周防突工作总结（精选7篇）
篇1：防突钻机在掘进工作面的应用
七星煤矿1973年末建成投产, 设计能力为240万吨/年, 2008年核定能力180万吨/年, 矿井田走向长10Km, 倾向1.916Km, 井田面积19.167 Km2。吨, 矿井划分为两个水平, 现所有采掘队组全部在二水平生产, 主井地面标高+134。二水平标高-250至-600。
2 矿井水文地质、瓦斯及矿压情况
2.1 水文地质情况:
矿井正常涌水量320m3/h, 最大涌水量380m3/h, 矿井可采煤层18层, 以下行开采为主, 井田上部有23个 (其中已关闭10个) 地方煤矿。因此矿井水害来源主要是:a.矿井内的空区、空巷水。b.上部地方煤矿的空区、空巷水。c.已关闭的地方煤矿和地方煤矿越界开采造成的未知区域积水。矿井共有16条大断层及其断层组发育, 深部地质构造复杂, 断层、石包、岩墙等构造发育, 特别是西三、西四采区, 地质构造纵横交错, 变化无序。
2.2 瓦斯情况:矿井瓦斯鉴定绝对涌出量27.5942m3/min, 相对瓦斯涌出量9.0962m3/T (属底瓦斯矿井按高瓦斯矿井管理) 。
2.3 矿压情况:
进入二水平施工后矿压日趋明显, 巷道变型严重, 系统巷道两帮最大移近量1.2米, 底鼓0.6米;回采巷道两帮最大移近量2.2米, 顶、底板移近量1.4米, 2005年以来, 先后发生明显的动力现象4次。
3 防突钻机在掘进工作面的应用
为了更好的发挥超前钻孔的检验效果, 根据各个工作面的不同位置及赋存情况把15个掘进工作面打钻分为以下4种形式:
3.1 在有地方煤矿生产的西翼采区上部施工的掘进队组打设超前探放水钻孔。 (见表1)
图1是西三区上部十层首采工作面料道的掘进施工探放水图, 根据地测部门调查上部地方煤矿12、13、14层空区有积水54.9万立方米, 由于该巷道在探水警戒线内, 必须边探边抽, 探进90米掘进70米, 探孔半扇形布置, 掘进施工时每间隔50米在巷道上帮施工一个钻机硐室。探孔安装套管, 套管长度不小于2米, 套管壁用发泡剂充实, 并安装阀门。
3.2 在石门揭煤前打设前探揭煤探孔
石门掘进工作面与与突出煤层之间留有足够尺寸的岩柱是一种避免因瓦斯压力或地压过大引发突出施工的有效措施, 我矿根据工作面距煤层的不同距离, 采用在石门工作面顶 (底) 部打设2~3个小直径 (42Mmm) 超前孔, 并对探孔进行有效的针对性检验措施, 并根据检验结果制定防范和治理方案。 (见图2)
3.3 在东四采区高瓦斯区域片盘延伸时打设防突探孔
在东四采区有突出危险的高瓦斯工作面采用钻屑量指标法和钻孔内检验瓦斯的方法检验煤层突出危险性和瓦斯浓度。在煤或半煤岩掘进工作面打设3个直径为42mm孔深8~10米的钻孔, 钻孔布置在松软煤层中, 1个钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 另2个钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2~4米处, 在掘进过程中始终保持钻孔5米的超前量。 (见图3)
3.4 在西三、西四、东三、付立井煤柱等无突出、含水层、积水区的施工地点打设前探构造、揭煤、透巷钻孔。 (见图4)
在无突出、含水层、积水区的施工地点施工时, 煤、半煤岩巷道掘进工作面打设1个直径为42mm孔深8~10米的钻孔, 钻孔布置在松软煤层中, 钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 在岩巷工作面在道掘进工作面打设1个直径为42mm孔深3.5米的钻孔, 钻孔布置在松软岩层中, 钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 打完钻孔时, 通过对钻孔的检测实现对工作面前方危险性预测。
4 措施
4.1 各个掘进工作面钻孔的布置形式由矿总工程师牵头确定, 在作业规程中制定。
4.2 钻孔由掘进队按照规程规定打设, 由安瓦员负责监督, 并安瓦员实行钻孔长度交接制度。
4.3 各级管理人员和技术人员对钻孔打设情况进行全面监督检查。
4.4 当打钻或对钻孔检验出现出现异常情况时, 立即停止作业, 由专业人员进行检验、分析。
5 心得体会
目前我矿15个掘进工作面全部采取了超前探孔措施, 并根据所在的采区和煤层赋存情况及周边情况制定了不同的钻孔布置形式, 超前探孔能够对掘进工作面前方的未知区域进行超前探测、检验, 超前发现危险源并将隐患消灭于未然, 保证掘进作业人员的安全施工, 我矿至采用超前探孔措施以来, 掘进工作面没发生过一次误透空区、积水区、盲巷、突出等事故, 因此超前钻探是有效预测、预防、检验掘进工作面前方未知区域隐患的有效方法之一, 值得采用和推广。
摘要：水害、煤与瓦斯突出、冲击地压是威胁煤矿特别是进入深部施工矿井安全生产的重要危因素, 为了避免上述灾害的发生, 七星煤矿采用了中、小直径超前钻孔的探查措施, 对预防水害、煤与瓦斯突出、冲击地压等灾害的发生取得了较好效果。
篇2：综采工作面回采防突安全技术措施
关键词：防突措施 预测 避灾守则 煤炭矿道
一、工作中突出危险性采用哪些预测
1、预测方法：采用钻屑指标法。
