掘进工作面防突

掘进工作面防突（精选8篇）

掘进工作面防突 篇1

煤与瓦斯突出是煤矿生产中遇到的一种极其复杂的矿井瓦斯动力现象, 随着开采深度、瓦斯含量的增加, 使煤层中的地应力和瓦斯压力也随之增加, 当其地应力和瓦斯压力超过软弱煤层抗拒线, 就会造成煤层中瞬间释放出大量瓦斯和煤而造成煤与瓦斯突出事故, 导致国家财产损失、人员伤亡。

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。

5.5 在《煤矿安全规程》允许范围内适当增加风量。

5.6 设置反向风门, 放炮时反向风门必须关闭。

6 结论

通过本工作面掘送过程中采用预测、防突措施、效果检验、安全防护等“四位一体”的综合防突方式, 避免了煤与瓦斯突出事故, 有效地治理瓦斯灾害, 移交可采煤量50余万吨, 创造了可观的经济价值, 解放了下部煤层, 为今后在下部煤层的开采提供了安全保证。

摘要：介绍南山煤矿掘进二区在施工盆底区南翼15-2层二分段的溜子道、切眼过程中, 成功的采用预测、防突措施、效果检验、安全防护等“四位一体”的综合防突方式避免了煤与瓦斯突出事故, 为在煤与瓦斯突出煤层中掘进提供了宝贵的经验。

关键词：煤与瓦斯突出,四位一体,安全生产

掘进工作面防突 篇2

0 引言

长治市石板沟煤矿，属煤与瓦斯突出矿井，井田内地质构造简单，总体为一走向NE35～45°、倾向NW的单斜构造。井田倾斜中上部，存在一走向NE55°、落差13m的F1正断层，贯穿井田。以F1正断层为界，煤层瓦斯灾害存在较大差异：F1以东浅部煤层，瓦斯灾害较轻；以西深部煤层，瓦斯灾害严重。目前，3条煤层下山已从矿井浅部开采区域向下，顺煤层下山掘进800m左右，穿过F1断层及其次生断层。1 过断层前的管理措施 1.1 生产中，对于地质部门在防突预测图上标注的断层或日常下达的地质预报出现的断层，通风队队长、防突队队长、技术科长审签后，交给防突班；防突班副班长以上人员必须签字，并贯彻到防突员，根据断层情况制定过断层安全技术措施。过断层安全技术措施必须发放到各相关施工单位，并严格执行。1.2 在断层预计揭露位置前20m，必须执行边探边掘措施，并根据提供的断层产状，探测断层是否存在和初步判断断层实际落差；将防突钻孔资料交地质科分析，以准确判断断层的落差。1.3 掘进工作面施工过程中，如突然出现断层或煤层异常变化（突然变厚、变薄），防突员和瓦斯检查工必须立即向矿通风调度汇报；通风队防突地质人员必须及时深入井下调查，判断断层情况。若构造复杂，及时向通风副总和调度室汇报，由调度室安排矿地质科人员下井调查，确定断层产状。

1.4 掘进工作面施工前的探孔和卸压钻孔过程中，出现的见岩等情况，防突员和瓦斯检查工必须在钻孔验收单上详细记录，说明岩石性质，并向通风调度和防突队汇报。

1.5 掘进工作面预测钻孔倾角必须严格按巷道煤层倾角要求施工。一旦钻孔出现见岩石情况，应立即向防突队和通风调度汇报；现场人员根据见岩石情况，判断是煤层顶板或底板，并及时调整钻孔倾角，尽量穿过断层，进入另一盘煤，并预测另一盘煤的瓦斯情况。

1.6 预测过程中，若钻孔内出现涌水，必须立即向防突班和通风调度汇报，并记录钻孔出水时的深度。

1.7 如预测出工作面前方有断层，必须根据钻孔探测资料，至少留5m预测钻孔，并超前（若预测孔煤孔深度小于5m，则立即停头）施工卸压钻孔。施工卸压钻孔第一班，应有地质人员跟班，确保钻孔施工到另一盘煤。如判定另一盘煤厚度小于2m，则施工一排卸压孔；若煤厚度大于2m，则施工两排卸压孔。

1.8 若工作面遇落差大于煤厚度的断层，采用风动钻机无法穿过岩层时，应立即停头，用液压钻机施工探煤钻孔，准确探清煤层层位，将钻孔资料及时交地质科分析。然后，根据地质预报的断层情况采取防突措施。一般，在距离煤层法距3m前，施工防突钻孔，并采集钻孔煤样进行分析，确定煤层的突出危险性。1.9 过断层前施工的各类钻孔，如出现顶钻、喷孔等异常现象时，应立即向通风调度汇报，通风队长要及时到现场确认。若确实为喷孔，现场则应立即停头，施工卸压钻孔。2 过断层期间的防突管理措施

2.1 掘进工作面在断层面内掘进时，必须严格执行边探边掘措施。每次预测时，必须探测到工作面前方2m以后的煤厚：如探测煤厚度达到2m以上，必须立即停头，施工卸压钻孔。在工作面卸压钻孔、前探钻孔、预测钻孔探测到距离断层前5m，必须立即停止掘进，采取过断层措施。

