如果有一项指标超标则继续增补抽放孔继续抽放, 直到合格为止。

1.3 距离煤层法距5m、1.5m处的安全技术措施

工作面距煤层法距5m、1.5m的过程已经属于揭煤作业, 施工中仍然采取与工作面距离煤层法距7m时同样的措施进行作业。即:施工检测孔进行取样检测, 指标不超标前进揭煤, 如果各项指标中有一项超标, 则再打孔抽放, 抽放完毕后再注水, 注水后再效检, 经过效果检验各项指标都不超标可以揭煤, 如果有一项指标超标则继续增补抽放孔继续抽放, 直到合格为止。当效检合格后在揭煤工作面做斜面, 采取远距离爆破揭开煤层。

2 工作面在揭煤前的安全防护

2.1 工作面的通风系统采用压入式通风

2.2 拦挡设施

在爆破前, 必须做好安全防护措施, 工作面耙斗机前采用矸石堆积, 高度为巷高的2/3, 耙斗机后采用两道木挡栏, 两道木挡栏间距10m, 采用直径180mm落叶松圆木制作, 挡栏安设牢固可靠, 两道木挡栏分别在左右两侧各设一道0.5m宽供人员通行的道路。

2.3 防突风门

防突风门设在揭煤工作面后70m处和100米处, 揭煤时放炮必须安设好防突风门, 防突风门两道, 间距30m, 采用料石砌筑厚度0.8m, 每道防突风门安设两道正反方向的风门且上部设风量调节窗, 其规格为400×600mm, 满足调节风量达到设计要求。

2.4 避难硐室

在距揭煤地点后50m处设避难硐室、内设二组压风自救系统, 每组压风自救装置可供八人使用、平均每人压缩空气供给量不得少于0.3m3/min、内设直通调度电话。

2.5 压风自救系统

在工作面后40m处设一组压风自救装置, 在工作面后80m处再设一组压风自救装置, 每组压风自救装置可供8人使用。在工程施工及施工抽放钻孔期间能保证自救装置安全可靠, 保证工作面人员自救。

3 破前停风停电程序

1) 爆破前工作面后所有电源及设备全部停电, 将开关把手打到闭锁位置。

2) 采用两名电钳工, 一名在放炮地点看护放炮时用的开关, 一名到工作面配合放炮员进行连线。

3) 连线后矿救护队员必须到现场勘查工作面情况, 熟悉路线, 安设信息工程等。

4) 一切安排无误后工作面人员全部撤离放炮地点。

5) 由电工切断揭煤工作面风机电源及信号。

6) 最后由总工组织专职电工合闸总控馈电开关进行放炮。

4 揭煤爆破安全措施

1) 必须严格按爆破说明书进行装药连线。爆破必须采用毫秒延期电管, 最后一段延期时间不得超过130ms, 并不准跳段使用;爆破使用动力电 (660V) 必须全断面一次起爆, 严禁分装分放, 采取正向装药。

2) 爆破前所有抽放钻孔必须用黄泥封堵, 钻孔不准当炮眼使用, 封堵长度必须超过炮眼深度200mm, 所有炮眼必须装有水泡泥, 其数量不得少于二个, 爆破网络必须使用串联, 所有雷管脚线之间及脚线与电缆之间必须用防水胶布包扎牢固, 母线要悬空。爆破前必须撤出所有人员, 坚持“一炮四检”、“三人连锁”放炮制度, 放炮员必须最后一个离开工作面。

3) 爆破必须派专职经验丰富的放炮员负责放炮工作, 放炮安全距离不得小于300m;放炮前将工作面及临近工作面的人员全部撤出并设好警戒, 放炮后由现场指挥人员统一撤离警戒。

4) 揭煤放炮前工作面风机必须停止供风;爆破后为了防止延时突出, 七天后由救护队、瓦斯检查员边走边检查回风流及揭煤地点的瓦斯及其他有害气体情况, 救护队未出来前任何人不得进入工作面。

5 爆破后瓦斯检查及排放程序

1) 揭煤放炮七天后, 救护队要到工作面勘查现场揭煤情况, 检查瓦斯及二氧化碳等有害气体含量, 并适时向上汇报。

2) 救护队人员从工作面撤出后, 如果工作面瓦斯浓度大于3%必须采取限量排放措施, 救护队人员到新鲜风流内, 通知总工程师送风, 并用风量控制器限量排放瓦斯, 确保排除的瓦斯在风流交汇处浓度不超过1.5%。

3) 排放后的CH4浓度要小于1%, 救护队还要检查回风流及工作面的瓦斯。

4) 在工作面及回风流瓦斯浓度降到1%以下后, 须总工程师现场验证合格后才能送电, 各岗位人员才能工作。

某煤矿应用实例效益分析, 该工法和常规钻孔释放瓦斯工法相比, 使用该工法可以至少提前一个月揭煤。按节约30个工作日, 每工120元计算, 节约人工费16.2万元。设备租赁费1.7万元, 节约风、水、电费10万元。合计27.9万元。创造利润107.8万元, 提前30天为盛和煤矿提高产能赢得了保贵的时间, 目前煤矿利润按30元/t计算, 提前30天投入使用可为煤矿提前创收利润90万元。

摘要：本文主要阐述了距煤层法的安全技术措施、工作面在揭煤前的安全防护、破前停风停电程序、揭煤爆破安全措施、爆破后瓦斯检查及排放程序等平巷揭突出煤层防突的安全措施。

关键词：平巷,揭突出煤层,综合防突,安全措施

参考文献

[1]罗玉宽等.石门揭煤防突经验.黑龙江科技信息, 2007.

[2]耿德乾.高瓦斯突出煤层群井筒安全揭煤技术研究, 江西煤炭科技, 2011.

[3]陈冬冬等.突出煤层回采工作面区域消突措施研究, 2011.

[4]赵晋红等.钻孔抽放瓦斯的防突作用机理及其分析.能源技术与管理, 2010.

安全防突技术 篇5

一、编制依据

1、《防治煤与瓦斯突出规定》

2、《2094回风巷作业规程》

3、《煤矿安全规程》

4、中华人民共和国安全生产行业标准（AQ1020-2006）煤矿井下粉尘综合防治技术规范

5、中华人民共和国安全生产行业标准(AQ1029-2007)煤矿安全监测系统及检测仪器使用管理规范

二、基本情况

2094回风巷沿9#煤层按方位角120°15′掘进。其开口坐标为X:3714.580.802,Y:1689.540。设计长度450m。9#煤层平均煤厚3.2m，倾角80～120，区内地质构造总体简单，产状变化疏缓。采用炮掘及使用掘进机综合机械化掘进作业，锚杆+铁丝网+w钢带+锚索联合支护，掘进断面积10.36m2。采用2×45KW对旋局扇压入式通风。

三、防突技术措施 一）区域综合措施

1、区域突出危险性预测

根据煤炭科学研究院重庆分院2004年5月提交的《贵州林华矿业有限公司二采区瓦斯基本参数测定及突出危险性评价报告》，9#煤层属煤与瓦斯突出煤层。

2、区域防突措施

采用预抽煤巷条带煤层瓦斯。掘进工作面正前方施工超前预抽钻孔，布置超前预抽钻孔16个，用ZDY-1500S型钻机施工直径为113mm抽放孔，控制巷道正前方80m，终孔间距3m，控制巷道两帮轮廓线15m。具体参数见附图。

