矿井揭煤（精选3篇）
矿井揭煤 篇1
摘要：突出矿井立井施工期间揭煤是矿井基建通防管理的重中之重, 同时也为二期工程施工过煤层提供了依据。本文通过对立井井筒施工揭煤施工实践进行分析, 为突出矿井快速过煤层施工提供了指导意义。
关键词：突出矿井,快速,揭煤
1 工程及地质概况
山西平舒煤业有限公司翟下庄分区通风系统改造项目立井井筒工程位于山西省晋中市温家庄乡翟下庄村, 该矿进风立井井筒净径9m、净断面63.585m2、基岩段掘进直径10.4m断面84.91m2, 井口地坪标高+1246.000m, 井深637.45m。采用普通法施工, 基岩段支护厚度700mm, 采用素砼支护强度等级C30。该进风立井井筒由中煤第四十九工程处承建。
根据相关资料, 地层总体呈一走向NEE、倾向SE的单斜构造, 地层倾角5°左右, 其间发育次一级的宽缓褶曲, 区内无较大断层和陷落柱, 构造属简单类型。
根据山西平舒煤业有限公司地质勘探报告、进风井井检孔地质报告, 81#、82#、9#、12#、15#、15#下可采煤层瓦斯含量2.99～7.44mL/g (daf) , 瓦斯成分以CH4为主 (占54.63%～78.36%) , 根据瓦斯涌出量计算预测, 本矿井属煤与瓦斯突出矿井。
2 准备工作
在揭煤之前, 必须做好以下期间准备工作:
1、准备好探煤的ZM-120Ⅱ型潜孔钻机或150型液压钻机。
2、井筒内安装和调试好瓦斯监测设备。
3、检修好日常检查瓦斯的光干涉式瓦斯检查仪、便携式瓦检仪和风表。
4、揭煤前准备好2台GP系列煤层瓦斯压力测定仪和2台WTC突出参数测定仪。
5、根据现场施工情况备好D50-80×9型高扬程卧泵、风动潜水泵等排水设施。
6、联系矿山救护队伍, 并在施工现场24小时待命。
3 防突措施
3.1揭煤工艺流程
揭煤工艺流程主要包括煤层定位、防突设计、区域防突、区域预测预报、区域防突措施效果检验、区域验证、局部防突、突出预测、局部防突措施、揭穿煤层等步骤, 详见图1, 揭煤工艺流程图。
3.2煤层定位
当立井施工至距离煤层顶板法向距离为20m时, 停止掘进, 使用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机, 施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 孔径为Φ90mm的前探取芯钻孔, 利用钻孔观测地质产状要素、煤层厚度、倾角变化、地质构造等, 并做好详细记录, 准确掌握和控制层位。
3.3区域防突措施
3.3.1区域预测预报。当施工至距离煤层顶板10m位置处时, 使用钻机施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 孔径为Φ90mm的取芯钻孔。利用以上3个钻孔做预测预报孔, 来测定煤层瓦斯含量、瓦斯压力, 瓦斯含量及瓦斯压力的测定由通风部防突实验室负责测定, 项目部配合。采用DGC型瓦斯含量直接测定装置对3个钻孔进行瓦斯含量测定;采用MWYZ-HV型主动式瓦斯测压仪进行测定压力。当检测的瓦斯含量小于7.5m3/t且瓦斯压力P小于0.74MPa时 (稳定24小时后) , 确定煤层为非突出煤层。项目部通风队技术员将以上数据收集报公司总工程师及平舒矿总工程师审批后, 方可恢复施工。施工采用“探三进一”的施工方法掘进施工。
当瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力大于0.74MPa时, 确定煤层为突出煤层, 必须对瓦斯进行预抽放。
预测预报孔施工前, 工作面以上必须成巷, 打钻过程中观察钻孔和瓦斯变化情况, 检查是否有喷孔现象, 施工完第一个前探钻孔后先用木楔封孔, 再施工第二个探孔, 依此类推。
3.3.2区域防突措施。当掘进至法线方向距煤层7m位置时, 采取穿层钻孔对煤层进行预抽。在掘进断面上打ϕ90mm的抽放孔133个, 抽放瓦斯, 降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力, 杜绝瓦斯突出的发生。
钻孔的控制范围是:揭煤处井筒轮廓线外12m, 同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的距离不小于5m, 孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5m。
