防突问题

2024-10-09

防突问题（精选7篇）

防突问题篇1

摘要：煤炭作为我国最重要的能源之一, 关系着我国整个国计民生的大问题。近年来煤炭生产过程中安全事故频发, 严重危及了煤矿工人的生命安全以及煤炭产业的健康发展。因此, 做好煤矿防突工作显得十分紧要。由于法治不完善和历史原因, 我国煤矿防突工作还存在相当多的问题。本文根据煤矿防突工作中的常见问题提出完善我国煤矿防突工作的对策, 使防突工作更加符合我国国情, 为煤矿产业安全发展提供参考。

关键词：煤矿安全,防突工作,对策

0 引言

煤矿产业随着经济的发展也在不断蓬勃发展, 煤矿防突工作成为当今煤矿产业改革的重要部分, 是减少矿难发生、维护社会稳定和经济健康发展的需要, 是对百姓生命财产安全的保障, 也是维护社会可持续发展的前提, 是构建社会主义和谐社会的保障。我国当前煤矿行业事故存在频繁、伤亡多、性质恶劣以及损失惨重等特点, 对整个工业乃至国家的形象产生了不良影响。由于煤田地质构造比较复杂, 煤层极不稳定, 尽管采取了瓦斯突出预测、消除瓦斯突出措施、消突措施效果检验和安全防护措施“四位一体”防突措施, 每年仍要发生很多煤与瓦斯突出事故。因此, 煤矿防突工作研究成为我们必须关注的问题, 需要我们提高警惕, 解决防突工作中出现的问题。

1 我国煤矿防突工作中常见的问题

1.1 防突钻孔施工验收不符合规定

防突钻孔施工是“四位一体”综合防突措施中最为关键环节, 其目的在于一旦出现突出预兆时, 采用向工作面前方煤体深部施工钻孔使地应力和瓦斯充分释放并增加煤体的强度, 从而达到防突的效果。但是, 由于种种原因, 我国煤矿防突措施无法落实, 施工操作不规范。

1.2 预测或效检给定的允许进尺距离执行不力

目前最科学、最有效的治理突出事故的措施当属“四位一体”综合防突措施。其中的预测或效检是关键, 其给定的允许进尺距离是经过科学验证的, 严格执行能够有效地防止突出发生。但是, 煤矿企业为了追求速度有意识的超掘, 突出发生的概率大大增加。

1.3 地质把关不力导致误揭煤层

统计资料显示, 煤与瓦斯突出发生几率最大发生在揭煤阶段。导致揭煤阶段突出频发主要原因是对煤层地质了解不够透彻, 造成误揭。

2 我国煤矿防突工作中存在问题的原因

2.1 煤矿企业安全资金投放不足

解放初, 我国工业基础比较薄弱, 设备、技术、人员素质等整体相对落后, 因此, 我国煤矿企业效益长期以来一直比较差, 长期以来需要国家投入巨额资金进行补贴。随着市场经济的发展, 煤矿企业逐渐市场化, 国家减少了对煤炭企业的补贴。一些小煤矿国家疏于管理, 各地小煤矿雨后春笋般涌现, 这些小煤矿设备非常简单, 除去必要的生产设备, 安全设施投入少之又少, 事故频发也在情理之中。加之市场化后, 煤矿企业之间竞争上升, 煤炭价格持续下降, 煤矿企业效益进一步降低, 煤矿安全资金投放严重不足。

2.2 煤矿企业防突管理水平较低

和基础设施投入不足同时存在的还有, 煤矿企业防突管理水平也相当滞后。煤矿行业基于其特殊的工作环境, 自古就是以艰苦、危险性高著称, 加之收入水平较低, 煤矿行业往往很难留住高端人才, 就是普通员工也大都不愿意久留。而大多企业为了控制成本, 大量使用文化素质较低的农民工, 对新人的岗前培训也没有给予必要重视。这些员工对安全生产以及自我保护缺少必要的认识, 容易违章操作, 导致严重的安全事故, 这些人即使事故的受害者, 同时也是肇事者。

2.3 防突制度不落实

回顾煤矿企业的发展, 国家在制度层面上不断地制定相关法律政策来规范行业发展。从表面上看来, 许多管理制度制定的特别严密, 责任划分十分明确, 但是之所以“一通三防”事故还是时有发生, 真正的原因就是制度没有得到切实的落实。不少企业管理人员表面上对“一通三防”十分重视, 但当其与生产环节相冲突的时候, 就会把“一通三防”放到次要地位, 为生产让道。实际上架空了“一通三防”的重要性, 防突工作的相关部门无法坚持原则大胆管理, 为顾全生产不得不委曲求全, 给事故的发生埋下了隐患。

2.4 对事故责任者处罚不力

越是发达, 文明程度越高的国家, 对公民的生命健康保护就越有力。这些国家普遍对工伤工亡要求给与十分可观的经济赔偿, 同时对直接责任人给与严重的处罚, 这样安全成本大大提升, 企业不得不强化自身的安全管理。然而, 在我国尚未建立行之有效的工伤赔偿制度, 不仅赔偿数额低, 执行起来更是难上加难, 很多小煤矿干脆不执行, 出现安全事故人员伤亡, 随便赔点钱了事。归根结底还是国家对事故认识者处罚力度不够, 企业安全成本太低, 有些企业不惜铤而走险。

3 改善我国煤矿防突工作的对策

由于基础薄弱, 煤矿防突工作缺乏历史经验。现行的管理体制也是在实践中渐渐摸索出来的, 因此缺乏成熟的模式, 出现种种问题也在所难免。在不断总结实践之中出现的各种问题, 我们逐渐完善体制。根据多年的工作经验, 笔者认为应当从以下方面完善相关防突制度建设, 提高防突实效。