3、区域防突措施效果检验

（1）在2094回风巷掘进工作面正前方进行抽放后，必须施工测压钻孔对该工作面的区域防突措施进行效果检验。

（2）区域防突措施检验前，必须首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验，并必须按设计补打钻孔。

（3）区域防突措施检验时，按照瓦斯压力指标进行判定，瓦斯压力小于0.74MPa的区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区，必须继续采用区域防突措施，直到消突为此。

4、区域验证

（1）采用钻屑指标法对无突出危险区进行区域验证时，必须按照下列要求：

①在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证； ②工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取最小值）至少两次区域

验证；

③在构造破坏带连续进行区域验证；

④在煤巷掘进工作面至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔，探测地质构造和观察突出预兆。

（2）当区域验证为无突出危险时，采取安全防护措施后进行掘进作业。工作面在该区域进行的首次区域验证时，保留足够的突出预测超前距（必须保留的最小预测超前距为2m；保留的最小防突措施超前距为5m，在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，不小于7m）。

（3）只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的掘进作业必须执行局部综合防突措施。

二）局部综合防突措施

1、工作面突出危险性预测

采用钻屑指标法对工作面进行预测，测定钻屑瓦斯解吸指标K1和钻屑量SA。

（1）在工作面施工4个φ42mm预测孔，孔深10m，钻孔尽可能布置于煤层软分层中，采用电煤钻施工，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量SA，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标K1，并观察施工中的动力现象。

（2）若在掘进过程中煤层夹有矸石，将在矸石上下的煤层中布置预测孔，在夹矸上方的煤层中施工2个φ42mm预测孔，夹矸下方的煤层中施工3个φ42mm预测孔，若预测不超标保证2m超前距掘进，若预测超标，将继续采取工作面防突措施。

（3）临界指标：φ42mm：K1=0.5mL/g.min1/2，S=6kg/m，并观察喷孔等施工中的动力现象。

（4）当K1超标或出现喷孔等动力现象时，将采取工作面局部防突措施进行处理。

2、工作面局部防突技术措施

用煤电钻沿煤层走向往工作面正前方施工φ42mm密集排放钻孔，孔数24个，交错排列，孔深为10m，终孔间距2.0m,排间距0.3m，控制两帮5m。（具体见超前排放孔布置图）施工密集排放钻孔排放瓦斯2小时后对该工作面进行措施效果检验，若预测超标，根据实际情况延长排放时间或者在超标孔周围增打排放孔，直到检验有效后，保留最小预测检验超前距2m掘进。

当掘进工作面采用超前排放钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：

（1）巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围各5m。

（2）钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。

（3）根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，钻孔直径为φ42mm，3、工作面防突措施效果检验

掘进工作面防突措施效果的检验参照掘进工作面突出危险性预测的方法和指标实施。但是效检孔深度必须小于或等于防突措施钻

孔。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》若预测定SA≥6kg/m,或K1值最大值≥0.5m1/g.min1/2,则判定煤层具有突出危险性，判定为措施无效,将继续采取工作面防突措施。当掘进工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；可进行掘进。

4、安全防护措施

（1）入井人员必须随身携带隔离式自救器；并熟知其的使用方法。（2）防尘及隔爆设施：

①转载点均安设喷雾系统，转载时实施自动控制喷雾； ②施工单位设专人负责管理喷雾除尘设施；

③工作面每50m设置一个规格为DN80消防与防尘洒水栓，以便接管冲洗巷道。

④距工作面20m范围内的巷道每班至少冲洗一次，20m以外的巷道每旬至少冲洗一次，并清除堆积浮煤。

⑤在2094回风联络巷往2094回风巷50—75m位置安设隔爆水袋，隔爆水袋的水量必须符合规定（按断面计算每平方200L/m2）要求。

（3）该工作面必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。反向风门距工作面回风巷不得小于10m。

①安设正反向风门时，墙跺厚度不得小于0.8m。通过反向风门墙跺的风筒、水沟、刮板输送机道等，安设设逆向隔断装置。

②人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面爆破和无人时，反向风门必须关闭。

（4）若工作面放炮时，必须执行远距离放炮，放炮位置设在回风上山与南运输大巷交叉口的防突风门处。远距离放炮应符合要求：

①必须使用三级煤矿许用乳化炸药和毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。

②坚持“一炮三检查”和“三人连锁”放炮制度。每次放炮前掘进工作面及其回风流系统必须停电撤人，并在与回风系统相通的巷道设置警戒(见通风系统及放炮停电撤人设岗示意图)。

③突出工作面爆破必须设在距工作面300m以外的候车硐室内，放炮前30分钟，由当班班长负责汇报调度室，并由调度室发出放炮指令，并安排撤人。

放炮站岗警戒安排：从掘进工作面开始向外： 站岗警戒时，所有人员只许出、不许进。

1#岗：南运输巷往回风上山开口风门处；兼放炮位置； 2#岗：第二联络巷风门处； 3#岗：转载巷与运输上山交接处； 4#岗：轨道上山进2094回风巷防突风门处 5#岗：变电所风门处； 6#岗：回风绕道风门处 7#岗：四联络巷风门处

跟班队长从1#警戒点依次检查2#、3#、4、#

5、6#、7#警戒点后，回到1#岗。确认警戒内无人后向调度室汇报，得到调度室批准后方准下达放炮命令。放炮员接到命令后，至少等5s后方可起爆。

④放炮30分钟后，由跟班队长、安全员、瓦检员共同检查掘进工作面炮后安全、瓦斯情况，确认安全后才能通知撤岗。

四、安全措施

1、工作面风流安设瓦斯传感器T1，T1距工作面的距离不大于5m设置，报警浓度按0.8%进行设定，断电浓度按0.8%进行设定，复电

浓度按小于0.8%进行设定，断电范围为工作面及其进回风巷非本质安全型电器设备电源；工作面回风流安设瓦斯传感器T2，T2距回风巷回风出口的距离按10～15m设置，报警浓度按0.8%进行设定，断电浓度按0.8%进行设定，复电浓度按小于0.8%进行设定，断电范围为工作面及其回风巷非本质安全型电器设备电源。

3、第一组压风自救装置距工作面不大于25～40m，其它每50m安设一组压风自救装置，喷嘴5～8个。压风自救装置由通风队负责安设，掘进队负责日常维护、移动和管理。

4、在刮板运输机头处安设防尘净化水幕，设施安装完毕后由施工单位负责日常维护和管理。

5、执行防突工序(施工防突钻孔、掘进)前，必须先检查撤退路线是否畅通、安全设施是否完好，若有一项不符合规定当班禁止作业。（当班跟班区长负责）。

6、执行防突工序前，必须先在2094回风巷防突风门外挂好揭示警标，该期间禁止无关人员入内。检查人员进入该区域，必须经瓦检员请示矿调度室同意后方可进入。7、2094回风巷工作面执行防突工序当班，其回风流中严禁安排其它工作，并不得有人通行。由施工队当班专职电工负责切断回风流中的动力电源。