2.2 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于1/2煤厚度且小于1倍煤厚度，则先在本盘煤层顶板0.5m左右处向另一盘煤层施工卸压钻孔（一般为8个20m深的钻孔），然后，再根据断层煤厚情况，施工一组卸压钻孔，钻孔控制到断层面后5～10m位置，钻孔间距按1.5～2m设计，每排3～4个孔。

2.3 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于煤厚度，则应根据巷道施工的倾角变化情况，施工卸压钻孔。一般，在工作面距离断层面3 m前施工卸压钻孔，钻孔数量根据前探钻孔情况确定。

2.4 断层另一盘煤上升，若断层落差小于1/2煤厚度，则直接施工16个20m深的钻孔（分2排施工），并进行连续预测，若预测超标，继续施工16个20m深的卸压钻孔。

2.5 断层另一盘下降，若断层落差大于1/2煤厚度且小于1倍煤厚，则先在本盘煤层底板0.5m左右处向另一盘煤层施工卸压钻孔（一般为8个20m深的钻孔），然后，再根据断层煤厚情况，施工一组卸压钻孔。钻孔控制到断层面后5～10m位置，钻孔间距按2m设计，每排3～4个孔。

2.6 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于煤厚度，则应根据巷道施工的倾角变化，施工卸压钻孔。一般，在工作面距离煤层法距3m前施工卸压钻孔，钻孔数量根据前探钻孔情况确定。

2.7 正断层另一盘煤上升，若断层落差小于1/2煤厚度，则直接施工16个20m深的钻孔（分2排施工），并进行连续预测。若预测超标，继续施工16个20m深的卸压钻孔。

2.8 施工卸压钻孔时，必须探测断层附近的煤厚：若煤层厚度大于煤层正常厚度1.5倍，必须至少增加一排卸压钻孔。

2.9 施工卸压钻孔过程中，若出现顶钻、喷孔等现象，必须在该排钻孔附近增加一定数量的卸压钻孔，直至没有喷孔现象为止。取钻孔煤样测定K1值，进行△P和f值分析。

2.10 若工作面断层情况较复杂，无法准确判断，则直接施工16个20m深的钻孔，允许掘进7m进行边探边掘。若顺煤层倾角方向深度达不到15m，则应至少留5m超前距离进行边探边掘。掘进工作面遇其它异常情况时的防突管理

正常掘进过程中，掘进工作面出现下列情况时，必须立即停止掘进，探测工作面前方是否有异常情况，并施工卸压钻孔。

3.1 工作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；

3.2 工作面出现明显的突出预兆，如有声预兆和无声预兆等；

3.3 工作面软分层突然增厚，并达到0.5m以上。煤层破坏严重，节理发育。煤层呈土糜状、鳞片状，工作面片帮、掉顶严重；

3.4 掘进工作面施工过程中，非局部通风、瓦斯探头等原因造成的工作面或回风流瓦斯浓度达到0.6%以上。4 结束语

掘进工作面防突，必须建立包括突出危险性预测、突出防治措施、防突措施效果检验、安全防护措施等“四位一体”的综合措施体系。

掘进工作面防突 篇3

关键词：快速掘进,条带防突,超前预抽,钻孔设计

0 引言

我国是煤与瓦斯突出最为严重的国家之一。据统计, 煤与瓦斯突出事故中发生在煤巷掘进工作面的次数约占总突出事故的70%以上。同时, 在突出煤层中进行掘进作业, 风流瓦斯超限频繁, 严重威胁着煤矿安全生产。由于掘进工作面的瓦斯主要来自采落煤炭、工作面前方破坏煤体和巷道两侧煤壁的瓦斯涌出[1,2]。因此, 在对煤层进行区域防突后, 掘进过程中仍要打钻孔抽采瓦斯, 以降低回风流瓦斯浓度。文章结合口孜东煤矿实际情况, 对121303工作面回风巷掘进工作面实施前探钻孔、交叉迈步钻场钻孔预抽、底抽巷穿层钻孔抽采和深孔爆破增透等瓦斯综合治理措施, 取得了明显的效果。

1 工作面概况

口孜东煤矿位于淮南煤田西部, 安徽阜阳市颍东区与颖上县交界处, 西距阜阳市约30 km。该矿现开采13-1煤层, 该煤层瓦斯压力为1.3 MPa, 平均瓦斯含量为9.202 7 m3/t, 经安徽省经济和信息化委员会批复该煤层为煤与瓦斯突出煤层。121303工作面回风巷西邻121303工作面高抽巷, 东靠121302工作面回风巷。巷道沿煤层走向掘进, 巷道主要在13-1煤及13-1煤层顶板砂质泥岩中施工, 方位角22°50′, 岩层局部裂隙发育。