3.1 健全法律体系

《煤矿法》和《矿山安全法》作为我国煤矿安全生产方面的主要法律依据, 已经明显滞后于新的煤矿防突工作的需要。由于立法当时的经济制度环境, 当时的立法存在相当的漏洞, 执法主体不确定, 甚至法律法规之间还存在冲突。因此, 健全法律体系势在必行。应该出台相关实施细则, 以法条的形式明确执法主体。是煤矿防突工作有法可依。

3.2 推动安全制度建设

制度可以改变一切, 好的制度能使得一切工作井然有序, 相反, 制度不完善的社会总是和各种矛盾相伴相随。煤矿防突工作当然离不开完善的煤矿安全制度建设。因此, 首先要完善煤矿企业自身内部安全制度建设, 使得企业充分认识到安全生产的重要性, 切实把安全生产落实到生产的各个环节, 保证生产安全。同时, 也要建立严密的国家监督体系, 严厉打击安全不达标的企业, 坚决予以整改, 达标才能生产;对违法规定, 造成严重后果的给与严厉惩处。同时, 政府要加强对安全监督人员的监管, 各职能部门之间互相监督, 促成和谐发展。

3.3 树立以防为主理念

古人就教导我们“防患于未然”、“防患胜于救灾”, 事故发生后的抢救措施, 是最后的救济手段, 不是解决防突的根本所在。必须树立以防为主的理念, 把煤矿突出预防工作置于工作的首位, 贯穿与整个工作之中, 将突出事故截留在未发生状态。哈登的能量意外释放论中所指出的, 在意外能量释放之前, 转移事故主体避开事故发生过程中所释放的意外能量也可以避免安全事故的发生。还有, 要定期进行防突思想教育, 让每一个从事煤矿工作的人员提高警惕, 时刻提醒自己安全生产、预防事故、安全第一的理念。

参考文献

[l]陈红.中国煤矿重大事故中的不安全行为研究[M].科学出版社, 2006 (9) .

[2]冯素明, 郭俊峰.用行为科学理论分析煤矿事故的起因[J].煤炭技术, 2000 (3) .

[3]郭玉森, 吴传始.矿难频发的原因分析及其对策的研究[J].煤矿安全, 2005.

[4]刘伟娜, 汪代全.矿难的经济学分析[J].甘肃农业, 2O06 (11) .

[5]张平, 王雪峰, 陈丽新.我国煤矿安全管理的立法思考[J].中国国土资源经济, 2008 (7) .

防突问题篇2

一、目前煤矿防突工作中存在的问题

1. 区域验证或效果检验允许进尺实际测量不一致。

区域验证和效果检验是“四位一体”综合防突措施中关键的环节, 经区域验证或效果检验后在允掘允采进尺内的采掘活动是相对安全的。在煤矿现场管理中, 易忽视的问题是区域验证或效果检验通尺在实际测量中存在不一致的情况, 即验证锁牌至迎头距离在实际测量中存在误差, 其误差大小取决于测量起始点的选取位置 (锁牌边缘或中间) , 或因此造成超采超掘情况。

2. 工作面防突设计与现场实际脱节。

突出矿井工作面必须编制专项防突设计, 防突设计是指导工作面防突工作的技术措施。其编制依据该工作面的地质情况, 区域验证孔必须控制工作面揭露的煤层全厚。在现场工作中, 煤层变化情况较快时, 防突设计会出现与现场地质不符的情况。而防突员根据现场经验进行的区域验证或效果检验难免出现纰漏, 造成区域验证或效果检验不符合要求, 从而使其失去指导意义。

3. 地质把关不力造成煤层误揭。

据相关资料显示, 揭煤是发生煤与瓦斯突出事故几率最大的环节。因此, 超前探就显得尤为重要。没有严格意义上的超前钻探或物探对于煤矿防突而言无异于失去了一双眼睛, 因此超前探也是防突工作中的重要组成部分。之所以揭煤阶段会出现大量的突出事故, 其原因主要在于没有对煤层地质情况进行深入了解, 进而造成误揭情况的出现。

二、煤矿防突问题出现的原因分析

1. 防突管理整体水平低。

从行业角度来看, 煤矿行业处于高危工作环境中, 由于近年来经济形势持续低迷, 煤矿从业人员收入普遍比较低, 煤矿行业将很难留住高端人才, 而且多数普通员工也不愿意长期处于这样的环境中, 煤矿企业人才储备与人才培养得不到持续化。从管理角度来看, 防突现场管理不够规范, 表现在防突工作不细致, 防突标准相对粗放, 没有在细节上把关, 造成执行偏差。

2. 防突设计的修改不及时。

防突设计必须紧跟工作面地质情况变化情况进行修改, 才能指导现场的防突工作, 而不能单纯依靠现场防突员的经验进行诸如区域验证或效果检验工作。另一方面通防技术人员配置问题也是技术上跟不上的一大原因, 经济效益差导致煤矿从业人员锐减, 通防人员数量尤其是技术人员数量得不到保证, 使得相关技术工作不能有序开展。

3. 防突受地质专业影响大。

防突与地质有着紧密的联系, 地质情况如果不能及时掌握, 防突工作就无法有效开展。因此防突与地质的关系是相辅相成的, 做好防突地质工作很有必要。

三、煤矿防突工作中问题的改善对策

通过以上分析发现, 防突工作暴露的问题有些是客观的, 受到国家政策和大的经济形势影响;也有些是主观的, 是需要煤矿管理人员重视并加以解决的:

1. 推动通防工作精细化发展。

在把握防突工作大局的前提下, 对防突工作进行精细化分配管理必然使得防突工作的有效性得到提高。比如, 可以在防突制度中明确防突牌板填写责任归属、防突锁牌管理责任人以及锁牌测量位置, 使防突工作更加易于执行和管理。另外, 必须确保防突工作如区域验证、效果检验等的真实性, 杜绝弄虚作假。

