高瓦斯突出矿井

高瓦斯突出矿井（共12篇）

高瓦斯突出矿井 篇1

摘要：矿井通风系统的可靠性直接关系到矿井通风安全及矿井防灾抗灾能力。为了保证安全生产,矿井的通风系统必须随着矿井瓦斯等级的变化而提升,满足矿井瓦斯治理、防治突出的新要求。不同瓦斯等级的矿井对通风系统的要求不同,结构简单、安全可靠、经济合理、与矿井瓦斯等级相适应的通风系统,可以保障矿井安全生产、实现矿井的可持续发展。为此,总结了陈四楼煤矿瓦斯矿井升级突出矿井的通风系统设计优化过程,简要分析陈四楼煤矿通风系统优化经验,以期为矿井通风系统改造提供借鉴。

关键词：瓦斯矿井,突出矿井,通风系统,煤与瓦斯突出

0 引言

通过陈四楼煤矿通风系统的优化过程,总结出一种具有指导性的通风系统完善方案,意在对矿井升级优化过程提供可靠的参考。如果一个矿井的通风系统与其实际的瓦斯级别不相符,那将给生产安全带来极大的隐患,直接制约矿井的安全发展,同时还会给矿工的生命安全带来威胁[1,2]。通风系统的可靠性关乎着矿井的安全生产[3]。矿井通风的任务是利用通风动力、通风网络以最经济的方式供给井下各用风地点新鲜空气,以保证工人的呼吸,并且能够稀释并排除煤矿井下的瓦斯、粉尘等各种有害物质,为井下工作提供舒适的劳动环境[4]。除此之外,当煤矿井下发生灾变事故,如煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸、煤层自燃时,可靠的通风系统能够及时、有效地控制风流的方向和风量,以防止灾害事故扩大,最终消灭事故[5]。

矿井通风系统是一个动态的、复杂的系统,随着矿井采掘生产的进行,不断发生变化,还伴随瓦斯级别的提高而需要不断提升。如煤与瓦斯突出矿井,要求每个采区都必须有专用回风巷,且专用回风巷内不能兼做运输、行人巷道,也不能有任何电气设备。因此,由瓦斯矿井升级突出矿井的施工中,方案设计优化显得尤为重要。通过对近年来国内外通风系统升级矿井改造案例的学习,发现很多矿井由于改造升级的设计不合理,导致矿井完善时出现工程量大、施工工期长,不能够有效利用矿井已采区域的废弃巷道、辅助巷道,最终给企业带来了巨大的经济压力;有些矿井由于改造不合理,导致矿井升级后通风系统难以满足新的要求,导致矿井迟迟难以复工复产。

1 矿井及通风概况

陈四楼煤矿位于永城市区北偏西13 km,隶属于河南能源化工集团永煤公司。井田面积约61.69km2。矿井1997年11月6日投产,矿井设计生产能力240万t/a,2015年核定生产能力360万t/a,矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓,水平运输大巷布置在-440 m水平。2015年矿井由瓦斯矿井升级为突出矿井,为适应突出矿井对通风系统的新要求,矿井通过采区巷道功能优化或新掘巷道,进行了通风系统升级。现就通风系统升级前后的通风情况分析,简述矿井通风系统优化成果。

矿井通风方式为两翼对角式,通风方法为抽出式。矿井有3个进风井,即副井、主井、中央风井,总进风量为17 999 m3/min;2个回风井,即北风井、南风井,其中北风井回风量9 252 m3/min,南风井回风量9 108 m3/min。矿井有效风量16 344 m3/min。矿井北风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 200 V,转速740 r/min;北风井主要通风机负压为2 130 Pa,北风井主通风机排风量为9 407 m3/min,矿井北翼总进风量为9 070 m3/min(其中,北翼轨道运输大巷进风量6 149 m3/min,北翼胶带运输大巷进风量2 921m3/min)。北风井通风等积孔4.18 m2,属通风容易。北风井的外部漏风率为1.65%。矿井南风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 000 V,转速740 r/min;南风井主要通风机负压为2 270 Pa,南风井主要通风机排风量9 249 m3/min,矿井南翼总进风量8 929m3/min(其中,南翼轨道运输大巷进风量为6 025m3/min,南翼胶带运输大巷进风量2 904 m3/min)。南风井通风等积孔3.75 m2,属通风容易。南风井的外部漏风率为1.52%。