钻孔密度:根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点, 设计排放钻孔。主要技术参数如下:
井筒见煤处每平方米布置1个钻孔, 孔底间距不大于2m, 井筒轮廓线外12m孔底间距不大于4m布置根据钻孔的有效抽放效果适当增加抽放钻孔。
a、钻孔有效排放半径1000mm;
b、开孔间距:钻孔开孔间距1000mm, 孔底超出荒径12000mm;
c、钻孔直径:ϕ90mm;
d、钻孔深度:穿透煤层全厚进入底板至少0.5m;
e、钻孔总数:133个。
3.3.3区域措施效果检验。抽放完成后, 在工作面采用钻机施工5个孔径为Φ90mm的效果检验孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量和压力 (测定方式与区域预测预报相同) 。
当煤层内瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力P大于0.74MPa时, 继续进行工作面瓦斯抽放, 直至测得煤层内瓦斯含量及瓦斯压力小于临界值以后才能允许掘进至煤层法向距离5m处。
3.3.4区域验证。当掘进至距煤层法向距离5m位置时, 在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ90mm的取芯钻孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量、残余瓦斯压力 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t或瓦斯压力P小于0.74MPa时, 确认为无突出危险, 在采取安全防护措施后进行作业。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, 则该区域应当执行局部综合防突措施。
3.4局部防突措施
3.4.1工作面突出危险性预测预报。距煤层法向距离5m位置时, 在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ90mm的取芯钻孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t时, 确认为无突出危险, 在采取安全防护措施后进行采掘作业。只要有一次预测为有突出危险或施工超前钻孔等发现了突出预兆, 则执行局部综合防突措施。
3.4.2局部防突措施。采用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机施工直径90mm的卸压孔, 钻孔要求全断面均匀布置, 具体参数如下
钻孔的控制范围是:揭煤处井筒轮廓线外5m, 孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5m。
钻孔密度:井筒见煤处每平方米布置1个钻孔;孔底间距不大于2m。
1.钻孔有效排放半径1000mm;
2.开孔间距:钻孔开孔间距1000mm, 孔底超出荒径5000mm;
3.钻孔直径:ϕ90mm;
4.钻孔深度:穿透煤层全厚进入底板至少0.5m;
5.钻孔总数:89个;
6.排放时间24小时。
3.4.3局部防突措施效果检验。施工完卸压孔排放瓦斯24小时候后, 工作面在采用钻机施工5个孔径为Φ90mm的效果检验孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t时, 确认为无突出危险, 由矿通风队汇报公司调度、平舒公司通风部, 同时编制抽放记录报告, 并报审公司总工程师及平舒公司总工程师, 待批复后方可恢复爆破掘进。
3.5远距离放炮爆破揭穿煤层
揭露煤层使用远距离放炮法施工, 揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后, 若未能一次揭穿至煤层顶 (底) 板, 则仍应当按照远距离爆破的要求执行, 直至完成揭煤作业全过程。在煤层掘砌施工时同样采用远距离放炮措施进行掘进, 如煤层较软时, 降低施工段高或进行锚网临时支护, 以保证施工安全。
4 结语
中煤第四十九工程处通过对平舒煤业有限公司井筒揭穿煤层过程中防治突出技术的研究, 形成了一整套适合煤与瓦斯突出矿井井筒揭煤快速施工技术, 为该地区今后的揭煤工作、保证安全生产积累了大量的经验, 对于同等条件下的井筒揭煤具有一定的借鉴意义。
水力压裂技术在矿井揭煤中的应用 篇2
1 水力压裂技术防突机理