2. 重视防突技术监管。

矿井防突技术监管不能单纯依靠上级单位的监管监察, 应加强自身的监管力度, 提高防突技术资料的可靠性, 使防突技术工作严格按照有关规定执行。对于地质情况变化较快的工作地点, 可根据现场实际情况总结煤层变化规律, 据此制定相应的防突措施。同时, 矿井防突技术工作有些必须由有资质的第三方机构进行, 矿井自身必须认真把关, 使其真正能够指导矿井防突技术工作, 而非盲从。

3. 强化突出矿井地质基础工作。

矿井要加强地面物探与井下钻探相结合的地质构造探测工作, 开展以控制煤层层位、控制地质构造、防止误揭煤层为重点的防突地质基础工作, 在强化井下钻探的同时, 积极开展多样化物探、精细三维地震勘探、地质测量预警等技术攻关, 提高地质预测预报准确率, 避免地质工作失误造成突出事故。

四、结语

煤矿防突工作是煤矿安全管理的重要环节, 不仅应从机制建设方面把握防突工作大局, 更应从细节入手做好防突基础管理。重视矿井防突技术监管是为了减少或杜绝防突技术工作中存在的纰漏, 使企业自身有过硬的防突技术作为支撑, 同时与地质专业密切结合做好防突地质基础工作, 使得防突工作能更有效地指导矿井安全生产, 真正成为煤矿企业安全的一面屏障。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局.国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009

平巷揭突出煤层综合防突工法篇3

1 工艺原理

在揭煤工作面用钻机打抽放孔、抽放孔一定要打到巷道轮廓线以外的一定距离用抽排泵和通过抽排管路把煤层内抽出的瓦斯排入该区域总回风道、而后向钻孔内注水, 使煤层中残存的瓦斯被水吸收。这样使巷道有突出危害的区域形成应力集中峰值下降区、防突参数指标达到临界值以下处在无危险安全区。

2 工艺流程及操作要点

平巷煤与瓦斯突出煤层抽放瓦斯和揭煤综合防突工法工艺流程主要包括超前探测、预测预报、防突措施、效果检验和震动爆破揭煤五个部分、分别距煤层法距10~15m, 距煤层法距7m、距煤层法距5m、距煤层法距1.5~2m处采取措施。在距煤层法距10~15m处、施工不少于3个探测钻孔、一是探明煤层距工作面的位置及煤层的产状、二是利用该探孔来观测瓦斯压力、并取样测定瓦斯放散初速度和煤层的坚固性系数、△h2值。从而计算综合防突指标D值、K值, 最后将孔用水泥、黄砂、黄泥。在工作面距煤层法距分别为7m、5m、1.5~2m布置测试孔、预测孔数量不少于5个、首先取样检测软分层煤的瓦斯放散初速度△P、软分层煤的坚固系数f、KB值、△h2值在利用预测孔测定瓦斯压力, 最后计算综合防突指标D值、K值。在布置抽放孔之前要详细调查和分析该区域煤层突出危险性的大小, 瓦斯含量的高低, 根据实际情况合理布置抽放孔数量, 并要严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》中要求, 区域防突抽放孔抽放范围必须达到巷道轮廓线上部及两帮以外12m, 下部为6m以外, 孔径不小于75mm, 局部防突抽放孔抽放范围 (即5m、1.5~2m处) 巷道轮廓线上部及两帮以外5m、下部为3m。孔径不小于75mm、终孔孔距不大于6m。

3 瓦斯抽放

1) 首先将抽排泵安设在入风的硐室或巷道中、型号选择2台ZBE1305—1BD3型水环真空泵、电机功率90KW、额定流量60m3/min。抽排泵一台运转一台备用。2) 根据抽排泵的性能合理选择抽排管:D=0.1457 (Q混/v) 1/2=0.1457 (20/15) 1/2=168mm、选用￠219mm抽排管。3) 抽排管直径确定后负压侧连接工作面、正压侧铺设进入总排风道。

4 抽放孔注水

当煤层中瓦斯抽排量达到抽放设计值后、再向煤层中用高压注水方法来吸收煤层内残存的瓦斯。

4.1 注水泵采用2BZ—40/2型脉冲式煤层注水泵进行作业

在注水前首先预埋注水管、封孔、封孔的目地是形成由浆体包襄工作管具有严密密封性的浆体固化段, 为保证浆体在注浆封孔过程中能有效地充满待封钻孔段和确保浆体对工作管的包襄及浆体对工作管与钻孔之间空隙的填实, 需对钻孔工作管进行预处理, 处理方法如下:1) 工作管前端应捆扎棉纱或布条, 捆扎棉纱或布条是为了防止注的浆体进入工作管前端造成工作管堵塞, 捆扎好的棉纱或布条呈马尾状, 应避免将棉纱或布打捆扎成一团, 造成送管困难。2) 捆扎好的棉纱距工作管端头的距离应大于0.5m, 防止由于棉纱对钻孔堵塞不严密造成注浆过程中少量浆体渗漏堵塞工作管。3) 注水时, 由于注水压力高, 因此采用50mm钢管作为工作管, 钢管距孔口不应小于0.5m, 总长度不小于5.0m。

4.2 工作管的埋设

将预处理好的工作管送入钻孔内, 在送管过程中应避免将工作管向外拉, 工作管送到钻孔内预定位置后应将工作管旋转的同时稍微向外拉, 以促使棉纱成团将工作管端头与钻孔非封孔段隔开, 形成防止注入钻孔内浆体流入非封孔段的密封段。

4.3 孔口处理

在工作管埋设好后, 将注浆管 (其中的一端连接在泵的出口上) 送入钻孔内, 其送入长度不应小于0.5m, 注浆管送入钻孔后, 用棉纱将工作管、注浆管孔口段堵塞, 其长度不应小于0.2m, 避免在送浆过程中封孔段内浆体压力升高将注浆管向外推出, 如注浆管仍被向外推出, 在钻孔孔口采用木楔襄缠绵纱将工作管和注浆管楔紧, 以保证能将浆体压注到钻孔的深部。