8、施工防突钻孔当班跟班区长，必须携带便携式瓦斯报警仪并将其吊挂在距施钻地点不大于5m的回风流中，当瓦斯浓度达到0.8%时，必须立即停止作业，当瓦斯浓度达到1%时，必须立即停止作业、7

切断电源、撤出人员至候车硐室内并向矿调度室请示处理。（当班跟班区长负责）

9、施钻过程中，必须严格控制钻进速度，并保持匀速钻进。

10、若在安全屏障内预测、检验超标。必须立即停止作业并向矿调度室请示处理。（防突员负责）

11、施钻过程中若出现喷孔、卡钻、吸钻、垮孔、瓦斯忽大忽小、瓦斯持续上升、瓦斯涌出异常、响煤炮、矿压显现等明显突出预兆时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至候车硐室内并由当班防突员向矿调度室汇报请示处理。（跟班副区长负责、防突员监督）。12、2094回风巷工作面瓦斯监控系统必须保证灵敏可靠，监测探头由通风队每7天用标气进行调校，探头吊挂位置必须按有关规定进行吊挂。13、2094回风巷进行掘进时，每一防突循环必须按总工审批的防突报告单进行掘进，严禁超挖超掘。

14、通风系统(详见2094回风巷通风系统图)15、2094回风巷掘进工作面避灾路线：(1)火灾或瓦斯事故：

工作面→2094风巷→2094联络巷→轨道上山→南运输大巷→井底→副斜井→地面。

(2)水灾事故：

工作面→2094风巷→2094联络巷→轨道上山→南运输大巷→井底→副斜井→地面。

(详见2094回风巷避灾线路图)

16、本措施未尽事宜严格按《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》及2094回风巷工作面《掘进作业规程》执行。

五、组织措施

1、措施下发后由掘进队长组织、技术员负责贯彻学习本措施，参加学习者应履行签字手续，未参加学习者施工队禁止安排上岗。

2、在施工区域防突钻孔完成后，施钻单位必须及时上报钻孔成果图。

3、执行防突工序当班，现场必须有防突员值班，听从防突员指挥打孔、收集资料并严格执行防突措施，及时的填绘好报告单并送总工审批。

4、施工期间通风、工程、安全等有关业务部门及施工队，应随时掌握好该面瓦斯、地质变化、煤层变化情况，发现异常立即停止作业，撤出人员向调度室汇报。

5、现场防突牌版，填写的数据要准确，牌版内容由防突员填写，推进栏由当班班长填写。

6、执行防突工序期间，由当班班长检查工作面煤层、瓦斯、地质变化情况，并向调度室汇报。

7、预测（校检）报告单必须及时经总工程师签批后并报送总工程师、通防部、安全部、矿调度及施工单位。

8、防突预测预报人员在现场操作中，当指标Smax或K1超过临界值时，必须立即通知现场跟班队长停止作业，并同时汇报调度室请示

处理。

9、必须在距工作面50m范围内的巷道帮上悬挂防突牌板，防突牌板上应填明允许推进的距离、测定的Smax及K1值、测定地点、测定人员、测定日期等内容。

10、预测预报(效果检验)每次测定结束后，瓦检员、安全员、跟班队长或班长、防突员同时在校检记录本上签字。否则，测定结果视为无效。

六、防突管理制度

1、装备投入负责人：公司总经理

负责2094回风巷工作面掘进前防突设施、设备及所需人、财、物的投入。

2、防突负责人：公司总工程师

对2094回风巷工作面掘进防治突出工作负技术责任，负责组织编制、审批、实施、检查防治突出工作计划和措施。

3、技术实施负责人：公司通防副总

对2094回风巷工作面掘进防治突出工作负措施实施责任，负责指导、督促措施在现场的执行，根据现场实际情况，及时修改防治突出措施。组织、协调措施在执行过程中出现的各种问题及环节。

4、监督检查负责人：安全部主任

负责监督执行2094回风巷工作面掘进防突措施及《防治煤与瓦斯突出规定》各项指标，参加防突措施专门设计及其措施的审查；监督、检查防治突出设计和措施实施情况，防止“违章指挥、违章作业”。

5、现场控制负责人：综掘一工区区长

在2094回风巷工作面掘进前负责组织本队员工，学习已批准的防突措施；掘进过程中严格执行防突措施的有关规定，掌握措施在现场执行情况。

6、措施至下发之日起施工队严格按措施执行，每月组织学习、考试，考试成绩及学习记录上报通防部备案。

贵州林华矿业有限公司

2094回风巷掘进工作面综合防突措施

措施的编号：（防）LHG —2010 —03 —2094回风巷

矿井名称：林华煤矿

施 工 单位：_______________ 工程名称：2094回风巷防突

施工负责人：_______________ 编 制 人：_______________

编 制 时间：_______________

钻 探 队：_______________

通

风

队：_______________ 安 全 部：_______________

机

运

部：_______________ 工 程 部：_______________

调

度

室：_______________ 通 防 部：_______________

总 工 程师：_______________

贵州林华矿业有限公司林华煤矿

2010年3月

2094回风巷掘进工作面综合防突措施会审

主持人：

会审时间： 会审地点：

参与会审单位及人员：

会审意见：

东翼运输巷掘进工作面综合防突措施会审

主持人：景琦

会审时间： 2010年 3 月18 日 会审地点：景总办公室

参与会审单位及人员：

景 琦 万勇付 卢起瑜 许朝进 杨永波 邵政通 侯玉强 杨明举 吴仕威

会审意见：

1、和原施工《作业规程》并贯彻学习签字；

2、封面修改；

3、钻机施工直径为113mm；

4、加强防突资料的收集；

5、放炮警戒撤人地点应明确；

煤层地质异常区域掘进防突技术 篇6

1 瓦斯地质异常区域概况

己15-17180机巷从开口至200 m就一直处在薄煤带中, 该面煤层赋存不稳定, 煤厚在0.4~4.75 m变化, 正常厚度为3.5 m左右。煤层倾角为15°~35°, 平均25°。顶底板均为砂质泥岩, 透气性差。煤层瓦斯含量为15 m3/t, 瓦斯压力为1.8 MPa。位于垂深460 m以下区域, 由于应力集中, 瓦斯释放困难, 突出危险性较大。

在距离开口61.5, 92, 121.5 m位置, 分别采煤样进行了分析, 分析结果 (见表1) 显示, 该煤层为典型的突出煤层。由于构造区域应力集中, 增大了突出危险性。

在施工到距开口61.5 m位置时, 4次施工超前排放钻孔, 之后进行4次效果检验, 突出危险性效检指标都超过其临界值, 最大钻屑量Smax=16 kg/m, 最大钻孔瓦斯涌出初速度qmax=28 L/min。在施工超前排放钻孔的过程中, 喷孔夹钻现象严重, 并伴有强烈的煤炮声, 最严重的1次喷孔距离达10 m, 造成瞬间瓦斯超限。特别是在施工至距开口56.5 m时, 超前排放钻孔出现严重的喷孔现象并诱导发生了动力现象。从机巷开口到距开口63 m范围共执行防突措施23次, 平均每2.7 m就要执行1次防突措施, 月进度不足40 m。