2 通风系统设计优化

2.1 通风系统优化方案

作为突出矿井,通风系统升级中要求满足突出矿井对矿井通风的特殊要求,设置专用回风巷。专用回风巷施工中,要兼顾安全、经济、高效的原则。

①针对突出煤层,掘进作业时必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》,制订区域综合防突措施和局部综合防突措施[6]。坚持区域不消突不进煤巷,不掘突出头的原则。②在保障安全投入的前提下,通过优化改造方案设计节约工程成本,岩巷掘进工程成本较高,但安全性比在突出煤层中掘进要好,煤巷掘进较岩巷成本低,但对于突出区域,不但消突成本高,治突时间久,而且在安全方面还不易得到保障。因此必须综合分析区域煤层瓦斯赋存条件,然后选择合理的改造方案。③要尽量缩短系统改造工期,减少不必要的消耗[7,8,9,10]。

根据以上要求,结合矿井巷道布置实际,选择岩巷掘进与煤巷掘进相结合,并充分利用各采区、工作面的废弃巷道,通过扩帮、拉底、挑顶和加强支护等改造,使其满足矿井通风要求,再调整一些在用巷道的功能,完成巷道改造工程。采区专用回风巷及工作面回风联络巷充分利用沿空掘、留巷技术,降低消突成本,提高煤巷掘进施工安全性。

矿井优化情况:北部东、西翼辅助胶带巷分别作为10采区和12采区专用回风巷,增加北翼-640 m上部回风巷作为北翼-640 m辅助水平(北6采区)专用回风巷,将北翼-605 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-605 m轨道暗斜井中),同时增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务,将南翼-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720m轨道暗斜井),同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务;延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负17采区回风任务。

其中,北部西翼原12采区普遍测定的瓦斯含量较高,但由于该区域的辅助胶带巷开掘时间较久,附近瓦斯含量较低,因此选择该巷道改造,形成北部西翼专用回风巷。并在北部西翼回风联络巷掘进前采取穿层钻孔预抽煤层瓦斯,区域消突后,再进行煤巷掘进工作。矿井南翼测定的原始瓦斯压力均为0,原始瓦斯含量也普遍小于2 m3/t,在严格执行“四位一体”防突措施的前提下,可省略底抽巷的设计。其他区域根据测定的瓦斯含量、瓦斯压力,确定采取煤巷掘进或岩巷掘进,确定的原则为:专用回风巷尽量少揭露断层,煤巷掘进前必须消突。

2.2 井巷工程与设施构筑齐头并进

在井巷工程开始后,通风部门及时跟进制订通风设施构筑计划,充分利用原有的轨道、胶带进行物料运输,通过构筑临时设施、拆除多余设施、构筑新设施的步骤,加紧进行通风设施构筑工作,矿井通风系统完善期间,构建各类通风设施(防突风门、调节风窗、密闭)总计67组/道,拆除各类通风设施(风门、调节风窗、密闭)共计29组/道,矿井巷道工程施工结束前,通风部门已通过部分新构筑的永久设施和部分临时设施,分单元、分步骤先后完成了矿井南翼通风系统调整,矿井-605 m水平通风系统调整和矿井北部东、西翼通风系统调整工作。在井巷工程全部完成后,及时完成剩余通风设施构筑工作,并拆除临时通风设施。

2.3 完善系统防突功能

为满足生产时期矿井防突功能,新构筑通风设施均同步安设防逆风装置。为此,矿通风部门与机修厂合作,设计研制了多种防逆风装置,包括自坠式风窗—水沟防逆风装置、圆筒式防逆风装置,配合构筑了跨刮板机风门、跨胶带机风门,并对部分不满足要求的通风设施进行了改造和重构。在通风设施防突功能提高的同时,其内部漏风率也显著降低。

根据矿井升级完善设计要求,增加了防突风门、防突风墙、防突风窗、避险硐室、隔爆水棚、压风自救,满足了突出矿井防护硬件要求、升级。

3 通风系统调整方案

3.1 改造方案

(1)将北部东、西翼辅助胶带巷胶带拆除,担负着北翼10、12采区回风任务,并将北部西翼辅助胶带巷的断面由10.1 m2扩到15.1 m2,北翼主运输由-470 m水平胶带大巷(北翼集中胶带大巷)担负。