2 瓦斯综合治理措施

2.1 前探钻孔

121303工作面回风巷掘进时, 为预测前方煤层及地质构造变化, 采取安全技术措施进行超前预防, 需要在迎头施工前探钻孔。由于地质构造附近瓦斯通常变化异常, 如不超前防范, 易造成掘进过程中瓦斯超限。另一方面, 煤层厚度及其变化对瓦斯赋存也有影响, 煤层厚度越大, 瓦斯含量越高[3]。在121303掘进工作面施工时, 利用地质探查孔来探明施工前方的煤层或地质构造变化情况。前探钻孔一般布置在巷道迎头, 每次3个, 钻孔深度一般不小于50 m。每次探查结果必须报总工程师签阅。如发现煤层厚度可能变化, 或煤层分叉及地质构造存在时, 要立刻制定异常区域安全施工技术措施, 如补打钻孔抽采瓦斯、短掘短探等方法通过异常区域。

由于13-1煤层赋存变化较大、透气性低、瓦斯含量高, 该煤层常伴有地质构造。故前探钻孔在121303风巷掘进期间得到了较好的应用, 为安全施工提供了技术支持。

2.2 两帮交叉迈步钻场

工作面掘进时, 煤体由未开采前的原始应力场转变为自由面, 煤壁暴露在空气中。煤体一定深度范围内的松动、卸压, 会使透气性增加。在卸压区域内布置钻孔, 保证钻孔封孔严密的前提下, 更有利于抽采瓦斯、提高瓦斯治理效果。因此, 根据卸压松动圈理论[4], 在巷道松动圈内布置钻孔, 钻孔垂直于煤壁, 控制巷道轮廓线外15 m, 保证抽采负压和封孔质量, 形成抽采卸压条带。

在121303回风巷掘进期间从开门点处施工左右帮钻场, 开门点处钻场施工2个 (1#钻场在巷道右帮, 2#钻场在巷道左帮施工) , 后面的钻场在左右两帮交叉施工, 每个钻场之间间隔30 m, 以此形成交叉迈步式布置左右帮钻场。施工的钻场宽、高、深分别为3.5 m、2.5 m、3 m。在钻场内施工顺层钻孔掩护巷道掘进, 要求覆盖到巷道两侧轮廓线外15 m, 控制巷道前方60 m (沿煤层走向) 。每个钻场内施工4个抽采钻孔, 所有抽采钻孔均必须全程下套管, 两头封孔段采用聚氨酯封孔, 待聚氨酯完全膨胀后, 中间段用水泥注浆泵注高压水泥浆封孔, 注浆压力一般不小于2 MPa, 封孔长度不小于8 m, 封孔所用的水泥浆中可加入适量膨胀剂。钻孔施工过程中如施工至设计孔深时未过煤的可根据钻机能力适当加深孔深。交叉迈步钻场施工布置如图1所示。

2.3 底抽巷

穿层钻孔预抽煤层瓦斯可降低突出煤层的原始瓦斯含量及原始瓦斯压力, 并释放煤体内的瓦斯潜能。此外, 降低煤层瓦斯可使煤体的机械强度及稳定性增加, 从而增大发生突出的阻力, 进一步减弱或消除煤体突出危险性[5]。

在121303回风巷下部13 m (垂直高度) 的底抽巷中, 每隔15 m施工1个钻场。在钻场中施工6~8个钻孔穿过煤层全厚, 对掘进巷道的煤体进行条带预抽, 控制巷道两侧10 m范围。通过钻孔预抽, 可以减少煤体瓦斯含量, 提高煤体稳定性, 有利于快速掘进。底抽巷钻孔布置如图2所示。

2.4 迎头抽放钻孔

在121303回风巷掘进过程中, 除了巷道两帮瓦斯涌出外, 巷道迎头前方煤体与迎头采落煤炭的瓦斯涌出占掘进工作面瓦斯涌出量也较多。因此, 巷道迎头的超前预抽对防止迎头风流中瓦斯超限至关重要。对迎头前方煤体的超前预抽不仅可以加快巷道的掘进速度, 缩短施工时间, 还能达到安全掘进的目的[6,7]。

根据121303巷道断面的大小 (设计约20 m2) , 在巷道迎头施工抽采钻孔16个, 孔径94 mm, 孔深10~30 m, 较大的孔径可以促进煤体的卸压和瓦斯的抽采, 钻孔抽采范围控制在巷道前方轮廓线外5.0 m以内。迎头抽采钻孔布置如图3所示。

经现场测算, 迎头钻孔16 h抽采的瓦斯量占迎头瓦斯涌出量的80%。因此, 迎头钻孔抽采16 h (2个班) 后开始进尺, 巷道两帮的钻孔在进尺过程中保持连续抽采。

另外, 掘进工作面每循环进行预测, 若K1值超限必须进行深孔松动爆破, 爆破钻孔利用掘进工作面预测钻孔进行爆破, 钻孔个数3个, 孔深10 m, 孔径42 mm, 每个孔装药量不得超过4节炸药。深孔松动爆破时, 掘进队必须提前编制松动爆破安全技术措施。深孔松动爆破钻孔布置如图4所示。

3 效果分析

掘进期间突出危险性指标分析是为了验证各抽采措施对掘进煤层的防突作用, 对在121303工作面回风巷防突效果检验中得到的瓦斯解吸指标K1最大值和钻屑量Smax进行了统计分析, 结果如图5、6所示。