2 瓦斯地质异常区域防突技术[1,2]

2.1 地质前探钻孔

在地质异常区域, 通过布置和施工深孔来探明前方的地质构造, 掌握地质资料, 据此确定排放钻孔参数。

在工作面施工2个钻孔, 其中1个在岩层里开孔。孔深不小于25 m, 孔径89 mm, 倾角平行于施工方向的煤层顶板, 水平角为0°。1#孔的目的是探清工作面前方煤层是否尖灭, 2#孔布置在岩层中, 目的是探清前方煤层在什么位置变厚。该工作面前探钻孔布置见图1。

2.2 超前排放和浅孔抽放瓦斯

2.2.1 超前排放钻孔

超前排放钻孔主要是利用钻孔人为地给掘进前方煤体卸压, 同时为掘进前方的瓦斯流动增加通道, 使其提前排放。在煤体瓦斯流动释放的同时, 使得应力增高区前移, 从而达到防突的目的。

设计超前排放钻孔的孔深为10~11 m, 孔径89 mm。经测定钻孔的有效排放半径为:纵向 (巷道上下方向) 0.6 m, 横向0.9 m。终孔位控制到巷道轮廓线外2 m。当工作面煤厚小于1 m时, 布置1排7个超前排放钻孔, 平行于煤层顶板, 超前距5 m。当工作面煤厚大于2 m并逐渐恢复正常厚度后, 布置3排钻孔, 每排7个, 共21个。现场可根据具体煤厚布置钻孔参数, 见图2—4。

2.2.2 浅孔抽放瓦斯

浅孔抽放是将被动的“排”变为主动的“抽”。通过抽放可以有效降低工作面前方煤体的瓦斯含量, 达到防突的目的, 同时可以减少巷道内瓦斯涌出量。在施工超前排放钻孔时, 用专用封孔器将孔口封住, 打1个孔, 封1个孔, 然后联网抽放, 最后1个钻孔抽放时间为2 h。

2.2.3 高压磨料射流割缝卸压排放瓦斯

高压磨料射流割缝防突技术是以高压水为介质, 通过磨料 (普通沙粒即可) 发生装置使磨料获得能量, 磨料粒子本身有一定的质量和硬度, 因此磨料射流具有良好的磨削、穿透、冲蚀的能力。在钻孔内利用高压水射流对钻孔两侧的煤体进行切割, 形成具有一定深度的扁平缝槽, 能够使控制范围煤体中的高应力变形区和高瓦斯压力移向煤体深处, 使煤层的地应力和瓦斯压力重新分布, 同时加快瓦斯释放速度[3]。

地应力较大、突出危险相对严重时, 在条件允许情况下, 可在排放钻孔施工完成之后, 对排放钻孔直接进行高压磨料射流割缝, 以改善围岩支护条件和提高掘进速度。按2排布置超前排放钻孔为例, 对上排的1, 3, 5, 7号孔, 下排的9, 11, 13号孔进行高压割缝。割缝时要求相邻2钻孔之间尽量割穿, 以确保卸压效果。

高压割缝时, 将割缝管头送入钻孔, 由里向外匀速割缝, 割缝速度保持在1~2 m/min。当割至距离孔口2 m时, 停止割缝, 以免高压水喷出伤及施工人员。

2.3 效检指标的选定[2]

原防突措施中制订的突出危险性预测 (效检) 指标为单项指标, 即钻孔钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值和钻屑瓦斯解吸指标Δh2值3项指标。在预测 (效检) 时, 其中任一指标大于或等于其临界值, 即视为有突出危险。在当前情况下, 这种单项指标法已不适应该区域防突预测, 原因是单项指标S值和Δh2值对该工作面的突出危险性不太敏感, 无法真实有效地反映突出危险程度。尤其是S值, 由于煤体结构非常松软, 且煤体厚度较薄, 在进行效检过程中测得的数据偏大, 已失去其意义, 因此选用R值指标法作为地质异常区域预测 (效检) 指标。多年实践证明, 在10多处选用综合指标R值指标法作为突出危险性预测 (效检) 指标以来, 没有出现过1次指标超限现象, 经效果检验后在掘进过程中未发生过1次煤与瓦斯突出, 说明R值指标法在地质异常区域判断的可靠性[4,5]。

选用综合指标R值作为地质异常区域突出危险性预测 (效检) 指标判断时, 当R值大于或等于其临界值时, 视为有突出危险。当R值为负值时, S值和q值任一指标大于或等于其临界值, 即视为有突出危险。

R= (Smax-1.8) × (qmax-4)

式中:Smax为每个钻孔沿孔长最大钻屑量, L/m ;qmax为每个钻孔沿孔长最大瓦斯涌出初速度, L/min;R的临界值取6;q的临界值取4 L/min;S的临界值取5.4 L/m。

测试时, 采用浅孔分段测试。测试孔深5.5 m, 超前距2 m。每执行1次排放措施, 进行2次效检, 但2次进度之和不超过5 m。

3 防突技术可靠性分析

3.1 前探孔效果

从前探孔所得资料分析, 前方无大的构造, 而且煤层在逐渐变厚。经分析计算, 变厚的梯度为每前进1 m, 煤厚增加0.05 m, 直至煤厚恢复正常厚度。该工作面共施工7次前探孔, 全部探明其前方的地质情况, 同时也起到了深部卸压作用。

3.2 综合指标R值判断效果

实践证明, 在地质异常区域, 执行综合防突措施后, 用单项指标法判定有突出危险时, 综合指标R值判定无突出危险, 在掘进过程中也没有发生1次煤与瓦斯突出。说明采用综合指标R值作为突出危险性预测 (效检) 指标更为合理可靠。

3.3 超前排放、浅孔抽放效果

超前排放和浅孔抽放的有机结合, 对消除突出危险性能够起到一定作用, 而且减少了瓦斯涌出量。对浅孔抽放的参数进行测定, 现场选取了10组有代表性的参数对比, 开始及2 h后抽放负压基本不变, 平均抽放浓度由开始时的21.4%衰减为7.4%, 单孔平均纯瓦斯流量由开始时的1.98 m3/min衰减为0.64 m3/min, 控制范围内抽放率达31%, 浅孔抽放应用在透气性差的煤层中效果明显。

3.4 高压磨料射流割缝效果

对煤体实施高压磨料射流割缝之后, 工作面前方的煤体卸压更充分, 瓦斯流动速度加快, 同时煤体得到湿润, 有效降低了煤尘。

高压磨料射流割缝保证了安全生产, 比原掘进速度提高38%;在割缝过程中巷道内瓦斯浓度比没有割缝时增大了2倍, 说明瓦斯释放速度加快;割缝后煤体垂直于缝槽方向的位移量达20 mm, 充分说明割缝能够使地应力释放, 使围岩应力峰值向煤岩体深处转移, 而且还可以提高工作面煤岩体的透气性, 加速瓦斯排放;割缝后煤体水分增加3%~5%, 爆破时巷道粉尘浓度降低50%, 改善了作业环境。

参考文献

[1][俄]Ю.Н.马雷舍夫, 等.煤与瓦斯突出预测方法和防治措施[M].北京:煤炭工业出版社, 2003.