4.4 封孔用水泥稠浆的配制

1) 封孔用水泥浆用量的确定。封孔水泥浆用量的多少采用下式计算:G= (V1—V2) ×K×γ

式中:G—封孔所需水泥浆的质量

V1—封孔段长度范围内钻孔的体积

V2—封孔段长度范围内工作管的体积

K—富裕系数K=1.2

γ=封孔用水泥浆的密度,

水泥∶水1∶0.4时, 水泥浆密度γ≈2 T/m3

2) 水泥及清水用量的确定。根据实际使用情况及试验测定结果表明, 具有良好封孔效果水泥稠浆的水灰比为:硅酸盐水泥, 水泥∶水=1∶0.4

配制上述质量为G的水泥稠浆所需水泥及清水用量为:硅酸盐水泥:水泥用量:G灰=G/1.4。清水用量:G水=G-G灰

4.5 封孔操作方法

拉起离合器手柄使离合器处于接合状态, 此时注浆泵开始工作, 搅拌机内的水泥稠浆被吸入送浆泵, 经过加压后由注浆管注入待封钻孔内。1) 待封孔钻孔内水泥稠浆压力上升, 待封钻孔孔口有水泥浆返出或孔口封堵棉纱被推出钻孔外时, 封孔长度即达到设计封孔长度, 此时应徐徐将注浆管向外拉出, 压下离合操作手柄使其处于脱开状态, 关机。2) 必须采用严格控制注入待封钻孔内水泥稠浆的数量来保证封孔长度, 避免待封钻孔内浆体压力上升过高将孔口封堵整体向外推出, 导致封孔失败。3) 水泥浆经过48~72小时固化后即可进行注水。当钻孔附近岩壁上“冒汗”说明注入煤体的水已与巷道岩体裂隙连接。这时该孔注水完毕。最后用封孔机将水泥浆再注入抽放孔内封孔、孔封好以后再进行施工下一个孔。

5 效果检验

三软突出煤层区域防突技术研究篇4

1试验区概况

1.121采区概况

(1) 地质概况。

21采区位于大平井田东南部, 北与工业场地保护煤柱及16采区相邻, 南以周山逆断层上盘交面线和大冶塔湾联营煤矿边界为界, 西以±0 m煤层底板等高线为界, 西南以11采区边界为界, 东以马沟逆断层上盘交面线及井田边界为界, 采区南北宽约500 m, 东西平均长约1 400 m。该采区可采煤层为二1煤层, 根据21采区布置的钻孔揭露情况, 二1煤层顶板多为灰黑色泥岩及砂质泥岩, 底板为砂质泥岩、细—中粒砂岩。煤厚1.71～13.14 m, 平均8.19 m, 其变化规律为向斜轴部较厚, 两翼变薄, 北翼大于南翼, 沿向斜轴部钻孔煤厚呈厚薄相间的变化趋势。

(2) 瓦斯地质。

根据二1煤层瓦斯测定结果, 21采区区内煤的可燃基 (纯煤) 瓦斯含量5.73～13.82 mL/g, 平均10.04 mL/g;原煤瓦斯含量4.39～12.02 mL/g, 平均8.49 mL/g;原煤解吸瓦斯含量0～7.48 mL/g, 平均3.99 mL/g。

由于该区处于大冶向斜的倾伏端, 煤层埋藏较深, 煤厚变化大, 加之周山逆断层、马沟逆断层等断层带透气性差, 造成该区煤层瓦斯含量高, 瓦斯压力大, 煤与瓦斯突出的危险性较大。

1.221061工作面概况

(1) 地质概况。

21061工作面北部为工业场地保护煤柱, 与21采区上部轨道、胶带、回风3条下山相接;南部相邻已回采的11312工作面, 西部与东部为21采区尚未开采区域。

21061工作面掘进范围内地质构造简单, 掘进范围内穿过大冶向斜轴部并在两翼附近掘进, 断裂构造不发育, 煤厚、煤层倾角变化不大, 煤厚5.0～8.5 m, 煤层倾角14°～25°。对该区影响较大的构造为大冶向斜, 该向斜轴向近东西, 向东倾伏, 延伸长度大于4 km, 倾角8°～15°, 轴面近直立。

(2) 瓦斯地质。

根据郑煤集团瓦斯研究所编制的大平矿瓦斯地质图以及郑煤集团通[2009]31号文件《关于大平煤矿矿井瓦斯地质图的批复》中有关规定, 21061工作面运输巷、回风巷掘进区域煤层瓦斯含量大于7 m3/t, 该掘进区域按突出危险区进行管理。

2底板抽放巷设计理念

2.1设计原则及意义

在距煤层15～20 m的底板岩石内施工底板抽放巷, 若底板岩石较破碎, 需适当增加距离, 距工作面运输巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。底板抽放巷巷道规格为3.0 m (高) ×3.5 m (宽) , 采用锚喷网半圆拱支护。

回采工作面施工的煤层底板抽放巷可以解决工作面掘进过程中的瓦斯及煤与瓦斯突出问题, 提高掘进速度, 还可在掘进工作面预抽的同时施工回采工作面穿层预抽钻孔, 对工作面进行区域消突和瓦斯治理。

2.2施工工序

在运输巷、回风巷煤巷掘进施工前, 先施工底板抽放巷, 进行掘进工作面的打钻卸压和抽放消突, 煤巷掘进工作面预抽时间必须确保不少于2个月。在底板抽放巷施工过程中, 必须制定专项措施, 确保巷道与煤层空间相对位置的准确。

2.3预抽钻孔设计

2.3.1设计原则

21采区所在二1煤层为可以抽放煤层, 根据《矿井瓦斯抽放管理规范》第28条规定“当采用穿层钻孔抽放时, 钻孔见煤点的间距可参照下列数据:容易抽放煤层15～20 m;可以抽放煤层为10～15 m;较难抽放煤层为8～10 m”。当采用顺层钻孔抽放时, 吨煤钻孔量见表1。