依据《防治煤与瓦斯突出规定》:瓦斯解吸指标K1临界值为0.5m L/ (g·min1/2) , 钻屑量Smax的临界值为6 kg/m。从已掘进的巷道中取样化验结果来看, 瓦斯解吸指标K1的最大值为0.22 m L/ (g·min1/2) , 钻屑量最大值Smax为3.2 kg/m, 均远小于防突规定的参考临界值, 且巷道施工过程中未出现过夹钻、喷孔等突出预兆, 证明各抽采措施对煤巷防突有效。

121303工作面回风巷掘进工作面局部通风量约为450 m3/min。通过对掘进工作面瓦斯涌出量和风流中瓦斯浓度的统计得出, 工作面掘进头的瓦斯浓度为0.04%~0.16%, 平均为0.09%, 平均瓦斯涌出量为0.405 m3/min;回风流中的瓦斯浓度为0.03%~0.20%, 平均为0.13%, 平均瓦斯涌出量为0.585 m3/min, 掘进中基本无动力现象, 解决了瓦斯超限问题, 说明各措施实现了防突效果。

4 结论

(1) 口孜东煤矿根据13-1煤层赋存状况, 对掘进的121303工作面回风巷采用前探钻孔、交叉迈步钻场、底抽巷穿层钻孔和迎头抽采钻孔等综合瓦斯治理措施, 对条带煤层瓦斯进行防突。

(2) 通过121303工作面回风巷区域瓦斯的综合瓦斯治理, 瓦斯解吸指标K1的最大值为0.22 m L/ (g·min1/2) , 钻屑量最大值Smax为3.2 kg/m, 均远小于防突规定的参考临界值, 且掘进中基本无动力现象, 解决了瓦斯超限问题, 说明各措施实现了防突效果。

参考文献

[1]程远平, 付建华, 俞启香.中国煤矿瓦斯抽采技术的发展[J].采矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) :127-139.

[2]袁亮.卸压开采抽采瓦斯理论及煤与瓦斯共采技术体系[J].煤炭学报, 2009, 34 (1) :1-8.

[3]张国枢, 谭允祯, 陈开岩, 等.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2004.

[4]顾北方, 靳晓华, 余超, 等.煤巷掘进工作面瓦斯预抽防突措施及效果研究[J].煤炭技术, 2014, 33 (8) :15-16.

[5]余陶.低透气性煤层穿层钻孔区域预抽瓦斯消突技术研究[D].合肥:安徽建筑工业学院, 2010.

[6]朱加强.3422掘进工作面瓦斯治理技术[J].煤炭技术, 2006, 25 (4) :68-69.

掘进工作面防突 篇4

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；

掘进工作面防突 篇5

卧龙湖煤矿属煤与瓦斯突出矿井, 建井至今已发生突出3次, 均是巷道在过地质构造带时发生的。矿井可采煤层10煤层、8煤层、7煤层、6煤层均为突出煤层。矿井共发现断层43条, 其中正断层42条, 逆断层1条。众所周知, 突出多发生在地质构造带, 所以过断层时, 必须加强防突安全管理, 严格执行综合防突措施, 做到治而不突。矿井北一采区8101机巷掘进工作面施工过程中地质构造复杂, 距离邻近层间距2~5m, 其地质构造的复杂性在突出矿井极为少见。

2 8101机巷掘进工作面概况

8101机巷设计长度857m, 煤层平均厚度2.5m, 8煤层最大瓦斯压力2.2MPa, 最大瓦斯含量24.2m3/t。巷道采取底板抽采巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施。巷道共揭露正断层5条, 其中落差大于2.5m的正断层3条。根据底抽巷穿层钻孔分析, 该巷道8煤与上覆7煤平均煤层间距6~10m, 在断层附近, 8、7煤层间距只有2~5m。局部地点受断层影响8煤与7煤对接。巷道受顶板7煤和断层的双重影响, 突出灾害严重, 防突工作复杂。

3 复杂地质条件煤巷掘进防突“四步”法

3.1 地质勘探

通过地质勘探, 8101机巷只发现1条正断层, 即WF11断层 (∠70°, H:0~10m) , 并测得断层附近8煤层瓦斯压力为1.6Mpa, 瓦斯含量16.3m3/t。物探法很难发现落差3m以下的断层。根据勘探资料只能对断层的位置、产状、以及断层附近煤层赋存情况做出大致的分析, 不能分析其详细情况。

3.2 区域钻探

为掩护8101机巷掘进, 在一区段8煤底抽巷施工了穿层钻孔, 预抽8101机巷煤巷条带煤层瓦斯。钻孔控制到8101机巷两帮轮廓线外15m, 钻孔布置如图1所示。地质人员利用在底抽巷施工的穿层钻孔竣工资料进行分析, 基本掌握了掘进工作面前方煤层赋存及地质构造情况, 基本能分析出落差0.5m以上断层;防突部门测得WF11断层附近8煤层瓦斯压力为2.2Mpa, 瓦斯含量为24.2m3/t, 比地质勘探时测得的数据大。通过区域钻探, 为巷道掘进防突管理提供了导向。