[2]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[3]胡殿明, 林柏泉.煤层瓦斯赋存规律及防治技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006.

[4]林柏泉, 崔恒信.矿井瓦斯防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1998.

新安煤田区域防突技术体系研究 篇7

1 区域防突措施优选分析

1.1 煤巷掘进工作面

根据新安煤田各高瓦斯和突出矿井煤层单一、煤质松软、煤层透气性差、抽放钻孔易塌孔以及煤层赋存条件极不稳定的实际情况,煤巷掘进工作面区域防突措施应分类管理、综合使用。①对于严重突出危险掘进工作面和煤层赋存不稳定的一般突出危险掘进工作面,采取穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。②对于煤层赋存稳定的一般突出危险掘进工作面,采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。

新安煤田突出矿井结合煤层瓦斯赋存情况和《防治煤与瓦斯突出规定》,目前一般采取底板预抽巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施。该措施是施工好底板巷,然后在底板巷施工穿层钻孔,先进行水力冲孔卸煤增透,通过冲出一定量的煤炭和排放大量瓦斯,使煤层卸压,从而提高煤体的透气性,最后封孔联管对煤层瓦斯进行预抽,消除煤巷条带的突出危险性,起到底板巷掩护煤巷安全掘进的作用。

1.2 采煤工作面

根据新安煤田各高瓦斯和突出矿井的实际情况,应根据不同情况采取不同的采煤工作面区域防突措施。①对于煤层赋存比较稳定的突出危险采煤工作面,采取顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯+卸压增透措施;②对于煤层赋存不稳定的突出危险采煤工作面,采取顺层钻孔预抽煤回采区域煤层瓦斯+局部厚煤区穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯+卸压增透措施。

目前新安煤田一般先施工底板巷,进行水力冲孔卸煤,然后预抽条带煤层瓦斯,掩护煤巷的掘进。当煤巷掘出后,再施工顺层钻孔,预抽回采区域煤层瓦斯。如果瓦斯较大,还可以施工一条高抽巷用于抽放采空区的煤层瓦斯,防止工作面瓦斯超限,也可以通过高抽巷预抽条带和回采区域煤层瓦斯。

1.3 石门揭煤工作面

考虑到石门揭煤突出危险性大,新安煤田各高瓦斯和突出矿井区域防突主要采取穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯+顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。

2 卸压增透措施选择

根据新安煤田突出矿井煤层赋存特点,选取水力冲孔、水力压裂2种卸压增透措施。

(1)水力冲孔是指在具有自喷能力的钻孔中注入一定压力的水,诱发并保持喷孔的发生,促使煤、瓦斯、水沿钻孔排出,从而使煤层卸压、透气性提高,促进瓦斯的解吸和排放,以达到高效抽采瓦斯的目的[1,2]。适用于自喷能力强的煤层和f<0.5的煤层。新安煤田煤体具有强自喷能力,属典型的三软煤层,较为符合水力冲孔防突措施的使用条件。

(2)水力压裂是指在煤层中注入高压水,促使煤层产生裂缝并在煤层中扩展,同时促使各级裂隙相互贯通,提供瓦斯运移通道,以达到高效抽采瓦斯的目的[1,2],从而可有效解决新安煤田本煤层透气性差的问题。

3 卸压增透措施实施效果

3.1 水力冲孔

水力冲孔效果考察在义安煤矿22011工作面进行(图1)。该面平均煤厚4.8 m,煤层倾角3°～10°,煤层结构简单,标高在-330～-405 m之间。根据现场测定,二1煤层瓦斯含量为14.52 m3/t,瓦斯压力为1.51 MPa;工作面煤体f值为0.19,瓦斯放散初速度ΔP为26.47。

现场实测结果表明:每孔能冲出煤量0.5～1.0 t/m,甚至达到5.0 t/m,160个钻孔累计出煤量为800 t;经计算,累计冲孔体积551.7 m3,平均每孔冲孔体积3.45 m3;抽采浓度、流量等抽采指标,显著提高;透气性系数提高10倍;瓦斯压力、瓦斯含量显著降低。

3.2 水力压裂技术

(1)钻孔布置参数。在11041工作面轨道运输巷高位抽排巷下段施工2个压裂钻孔和1个观察孔,孔径70 mm,1#压裂孔深27 m,21 m见煤;2#压裂孔深33 m,26 m见煤,均采用专用胶管封孔器封孔,封孔长度22 m,水力压裂钻孔平剖面如图2、图3所示。

(2)压裂效果。①抽采效果。压裂后裂隙、孔隙充分发育,煤体透气性大幅度提高,在短时间内压裂范围瓦斯预抽率就达到19.7%,这是常规抽采措施难以实现的。②煤岩体变形破坏。裂缝延伸了15～20 m,最大宽度达20 mm,平均宽10 mm,压裂孔所在的巷帮出现破裂,岩体外移30 mm。

4 单一煤层区域防突技术体系效果评价

单一煤层区域防突技术体系可以概括为以区域预抽为主、以卸压增透强化抽采的技术体系,其实质是抽采瓦斯,其根本效果体现在煤层瓦斯压力、瓦斯含量的降低上。根据《防治煤与瓦斯突出规定》,对新义煤矿12011煤巷掘进工作面底板巷穿层钻孔预抽水力冲孔增透措施、新义煤矿11011采煤工作面顺层钻孔预抽水力压裂增透措施、义安煤矿YX001采煤工作面顺层钻孔预抽区域防突措施、孟津煤矿石门揭煤工作面穿层钻孔预抽水力冲孔增透措施进行了区域措施效果检验,所建立的区域防突技术体系和效果评价体系基本适合单一煤层的防突需要,保证了安全生产。

5 结语

根据新安煤田高瓦斯和突出矿井煤层赋存的特点,提出以区域预抽为主的以卸压增透强化抽采的技术体系,且效果良好,保证了安全生产。

参考文献

[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社,1992.