根据上述要求设计底板预抽钻孔, 结合现场实际情况, 回采工作面预抽钻孔见煤点控制在10 m, 吨煤钻孔量控制在0.03 m以上。为提高掘进速度和瓦斯治理效果, 掘进工作面巷道两帮5 m范围内, 钻孔见煤点间距控制在5 m以内。钻孔设计如图1所示。

回采工作面按切巷110 m (斜距) 、煤厚7.0 m、煤层倾角18°、走向长500 m进行计算, 该工作面底板预抽钻孔总深60 900 m, 其中煤孔深为20 200 m, 煤层瓦斯储量为391万m3。达到消突需预抽瓦斯量为117.3万m3, 预抽量按3 m3/min计算, 该工作面完全消突预抽时间为9个月, 1个采面按4部钻机 (2 000 m/ (月·台) ) 计算, 则抽放巷必须提前16.6个月完成。

在21采区第1个工作面施工完后, 采面底板抽放巷可以为下一个工作面的中、上部预抽服务, 以减少岩孔的施工量, 提高经济效益和钻孔利用率。

2.3.2钻孔施工

底板预抽钻孔采用ZYG-150型及其他型号的抽放钻机施工, Ø50 mm钻杆, Ø75 mm及以上钻头, 直接在抽放巷帮上开孔进行施工。钻孔穿过煤层打到煤层顶板以上0.5 m。施工完1个钻孔后, 随即利用Ø115 mm钻头扩孔5 m。

2.3.3封孔抽放

每打完1个抽放钻孔, 先用CF-2型机械快速封孔器进行封孔, 并连接到集流器上抽放。在打完1组钻孔后, 抽放钻孔改用聚氨酯和6 m (3 m+3 m) Ø40 mm埋管进行永久封闭, 封孔深度不少于5 m, 里段留1 m花管进行抽放。

2.3.4抽放监控

在集流器上每个钻孔支管连接处安装阀门和孔板流量计, 用于测定单孔瓦斯浓度和单孔瓦斯抽放量。

2.3.5钻孔报废

当预抽钻孔流量突然增大或瓦斯浓度小于5%时, 将该钻孔关闭停止抽放。

3施工技术分析

3.1底板抽放巷实际施工情况

21061工作面回风巷底板抽放巷2008年2月开口施工, 2008年11月施工完成, 距工作面回风巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。

21061工作面运输巷底板抽放巷2008年9月开口施工, 2009年4月施工完成, 距工作面回风巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。

2条巷道内抽放钻场规格均为3.2 m (高) ×3.2 m (宽) , 采用锚喷网半圆拱支护。

3.2抽放效果

由于21061运输巷底板抽放巷钻孔施工时间较短, 抽放时间较短, 考察效果不明显, 故重点对21061回风巷底板抽放巷抽放情况进行了考察。

(1) 钻孔数量。

共施工抽放钻孔642个, 因有水或瓦斯浓度低关闭175个, 现实际抽放467个。其中1#钻场21个, 2#钻场25个, 3#钻场35个, 4#钻场35个, 5#钻场35个, 6#钻场35个, 7#钻场35个, 8#钻场35个, 其余为巷帮钻孔。

(2) 钻孔进尺。

平均见煤岩孔长40 m, 平均穿煤长15 m。21061回风巷底板抽放巷钻孔总进尺35 310 m, 其中岩孔25 680 m, 煤孔9 630 m。

(3) 瓦斯抽放量。

Ø300 mm孔板流量计平均浓度为7%, 平均流量9.932 m3/min, 最早钻孔于2008年3月15日施工, 从4月开始计量, 截至2009年11月底, 共抽放瓦斯740 584.26 m3。掘进期间瓦斯浓度曲线如图2所示。

(4) 掘进进尺情况。

21061运输巷、回风巷从2009年7月开始掘进, 7月回风巷完成掘进进尺32.0 m, 运输巷完成进尺37.0 m, 8月回风巷完成掘进进尺58.0 m, 运输巷完成掘进进尺29.0 m, 9月回风巷完成掘进进尺41.9 m, 运输巷完成掘进进尺38.5 m, 10月回风巷完成掘进进尺89.9 m, 运输巷完成掘进进尺33.4 m, 11月回风巷完成掘进进尺67.0 m, 运输巷完成掘进进尺32.0 m。

(5) 技术指标分析。

从21061运输巷、回风巷掘进期间瓦斯浓度对比曲线可以看出, 21061运输巷掘进期间瓦斯浓度明显比21061回风巷掘进期间瓦斯浓度要高, 而且从近5个月掘进进尺情况可以看出, 21061 回风巷掘进进尺也明显比运输巷掘进进尺要高。有突出危险性掘进工作面未采取底板抽放巷措施时, 煤巷掘进工作面掘进进尺为25～30 m/月, 并且在掘进过程中经常出现瓦斯异常涌出的现象。在采取了区域防突措施后, 进尺已有了明显提高, 最高时达到89 m/月, 进尺比未采取区域防突措施的煤巷掘进工作面提高了近2倍, 同时掘进期间瓦斯浓度明显降低。

4效益分析

(1) 安全效益。

在采取了底板抽放巷抽放措施后, 在突出危险掘进面前方形成一个预抽卸压带, 使掘进工作面突出危险性得到有效降低, 提高了掘进工作面安全系数;同时利用底板抽放巷对回采工作面煤层瓦斯进行预抽, 提前对回采工作面消突和降低回风巷道内瓦斯浓度, 保证了工作面实现安全回采, 为职工创造安全工作环境。

(2) 经济及社会效益。

在进行了底板抽放巷施工后, 突出危险掘进工作面的进尺明显提高, 月进尺提高近2倍, 可节约资金1 000元/m, 月节约资金30 000～40 000元, 同时使采掘接替紧张局面得到有效缓解, 为矿井实现可持续发展创造有利条件。