3.3 掘进前探

根据前面两种方法分析的结果, 在巷道迎头距断层或地质异常区20m前停头, 利用液压钻机施工前探钻孔, 同时进行突出危险性预测 (煤层残余瓦斯含量、钻屑解析指标K1、△h2) , 既探明煤层赋存情况、断层产状, 又掌握构造区域煤层突出危险性。

3.4 边探边掘

在巷道掘进过程中严格执行边探边掘。利用锚杆钻机施工探眼, 探明煤层法距及煤层赋存情况。当巷道揭露断层面后, 为探明巷道与煤层的距离, 保证足够的安全岩柱, 防止巷道误揭煤层, 每次进尺放炮前均要利用锚杆钻机向顶板对7煤施工探眼, 同时对8煤进行探查。同时测定煤层钻屑解析指标K1、△h2。

4 其他防突对策

根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层, 应按石门揭煤的措施执行。

巷道在距离煤层法距3m、1.5m时需进行区域验证, 当区域验证为无突出危险时, 在采取安全防护措施的前提下掘进;当区域验证为有突出危险时, 必须采取工作面防突措施。在施工前探钻孔的过程中, 若预测指标任何一项指标超过突出危险临界值, 或钻孔施工过程中发生喷孔、顶钻等动力现象或异常现象, 则有突出危险, 必须采取工作面防突措施, 直至有效。

5 结论

1) 通过“四步”法, 结合防突措施, 该巷道已成功揭露5条断层, 落差大到6.5m, 小到1m, 且揭露断层过程中突出危险性各项指标均低于临界值。

2) 过断层“四步”法能准确查明构造赋存状况及构造区域内煤层瓦斯赋存情况, 为煤巷掘进工作面防突治理提供了保障, 为今后复杂条件下过地质异常带总结了宝贵的经验。

摘要：卧龙湖煤矿属煤与瓦斯突出矿井, 地质条件复杂, 构造较发育, 严重影响了巷道的快速掘进和矿井安全生产。本文论述了矿井北一采区8煤层掘进工作面在复杂地质条件下的地质勘探、区域钻探、掘进前探、边探边掘的“四步法”, 并结合综合防突措施, 有效地消除了突出危险, 为突出煤层掘进工作面防治煤与瓦斯突出积累了宝贵的经验。

关键词：四步法,防突管理,区域钻探

参考文献

[1]《防治煤与瓦斯突出规定》

掘进工作面防突 篇6

关键词：煤矿巷道,揭煤,防突预测,安全与防护

1 三种假说

煤与瓦斯突出原因目前有三种假说:“以瓦斯为主导作用的假说”;“以地应力为主导作用的假说”;“综合假说”。

(1) 以瓦斯为主导作用的假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。

(2) 以地应力为主要作用的假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。

(3) 综合假说认为突出是由地应力、瓦斯、煤的力学性质等因素综合作用的结果。主要有:能量假说, 应力分布不均匀假说等。能量假说认为, 煤与瓦斯突出是由煤的变形潜能和瓦斯内能引起的, 在煤层应力状态发生突然变化时, 潜能释放引起煤体高速破坏, 煤体发生移动, 瓦斯由已破坏的煤层中解析、涌出、形成瓦斯流, 把已粉碎的煤抛向煤矿巷道。应力分布不均匀假说认为, 围岩中不均匀分布的地应力、高的煤层瓦斯压力和低的透气性、松软的煤体是发生突出的有利条件。

2 防止煤与瓦斯突出办法及安全与防护措施

2.1 预测突出危险性

目前我们经常采取的预测手段有:①打穿层孔测定煤层瓦斯压力;②用WTC防突预测仪和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煤层的瓦斯压力和煤的一些物理性质, 而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煤层, 受破坏的煤层, 其内的瓦斯又从吸附状态变为游离状态, 又将破坏新的煤层, 这样循环作用, 于是大量的瓦斯和煤层将被带出, 于是发生突出。因此, 在做煤层突出预测时, 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煤层。

2.2 消突

按照《防突规定》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, 这是非常必要的, 在打孔消突时, 就可降低瓦斯含量, 降低地应力, 还可找到瓦斯包。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。在施工抽放孔时, 严格按照《防突规定》要求布孔, 控制范围恰当, 即使有地应力和瓦斯包存在, 就可降低其危险程度。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。抽放瓦斯是防突预测工作的关键, 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《防突规定》布孔进行效果检验, 检验孔宁多勿少, 这样可全面了解防突预测区域瓦斯变化情况, 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, 与打消突孔的现象是否有所区别, 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 安全与防护

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, 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;⑦在施工过程中, 严禁烟火, 严禁穿化纤衣服入井, 严禁金属物撞击, 严禁电器设备失爆;⑧监测监控装置齐全, 风电、瓦斯电闭锁装置完善。