掘进揭煤防突技术探讨 篇8

关键词：煤矿巷道工程,揭煤,防突,安全预防

1 煤与瓦斯突出原因

1.1 以瓦斯为主导作用的假说

该说主要认为煤内存储的高压瓦斯是突出的主要因素。它认为在开采煤层中存在着瓦斯包, 其瓦斯压力与瓦斯含量比邻近层高。在煤矿巷道工程揭穿“瓦斯包”时, 在瓦斯压力作用下将松软的煤破碎并抛出形成突出。

1.2 以地应力为主要作用的假说

该说认为高地应力是造成突出的主要因素。一种认为自重应力和地质构造应力共同构成了高地应力。当煤矿巷道工程接近储存构造应变能高的硬而厚的岩层时, 地质构造应力将煤破坏和粉碎, 导致突出。另一种认为采掘工作面前方存在着应力集中, 当厚顶板悬顶过长或突然冒落时, 可能产生附加应力, 煤发生破坏和破碎时, 会伴随大量瓦斯涌出而构成突出。

1.3 其他观点

导致煤与瓦斯突出是与开采煤层附存地区、瓦斯含量、采掘深度、开采煤层附存性质、煤的物理性质等原因有关, 共分以下五类。 (1) 在高地应力和存在构造应力区, 如果开采煤层瓦斯含量低, 开采煤层坚硬, 在这种地质开拓煤矿巷道工程和采掘开采煤层是不会发生煤与瓦斯突出的, 但可能发生岩爆; (2) 在高地应力或存在构造应力区, 如果开采煤层瓦斯含量高, 开采煤层松软, 透气性差, 在这种地质开拓煤矿巷道工程和采掘开采煤层有突出危险性; (3) 无高地应力或无构造应力, 如果开采煤层瓦斯含量高, 开采煤层松软, 透气性差, 吸附瓦斯多, 压力减少后, 急剧膨胀, 在这种地质开拓煤矿巷道工程和采掘开采煤层, 如果扰动大, 也有突出危险性; (4) 煤与瓦斯突出与采掘煤矿巷道工程分布有关, 在采掘中, 由于地应力的重新分布而未平衡前, 如所将揭开开采煤层瓦斯含量高且松软, 也会有突出危险; (5) 开采煤层中确实存在瓦斯包, 在打抽放孔时, 经常会遇到有的孔喷孔厉害, 而有的孔没有任何动力现象。如果没有把瓦斯包的瓦斯进行释放, 即使不在高地应力区, 一旦在采掘中碰上, 也有突出危险性。

2 防止煤与瓦斯突出办法及安全预防措施

2.1 预测突出危险性

目前经常采取的预测手段有: (1) 打穿层孔测定开采煤层瓦斯压力; (2) 用WTC防突仪和MD-2测煤的解吸指标; (3) 取煤样送试验室测的坚固性、瓦斯放散初速度; (4) 打孔过程中是否有喷孔、卡钻、顶钻等动力现象, 然后根据这些指标和现象判定其突出危险性。而以上数据只是可了解到开采煤层的瓦斯压力和煤的一些物理性质, 而开采煤层中的瓦斯包和地应力是无法知道的, 有些发生了突出事故的工作面, 虽然抽放了瓦斯, 但还是发生了事故, 应该就是地应力作用或有瓦斯包而未得到释放的原因。当在掘进中, 由于爆破扰动, 瞬间吸附瓦斯变为游离状, 在极小的空间内释放而破坏周边的开采煤层, 受破坏的开采煤层, 其内的瓦斯又从吸附状态变为游离状态, 又将破坏新的开采煤层, 这样循环作用, 于是大量的瓦斯和开采煤层将被带出, 于是发生突出。因此, 在做开采煤层突出预测时, 必须按照 ( (防突规定) ) 要求进行鉴定其突出危险性, 或邻近矿井发生过突出危险, 就必须慎重对待同层开采煤层。

2.2 消突

按照《防止煤与瓦斯突出规定》要求, 首先需进行区域消突, 然后局部仍有突出危险, 再进行局部消突。目前消突办法有打孔自然排放、打孔抽放、水力冲孔和在掘进工作面打超前金属骨架等办法, 而最好办法是抽放。在打抽放孔时, 严格按照设计布孔, 控制好偏角、仰角, 安装抽放孔时, 必须用压力水冲洗干净抽放孔, 防止煤屑堵孔影响抽放效果。堵孔材料可用马丽散或水泥浆, 水泥浆效果比马丽散好, 但操作没有马丽散堵孔方便。穿层孔至少堵4.0米以上, 如顺层抽放至少堵6.0米, 确保最佳抽放效果。抽放瓦斯是防突工作的关键, 根据以上分析瓦斯突出的原因, 每一种突出, 都有大量瓦斯喷出, 如果区域或局部抽放瓦斯达标, 无论哪种情况的突出都可避免或者是可把危险程度降低到最低。

2.3 效果检验

按照《防止煤与瓦斯突出规定》布孔进行效果检验, 检验孔宁多勿少, 这样可全面了解防突区域瓦斯变化情况, 以及取样试验, 准确掌握到各种临界指标。另外, 在打效果检验孔期间, 要善于观察打孔中的动力现象, 从而做出准确的突出性判定。如仍有突出危险, 将继续进行消突, 严禁冒险掘进。

2.4 安全预防

当开采煤层无突出危险后, 就可进行下步工作, 在安全范围内掘进、揭煤, 但在施工过程中, 必须采取一些安全预防措施, 以确保万无一失。 (1) 在掘进中, 要求浅掘浅支, 打浅眼, 少装药, 放小炮, 至少装上两个水炮泥, 并用黄泥堵满炮眼, 煤中尽量不打眼放炮, 以减少对煤体的扰动; (2) 在顶板打超前钢管, 防止冒顶, 诱导突出; (3) 采取用溜子出矸或人工装矸, 严禁用耙渣机装矸, 防止产生火花; (4) 严禁使用风动工具, 防止震动开采煤层, 诱导突出; (5) 在未全风压通风而采取局扇通风时, 揭煤期间的放炮, 与之工作面连通的煤矿巷道工程, 人员全部撤出到地面, 井下电器设备断电, 并在正对井口50米和两侧20米内设立警戒, 并严禁烟火; (6) 在形成全风压掘进的工作面, 如果揭煤, 必须具备独立的回风系统, 并在进风煤矿巷道工程内按规定砌筑坚固的两道反向风门, 设立避难硐室和距离迎头每50米安装压风自救装置。

3 结语

地质构造带石门揭煤防突技术 篇9

1 矿井及揭煤工作面概况

渝阳煤矿隶属重庆松藻煤电公司, 矿井地质构造复杂、煤层瓦斯含量高、透气性低, 为严重煤与瓦斯突出矿井。矿井主采的7#、8#、11#煤层均为突出煤层, 8#煤层为松软、低透、严重突出煤层, 7#和11#煤层相对来说突出危险稍低。此次揭煤的N2706进风斜坡处于羊叉滩背斜轴部、倾角25°, 在N2706进风斜坡揭煤点以西20 m处有1条F208正断层, 产状为115°∠55°, H=6.5~10.0 m。上山掘进过程中将要穿过煤系地层中的8#煤层瓦斯含量为19.2m3/t, 具有突出危险性, 揭煤点标高+345 m, 埋深270 m。

2 揭煤技术

2.1 地质及煤层层位控制

为准确控制所揭煤位置煤层层位、地质构造, 掌握瓦斯赋存情况, 在N2706进风斜坡距8#煤层10 m岩柱位置, 施工6个穿透煤层全层且进入顶板不小于0.5 m的地质探孔兼探测孔, 3个钻孔偏向断层方向用于探测断层赋存情况, 3个钻孔探测煤层赋存情况。探煤层赋存钻孔, 要求施工过程中测定钻孔煤层段钻屑瓦斯解吸指标K1值、钻屑量S值、煤层坚固性系数f值、煤层瓦斯含量W值, 观察施工中的动力现象, 并根据所测定的K1值、f值、W值换算煤层瓦斯压力, 初步掌握煤层突出危险性。在巷道距8#煤层底板5 m垂距起掘进过程中, 施工前探钻孔, 要求在巷道顶部与巷道轴线夹角30°、孔深不低于3.5 m, 不少于2 m的超前距。