5存在问题及改进方向

5.1存在问题

(1) 从瓦斯浓度曲线以及掘进进尺情况可以看出, 21061运输巷、回风巷虽然在采取区域防突措施后掘进进尺得到了明显提高, 但当前掘进进尺完成情况还无法满足矿接替计划需要, 尤其21061运输巷掘进进尺相对偏低。究其原因, 是21061运输巷底板抽放巷施工到位时间与21061运输巷开口时间相距过短, 无法实现足够的预抽时间, 所以掘进期间出现预测预报指标超标及瓦斯异常现象较为频繁, 影响了掘进进尺的提高。

(2) 由于大平煤矿是集团公司率先采取底板抽放巷措施的矿井, 并无经验可循, 在投入大量资金及人力、物力后, 施工的底板抽放巷目前并未达到理想效果, 仍需采取局部防突措施进行补充。

5.2改进方向

(1) 必须保证底板抽放巷有足够的抽放时间, 21061回风巷底板抽放巷抽放时间比运输巷抽放巷抽放时间多近半年时间, 所以21061回风巷掘进进尺相对运输巷要高很多。

(2) 在采取了底板抽放巷措施后, 应对底板抽放巷抽放效果进行详细考察, 在确保安全的前提下, 应逐渐减少局部措施采取次数, 增加掘进时间, 保证实现快速掘进。

6结语

通过采取底板抽放巷预抽煤层瓦斯措施, 不但解决了与煤层近距离接触式消突及瓦斯治理措施执行过程中的危险性, 而且有效提高了突出危险掘进面的单进及工效, 为矿井实现长治久安创造了有利条件。

摘要：为了有效防治三软突出煤层突出危险性, 对大平煤矿21采区煤层采取区域防治煤与瓦斯突出措施, 利用底板抽放巷施工穿层预抽钻孔以及水力冲孔措施, 提前对煤巷掘进工作面掘进区域煤层瓦斯进行预抽, 降低了突出危险掘进面的突出危险性, 保证了安全掘进, 有效提高了突出危险掘进工作面的单进水平。

超千米井筒深部揭煤防突技术篇5

1 揭煤区域瓦斯地质情况

揭煤区域位于-735.7 m,周边主体构造为向斜构造,新副井位于背斜轴部附近。三矿开采情况表明:背斜轴部瓦斯涌出量明显大于两翼,瓦斯涌出量沿远离背斜方向大致呈线形关系递减。

根据三矿二1煤层瓦斯地质规律,煤层瓦斯含量与煤层底板标高关系表达式为W=-0.028 3H-1.872 1。经预测,新副井揭煤深度在标高-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t。

根据区域防突要求,井筒揭煤区域瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外12 m,井筒揭煤区域消突内覆盖的二1煤层地质储量为11 860 t。区域防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量130 460 m3。

根据局部防突要求,井筒揭煤瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外5 m,井筒揭煤局部消突内覆盖的二1煤层地质储量为3 473.4 t。局部防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量38 207.4 m3。

2 瓦斯抽放钻孔布置

2.1 区域瓦斯抽放钻孔布置

依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层法距7 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,区域综合防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外12 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距300 cm×300 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见区域方案设计(图1)。根据设计结果,抽放钻孔共10组,钻孔总数累计215个,岩孔长为2 669.4 m,煤孔长为1 991.9 m,总长为4 591.3 m。

经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.162 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。

2.2 局部瓦斯抽放钻孔布置

依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层最小法距5 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,局部防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外5 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距为200 cm×200 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见局部防突方案设计(图2)。根据设计结果,共布置抽放钻孔10组,钻孔总数累计193个,岩孔长1 913 m,煤孔长1 633 m,钻孔总长为3 546 m。

经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.47 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。

3 辅助增透

3.1 增透原因

由于三矿主采的二1煤层本煤层预抽效果较差,平均百米钻孔抽放量只有0.011 m3/min。如果只采用预抽实现区域防突,煤孔长1 991.9 m时钻孔瓦斯纯流量为0.22 m3/min,预抽瓦斯量130 460 m3需要428.5 d,约14.3个月(局部防突实现消突,煤孔长1 633 m时钻孔瓦斯纯流量0.18 m3/min,预抽瓦斯量38 207.4 m3需要147 d,约5个月),严重影响井筒进度,导致三矿深部开拓、准备滞后,不能满足生产需要,必须实施辅助增透,增加煤层透气性,提高瓦斯抽放效果。

3.2 增透技术选择

目前国内外煤层增加透气性技术主要是增加钻孔密度、深孔预裂爆破、水力冲孔、水力掏槽、水力挤出和水力压裂等[2]。由于井筒施工范围有限,增加钻孔密度就不能保证钻孔开孔距离,影响封孔效果和瓦斯抽放效果。相比较而言,深孔预裂爆破技术施工条件简单,适用于坚固性系数相对较高的煤层。

4 效果检验与区域验证

瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验[3],效果检验采用直接法测定煤层的残存瓦斯压力P。若煤层残存瓦斯压力P残<0.74 MPa,则说明瓦斯抽放有效;否则,补打抽放钻孔,增加抽放瓦斯时间,直至效果检验有效为止。在效果检验有效后,井筒可以继续掘进,当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。效果检验与区域验证结果见表1。

5 结论

(1)通过对三矿二1煤层瓦斯地质规律分析预测,三矿新副井揭煤深度-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t,瓦斯压力预测值为1.2 MPa。

(2)经计算,区域瓦斯抽放需要428.5 d(约14.3月),局部瓦斯抽放需要147 d(约5个月),耗时较长。采用深孔预裂爆破后,区域瓦斯抽放时间缩短为5个月,局部瓦斯抽放时间缩短为2个月,提高了施工效率。

(3)瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验,效果检验方法采用直接法测定,测定结果:残存瓦斯压力P残=0.63 MPa,瓦斯含量为7 m3/t。效果检验有效,井筒可以继续掘进。当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。验证结果:综合指标D=0.21,综合指标K=12,达到了防突要求。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

[2]杨永琦.矿山爆破技术与安全[M].北京:煤炭工业出版社,1991.