3 结语

掘进工作面防突 篇7

1 突出事故地点工程概况

事故发生在1175综采工作面正在施工的1175运输巷掘进头。该采面设计走向长866 m, 倾向长120 m, 位于金一采区三区段北翼的7#煤层。其上覆3#煤层的1135采面和本层相邻的1173, 1174采面均已回采结束。7#煤层与3#煤层的层间距为38 m, 1175综采面布置在1135采面的采空区下方。1135采面走向中部有1条落差6 m的正断层, 开采时为过断层留下了120 m的煤柱。1175运输巷开口往里323~443 m有120 m段为1135采面过断层跳压的煤柱区, 巷道掘至375 m遇断层, 揭露断层后向前掘进25 m发生了煤与瓦斯突出事故。2007年6月7日19时13分, 1175运输巷在掘进过程中发生煤与瓦斯突出, 造成4人死亡, 突出点标高+1 735 m, 距地表垂深510 m, 突出煤约110 t, 涌出瓦斯约8 000 m3。

2 事故前采取的防突措施

2.1 工作面设计

针对1175综采面的具体地质条件, 明确防突的主要措施为抽放。为吸取1173采面倾斜长度165 m, 实际施工本层钻孔时深度难以保证、采面中部存在盲区的教训, 为确保采面抽放钻孔按设计要求打到位, 不出现盲区, 保证回采前的本层抽放效果, 同时为尽量利用上保护层 (1135已采工作面) 的保护作用, 将采面巷道布置在1135采空区下方的保护区域内, 为此, 将采面倾斜长度缩短为120 m。采面回风巷采用留2 m的小煤柱沿1173运输巷沿空掘巷, 运输巷从1745运输石门开口, 经顶板穿层进入7#煤层后再进入1135采面的采空区下方定向掘进。巷道采用4.4 m×3.2 m的U型钢拱形棚支护, 综掘机掘进。

2.2 掘进防突

回风巷采用留2 m小煤柱沿空送巷, 极大地降低了防突难度。由于运输巷有煤柱区和揭煤问题, 分3种类型实施防突措施:①开口段从顶板穿层揭煤, 按石门揭煤要求采用“先抽后掘”;②采空区下方的保护区域, 根据预测预报控制进度;③煤柱区采取区域性防突措施, 从顶板施工穿层钻孔提前预抽, 抽放率达到30%以后再掘进, 掘进期间从工作面施工密集排放钻孔作为辅助配套措施。

回风巷、运输巷均按防突掘进管理要求, 布置专用回风巷及2道防突风门, 每隔50 m安设压风自救装置, 并按要求设置“三专两闭锁”和“双风机”、“双电源”, 巷道掘进执行“四位一体”的防突措施。

2.3 防突措施实施情况

1) 开口段揭煤。

采用ZY-150钻机在工作面打钻孔穿过煤层实施抽放后, 正常放炮安全揭煤。

2) 卸压区防突。

采用在工作面煤层的软分层中布置13个排放孔, 经效果检验无突出危险后正常掘进至煤柱区边缘。

3) 煤柱区防突

a.区域穿层钻孔预抽

为了保证穿层钻孔的施工和预抽时间, 该矿提前安排2131回风巷于2006年10月开始施工, 2007年2月20日抽放区组织2台ZY-150钻机施工穿层钻孔, 实施煤柱区域1175运输巷上帮8 m、下帮5 m范围的瓦斯预抽, 设计施工36个钻场共216个孔, 钻场间距30 m, 每个钻场按扇形布置6个钻孔至煤层底板2 m, 边施工边抽放, 每个打穿7#煤层的钻孔都出现严重的喷孔现象。

至5月26日, 实际施工成孔202个, 钻孔孔口抽放负压为22 kPa, 钻孔单孔抽放瓦斯浓度最高达到75%, 最低浓度为2%, 总管抽放浓度为3%~6%, 抽放混合量为23 m3/min。

根据矿井精查地质报告提供的7#煤层瓦斯含量最大值为17.68 m3/t, 则煤柱区预抽范围的瓦斯储量为14.32万m3。从2月20日至5月8日止 (开始进入煤柱区) , 按平均抽放浓度4%计算, 累计抽出瓦斯量为10.3万m3。3#—7#煤层之间的薄煤层及岩石瓦斯抽出量按30%计算, 则7#煤层预抽瓦斯量为7.21万m3, 经计算预抽率为48%, 大于30%, 符合《煤矿安全规程》的规定[1] 。7#煤层剩余瓦斯含量约为9.19 m3/t, 达到预期的抽放效果。

b.煤柱区过断层

刚进入煤柱区, 工作面就遇见上覆1135所揭露的落差为6 m的正断层。按石门揭煤防突措施的要求先打探测钻孔, 探明断层前方煤层位置, 再根据地质预报按揭煤要求布置36个钻孔进行预抽, 待钻孔瓦斯预抽率大于30%后再掘进, 巷道底板距煤层顶板法线距离2 m时进行效果检验, K1值为0.27、钻屑量Smax为1.9 kg/m, 无突出危险, 正常安全揭开煤层。