2、测量仪器：WTC瓦斯突出参数仪、手持式电煤钻，专业型号MSZ-1.2KW，€HT42mm的麻花钻杆。
3、下矿采煤时要求：要根据规定，严格控制预测孔的间距。将预测孔放于同一软煤层中。将预测孔每打一次钻屑量定为一米，每间隔两米将钻屑指标记录下来，速度保持在均匀状态下，大约为1m/min。
4、将超出规定的数值记录下来。
5、是否属于突出危险性：利用危险测量仪在一定范围内测量，只要数值超过预定值或临界值就将该项工作视为具有突出危险性，要采取防突措施。
6、具防突规定第七十条所述：在突出的煤层发现破坏带、煤层储存条件发生急剧变化。采煤的区域，工作面出现钻孔喷出的现象，这是工作面会有明显的突出预兆。在这种情况下，都视为出现突出危险性工作面。
7、钻屑指标法可预测突出危险性：记录预测结果，如果发现没有突出危险性则预留两米的超前距离。
8、将预测完成后，在工作面做好标志，并且让人清楚地看到。实行挂牌管理，坚决不允许超额采煤。这项工作应由专人负责。
二、工作面防突措施
1、防突措施技术：采用预抽瓦斯。这项措施不需要钻场。用ZDK-280布置矿用坑道钻孔。
2、对于工作中的危险我们要知道的防护措施：据防突规定第五节安全防护措施所述：爆破时要注意地点选择远距离爆破。
3、范围和位置：需要撤退的人员：有危险的工作面人员和回风系统作业人员。需断电闸的范围：有危险工作面和回风工作电源。需要安排岗哨的具体位置：爆破地点、通道风门外。
4、工作中严禁空顶作业。
5、在作业中要保证工作面的通风流畅，在有足够的风量的情况下作业否则会瓦斯超限，造成严重后果。
6、在工作地点安装好瓦斯断电报警器，将三个探头安装在规定的距离内。安装位置的不同，断电浓度也不一样。
7、爆破地点设置一组压风自救装置，每组装置的呼吸口不少于五个，并且要处于经常开启的状态之中；还需要设置避难所，尽可能地满足最多工作人员数量的要求，且要配备同等数量的自求器。
8、据爆破时间三十分钟后，经过瓦斯安检员检验确认安全。这时才可以进入矿道施工，否则严禁入内。
9、爆破后，值班人员要及时通过监测器系统随时掌握爆破后瓦斯的情况。当有异常情况发生时可以立刻向调度室汇报，更方便采取有效措施，防止事故的发生。
10、爆破前，要对周边工程进行加固，将工作面垮煤、冒顶、瓦斯泄露或突出等事故的发生扼制在萌芽之中。细致得检查爆破的母线，有没有明显的接头和裸露的线头，一定要使用导通性良好的橡胶套电缆线。
11、作业中要遵循“一炮三检”、“三人联锁”的爆破制度。
12、作业中需要的各种机械设备、电器设施，机电组都必须要定期定时进行检查。
13、测量、排钻、检验效果等要表清晰地不可被改动的停止或开始采煤的标志，一定要遵循“三孔验收制度”。
14.作业时要牢记煤和瓦斯的突出危险性预兆：
无声预兆：当煤层顶板的压力增大时，会出现墙壁支架被挤出变形，掉渣；顶层墙板有下陷情况或鼓起；钻眼时出现顶钻、卡钻、喷孔等现象；煤层结构异常、且无光泽略微有些暗淡；矿体内出现松软；通风道中瓦斯不稳定，矿道内气温骤降。
有声预兆：矿坑卸压变形有支架劈裂的声音、声音由远到近、渐渐变大，煤壁有震动感和冲击感。
15、当发现有突发危险性预兆，要立即停止施工作业，组织人员迅速撤离，并及时向调度室汇报情况，以便解求其他人员。
三、出现危险组织撤离避灾路线
组织施救措施的人员：
1、防止突发情况的人员及机构：井下防突人员共十二名，主要负责的工作范围包括：预测、效检、防突措施的实施、牌板的填绘、资料的收集、整理、归档等工作。
2、施工人员负责测量、校检及排孔的工作。
3、瓦斯检验员要时刻注意版排，禁止有人错填、填写假信息和对信息的漏填；还要负责现场措施技术的执行和监督；熟悉并掌握对挖掘的距离；如果发现瓦斯的超限，立刻停止作业施工。等待预测，待结果出来允许继续后才能进行下一步的施工。
4、机电人员负责电器的检验安装、调试机器、维护和修正等工作。
四、信息的交流制度
1、有不安定的因素或异常情况，马上撤出作业人员。确保其生命安全。
2、每组施工人员的队长，在出井前1小时，要把当天的作业情况向调度室汇报，包括挖掘的进度和发现的安全隐患等；严禁错报、假报和漏报。
3、信息交流由信息站负责。
4、信息的调度和记录则有矿井值班室负择。
5、坚决禁止超额采煤。如果提前完成施工作业，自觉停止开采。及时将信息汇报调度室，只要发现超额采煤，任何人都有权停止对工作面的开采。
五、避灾的路线
1、瓦斯和煤尘发生事故避灾的路线：垱头→溜子道→底板运道→车场→轨道下山→轨道下山→主石门→主、副斜井→地面。
2、如果矿道内发生水灾事故避灾的路线：垱头→风巷→探煤上山→探煤平巷→回风巷→回风巷→主石门→主、副斜井→地面。
3、煤层出现冒顶或塌陷：施工人员要有组织的迅速撤出回到地面，在安全地带等待救援。
六、总结
面对工作上可能出现的安全隐患，我们要先对其进行预测，对其有针对性的施救措施；了解并掌握各种预测设备的使用和性能；逐步完善防突措施，将作业人员的生命安全放在第一位，牢记各种矿井规定，才能更好的自我保护；熟悉避灾路线，对自己和他人的生命安全负责。
（作者单位：义煤集团孟津煤矿）
参考文献：
[1]黄昭维，唐玉樵，金焱，刘江风，汤强，蒋学明. 重庆国有大型煤矿尘肺发病调查[J]. 中国卫生工程学. 2005（4）.