在地面煤层气开发技术中,水力压裂技术作为提高煤层透气性的最主要途径已得到广泛应用[1]。煤层压裂后,其内部出现众多且延伸很远的裂缝,使得在抽气时钻孔周围出现大面积的压力下降,煤层受降压影响解吸出来的气体能够通过压裂形成的裂隙运移至钻孔中,保证煤层气能迅速并相对持久地抽放,抽出量较压裂前可增加数十倍,效果显著[2,3]。
高压注水压裂消突技术用于突出防治也是切实可行的。将压裂液高压注入煤(岩)体中,压裂液克服最小主应力及煤(岩)体的破裂压力,可将煤(岩)体内部微裂隙扩展并使之沟通,使煤体瓦斯潜能及弹性能得到释放,煤体瓦斯压力及瓦斯含量降低,煤层透气性增加,从而增大突出阻力,减弱或消除煤体突出危险性。
2 高压注水压裂消突技术
2.1 压裂参数
高压注水压裂消突技术实施成功与否及效果优劣与参数选取密切相关。压裂参数主要包括压裂孔布置方式、孔深、封孔深度、注水时间及注水压力等,由于目前尚无统一的计算公式,故压裂参数主要通过现场试验获得。
(1)钻孔布置方式。
水力压裂钻孔布置参数为:距回风下山掘进面巷道底板1 m处布置一个钻孔,即2#钻孔,Ø89 mm,投影孔深60 m,沿倾向向煤层深部打压裂孔,压裂对象为煤层段。钻孔布置如图1所示。
(2)封孔深度。
试验封孔深度为20～30 m,穿过岩石段进入煤体5 m,过应力集中区。
(3)注水压力。
煤体注水压力为8～25 MPa,岩体注水压力为20～40 MPa。
(4)压裂时间。
压裂时间与注水压力、注水量等参数密切相关,注水压力、流速不同,注水时间也不同。注水过程中,煤体被逐渐压裂破坏,众多微裂隙不断沟通,高压水在已沟通的裂隙间流动,注水压力及注水流量等参数不断变化,注水时间可根据注水过程中压力及流量的变化确定。由于己一回风下山为煤巷遇断层后揭煤,压裂液可能在煤体压裂后与断层导通,故以注水泵压降约为峰值压力的30%时作为注水结束时间。
2.2 压裂设备
注水系统由注水泵、专用封孔器、高压管路、水箱和压力表等组成(图2)。
(1)注水泵。
注水泵选用BRW315/31.5型煤矿用乳化液泵,额定压力31.5 MPa,额定流量400 L/min,水箱容积3.5 m3。为便于现场操作与控制,注水泵安装有YHY60(B)矿用本安型数字压力表、水表及卸压阀等附件,并配有FCH32/0.2矿用本安型手持采集器。
(2)专用封孔器。
钻孔封孔器选用专用封孔器,由封孔胶囊、连接杆、出水嘴和注水头4部分组成(图3)。封孔器具有一定的内径以保证足够的流量,外径96 mm,长度10 m,抗压强度大于35 MPa,加压扩张系数大于35%。
(3)高压管路。
高压管路选用内径25 mm的高压胶管,钻孔内采用优质无缝钢管,采用快速接头与封孔器和高压胶管相连接。
2.3 现场实施
采用动压注水,注水量为40 m3,从注水开始到水力压裂结束约历时2 h。泵站开启瞬间,注水压力达5 MPa,之后迅速升高;注水压力达18 MPa时,有明显流量。泵站开启约20 min后,注水压力达29 MPa,此时高压水即开始对煤体进行压裂;水力压裂60 min后,压力降至18 MPa,此时,即便持续加压,注水压力亦无明显上升,表明压裂过程结束。待5 min后缓慢降压,注水压力降至5 MPa时停泵,并关闭卸压阀。
2.4 压裂效果检验
水力压裂结束后,在工作面补打3个深度不低于60 m的检验孔,即图1所示1#、3#、4#孔。4#孔布置在2#孔上方0.5 m处,与2#孔平行,1#、3#孔布置在2#孔两侧,间距1.7 m,钻孔向两侧辐射,与2#孔夹角15°,其中4#孔深度不低于100 m,在该孔80,100 m位置采集煤样;1#、3#孔在20,30 m处取煤样,送实验室测试煤体孔隙率、含水量、含水饱和度等参数。煤样参数测试结果表明:该处煤体湿润,裂隙发育,具有明显压裂迹象。
此外,利用检验孔对压裂煤体连续抽放72 h,随后对煤层突出指标进行了测试,各项指标值均低于突出临界值。结果表明,高压水力压裂措施消除了煤体突出危险性。
3 结语
(1)通过现场试验,选取了水力压裂参数,利用压裂设备,对高突煤层煤体实施了压裂。结果表明,该技术消除了煤体突出危险性,实现了安全快速揭煤。
(2)水力压裂技术可将煤(岩)体内部微裂隙扩宽并使之沟通,使煤体瓦斯潜能及弹性能得到有效释放,煤体瓦斯压力及瓦斯含量降低,煤层透气性增加,从而增大突出阻力,减弱或消除煤体突出危险性。该技术作为突出煤层区域防突措施是切实可行的。
参考文献
[1]罗文,刘杰.水力压裂技术在低渗油田中的应用[J].内江科技,2008(4):98-99.