煤矿采煤生产的区域防突技术措施篇6

1 开采保护层

1.1 保护层采动作用的基本规律

保护层开采后, 周围的煤岩层向采空区移动, 采空区上方的岩体冒落并形成冒落拱, 采空区下方的岩体向采空区膨胀形成裂隙, 使采空区上下方煤岩体产生应力、透气性、瓦斯压力、位移等变化。按被保护层参数的变化把其大致划分为正常应力带、集中应力带、保护卸压带和应力恢复带。

1.2 保护层保护范围的确定

1) 沿走向顶底板煤岩体中保护 (卸压) 范围。一是开采上保护层时沿煤层走向的保护范围向深度方向收敛。二是开采下保护层时沿煤层走向的保护范围向高度方向发散。

2) 沿倾向顶底板煤岩体中保护 (卸压) 范围。开采上保护层时, 沿煤层倾向的保护范围向深度方向收敛。开采下保护层时, 沿煤层倾向的保护范围向高度方向发散。

3) 煤柱影响带的确定。煤柱的影响能传播到100m以上, 20m宽的煤柱具有较强的支撑能力, 4m~6m宽的煤柱在回采过程中基本被压碎。对于宽煤柱, 其影响范围应根据走向和倾向保护卸压角确定。

1.3 保护层作用机理

被保护层卸压提高了瓦斯排放能力, 瓦斯的不断涌出造成瓦斯压力下降和煤的力学强度增高。卸压作用是造成其他因素变化的依据, 起着决定性作用。而层间距较大对瓦斯排放作用不利, 所以, 要配合瓦斯抽采。

开采保护层结合抽采瓦斯时, 被保护层的应力状态、瓦斯动力参数和力学性质出现重大变化后, 未恢复到原有状态, 所以, 保护作用是一个不可逆过程, 不可能随时间的延长而全部消失。

1.4 保护层开采应用条件及应注意的问题

1) 保护层开采的应用条件。保护层开采一般要具备三个条件:即煤层群开采;合理的层间距;无突出或冲击地压等动力现象的煤层。在生产实践中, 一些矿井要同时具备以上三个条件较为困难, 要研究扩大保护层应用的途径;一是以弱突出煤层作保护层。在煤层群开采中各煤层都具有突出危险性时, 要研究选择突出危险性较弱的煤层作为保护层先开采, 以对突出危险性较大煤层进行保护。采用瓦斯预抽、局部防治突出的措施开采弱突出煤层;二是结合抽采瓦斯扩大保护作用。对远距离保护层, 虽然保护层开采已卸压, 但未形成沟通裂隙, 瓦斯不易排出, 保护效果不明显。此时, 运用保护层的卸压作用对被保护层进行瓦斯抽采, 使保护层瓦斯排放充分, 突出危险性消失。对近中距离保护层开采, 也必须结合瓦斯抽采, 以减少保护层开采时的瓦斯涌出量, 加大对被保护层的保护效果。

2) 保护层开采应注意的问题。一是开采保护层时, 要尽可能不留煤柱或留小煤柱 (4m~6m) 。一定要在留煤柱时在采掘工程平面图上标记, 以划定保护范围。对煤柱影响带, 突出危险性比原始状态大;二是被保护层采掘工作面尽可能布置在保护范围内, 降低其突出危险;三是对不同矿井、保护层和被保护层, 保护层的保护参数及保护效果要进行实地考察。指导采掘和防突设计。

2 预抽煤层瓦斯

开采单一的突出危险煤层和无保护层可采的突出煤层群, 应预抽煤层瓦斯避免煤与瓦斯突出。瓦斯的煤层透气性系数较好或采取煤层增透措施能使煤层透气性适合抽采的矿井。

2.1 预抽瓦斯区域防突措施主要方法

预抽瓦斯当前还没有统一分类方法, 按钻孔 (抽采井) 施工地点与煤层相对关系, 分为地面井抽采、穿层孔抽采、本煤层抽采等。为达到区域防突措施目的, 根据防突区域划分, 预抽煤层瓦斯方式有:地面井预抽煤层瓦斯及井下穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯;穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯;顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯;穿层钻孔预抽石门;揭煤区域煤层瓦斯;顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。

2.2 不同区域防突预抽

煤层瓦斯钻孔控制范围规定穿层钻孔或顺层钻孔预抽区域防突措施的钻孔要控制区段内的开采块段和锥条工作面巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制工作面巷道外侧的范围是:倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m, 下帮至少10m, 其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m, 以上都是沿层面的距离。

2.3 区域防突预抽瓦斯有效性指标

一是预抽后区域煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa;二是在煤层进行采掘作业时, 仍要用工作面预测方法进行抽采效果验证;三是在验证过程中抽采效果没有达到消除突出危险时, 要采取局部防突措施。

2.4 区域防突预抽瓦斯有关技术要求

一是预抽煤层瓦斯钻孔要在整个预抽区域内均匀布孔;钻孔间距按实际考察的煤层有效抽采半径确定;二是预抽钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔深度不得小于5m, 顺层钻孔的封孔深度要大于5m。钻孔孔口抽采负压要大于13k Pa;三是采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时, 要做好各个钻孔的各项参数施工记录及抽采参数的观测记录;四是在未受保护煤层中施工钻孔时, 必须采取防治瓦斯突出措施。

摘要：保护层, 即卸压层, 是在煤层群开采中, 某部分煤层具有煤与瓦斯突出或冲击地压等动力显现特点, 而另部分煤层不具有这种动力显现特点或不明显;这时, 按照赋存关系, 选择某层不具有动力显现特点或不明显的煤层先行开采, 而具有动力显现特点的煤层在其邻近层开采后再开采。本文主要阐述了开采保护层、预抽煤层瓦斯等技术问题。

关键词：煤矿,区域,突出,技术

参考文献

[1]袁亮.低透高瓦斯煤层群安全开采关键技术研究.岩石力学与工程学报, 2008.