篇3：周防突工作总结
鹤煤公司八矿位于鹤壁矿区南部, 井田南北走向长5.25 km, 东西倾向宽1.7～1.9 km, 面积约7.9 km2。二1煤为矿井唯一可采煤层, 32012中工作面布置在矿井的北部, 该面平均煤厚4.0 m, 平均倾角25°, 工作面标高为-375.5～-458.0 m, 对应的地面标高为+138.1 m。
工作面处于深部高瓦斯区域, 埋藏深度513.6～596.1 m, 煤层原始瓦斯含量12.5 m3/t, 瓦斯压力10.2 MPa, 回采期间执行局部综合防突措施, 需加强瓦斯管理。煤层有自燃倾向, 自然发火期一般为145 d。
2 高温点成因分析
32012中工作面在准备好回采工作面1个月后, 工作面回风巷中段和上隅角处测出CO浓度在0.001%～0.003%的高温点有3处, 严重影响工作面通风系统的稳定, 对正常生产形成安全隐患。通过对工作面地质条件和通风系统的分析研究, 发现工作面回风巷80～120 m与上一区段工作面的胶带运输巷间留设的净煤柱宽在1.0～1.5 m, 且工作面顶煤厚度变化较大, 工作面与采空区通过裂隙导通, 致使采空区漏风产生高温点。
3 综合防灭火预防措施
“防注结合、以阻补漏”综合防灭火预防措施, 即利用早期气体分析法进行防灭火预测预报, 采用注封堵剂配合灌浆技术进行综合防灭火, 同时对采空区漏风地点压注阻化剂进行堵漏。
3.1 压注封堵剂封堵
矿井采煤工作面巷道断面小, 巷道内超前支护材料多, 使用空间有限, 且回风巷用于工作面回风, 不适合布置电气设备。结合矿井现场防灭火管理经验, 采用MEA进行封堵时不需要增加电气设备, 仅需1台风泵、2个溶液箱和少量管路即可。同时MEA阻化剂具有高保水、速凝、阻化、降温、无毒、无腐蚀等特点, 有利于现场操作与管理。
在回风巷建立MEA注料站, 并安装MEA溶液箱和注料泵, 用2个溶液箱 (1个工作, 1个配液) , 通过液化系统胶管将浆液送到工作面, 然后用注液管向高温点处注料 (图1) 。
(1) MEA设备参数。①供液管路。Ø50 mm 高压供液胶管、高温点钻孔内封入Ø38 mm铁制花管。②注液泵。采用涡轮式矿用风泵进行压注, 风泵型号为FQW30-70, 注液泵压力3 MPa以上, 流量5～20 m3/h。③溶液箱。2个溶液箱的规格均为1.0 m (长) ×1.0 m (高) ×0.75 m (宽) , 容积均为0.75 m3。2个溶液箱交替使用。④MEA料剂。采用MEA-1型封堵剂对高温点地点进行压注。
(2) 工艺流程。①按料箱中水量确定加剂量, 先把水加满, 然后把料剂均匀洒在水面上, 不要急于搅拌, 让其自行吸水下沉后搅拌即可成胶。②边加水边加料, 要注意向水流与水面的交汇处加料, 以充分利用交汇接触面往上翻起的水浪把料剂带走、混合, 以达到混合均匀、致密成胶的目的。③MEA封堵剂可采用边加水边加料同时开泵的方案, 按1 t水配30～35 kg MEA封堵剂的比例将MEA浆体注入煤体空隙内。④压注或喷洒过程中, 掌握好水和料剂的同步添加速度, 保证配比稳定。
(3) 回风巷沿走向在高温点前后5m范围内进行打孔压注, 利用手持式风动钻机打孔, 孔深2～3 m, 孔距2～3 m, 孔径42 mm, 钻孔倾角60°～90°, 将Ø38 mm的铁制花管 (铁管头部300 mm处打Ø6 mm的孔) 插入顶板煤体中, 并连接供液管压注, 每个注液孔注液时间不少于2 h。上隅角每个小班安排专人注MEA, 交接班时间注液, 时间不少于2 h。
3.2 交替埋管灌浆法
通过地面注浆管路连接到32012中工作面上隅角处, 采用交替埋管进行注浆 (图2) 。
(1) 具体方法。
在放顶前沿回风巷 (区段回风平巷) 在采空区预先铺好注浆管, 一般预埋10～15 m, 工作面采空区推至距注浆管路三通2 m时掐开原注浆管, 连接上备用注浆管交替向采空区注浆。一般放顶后立即开始注浆。为防止冒落岩石砸坏注浆管, 埋管时应采取防护措施 (如架设临时木垛) 。随着工作面的推进, 交替埋管注浆技术能够保证工作面后采空区全部充实浆液。
(2) 灌浆材料应该具有的特征。
①加入少量的水能够成浆;②泥浆渗透性好;③不含可燃物和助燃物;④泥浆要易于脱水, 但也不能过分易脱水。灌浆材料一般有黄土、页岩、矿井矸石、粉煤灰、尾矿等。依据矿区条件合理选择材料, 选择的防灭火材料要做到既经济又有效。
浆液充填煤岩裂隙及其孔隙的表面, 增大氧气扩散的阻力, 减小煤与氧的接触和反应面;浆水浸润煤体, 增加煤的外在水分, 吸热冷却煤岩;加速采空区冒落煤岩的胶结, 增加采空区的气密性。灌浆防火的实质是抑制煤在低温时的氧化速度, 延长自然发火期。
3.3 压注阻化剂
采用阻化剂处理高温点和灭火时, 首先打钻测温并圈定火区范围, 然后从火区边缘向火源通过钻孔压注低浓度阻化剂水溶液, 逐步逼近火源进行降温处理。
通过调查通风系统发现, 在32012中工作面回风巷甩掉的40 m巷道与2405岩中巷二联络巷交岔口处原有多条老巷间产生裂隙, 造成采区漏风, 系统不稳定, 特采用压注阻化剂技术进行堵漏。
(1) 压注工艺。
在2405岩中巷二联络巷交岔口处采用长钻孔注入法进行堵漏施工, 其方法是沿煤层向上、向下打钻孔, 布孔原则是尽可能使煤体都能得到阻化处理。采取“五花眼”布孔, 孔径42 mm, 孔深3 m, 孔间距为0.8 m, 封孔后用压力泵注入阻化液。钻孔的方位、倾角要根据高温点的位置而定, 压注前首先将固体阻化剂按需要的浓度配制成阻化剂溶液, 开动阻化泵, 将药液吸入泵体, 再由排液管经封孔器压入煤体。
(2) 注液量。
注液量与注液控制范围的煤量成正比。
4 结语
鹤煤八矿32012中工作面采用“防注结合、以阻补漏”的综合防灭火预防措施, 从发现到消除工作面的高温点共用7 d, 高温点附近CO浓度从0.003%降到0。该技术使用方便, 效果明显, 对类似条件矿井开展防灭火工作有借鉴意义。
摘要：煤矿分层开采工作面中, 由于底分层开采工作面与采空区和老巷距离较近, 如果防灭火工作不到位, 容易造成采空区漏风, 进而引起煤炭自燃。在32012中工作面中采取“防注结合、以阻补漏”的综合防灭火措施, 解决了底分层工作面处理高温点的难题, 实现了工作面安全生产。
篇4：周防突工作总结
关键词：煤矿井下工作面区域；综合防突；措施
中图分类号：TD713.2 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）11-0175-02
我国煤炭资源储量丰富，20世纪煤炭在我国一次能源消耗构成中占比达到75%～80%，因此，煤炭在我国能源中的主体地位不会改变，对煤炭安全高效开采的研究仍然具有重要的意义。煤与瓦斯突出是指煤矿地下采掘过程中，在很短的时间内，从煤壁或岩壁内向采掘空间突然喷出大量的煤与瓦斯的现象，煤与瓦斯突出事故不但能够破坏井下设施、掩埋现场工作人员，还可能使风流逆转、瓦斯积聚，造成工作人员窒息死亡，甚至引起瓦斯爆炸事故，是井下严重的自然灾害之一。