[2]杜春志,茅献彪,卜万奎.水力压裂时煤层缝裂的扩展分析[J].采矿与安全工程学报,2008,25(4):231-234.
矿井揭煤 篇3
1 基本方法
第一步, 根据地质资料预测, 当岩巷工作面顶板距煤层法距10 m时, 向顶板打钻对煤层进行控制, 准确控制煤层与巷道的间距, 并进行瓦斯指标测量。
第二步, 煤层距离巷道5 m时在巷帮施工钻场, 进一步控制煤层位, 并根据瓦斯参数施工瓦斯抽排钻孔, 同时不影响工作面施工。
第三步, 距离煤层2 m时, 进行瓦斯突出危险性预测检验, 采取保安措施进行揭煤。在1个巷道安全揭露煤层后, 沿近煤层走向方向向其他巷道施工煤巷或打抽排钻孔, 消除突出危险[1]。
按照该步骤施工揭煤, 既确保了施工安全, 又大大减轻了揭煤对施工的影响, 加快了施工进度。
2 应用实践
2.1 施工条件
主平硐揭11号煤处煤层厚0.9 m, 无软分层, 煤层倾角7°, 底板为1.0 m厚的粉砂岩, 顶板为1.8 m厚的粉砂岩, 由于11号煤在井田内零星赋存, 勘探和井检孔施工时未测定瓦斯资料。该处10号煤层距11号煤垂距约3.0 m, 厚0.8 m, 无软分层, 可燃气体含量最高为18.14 mL/g, 瓦斯解吸值为162。超前钻孔孔口瓦斯浓度大于10%, 有瓦斯涌出现象。预计主平硐在井下消防材料库开口前120～151 m处穿11号煤层, 穿煤距离长约31 m, 150～180 m处穿10号煤层, 穿煤距离长约30 m。由于该井田11号煤层未测定瓦斯资料, 二矿补充勘探孔B2在施工到10号和11号煤层时发生喷孔, 从煤层高程计算喷出高度达76 m, 说明10号和11号煤层的瓦斯含量和压力高, 并且在主平硐超前探测中该层位有轻微喷孔现象。由于煤层瓦斯含量高, 采取排放措施时间太长, 严重耽误工期。为了确保主平硐安全揭穿10号和11号煤层, 研究决定对10号和11号煤层进行瓦斯抽放。
副平硐揭32号煤处煤层厚0.79 m, 无软分层, 含0.005 m左右的方解石层, 煤层倾角5°, 底板为2.0 m厚的泥岩, 顶板为7.2 m厚的粉砂岩, 瓦斯解吸量为80 mL, 超前钻孔孔口瓦斯浓度大于10%, 无明显瓦斯动力现象。预计副平硐在开口前230～281 m揭煤, 揭煤距离长约51 m。
2.2 三步揭煤
在揭煤时, 由于煤层与巷道夹角小, 巷道过煤段 (从煤层距巷道顶 (底) 板法距2.0 m到煤层距巷道底 (顶) 板2.0 m) 长达80 m左右, 一次性采取防突措施和揭煤非常困难, 因此将揭穿煤段分成若干小段分别进行效果检验, 在留足安全保护带的前提下掘进。从巷道顶板距煤层法距2.0 m到0.5 m掘进过程中, 每次施工金属骨架孔时选择中间及两侧孔穿过煤层, 取煤屑进行防突指标K1值测定, 取临界指标K1=0.4。测定K1值均小于0.4, 然后采取浅掘浅进、每循环进度控制在1.0 m, 逐渐接近煤层。当巷道掘进至顶板距煤层法距0.3 m时, 经预测K1值为0.16, 在掘进工作面顶部布置2排8个2.0 m深的揭煤炮眼, 见煤深度0.6 m, 工作面按常规布置炮眼, 巷道停电撤人后, 在井口外侧实施远距离放炮揭煤。揭煤30 min后, 工作面无异常, 进入工作面挂网初喷封顶。揭煤后, 用8.0 m长钎杆施工3个穿过煤层的预测孔预测, 每2.0 m预测1次, 无异常则始终保持5.0 m超前距向前掘进, 直至煤层进入巷道底板2.0 m。
当副平硐工作面顶板距煤层法距10 m时, 向顶板打钻对煤层进行控制, 探测煤层到巷道的距离, 煤层间距无异常, 但孔口瓦斯浓度大于10%;掘进到距煤层底板法距5 m时, 在钻场施工排放钻孔进行瓦斯排放;到2 m时, 施工了3个Ø65 mm的钻孔取煤屑进行K1值测定, 测得K1max为0.18, 预测无突出危险, 采用远距离放炮揭煤。