c.煤柱区过断层后的防突措施

在保持顶板穿层钻孔正常预抽的前提下, 按掘进防突措施要求增加工作面密集排放钻孔的辅助配套措施, 即在煤层软分层中布置13个排放孔, 控制工作面前方12 m、上帮8 m、下帮5 m, 再施工3个验证孔, 无异常后进行效果检验, K1值小于0.4, Smax小于3.2 kg/m时允许进度7 m, 保证工作面前方有5 m的安全屏障, 即每7 m为一循环, 共进行了4个循环。第1循环效检K1值超限, 达到0.41, 补打13个排放孔后重新效检, K1值为0.38、Smax为2.1 kg/m。第2循环将排放孔加密为20个, 效检K1值为0.34、Smax为2.1 kg/m。为此, 从第3循环起修改排放孔设计, 将排放孔数量增加至54个孔 (布置为3排) , 打排放孔过程中出现喷孔现象, 效检K1值为0.24、Smax值为2.0 kg/m。第4循环打排放孔过程中出现喷孔现象导致T2探头超限4次, 最大达到1.09%, 同时因片帮造成1.9 m的空顶, 经效检, K1值为0.16、Smax值为2.0 kg/m, 效检K1值及Smax值均不超限。

3 事故原因分析

3.1 直接原因

1) 安全屏障距离不够。由于在打排放孔过程中出现片帮现象, 导致工作面空顶1.9 m, 使得在进行效果检验时, 工作面位置与开始施工的排放孔开孔位置相差1.9 m, 造成部分排放孔的超前安全保护距离不足5 m。

2) 超掘0.6 m。6月7日8点班末实际进度5.7 m, 基点到工作面的距离为7.6 m, 由于效检孔位置超前了1.9 m, 虽然按效检允许进度尚差1.3 m才到位, 而按最短排放孔控制距离已超掘了0.6 m。

3) 由于前方煤层沿巷道前进方向倾角变大, 在施工排放孔时角度掌握不好, 排放孔控制范围内煤层中上部可能存在盲区。

4) 现场措施执行和监督管理不到位。现场负责监督的人员对基点的概念不清, 导致排放孔超前5 m 的措施未得到认真落实。

3.2 间接原因

1) 对7#煤层煤柱影响区突出灾害的严重性、多变性和复杂性认识不足, 未对穿层钻孔的预抽效果进行可靠的考察。虽然考察了预抽率, 但由于瓦斯抽放计量不准确, 加上对煤层的原始瓦斯含量未进行直接测定, 因而存在较大误差, 实际抽放效果并未达到消除突出的目的。因采取了密集排放孔措施, 不具备煤层瓦斯压力测定的条件, 所以未测定抽放后的煤层瓦斯压力。对第4循环打排放孔时多次出现喷孔造成瓦斯超限的现象也没有认真分析, 认为打钻出现喷孔是正常现象。

2) 对煤柱影响区防突的针对性措施不强。密集排放孔的超前安全距离为5 m, 虽然符合《防治煤与瓦斯突出细则》的规定[2] , 但针对7#煤层煤柱影响区又有断层的特殊地质条件, 没有考虑一定的安全系数, 5 m安全保护距离明显偏小。对措施现场执行和监督管理的规定不尽完善, 导致措施在现场的执行不严、不细、不实。

3) 由于3#与7#煤层的层间距有38 m, 穿层钻孔为长度60 m以上的倾斜钻孔, 施工难度较大, 钻孔终孔点的实际位置与设计位置有偏差, 造成巷道轮廓线上帮8 m范围内存在盲区, 且开孔段位于1135运输巷下方的3#煤层底板, 岩石受采空区积水浸泡后容易塌孔, 同时因7#煤层的透气性差, 抽放影响半径小, 钻孔间距可能偏大, 导致钻孔抽放效果较差, 实际抽放效果未达到预期目的。

4) 地应力作用。工作面前方处于应力叠加地段, 煤体受3种应力作用 (煤柱区边缘集中应力、断层构造应力、巷道开挖后工作面前方集中应力) 而破坏, 积聚了大量的游离瓦斯, 产生了较高的瓦斯压力。其应力叠加主要来源于3类:①上覆3#煤层孤岛煤柱的支撑压力。工作面正好已进入压力增高区。②工作面煤壁5 m范围内产生了局部支承压力。③由于巷道刚穿过断层, 处于断层影响区域, 还受到构造应力的影响。因此, 工作面前方的地应力叠加是导致本次突出事故的重要原因之一。

4 突出煤层掘进安全技术与管理措施

1) 保护层开采始终是区域性防突的主要技术措施, 而遗留煤柱则是突出煤层开采中最严重的安全隐患, 极大地增加了防突工作的艰巨性、复杂性。在今后的安全生产技术管理中, 务必要充分认识到留设煤柱对防突的危害性。在开采保护层时, 必须采取一切可能的手段实施无煤柱开采, 从根本上消除瓦斯压力增高区[3] 。

2) 基础技术工作是矿井安全生产的重要保证, 尤其在防突管理工作中, 地质资料的收集、整理、分析至关重要。在制订防突措施时, 对于不同的开采区域中突出危险程度的判别, 要在收集、分析各种可靠的地质资料的基础上认真把握, 并结合具体的防突方法和措施进行深入细致的可靠性论证, 把各种措施可能存在的缺陷、有无补救的配套措施、实施过程中可能出现的各种不利因素及防范管理措施、整个防突工作中各个环节如何实现有效配合和跟踪监控等分析清楚, 制订出针对性强的技术措施、安全措施、施工组织措施和跟踪管理措施, 确保防突措施的科学性、针对性、可靠性和严密性。