[2]曾伟雄.扶珂煤矿煤与瓦斯突出防治技术研究.科技致富向导, 2011.

[3]陈冬冬等.突出煤层回采工作面区域消突措施研究.煤, 2011.

[4]孙祺等.立体防突措施在急倾斜突出煤层中的应用.现代矿业, 2010.

回采掘进工作的防突技术管理篇7

1 地质概况

该区位于南山煤矿井田东部, 属于盆底区, 地质构造简单, 煤层变化较大, 由于受原始沉积影响, 该区域煤层分岔为两个煤层, 即15-2层、15-3层。本煤层呈现盆底状, 煤质较硬, 煤层倾角、走向、倾向变化不大。

2 煤与瓦斯突出危险性预测

2.1 煤与瓦斯突出的预兆分为无声预兆和有声预兆两类:

2.1.1 无声预兆:

(1) 煤层结构变化, 层理紊乱, 煤层由硬变软、由薄变厚, 倾角由小变大, 煤由湿变干, 光泽暗淡, 煤层顶、底板出现断裂, 煤岩严重破坏等。 (2) 工作面煤体和支架压力增大, 煤壁外鼓、掉碴等。 (3) 瓦斯增大或忽小忽大, 煤尘增多。

2.1.2 有声预兆:煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。

2.2 工作面突出预测方法:

当掘进二区进组施工盆底区南翼15-2层二分段溜子道时, 出现了瓦斯量增大、煤尘增多、煤层层理紊乱、煤爆声等一些煤与瓦斯突出预兆, 根据《防治煤与瓦斯突出细则》的要求由矿防突小组人员进行现场测试, 测试方法为工作面向前每掘进8m进行一个预测循环, 预测钻孔深10m。采用钻屑指标和钻孔瓦斯涌出初速度法进行工作面突出预测, 即测定钻屑瓦斯解吸指标△hZ、钻屑量S、钻孔瓦斯涌出初速度q。

预测时, 在工作面施工3个直径为42mm、深度10m预测钻孔, 钻孔采用防突钻机进行施工。

预测钻孔布置:1个钻孔位于工作面中部, 平行巷道掘进方向, 另2个钻孔布置在巷帮, 开孔距巷帮0.5m, 终孔控制巷帮2m, 与巷道夹角15度。

测定仪表采用:a.MD-2型钻屑瓦斯解吸仪;b.ZLD-2型钻孔多级流量计;c.JN-2型胶囊封孔器;d.弹簧秤。

打钻时, 每打1m钻孔测定钻屑量指标S一次, 每间隔2m, 即2、4、6、8、10m深度处采集煤钻屑测定钻屑解吸指标△h 2, 并迅速退钻杆, 插入JN-2型胶囊封孔器留0.5m深测量室进行封孔, 在2min内用ZLD-2型钻孔多级流量计测定完钻孔瓦斯涌出初速度q。

钻屑解析指标△h2测定煤样重10g, 煤样粒度1~3mm, 煤样暴露时间为3min, 测定开始后2min时解析仪示值即为△h2。

突出预测临界值采用《防治煤与瓦斯细则》提供的参考值, 即确定即△h2=200Pa、S=6Kg/m、q=4.5l/min, 当各指标都大于上述值时, 工作面预测为突出危险工作面。

3 防突措施

理论分析和实践表明, 超前深孔爆破卸压可以破坏煤体中瓦斯积聚所产生的弹性能, 通过超前钻孔进行瓦斯缓慢释放, 破坏其完整性以降低煤体内的应力集中对煤体的冲击破坏力, 才能从根本上消除诱发瓦斯突出的根源。根据本工作面的实际情况决定采用深孔卸压爆破法、超前钻孔释放瓦斯以及超前瓦斯抽放进行防治煤与瓦斯突出。

3.1 深孔爆破:

施工中在工作面迎头每前进6米布置二个钻孔, 钻孔沿巷道方位, 垂直于煤壁, 孔口距顶板1.0~2.0m, 孔深12m, 施工进度为卸压钻孔深的二分之一, 孔径42mm。

每孔装药12管, 至少用2发瞬发雷管, 从孔口向内第1管药为第一个炮头, 第7管药为第二个炮头, 正向装药、串联爆破。装药前用钎子将孔内煤粉掏净, 防止隔爆, 孔内雷管脚线接头要错开, 并用绝缘胶布包好, 防止短路。装药必须装到孔底, 装药后, 装入不小于0.4m的水炮泥, 水炮泥外充填不小于2m的封口炮泥。

3.2 瓦斯释放钻孔:

设计钻孔孔径为75mm~100mm, 有效排放半径为0.8m, 钻孔控制到巷道轮廓线外3m。设计钻孔深度为13m, 钻孔数10个。钻孔位于巷道迎头, 距底板0.3m, 排间距为0.5m。

4 效果检验

措施效果检验方法采用钻屑指标和钻孔瓦斯涌出初速度法进行工作面突出预测, 即测定钻屑瓦斯解析指标△h2、钻屑量S、钻孔瓦斯涌出初速度q。

根据措施效果检验数据结果为措施有效, 向前施工10m为无突出危险工作面。向前掘送时采用远距离放炮安全防护措施进行掘进作业。

5 安全防护

5.1 工作面放炮地点设置在距工作面300m以外的硐室内, 硐室每50m设置一个, 规格为上净宽×下净宽×净高=2.

0×3.0×2.0m, 深3.0m。硐室设置向外开启的隔离门, 放炮时关闭隔离门, 硐室内设有压风自救装备。

5.2 每组压风自救系统可供5人使用, 每人不少于0.3m3/min。

5.3 该巷道作业人员及出入该巷道人员必须佩戴隔离式自救器。

5.4 工作面设置一组金属挡栏, 金属挡栏由槽钢排列成框架, 框架中的槽钢间隔为0.

4m, 再铺上金属网, 放炮前用支柱支成45度的斜面, 一组两架, 相距6~8m, 金属挡栏设置在距工作面10~15m处。