方山矿二1煤新井前身是白庙集团方山矿二1煤新井，是方山矿的接替井，随着开采深度的增加，二1煤层的瓦斯含量和压力都在增加，据223勘探线钻孔瓦斯资料计算，甲烷含量变化梯度为54.93 m/m3/t.daf，百米增长率为1.82 m3/t.daf。据2010年3月河南理工大学提交的《河南平禹煤电有限责任公司方山矿二1煤层煤与瓦斯突出鉴定报告》，二1煤层的煤属于Ⅲ～Ⅳ类破坏煤体，煤层坚固性系数（f）为0.12～0.19，瓦斯压力为0.35～1.74 MPa，瓦斯含量为10.74～12.08 m3/t，鉴定方山新井二1煤层为突出煤层。
1 区域措施选取可行性分析
1.1 保护层开采可行性分析
二1煤层顶板岩层为大占砂岩平均厚度为11 m，无法开采。二2煤层下距二1煤层25 m，煤层厚度变化范围为0.10～0.23，不具备保护层开采的条件。二3煤层下距二1煤层34m厚度变化范围为0～0.31 m，平均厚度为0.08 m，不具备保护层开采的条件四4煤层下距二1煤层240 m距离过远起不到卸压的保护作用。一组煤包括一1～一8煤层，在二1煤层以下70m处，煤层赋存不稳定，只有局部可采，因此不选择一组煤作为二1煤层的保护层。
根据上述综合分析，二1煤层不具备开采保护层的条件，只能采用预抽瓦斯的方法进行区域瓦斯治理。
1.2 施工底板预抽巷道可行性分析
我矿水文地质条件较复杂，底板下伏有六个含水层，均属底板进水的灰岩岩溶裂隙含水层。底板直接充水含水层的富水性明显强于顶板含水层，开采二1煤时具有发生底鼓突水的威胁；但是由于近年通过施工疏水降压，底板承压水，水位不断降低，目前水压在2.6 MPa左右，经过计算和论证，采用低抽巷施工预抽煤层钻孔治理瓦斯具备可行性。
1.3 施工高位抽放巷可行性分析
根据矿井开采情况，二1煤层直接顶板多为泥岩及砂质泥岩，偶为粉砂岩或炭质泥岩，老顶一般为中粒长石石英砂岩（Sd），顶板水水量不大，对巷道施工影响不大，且顶板岩性好，便于顶板管理。因此，施工高位抽巷预抽煤层钻孔治理瓦斯条件较充足。
根据上述3种情况结合相关文件规定综合分析后，最后决定采用（底板）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施进行区域消突工作。二1-11061回采工作面瓦斯主要来源于本煤层、采空区。煤层瓦斯经采动影响后，下部煤層瓦斯涌入采场、巷道和采空区。
2 区域措施效果检验
2.1 相关规定
①根据《防治煤与瓦斯突出规定》55条规定：对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔30～50 m至少沿工作面方向布置1个检验测试点。测定残余瓦斯压力和残余瓦斯含量。②根据《防治煤与瓦斯突出规定》53条规定：在效检期间若打钻出现了喷孔，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100 m内的预抽区域判定为措施无效。③若煤层残余瓦斯压力<0.74 MPa，瓦斯含量<8 m3/t说明措施有效。
若煤层残余瓦斯压力≥0.74 MPa，瓦斯含量≥8 m3/t说明措施无效。继续采取区域措施消。
2.2 效果检验钻孔布置方式
二1-11061机巷效果检验钻孔布置方式：沿二1-11061机巷走向方向，每隔30 m布置3个效果检验点一个布置在巷道中部，另一个布置在巷道两侧轮廓线15 m范围内。
3 区域措施效果验证
3.1 相关规定
根据平禹煤电公司平禹通便[2010]37号便函要求和《防治煤与瓦斯突出规定》第75、76条规定：选用钻屑指标法和复合指标法进行工作面突出危险性预测（效检），预测（效检）两个指标分别为：钻屑瓦斯解吸值△h2、钻屑量S和瓦斯涌出初速度q。
①钻屑瓦斯解吸指标法（△h2），临界值定为干煤180 Pa（湿煤140 Pa）；即△h2<180 Pa无突出危险，△h2≥180 Pa有突出危险；②瓦斯涌出初速度（q值），临界值定为4.5 L/min；即q< 4.5 L/min为无突出危险，q≥4.5 L/min为有突出危险。③钻屑指标（S）临界值定为5 kg/m； 即S<5 kg/m为无突出危险，S≥5 kg/m为有突出危险。④若验证期间煤层钻孔中进行钻孔作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时视为具有突出危险性。
3.2 钻孔布置方式
沿工作面掘进方向布置三个验证钻孔，验证钻孔投影长度为10 m，3个钻孔均平行布置在工作面软分层当中，左右两帮钻孔终孔控制到巷道轮廓线外4 m，验证钻孔直径42 mm。
3.3 物探及超前探预测
在执行综合防突措施的基础上为保证消突工作安全进行和掘进及回采期间因地质构造突然出现变化造成的不良影响，首先利用瑞力波进行前探，了解工作面前方地质情况。然后在工作面执行深孔前探，掌握工作面前方实际地质情况，设计钻孔不少于3个，必须保证正前投影孔深不小于80 m，每执行一次超前钻探，允许进尺40 m，保留40 m超前钻探距。前探孔保证在100 m以上，每个循环保留40 m的超前距。在进行前探作业时，如果有迹象表明已经探到地质构造，就要马上中断钻探，汇合技术人员对构造情况进行综合评估并制定出相应的方案后方可恢复钻探工作。
4 应急救援
①发生煤与瓦斯突出后，调度室立即停止灾区的（监测电源外）所有生产电源。②发生突出后，人员立即带上自救器沿避灾路线撤离到新鲜风流中去，来不及撤离的，就近躲避到的压风自救袋下或避难硐室内。③跟班干部、瓦斯检查员和安监员负责组织好灾区人员的安全撤离工作，并及时向有关领导汇报撤离情况。④其他执行《矿井煤与瓦斯突出应急预案》。⑤所在区域内一旦发生灾害事故，负责组织遇险人员自救、互救、安全脱离险区和参加抢险救灾工作。
5 结 语
本研究以方山新井11061工作面为工程背景，对工作面的瓦斯地质情况进行了介绍，结合该工作面瓦斯压力大、含量高的特点，按照防突规定的要求，确定了该工作面的区域防突措施和局部防突措施，为了防止巷道瓦斯积聚，计算了满足要求的需风量，有力的保证了工作面的安全。
参考文献：
[1] 王兆丰.空气、水和泥浆介质中煤的瓦斯解吸规律与应用研究[D].徐州：中国矿业大学，2001.
[2] 国家发展和改革委员会.煤炭工业发展“十一五”规划[EB/OL].发展改革委网站，2007-01-22.
[3] 中国煤炭工业劳动保护科学技术学会.瓦斯灾害防治技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.