2.3 排放孔施工
参考邻近矿井测试数据, 排放半径取1.0 m。此时煤层距巷道掘进工作面顶板5 m, 设计排放巷道顶2.5 m、底3.5 m、两帮侧4.8 m的瓦斯, 排放范围宽14.0 m、高10.0 m。
为了控制回风流瓦斯不超限, 施工排放孔时, 从上部孔开始施工, 打完1个孔, 回风流瓦斯浓度为0.2%, 继续打下3个孔, 回风流瓦斯浓度达0.83%, 停止钻孔。当回风流瓦斯浓度降为0.6%时, 恢复钻孔施工。反复多次, 钻孔施工结束再经过6 d排放, 孔口瓦斯浓度降至2.5%, 工作面瓦斯浓度为0.28%。
2.4 埋设金属骨架
副平硐掘进距32号煤层法距2.0 m时, 工作面顶板揭露煤层底板泥岩, 该层泥岩为块状、较软、易碎。为了预防顶板冒落引起煤与瓦斯突出和滞后突出, 在顶板距煤层法距2.0～0.5 m揭煤范围内提前埋设钢管骨架, 顶板距煤层法距0.5 m及巷道穿煤段与煤层进入巷道底板2.0 m的范围分别采用不同的金属骨架预防突出。
2.4.1 揭煤前埋设钢管骨架
(1) 骨架孔设计。
骨架孔Ø110 mm, 孔间距取0.3 m, 孔口距设计石门顶0.5 m, 进入顶板1.0 m, 超过石门两帮轮廓线1.0 m, 孔深6 m, 在距工作面0.1, 0.5 m的巷道两帮各施工深1.0 m、Ø150 mm的抬梁孔。
(2) 骨架材料。
金属骨架由Ø108 mm钢管制成, 用11#工字钢做抬梁。
(3) 骨架安装。
①扩巷:从工作面后退2.0 m开始扩巷, 将巷道顶扩0.5 m, 帮扩大1.0 m, 喷浆加固。②安装及固定:抬梁穿入抬梁孔后, 用水泥砂浆将抬梁孔封严。骨架孔打1个安1个, 用抱卡和抬梁固定。掘进2.0 m后, 架4架“U”型支架, 间距0.8 m。
2.4.2 后续骨架
在前次骨架下的1.0 m范围将巷道顶挑0.5 m, 帮扩1.0 m, 将骨架孔呈微扇形布置, 安装骨架。重复1次。
2.4.3 穿煤时埋设金属骨架
在穿煤过程中, 为了预防煤层底板片帮引起突出, 设计在帮部煤层及其底板预埋金属骨架, 骨架材料同前, 仅6.0 m的钢管骨架增加接头。
(1) 骨架孔布置。
在巷道两帮首次各布置10个骨架孔, 孔距0.3 m, 孔深12 m, 随着煤层逐渐穿向巷道底板, 孔数减少并向下移。
(2) 扩巷、安装。
巷道顶扩0.5 m, 帮扩大0.8 m, 喷浆加固后施工骨架孔, 骨架孔倾角接近地层倾角, 打1个孔安设1个骨架, 一帮骨架安设完后在顶、底板各施工1.0 m的抬梁孔, 安设抬梁, 骨架与抬梁间固定同前, 固定后, 施工另一帮。
(3) 后续骨架安装。
巷道前进12.0 m后, 将工作面1.0 m范围巷道两帮各扩0.8 m, 重新布置施工骨架孔, 安装骨架。再重复3次, 穿煤时共安装5次。
2.5 抽放
2.5.1 抽放钻孔布置
抽放钻孔在工作面钻场距11号煤层底板法线5 m处施工, 孔径75 mm, 抽放半径依据邻近矿经验取3 m, 抽放控制巷道四周5.0 m范围, 设计施工5排钻孔, 上部4排, 每排5个, 最下排3个, 巷道顶部增加1个, 共24个抽放钻孔, 呈微扇形布置[2]。
2.5.2 抽放设备
井田内主采6中煤层, 平均厚度2.21 m, 可燃气体含量为26.20 mL/g, 顶板岩性以粉砂岩、泥质砂岩为主, 局部为粉砂质泥岩, 底板以泥岩、粉砂质泥岩为主, 遇水膨胀, 透气性差。且该移动抽放系统仅仅服务于巷道石门揭煤时进行瓦斯预抽, 下一步地面还要建立永久抽放系统, 属过渡措施, 选用的移动式瓦斯抽放泵型号为BJW44YJ。