2.2 区域防治突出措施

根据“区域措施为主”的防突原则和要求, 尽可能多、高效地预抽煤层瓦斯是安全、快速揭煤的重点之一。根据矿井的采掘部署和实际地质情况, 采取“专用巷道底板穿层 (辅以水力割缝) +工作面穿层预抽”的综合区域防突技术 (图1) 。①将+290 m机轨巷作为专用巷道施工穿层钻孔, 钻孔布置方式为场间距×孔间距=4 m×4 m, 控制8#煤层见煤点后方15 m、7#煤层出煤点前方15 m、巷道帮外16 m, 钻孔终孔于7#煤层顶板0.5 m, 同时, 根据松藻矿区揭煤经验和要求[3], 在8#煤层见、出煤点, 7#煤层见煤点实施水力割缝, 以增加预抽效率和效果。②为保障断层带巷道的安全顺利揭煤, 在巷道距8#煤层底板10 m岩柱位置停止作业, 补充施工工作面穿层钻孔, 以增加8#、7#煤层预抽瓦斯量和效率。

2.3 局部防治突出措施

根据松藻煤电公司揭煤技术经验和《防治煤与瓦斯突出规定》要求, 采用“渐进式石门揭煤技术”, 将揭煤过程分为工作面距8#煤层底板垂距10.0, 5.0, 3.0, 1.5 m, 过煤门5步, 步步预测、分步消突、步步到位, 准确控制岩柱距离、超前探明煤层赋存及突出危险情况, 采取针对性的技术安全措施, 确保整个揭煤过程的安全施工[4,5]。实施过程中, 为避免单一预测方法的单一、偶然性, 增加预测结果的可靠性, 采用“钻屑瓦斯解吸指标法”和“综合指标法”, 按要求测定煤层段钻屑瓦斯解吸K1值或钻屑量S值、煤层硬度系数f值、换算煤层瓦斯压力, 预测煤层突出危险性。具体揭煤过程如下:

(1) 在施工地质探孔和采取区域防突措施后, 经预评估达标后, 施工一定数量的区域措施效检孔 (要求钻孔控制到预抽区域内的上部、中部和两侧, 并且至少有1个检验钻孔位于预抽区域内距边缘不大于2 m的范围) , 按上述预测方法, 进行区域措施效果检验。指标不超标, 且施工中无动力现象, 方可掘进至距煤层底板5 m岩柱位置。

(2) 在巷道掘进至距煤层底板5 m法距位置, 按照多功能网格立体化方式, 施工预测兼排放钻孔 (图2, 要求钻孔控制到3 m法距位置前方不少于5m) , 按要求测定钻屑瓦斯解吸指标K1、测定煤层坚固性系数f, 并换算煤层瓦斯压力, 预测煤层的突出危险性。若预测不超标, 按先探后掘要求, 掘进至3.0 m垂距位置, 若预测超标, 则停止作业, 报矿方技术负责人研究处理。按同样方法和要求, 在巷道掘进至煤层底板法距3.0, 1.5 m位置, 分别进行突出危险预测, 保证5.0 m超前距, 掘进至距煤层底板垂距0.5 m位置, 实施揭煤作业。为保证安全顺利施工, N2706回风斜坡距8#煤层底板3.0 m法向距离到出煤层顶板2.0 m法向距离施工过程中必须严格执行“边探边掘、浅掘浅进”技术措施, 并在距煤层底板3 m法距位置施工金属骨架, 以增加巷道及煤层的稳定性。

(3) 在巷道掘进至距煤层底板0.5 m法距位置, 施工揭煤平台, 布置揭煤炮, 采用远距离放炮技术, 一次性揭开煤层。布置揭煤炮过程中, 按均匀、有效要求, 选择部分孔测定钻屑瓦斯解吸指标K1值, 并观察所有孔的喷孔等动力现象。如有K1超标或喷孔等现象, 则立即停止施工, 研究制订措施后再施工。

揭开煤层后, 根据现场揭开煤层的具体情况再编制过煤门的防突技术措施。

2.4 安全及保障措施

(1) 安全屏障的作用是消除煤层局部范围的突出危险以及阻隔界外突出动力的作用, 一般由一系列超前钻孔按照一定分布规律组合而成。根据防突规定要求, 每次局部预测必须预留至少5 m钻孔超前距, 形成5 m的安全屏障区。

(2) 揭煤工作面必须严格执行重点挂牌管理制度, 矿调度室进行重点掌握, 实时、动态掌握工作面掘进动态、瓦斯涌出、地质变化情况, 严格控制超掘, 若发现异常必须立即停止作业、及时汇报。

(3) 防突施钻过程中若出现喷孔、卡钻、吸钻、瓦斯涌出异常、响煤炮等明显的突出预兆时, 必须立即停止作业、及时汇报。监测及主要技术人员必须利用瓦斯峰波预测技术、安装的煤与瓦斯突出综合预警系统和KJ90安全监控系统, 密切关注、分析整个揭煤工程中的瓦斯监控和涌出异常、防突措施执行情况及预测指标变化情况等。

3 技术施工效果

根据预评估, 通过近一年时间的巷道穿层钻孔 (辅以水力割缝) 和33 d的工作面穿层钻孔预抽, 8#和7#煤层瓦斯抽出率在65%以上, 区域措施效果检验最大残余瓦斯含量和钻屑瓦斯解吸指标为6.3m3/t、0.37 m L/ (g·min1/2) , 说明区域措施有效, 允许巷道掘进至距煤层底板法距5 m位置。在距煤层底板5, 3, 1.5 m位置的预测钻孔, 在5 m位置的钻孔中有K1值超标;在3.0, 1.5 m位置, 各项指标均未超标。5 m位置处的钻孔超标后, 采取了补充钻孔进行预抽措施, 经检验各项指标均未超标。在0.5m位置揭开煤层过程中, 工作面最大瓦斯浓度为0.67%, 回风流中最大瓦斯浓度为0.65%, 无地质构造, 煤层正常, 巷道安全顺利揭开煤层。随后的过煤门过程中, 也未发生危险、异常现象, 巷道顺利完成揭煤工程。

N2706进风斜坡从距煤层底板5 m位置到出煤层顶板2 m位置的揭煤过程, 累计施工工程量25m, 揭煤时间共31 d, 与传统方法110~250 d的揭煤时间相比, 揭煤时间减少70%以上。

4 结语

通过采用专用巷道穿层钻孔+工作面穿层钻孔综合预抽煤层瓦斯技术措施和渐近式石门揭煤技术, 大大降低了揭煤工程的突出危险性, 也简化了传统揭煤方法的复杂、耗工耗时的揭煤工作, 揭煤时间减少70%以上, 实现了地质构造巷道的安全、顺利揭煤。同时, 安全、可靠的揭煤, 是建立在执行严格规范措施、可靠预测和检验、平稳缓和施工的基础上的, 必须按照相关规定和要求, 制订科学、合理的技术措施。

参考文献

[1]刘健, 刘泽功, 高魁, 等.构造带石门揭煤诱导突出的力学特性模拟及声发射影响[J].煤炭学报, 2014, 39 (10) :2022-2028.