3) 进一步增强对防突工作的长期性、艰巨性、复杂性的认识。随着开采深度的增加和开采强度的加大, 突出的危险性、复杂性进一步增加, 对防突工作的要求将进一步提高。因此, 对待防突工作, 必须早规划、早安排、早着手, 从时间上、空间上、人财物上给予充分保证。

4) 对于采用穿层钻孔实施区域性预抽, 必须创造良好的钻场施工条件, 钻孔长度控制在20 m左右, 并且在施工过程中一定要加强技术管理, 及时测定抽放参数、收集钻孔参数, 及时制图分析、校正钻孔设计参数, 确保预抽效果达到预期目的。

5) 认真总结、评价防突措施的实施效果, 研究切合矿井实际的防突方法, 逐步建立矿井防突技术指标体系, 尤其是切合矿井实际的突出敏感指标。在没有总结研究出成果之前, 必须按照“有把握、留有余地”的要求留足安全系数。采取局部防突措施时, 安全超前距离按10 m控制。

6) 切实加强现场管理, 加强职工防突知识和安全意识培训, 认真落实施工监督管理措施, 确保防突工作的各项措施在现场得到落实。

7) 创造条件搞好防突技术研究, 与科研机构合作, 开展各煤层瓦斯基本参数测定, 开展突出机制的研究和突出预测预报敏感指标及方法研究, 为搞好防突工作提供强有力的技术支撑。

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.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2006.

[2]中华人民共和国煤炭工业部.防治煤与瓦斯突出细则[M].北京:煤炭工业出版社, 1995.

掘进工作面防突 篇8

关键词：高瓦斯防突区域,爆破技术,光面爆破,炮眼布置

所谓汽车倒车, 就是通过驾驶员的操作, 将车由静止状态经动力传递到汽车向后行驶的过程。

倒车行驶, 由于受视线的限制, 看不清车后的道路情况, 又加之转向的特殊性, 控制转向的位置又起了变化, 所以, 比车辆前进较困难一些, 没有同前进时的转向方便、灵活、准确。

很多新手是谈倒车色变, 虽经反复练习, 总是不得要领, 以致更加丧失了独自开车出门的信心。这里介绍几点小经验, 来帮助大家解决这个难题。有一种错误概念, 说倒车只要看左右反光镜和后视镜就可以了, 事实上, 这远远不够, 因为新手本来就不大习惯看镜子, 更何况倒车时后面难免会有行人和自行车, 所以我们提倡养成倒车回头看的好习惯。而将看左右反光镜和后视镜作为辅助手段。

倒车车速不得高于7km/h (2米/秒) , 较慢的速度能给人留有更多的观察和打轮余地。对新手来说, 必要的联系很有好处, 而且, 做完一次动作, 无论感觉成功与否都先下车, 前后左右观察一番, 找到下一次改进的感觉, 如此反复, 定会收到事半功倍的效果。停车入位一般有两种情形, 一种是路边停车, 一种是停车场停车。在这两种情形下, 停车技巧略有区别。只要学会了这些, 其他问题也能迎刃而解。倒进车位是绝招, 倒车时别忘了打转向灯示意。车与马路牙子相距10c m~20c m为宜, 大概就是一个反光镜的宽度。倒车前首先看清车后的情况, 估计好倒车的行进路线, 确定车头是否会碰到障碍物, 倒车时尽量不要踩油门, 控制车速不要太快。根据车尾行进方向的需要, 用左手转动方向盘:如果车尾需要向右后方行进, 则将方向盘向右转动;反之, 则将方向盘向左转动。实际上这和汽车向前行驶时的转向操作是一致的, 记住这点就不会打错方向而手忙脚乱了。在倒车过程中不要一直看着车后, 在确认车后安全的前提下, 需要不时地观察左右后视镜, 注意障碍物与车身之间的距离, 并据此利用方向盘来修正车身后退时的位置。

如果觉得在倒车过程中, 车头有可能会碰到障碍物, 则还需要在适当的时候看看车前。特别是在方向盘转动幅度较大的情况下, 由于汽车在转向过程中, 转向轮的转弯半径要大于后轮的转弯半径, 在倒车时车头部向外甩的幅度也大, 所以一定要注意车头避免碰擦。不要养成原地打方向盘的习惯, 这样更容易损坏车辆, 而且打起来也很费事。

路边停车时还要注意三点:第一, 在倒车过程中要注意后方的机动车、非机动车以及行人。第二, 不管用哪种方法切入时都要注意, 在回轮过程中, 掌握好回轮的速度, 以免车的右后侧或右前侧与后车的左前侧或前车的左后侧相蹭。第三, 千万不要逆向停车, 否则你很有可能会领到一张交通罚单。

(盐城师范学院)

技校学生如何掌握安全倒车技巧●孙晓庆

参考文献

[1]黄喜贵.爆破工[H].北京:煤炭工业出版社, 2003