2.5.3 抽放实施
抽放钻孔施工完成验收合格后, 采用石膏水泥砂浆封孔, 封孔深度5.0 m, 采用BJW44YJ移动式瓦斯抽放泵进行抽放, 孔口负压约15 kPa, 始抽瓦斯浓度为16%, 纯瓦斯流量0.8 m3/min, 抽放7 d后瓦斯浓度和瓦斯流量分别衰减至6%、0.25 m3/min。连续抽放20 d后, 瓦斯浓度和瓦斯流量分别衰减至2%、0.03 m3/min, 停止抽放。
2.5.4 效果检验
停止抽放后, 主平硐掘进至距煤层法线距2.0 m时停掘, 采取钻屑指标法检验抽放效果, 设计检验孔为4个。K1临界值取0.6, 经检验K1max为0.24, 抽放防突措施有效, 可以揭煤。
3 “三步揭煤法”技术效果分析
在揭煤前分次有目标探煤, 提前采取防突措施, 减轻揭煤对施工的影响, 确保了施工进度。
3.1 多钻孔排放瓦斯、有效遏制瓦斯突出
大量钻孔排放瓦斯, 可迅速降低煤层的瓦斯含量, 避免了瓦斯聚积造成事故, 确保了施工安全。同时降低了炮后瓦斯, 避免了炮后瓦斯浓度超标, 消除了不安全隐患。排放孔的施工, 使巷道中岩层产生间隙, 降低了放炮强度, 保证了巷道成型, 减轻了对围岩的破坏, 降低了顶板冒落的概率和程度, 减轻了因冒顶造成瓦斯突出的可能。
3.2 金属骨架防突
金属骨架钻孔排放了瓦斯, 降低了煤层瓦斯压力, 骨架在巷道顶部形成框架, 增大了上部煤岩体强度, 阻止煤岩体移位, 防止抽冒诱发突出[3]。
3.3 预抽
采用预抽防突方法有效消除了主平硐10号、11号煤层的煤与瓦斯突出危险, 且预抽控制范围大, 进一步确保了揭煤过程中的施工安全;预抽防突措施设计抽放半径3.0 m, 而排放半径1.0 m, 钻孔工作量减少了2/3, 同时缩短了施工时间和排瓦斯时间, 降低了对工程进度的影响;2层煤同时预抽, 抽排时间缩短了1/2, 大大节约了施工时间。
4 主要技术特点
(1) 着重分析研究了煤层赋存复杂、缓倾角条件下煤层分析预报的重点问题和探测控煤技术, 提出了在石门揭煤防突时不但要预防地质勘探中有编号煤层的突出, 而且要预防地质勘探中没有编号煤线局部变厚引起的突出。
(2) 石门揭穿缓倾角煤层距离长, 一次预测检验瓦斯参数不能保证安全揭穿煤层, 采用“三步揭煤法”分步揭煤, 合理进行预测检验, 预测7.0 m掘进2.0 m, 每掘进2.0 m预测1次, 使掘进面始终有5.0 m安全保护带, 确保了施工安全。
(3) 分析研究了石门揭穿缓倾角煤层过程中金属骨架的使用, 使石门整个揭穿煤过程处于金属骨架保护之下, 消除了由于抽冒、片帮引起突出的不安全隐患。
(4) 进行了抽、排瓦斯钻孔布置的效果分析, 在石门揭穿缓倾角煤层中布置抽、排放孔时, 不能仅从抽排半径控制整个巷道和保护带断面考虑, 还应该考虑煤层倾角的影响。
5 结语
石门揭煤安全管理是突出矿井生产安全管理的重中之重, 如何确保石门揭煤安全是矿井安全管理者面临的重大课题。通过对石门煤与瓦斯防突技术的研究, 基本总结出了一套适合贵州高瓦斯条件下的石门安全揭煤技术, 为石门揭煤奠定了安全基础, 并确保了施工进度, 具有较好的安全和社会效益, 对今后各类石门安全揭煤具有重要借鉴意义。
参考文献
[1]华福明, 王树玉.防治煤与瓦斯突出培训教材[M].北京:科海电子出版社, 2005.
[2]重庆市煤炭学会.重庆地区煤与瓦斯突出防治技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2005.