篇5：周防突工作总结
1 矿井概况
松藻煤矿位于重庆市綦江区, 始建于1958年, 现核定生产能力110万t/a, 属煤与瓦斯突出矿井, 开采二叠系龙潭组K1、K2b为保护煤层, 主采K3b煤层为被保护层。
2 突水情况
2.1 突水工作面概况
突水发生在该矿2316综采工作面, 对应地表无河流、水体, 标高208.2~140.1m, 开采K3b煤层, 煤层平均埋深540m, 倾角28°, 煤厚2.4m。采用ZYQS1700-14/31型掩护式液压支架支撑顶板, 移架步距为0.6m, 最大控顶距4.1m, 最小控顶距3.5m。于2009年4月开始回采, 2012年5月末沿走向已回采1628m, 回风巷剩余32m, 运输巷剩余42m, 工作面斜长185m。回采过程中, 控顶区域一直有淋水, 正常涌水量为5~15m3/h, 至“6.18”突水前控顶区后方采空区总涌水量220m3/h。2012年5月末, 工作面下普采段控顶区域涌水量增加到20m3/h, 给工作面推进造成较大影响, 决定在下普采段施工一条35m长的辅助巷, 弃采淋段。
2.2 突水经过
2012年6月18日, 工作面已停采18d施工辅助巷, 中班检修, 移动部分液压支架, 调试采煤设备, 跟班队长22:30在运输巷做下班汇报时, 发现运输巷下口涌水量突然增大, 水位迅速上涨。6月19日1:00最高水位线已至运输石门斜巷起坡点以上25m处, 涌水量900m3/h;6月19日1:30水位逐渐下降, , 6月19日10:30涌水量降至620m3/h, 14:30涌水量降至330m3/h, 6月24日涌水量降至320m3/h, 6月30日降至280m3/h, 7月2日降至260m3/h, 7月30日局部滴水 (图1) 。
2.3 水害治理
突水发生后, 矿立即采取以下治理方案:
(1) 在南二号运输石门安装2台水泵排水, 在下方2210-1运巷安设4台钻机向2316运输巷施工放水孔, 共8个, 加上原有12个钻孔, 共20个钻孔放水。
(2) 全天不间断清理运输巷煤粉, 防止放水孔堵塞。
(3) 突水点涌水量减小后, 清通运巷杂物, 修复受损设备, 最后正常回采结束。
2.4 突水造成的损失
工作面停产45d, 影响产量30100t, 部分单体支柱损失, 运输巷皮带电机及配电设备损坏, 直接、间接经济损失近1500万元。
3 突水原因分析
2316工作面发生突水时, 已正常推进1628m, 采空区内总涌水量随之增大到220m3/h。“6.18”突水峰水量900m3/h。该矿以前从未发生过如此大的突水, 初步分析, 是诸多因素共同作用的结果。
3.1 工作面所处位置
2316工作面东、南、北都是K3b煤层大面积采空区, 本工作面位于这个区域的最低点, 而下方 (西方) 煤层未开采, 地表水沿采动裂隙和塌陷裂隙下渗后, 一部分通过导水裂隙从工作面涌出, 另一部分则在离层裂隙中形成积水。当地表降雨后的下渗量大于涌出量时, 离层裂隙内的积水水位逐渐升高, 形成承压离层裂隙水。一旦导水裂隙与离层裂隙导通, 工作面就会发生异常涌水。由于工作面处于区域最低点 (图2) , 承压离层裂隙水的补给范围远远大于正常情况下地下水疏干的降落漏斗范围。经计算, “6.18”突水总量为179255m3, 前10d为78815m3, 这么大的涌水量, 不可能是工作面对应上方含水层裂隙水所能达到的, 只有区域较大范围的承压离层裂隙水越流补给才有可能。
3.2 断层
2316工作面西侧, 地勘钻孔揭露了F1断层组, 共10条断层 (表1) 。F1断层组各条断层都造成了对煤层的破坏。从剖面图上看, F1断层组断层面已进入到2316工作面所在区域的采空区上方 (图3) , 这些断层破碎带将采空区上方的离层裂隙相互连通。“6.18”突水时正值洪水期, 离层裂隙内赋存了大量积水且处于承压状态, 为本次突水创造了丰富的水源补给条件。
3.3 推进度
2316工作面正常推进速度为40m/月, 平均周期来压步距约15m, 于2009年4月初采, 至“6.18”突水时, 工作面推进1628m。由于运输巷往上48m处, 支架上方有淋水, 总涌水量达到20m3/h, 淋水将大量煤粉冲至运输巷桥转机头, 影响桥转机正常运转, 矿决定从运输巷往上掘一条斜巷与煤壁贯通, 然后弃采淋水段, 其间工作面处于停采状态, 停采18d。正常推进时, 18d可推进24m, 已大于周期来压步距。
矿压理论指出, 岩体在受压时常沿软弱结构面产生破坏底板较软时, 引起支架陷入底板, 导致顶板过大的下沉, 进而引起直接顶破坏加剧;推进速度放缓, 不利于顶板的稳定[1]2316停采18d, 顶板下沉条件符合这些理论的推定。由于工作面未推进, 控顶区域岩体在淋水作用下, 部分岩石被软化, 在顶、底板都形成了软弱结构面, 再加上周期来压时压力已传递到控顶区岩体。“6.18”突水当天, 中班移动支架时, 顶板则下沉加剧, 沿软弱结构面发生了断裂, 承压离层裂隙水沿断裂带裂缝形成泄水通道而发生了此次900m3/h的大型突水。
3.4“三带”高度
2316工作面位于二水平一区, 该区先采K2b煤层, 煤厚1.1m;然后采K3b煤层, 煤厚2.4m。根据“三下”采煤规程[3]计算, 开采K2b煤层的导水裂隙带高度约19m, 在K3b煤层底板中, 未进入顶板含水层;开采K3b煤层的导水裂隙带高度为66m, 已进入长兴组一、二段分界面。从“6.18”突水量看, 长兴灰岩内裂隙水在控顶区上方不足以产生这么大的水量;另外工作面已推进1628m, 导水裂隙已疏干了大部分长兴灰岩裂隙水, 长兴灰岩裂隙水最多不过是一小部分突水水源。除此之外, 只有长兴岩灰上部玉龙山组和飞仙关组离层裂隙水才有这么大的积水量。