[2]张增量, 林柏泉.石门揭煤突出机理及控制技术应用[J].工业安全与环保, 2013, 39 (2) :47-49.

[3]龙建明, 李文树, 陈久福, 等.松藻煤矿快速石门揭煤技术研究[J].煤炭科学技术, 2011, 39 (7) :35-38.

[4]葛兆龙, 陈久福, 杨晓峰, 等.“五步法”渐进式快速石门揭煤新技术原理及应用研究[J].矿业安全与环保, 2011, 38 (4) :24-27.

“静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术 篇10

南桐煤矿开采二叠系龙潭组煤系, 该煤系内含煤6层, 可采4#, 5#, 6#煤层, 可采层厚度依次为2.8, 0.95, 1.4 m, 煤层倾角30°～40°, 地质构造复杂。矿井可采层均属严重突出煤层, 因此选择突出危险性相对较弱的5#煤层作为保护层。5#煤层共发生218次突出, 最大突出强度766 t, 瓦斯含量11.5 m3 / t, 钻孔瓦斯流量衰减系数0.053 d-1, 煤层透气性系数0.01 m2 / (MPa2·d) 。近几年在深部水平开采, 突出危险越来越严重, 甚至还多次发生打钻突出事故。对5#煤层的掘进防突, 采取了诸多防突技术, 也未能完全消灭突出事故。在全矿普及“静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术后, 消灭了5#煤层掘进突出事故, 提高了掘进速度。

1 “静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术的产生过程

1.1 发生突出的原因

目前矿井开采水平在-200～-450 m, 上覆岩层厚度500～800 m, 矿山压力大。矿井受王家坝向斜和乌龟山背斜构造应力控制, 小构造发育, 区域构造应力大, 矿山压力与构造应力叠加, 使矿井内地应力非常严重, 在采掘生产过程中, 常出现响天炮、岩爆、底鼓等应力现象。因此地应力是矿井发生突出的主要原因;其次就是小构造部位煤厚变化大, 煤层硬度较低, 有利于瓦斯大量积聚, 为突出创造了有利条件。

1.2 “静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术的构思

如何释放地应力和煤体内的瓦斯是防治突出的根本问题。结合矿井深水平静压力大的特点, 利用矿井防尘系统的静压水, 对存在严重突出危险的5#保护层待掘巷道采用穿层冲扩孔的“静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术, 既可以大大简化施工工艺, 提高施工速度, 降低施工成本, 又可以释放地应力和利于抽放瓦斯, 达到消除突出危险的目的。

2 技术原理简介

利用矿井深水平静压水产生的压力, 对煤体进行反复冲洗, 破坏煤体结构, 诱导煤体发生喷孔, 煤和瓦斯随水不断排出, 煤体内逐渐形成空间, 致密结构的煤体在应力和瓦斯压力作用下发生塑性流动, 并逐渐向空间移动;同时瓦斯和应力逐渐得到释放, 塑性流动的煤体最后填补了空间, 孔内周边一定范围内的煤体孔隙增加, 利于瓦斯释放和抽放, 达到释放地应力和抽排放瓦斯的双重目的, 见图1。

经计算, 施工Ф 62 mm的钻孔, 钻孔过煤1 m, 冲洗出煤炭50 kg, 钻孔体积可增大10.9倍。

3 工艺流程

1) 钻孔施工。

在距煤层垂距6～7 m的岩巷内, 向煤层施工钻孔, 采用液压钻机配Φ 50 mm钻杆和Φ 62 mm钻头。

2) 钻孔过煤。

钻完煤层全厚, 并进入煤层顶 (底) 板0.2 m。

3) 退换钻头。

退下Φ 62 mm钻头, 换上特制的Φ 62 mm洗孔弯管, 把钻杆及钻头送入煤孔段。

4) 洗孔。

利用深水平静压水压力 (2 MPa以上) 对煤层进行洗孔, 洗孔弯管在煤孔段内反复进退旋转, 诱导煤层喷孔。

5) 排煤。

煤和瓦斯通过钻孔随水不断排出孔外, 直至孔内无压力和排出清水为止, 并对所排出的煤炭和瓦斯进行计量。

6) 退钻。

退出钻杆、钻头, 洗孔结束。

7) 堵孔, 接管投入抽放。

工艺流程见图2, 施工设备、材料及仪表见表1。

4 适用条件及施工

根据南桐煤矿的经验, “静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术适用于突出危险和严重突出危险的薄煤层、严重突出危险的地质构造复杂带掘进, 石门揭突出危险和严重突出危险的薄煤层, 而且煤的坚固性系数较低 (0.5左右) 、难以抽放、煤有自喷能力、静压水压力在2 MPa以上的情况。

1) 钻孔布置。

煤巷掘进前, 在距5#层上部层位

真厚7 m的矽质灰岩卸压抽放巷内布置钻场, 在钻场内对待掘5#层巷道施工水洗钻孔, 钻场间距20 m, 钻孔间距5～6 m, 一般每个钻场布置20个钻孔。石门揭煤前, 在石门工作面距煤层真厚5 m前开始施工水洗钻孔, 孔间距:突出危险工作面5～6 m;严重突出危险工作面4～5 m。

2) 洗孔时间。

洗孔时间根据孔内压力、喷孔情况而定, 一般洗孔时间在2 h以上, 直至孔内无压力、无喷孔、流出清水为止。

3) 洗孔煤量。

突出危险部位一般每米煤孔洗出煤炭50 kg以上;严重突出危险部位一般每米煤孔洗出煤炭100 kg以上。

4) 收集资料。

准确收集施工中的各种资料及施工结束后的竣工资料, 并及时填报竣工图、分析控制范围及洗孔效果。

5 效果

“静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术目前在南桐煤矿5#保护层掘进和石门揭煤中广泛应用, 效果显著, 使5#层的瓦斯预抽率由原来的10%以下提高到40%以上, 掘进速度由原来的30～50 m / 月提高到120 m / 月, 有效地防止了掘进时煤与瓦斯突出事故;石门揭煤防突工作量减少50%, 揭煤速度提高40%, 目前已安全揭开7个石门14个煤层。特别是5#保护层掘进遇地质构造, 过去5#层所发生的突出事故99%在地质构造部位, 甚至在地质构造部位施工本层防突措施时还发生多次突出伤亡事故, 而实施该技术措施后就再未发生过突出事故。

6 结语

1) “静压水冲扩孔预抽瓦斯”防突技术有利于释放地应力, 能够提高低透气性煤层的瓦斯预抽效果, 对突出危险和地质构造复杂带有自喷能力的薄煤层能够起到很好的消突作用, 并能提高掘进速度。

2) 该技术对石门揭开有突出危险并有自喷能力的薄煤层也有很好的消突效果, 大大减少石门揭煤防突工程量, 提高石门揭煤速度。

3) 该技术工艺简单、操作方便、施工安全, 能有效地防止打钻突出事故。

4) 该技术管理要求较高, 必须有一支业务能力较强的防突队伍, 才能保证现场实施的有效性和可靠性。