“三带”是指垮落带、断裂带、弯曲带, 断裂带内岩层不仅产生垂直于层理面的裂缝或断裂, 而且产生顺层理面的离层裂隙, 弯曲带内存有少量的离层离隙[2]。离层裂隙常发育于软硬岩层的分界面上, 而长兴灰岩一、二段岩性相同, 离层不可能在此发生, 软硬岩层的分界面最容易产生岩层离层。从岩性组合关系来看, 最易形成离层裂隙的层位应是玉龙山组、飞仙组。因为玉龙山组一、二段以钙质泥岩为主, 其间夹泥质灰岩, 厚度134.52m;飞仙关组为泥岩、泥质灰岩、钙质泥岩、薄层灰岩等组合岩层, 地层总厚约180m。
根据岩石移动理论, 2316工作面正上方的离层裂隙由两个方面引起: (1) 本层上方相邻工作面2314开采后岩石移动线已进入2316工作面上方 (图3) ; (2) 本工作面开采时自身产生。“6.18”突水时, 涌水量在几十分钟内迅速增大到900m3/h, 12h后才减小到600m3/h, 说明顶板上方补给水量充足, 从另一方面也说明了离层裂隙水存在承压的可能性, 并且“三带”发育高度也远远超出了理论计算值。
为什么“三带”发育高度在2316工作面产生这种现象? (1) 该工作面有东、南侧有大面积采空区, 顶板上方岩层处于高应力区, 回采后顶板下沉值增大, 下沉速度加快; (2) 由于该工作面西侧F1断层组的存在, 它使工作面顶板在下沉时有可能沿断层破碎带整体位移, 更进一步加大了顶板下沉值和下沉速度。因此, 在这种特殊条件下, “三带”高度超高发育当属合情合理。
“三带”高度超高发育后, 在离层裂隙带内产生了大量承压离层裂隙水, 当导水裂隙波及到该承压水时, 突水则变成可能。当工作面正常推进时, 顶板周期来压, 导水裂隙正常发育, 离层裂隙水缓慢向采空渗透, 不会造成突水。“6.18”突水后, 采空区后涌水量基本保持一致, 就很能说明这一现象。当工作面遇特殊原因, “三带”超高发育时, 导水裂隙导通承压离层裂隙水, 导致突水, 初始突水时涌水量迅速增大, 又迅速减小, 然后再稳定一段时间, 最后逐渐减小甚至断流, “6.18”突水现象十分符合这一推定。
4 结论
(1) 工作面位于区域最低点, 为地下水汇集提供了场地条件。
(2) 周边采空区和断层组的存在, 将导致“三带”高度超高发育, 产生更多的离层裂隙水, 为突水创造了物质条件。但离层裂隙究竟能发育多高, 有待今后从理论和实践上进一步探索。
(3) 工作面停采18d, 导致顶板周期来压传递到控顶区, 移动支架后顶板沿软弱结构面发生异常断裂和下沉, 导水裂隙波及离层裂隙积水, 而离层裂隙水处于承压状态, 是造成突水的重要原因。
(4) 正常回采时, 承压离层裂隙水在采空区后方通过细小裂隙逐渐渗透;当工作面顶板超前断裂时, 在淋水作用下, “三带”超高发育, 沿软弱结构面发展成为出水通道, 从而发生突水。
参考文献
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[2]袁亮, 葛世荣, 黄盛初, 翟德元, 等.煤矿总工程师技术手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2010:862~863.
篇6：周防突工作总结
摘要：本文分析了田坝煤矿二号井从1994年至2004年10年间先后发生过的15次瓦斯动力现象以及突出伤人事故的基本原因，提出了解决问题的方法和对应措施。
关键词：煤矿；防突；工作；开展
1概述
1.1矿区地理位置及地质概况
田坝矿区位于云南省宣威市田坝镇。田坝煤矿二号井开采羊场矿区向斜东北端的五、六、七井田深部煤层，走向长14.8公里，倾斜宽平均0.7公里，面积为8.14平方公里。煤系地层属上二叠统宣威煤组，可采煤层4--12层，煤层总厚3.8--12米，煤层倾角30--80度。煤的工业牌号为肥焦2号及主焦煤，低磷、低硫、高发热量、中灰至高灰的难选、极难选煤。采区内围岩以泥岩及粉砂质泥岩为主，易于风化，断层多、岩体局部破碎，遇水容易彭胀，矿压显现较为明显。
1.2矿井瓦斯、煤尘及水文情况
二号井原设计为瓦斯矿井，经几年的开采矿井涌出量增大，经矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，随着开采深度增加，发生过几次煤与瓦斯突出现象，2002年鉴定批准为煤与瓦斯突出矿井。
1.3通风瓦斯情况
二号井通风方式为分区抽出式，副立井和主斜井为主要进风井，下一、下二、下四采区和七采区采用独立风井回风。各采区主要通风机均为双回路供电，共有八台主要通风机，其中下一采区为BD-Ⅱ-8- No19，下二采区为4-72-11No20B，下四采区为BD-Ⅱ-8- No21，七采区为4-72-11No20B，电机功率：下一采区2×132Kw，下二采区210kw，四采区2×132Kw，七采区155kw，矿井等级孔为3.376m2。矿井总进风量为6660m3/min，总排风量为6787 m3/min。各采区布置了专用回风巷，所有采掘工作面、井下炸药库、井下充电硐室均实现了独立通风，各采区、采掘工作面的风量、风速符合供风标准要求，没有不合理通风。杜绝了盲巷的存在，所有密闭严格按规定管理。通风系统合理、稳定、可靠。矿井瓦斯绝对涌出量为37.82 m3/min（抽排10 m3/min）。
1.4发生瓦斯突出情况
1994年2月15日在四采区1602溜子石门揭穿K14+1煤层时发生投产以来的第一次煤与瓦斯突出，至2003年12月共发生煤与瓦斯突出15次，分别发生在K2+1、K9、K11、K13+1、K14+1、K16、K16+1、K27煤层，最大一次突出发生在下二采区中运输石门揭穿K11煤层时，突出煤量200t、瓦斯2843m3。之后未发生过动力现象。
2发生煤与瓦斯突出的原因分析
2.1对煤与瓦斯突出的认识过程
二号井在四采区1602溜子石门揭穿K14+1煤层时，施工方法采用同往常一样的方法正规打眼放炮作业。放炮后发生煤与瓦斯突出，突出后涌出大量瓦斯半小时内1000多立方米，抛出煤渣达80多吨，当时全矿上下对突出慨念认识不清，不知道下一步应该怎么办。只知道以后要按照《煤矿安全规程》规定采用长期采用打钻探测，没有科学的检测手段，从领导到职工对防突都未引起重视。到2000年后开始对二采区下部进行延伸。在刚施工上部车场时揭穿K27煤层放炮后就发生大量瓦斯涌出情况，矿井掘进头被迫停止施工。先采用钻机打探眼，探眼有没有喷孔现象作为预测煤层有无瓦斯突出危险的标准。一直执行到2002年4月4日施工下二采区中区段运输石门，揭穿K9煤层进入其底板岩层后打钻，没有发生喷孔现象后，开始正常掘进。4月4日夜班放炮后揭穿11煤大量瓦斯在动力作用下涌出，导致当时在该巷道及其回风流巷道中施工的11名职工受伤。
经过这次事故后，全矿上下开始有一个清楚的认识，不能以打钻有没有喷孔作为判断煤层会没不突出危险的标准。。
2003年开始与重庆煤科院接洽进行防突研究相关工作。
2004年2～4月，煤炭科学研究总院重庆分院对二号井下二采区埋深643m的K9煤层进行了相关参数测定，测定结果为：瓦斯压力3.53MPa、瓦斯含量13.30m3/t、透气性系数1.4032m2/MPa2.d，百米钻孔瓦斯涌出为1.903-2.811m3/min.hm，钻孔流量衰减系数为0.0412d-1-0.0443d-1，属于可抽放煤层，煤层坚固性系数为0.33、瓦斯放散初速度△P为12、超前排放钻孔有效作用半径为0.4m。其它煤层待测。
2.2发生煤与瓦斯突出的原因
2.2.1领导重视程度不够，缺乏学习，专业技术人员、职工不知道瓦斯突出的相关机理和防治方法。
2.2.2对煤与瓦斯突出的危害认识不到位，引起高度重视程度不够。
2.2.3没有制定切实有效的防突措施，防突装备落后。
3突出矿井管理
3.1组织管理：
3.1.1认真落实各级人员的责任制
矿长对防突管理工作负全面责任，应定期检查平衡防突工作，解决防突所需的人、财、物，保证防突工作的实施；矿总工程师对防突工作负技术责任，负责组织编制、审批、检查防突工作规划计划和措施，副矿长负责落实所分管的防突工作，安监处长负责监督检查。
矿各职能部门负责人对本职范围内的防突工作负责。
队、班组长对管辖内的防突工作负直接责任，防突人员对所在岗位的防突工作负责。
3.1.2建立严密的组织机构和专业队伍
矿设置专门机构，负责掌握突出动态和规律，填写突出卡片，积累资料，总结经验教训，制定防突措施。
3.1.3充分发挥各部门在防突工作中的作用
矿井在编制年度、季度、月度生产建设计划的同时，必须编制年度、季度、月度的防突措施计划。
3.1.4建立健全各项规章制度
编制各部门、各层次人员的防突责任制；打钻、抽放、防突管理办法、制度，矿井防突实施细则及相应各工种操作规程，建立防突奖惩制度
3.2技术管理
3.2.1认真执行“四位一体”的综合防突措施，开采突出煤层时，必须采取包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施的“四位一体”综合措施。在采取防突措施时，应优先选择区域性防突措施，如果不具备区域防突条件时，必须采取局部防突措施。
3.2.2编制突出煤层防突的专门设计
新建礦井的初步设计或有突出矿井新水平，新采区设计中对突出煤层都必须编制防突的专门设计，优化采掘布署，减少防突工程量和瓦斯灾害的机率突出矿井的巷道。
3.2.3把好防突措施的各个关口
各防突头面必须制订专门防突措施，防突措施的编制、审批、贯彻、执行、监督、检查工作，必须遵守《防治煤与瓦斯突出规定》。
3.2.4加强对防突现象的总结、分析：每次发生突出后，矿防突机构指派专人进行现场调查，收集资料，填写突出卡片，进行原因分析和事故追查；矿地测部门和防突专门机构一起绘制各突出煤层瓦斯地质图。
3.2.5依靠科技进步搞好防突工作
针对防突的难点、疑点，组织工程技术人员和工人协同攻关，每年在制定矿井科研计划时，要以防突为重点，并装备先进的防突抽放瓦斯监控设备仪器、仪表。
3.3现场管理
3.3.1搞好现场人员培训
突出矿井的职工，凡是从事井下作业的人员，都必须接受防突知识培训和自救、互救知识培训、熟悉突出的预兆和防突的基本知识，经考试合格后方准上岗。
3.3.2加强防突措施的施工管理
3.3.2.1加强防突措施施工人员的职业道德教育和技术技能培训
3.3.2.2施工现场应有必备的施工牌板，如防突措施牌、防突控制牌、突控点等
3.3.2.3加强监督检查和指导，及时处理
3.3.3加强瓦斯地质工作
篇7：周防突工作总结
1 岩层移动理论分析
一方面, 煤层在开采之后, 上覆岩层会基于直接顶开始, 自下而上受到变形, 进而导致岩层的原始状态产生改变, 在置入起始移动及稳定运动的状态下, 基于下沉过程及冒落过程, 会有两种裂隙产生:
( 1) 离层裂缝。即为基于下沉期间, 岩层在层和层理之间产生的岩层裂隙。此类裂隙主要是因层厚及岩性的差异, 进而倒置岩层引发不平衡而引发的。
( 2) 穿层裂隙。此类裂隙主要是基于下沉期间, 岩层因发生断裂、弯曲等状况进而引发的。
另一方面, 以矿压理论为依据, 基于煤层开采之后, 基于顶板岩层会有冒落移动状况发生, 在上覆岩层下沉稳定之后, 上覆岩层采动裂隙区可细分为两类部分: 其一为竖三带; 其二为横三区[2]。在工作面逐渐往前推进的条件下, 横三区会进一步向前产生移动。
除此之外, 基于煤层开采过程中, 所产生的两类裂隙是非常明显的: 其一为破断裂隙; 其二为离层裂隙。基于工作面推进过程中, 开切眼会慢慢变大。在工作面开采距离逐渐扩大的基础上, 处于发育期间的采空中部离层裂隙会逐渐表现为压实状态。与此同时, 对于采空区的上侧和下侧来说, 会在受到煤壁支撑的影响下, 使离层裂隙依旧处于发育状态。如此一来, 采空区附近便会有单独的离层裂隙发育区形成, 并且这个发育期是连通的。
2 采面瓦斯的流动及其分布规律分析
2. 1 煤层中瓦斯分布规律
基于国内高瓦斯矿井的具体涌出情况来看, 成煤斯的一些特征及构造均与高瓦斯矿井的分布及生成存在密不可分的关联性。在瓦斯当中, 煤体属于蓄积层部分, 其主要基于煤系地层分布。因岩石覆盖能力较差, 同时在吸附瓦斯方面的性能较弱, 这样便使得岩石中封当中的瓦斯大多数经附件煤层进行转移, 进而储集起来。
2. 2 采面瓦斯涌出规律
对于综采工作面瓦斯涌出规律来说, 在近年来产生了比较大的改变, 这主要是由于工作面不断向前发展。为了使工作面生产的高效性及安全性得到有效保障, 实施行之有效的瓦斯安全治理技术显得非常重要。基于整体层面来看, 瓦斯安全治理需具体需完善的内容如下:
( 1) 对工作面推进速度合理控制。基于工作面长度适中的状态下, 保证工作面推进速度“快”的特点非常重要。倘若瓦斯涌出来比较大, 使工作面瓦斯治理难度增大, 则需以工作面瓦斯的具体情况为依据, 进而对工作面的推进速度合理控制。
( 2) 对工作面来压的瓦斯治理进行强化。主要是针对工作面首次来压以及周期来压两方面的瓦斯采取强化治理措施[3]。在这两方面来压的情况下, 极易致使工作面老空区瓦斯排出量大大增加。在工作面瓦斯涌出量大大增加的情况下, 便会对工作面的安全生产造成较大程度的影响, 所以需基于工作面来压过程中, 对瓦斯的监测及通风管理进行强化。另外, 在有必要的情况下, 还需对推进的速度稍稍减缓。
( 3) 基于地质构造带中对瓦斯涌出量进行合理增加。对于工作面地质构造带来说, 在应力上显得较为集中, 属于瓦斯含量偏高的区, 工作面过构造带的情况下, 会使工作面瓦斯的涌出量大大增加。所以, 需对工作面的内部构造情况进行探查核实, 基于工作面综采前期采取有效策略, 以此使工作面生产的安全性得到有效保障。
( 4) 针对煤层变厚采取有效处理措施。在煤层厚度产生较大程度变化的情况下, 尤其是煤层厚度大大增加, 则会使工作面瓦斯的涌出量大大增加。因此, 针对这一状况需采取有针对性的处理措施。
2. 3 采空区瓦斯流动规律
从工作面围岩角度以及附近煤层角度而言, 采空区属于应力释放区。基于起始压力的影响下, 附近瓦斯会经裂隙从而大量地朝采空区涌入。在通风动力的作用下, 会导致工作面与采空区两侧有较大的压差形成; 在风流的影响下, 便会对瓦斯起到带动作用, 从而使其朝向低压端发生流动。对于瓦斯的密度来说, 大概是空气密度的二分之一, 由于受到空气浮力的影响, 会导致瓦斯向上发生移动。
3 高突矿井综采工作面瓦斯治理技术的具体实施探究
3. 1 对工作面的配风量进行合理选取
对于采面配风量来说, 会对瓦斯的涌出量产生一定程度的影响。为了使采面瓦斯涌出量得到有效控制, 便需要保证配风的合理性。对于采面上隅角瓦斯来说, 在供风量处于临界值状态的情况下, 浓度会减小, 倘若对供风量进行加大, 那么瓦斯的浓度不但不会减弱, 而且还会有所提高[4]。因此, 对于矿井而言, 便需要以不同的煤层瓦斯为依据, 结合多年的工作经验, 对与矿井综采工作量相适应的配风量就爱亿选取, 从而使瓦斯的治理效果得到有效提升。
3. 2 合理选择高位抽排巷层位
基于高位巷对离煤层进行布置时, 倘若过于接近, 则在抽放过程中会使大部分的空气和瓦斯被一并抽出, 如此一来便会使抽放瓦斯的浓度大大降低, 进一步会使工作面的漏风率大大增加, 同时使采空区自然发火率大大增加。倘若与煤层距离甚远, 那么岩层在整体上便会出现下沉的状况, 无瓦斯通道, 便难以将瓦斯抽离出来。但是, 基于裂隙带内部, 因岩层下部岩石存在垮落状态, 便会进一步引发离层以及断裂等风险, 彻底发育的水平裂隙便为瓦斯抽放形成了一个比较优良的通道。因此, 裂隙带为布置高危抽排巷的最优层位。
3. 3 基于上隅角瓦斯治理采取的有效策略
在工作面发生移动的情况, 因此受到风巷充填不够结实的影响, 极易引发漏风等故障, 大部分的瓦斯在回风巷沉积, 会在风向的作用下向工作面涌入, 进而使上隅角瓦斯产生积聚, 最终使生产的安全性受到影响。为了使上隅角瓦斯积聚的发生得到有效避免, 可选取后退式设置, 对插软管进行封闭, 进而抽放上隅角瓦斯。
在工作面向前推进的情况下, 把抽放软管在采空区上风巷部位进行预埋, 软管一头向上隅角深入, 然后封闭1m ~ 2m, 管口部位需保留≥3m3的空间[5]。对于对一头来说, 需和风巷抽放管路连接起来, 然后采取抽放措施。另外, 对于在踩空区上隅角埋设的软管需采取绳吊至巷道的顶部位置, 以此使抽放的效果得到有效提升。
3. 4 顶板钻孔、钻场抽放有效措施
一方面, 对于顶板钻孔抽放来说, 为了提高有效性, 需对低位钻孔加以利用, 进而完成对采面隅角瓦斯的抽放; 同时, 对高位钻孔加以利用, 对采面顶板裂隙外伤采取抽放措施[6]。另一方面, 在顶板钻场抽放当中, 可基于回采工作面岩层裂隙带对高位钻场进行布置; 并以实际情况为依据, 对煤层与各个矿的垂直距离加以明确。基于高位钻场打钻抽放采空区岩层裂隙带瓦斯, 以此使采区区瓦斯从工作面涌出的状况得到有效降低。
4 结语
对于矿井生产来说, 一方面需确保生产的高效性, 另一方面需确保生产的安全性。就从矿井生产的安全性来说, 瓦斯便是一大重点威胁因素。因此, 基于煤矿综采工作面中做好瓦斯的治理工作便显得极为重要。通过本文的探究, 认识到综采工作面瓦斯的治理需从多方面加以完善, 包括对工作面的配风量进行合理选取、合理选择高位抽排巷层位、基于上隅角瓦斯治理采取的有效策略以及基于顶板钻孔、钻场抽放采取有效措施等。相信从以上方面加以完善, 高突矿井综采工作面瓦斯治理工作将能够得到有效完善, 进一步为煤矿综采工作高效、安全生产的实现奠定坚实的基础。
摘要：近年来, 在我国煤矿开采工程规模逐渐扩大的背景下, 一些高瓦斯矿井开采的深度也逐渐增加, 同时, 开采强度也逐渐增大。显然, 在这些因素的影响下, 会对煤矿开采的安全性带来较大的隐患。本文在分析岩层移动理论的基础上, 进一步分析了采面瓦斯的流动及其分布规律, 最终, 对高突矿井综采工作面瓦斯治理技术的具体实施进行探究。
关键词：高突矿井,综采工作面,瓦斯治理
参考文献
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