(2)增加北翼的-640 m上部回风巷,担负北翼-640 m辅助水平(北6采区)回风任务。

(3)将北翼的-605 m集中行人下山调整为回风下山,将原来行人下山内架空乘人装置安装在北翼-605 m集中轨道下山内,且增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务。

(4)将南翼的-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井,将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720 m轨道暗斜井中,同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务。

(5)延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负南翼17采区回风任务。

以上专用回风巷增加后,在各工作面轨道(回风)巷、各采区变电所增加回风联络巷,与专用回风巷相连。

3.2 采区通风系统

(1)北翼采区通风系统。矿井采用分区式通风系统,北翼采区由-470 m水平东、西翼轨道大巷、-470 m水平东、西翼胶带大巷进风,-470 m水平东、西翼回大巷回风,经总回风巷由北风井排出。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

(2)南翼采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-720m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m下部回风巷→-720m回风暗斜井→-440 m水平回风大巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

(3)17采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-7 2 0m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m辅助水平回风巷→-720 m辅助回风斜巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

4 通风系统改造前后系统抗灾能力对比

通风系统改造之前,矿井各采区的回风一般通过胶带巷汇入矿井总回风巷,回风流中有电气设备,一旦同时发生电气失爆故障和瓦斯突出,则可能会发生瓦斯爆炸事故,威胁到回风流作业的人员。

通风系统完善之后,矿井各采区回风巷为专用回风巷,巷道内既无各类电气设备,也无人员,即使发生煤与瓦斯突出事故,突出的瓦斯直接汇入专用回风巷排出矿井,不会给矿井带来损失扩大的隐患。

5 通风系统改造后通风能力验证

5.1 通风负压

(1)摩擦阻力[11,12,13,14,15]。根据矿井采掘接替安排,矿井北翼生产时北风井回风量为156 m3/s,南翼生产时南风井回风量为134 m3/s,通过负压计算,北风井通风容易时期摩擦阻力为1 958.6 Pa,通风困难时期摩擦阻力为2 181.3 Pa;南风井通风容易时期摩擦阻力为1 690.7 Pa,通风困难时期的摩擦阻力为2 128.0 Pa。

(2)局部阻力。局部阻力按照摩擦阻力的15%考虑[16],则北风井通风容易时期局部阻力为293.8Pa,通风困难时期局部阻力为327.2 Pa;南风井通风容易时期局部阻力为253.6 Pa,通风困难时期局部阻力为319.2 Pa。

(3)自然风压。矿井自然风压按“科马洛夫”公式计算:

式中,Hn为地面井口大气压力,根据永城市气象局提供的2000—2003年平均气象参数,7月份地面平均气压为0.99×105Pa,1月份地面平均气压为1.019×105Pa;H为矿井开采深度,取650 m;T1为进风侧平均温度,根据风温预测,进风侧7月份平均温度为(273+26.7)K,1月份平均温度为(273+2.6)K;T2为回风侧平均温度,根据风温预测,回风侧7月份平均温度为(273+25.3)K;1月份平均温度为(273+3)K;R为矿井空气常数,干空气的常数为287 J/(kg·K)。

经计算,7月份最小自然风压为-6.4 Pa,1月最大自然风压均为56.6 Pa,显示1月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力大,7月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力小。由于该矿井为抽出式通风方式,因此在该矿井中自然风压在1月份能克服阻力帮助通风,相反7月份较热的时期则增大了矿井通风阻力。

(4)通风负压。该矿井为抽出式通风方式,1月份帮助通风,7月份自然风压增大矿井通风阻力,矿井通风总阻力按以下公式计算:

式中,H初期为矿井通风容易时期总阻力;H后期为矿井通风困难时期总阻力;h摩小为矿井通风容易时期最小摩擦阻力;h摩大为矿井通风困难时期最大摩擦阻力;h局小为矿井通风容易时期局部阻力,按最大摩擦阻力的15%考虑;h局大为矿井通风困难时期局部阻力;按最大摩擦阻力的15%考虑;hn1为帮助通风最小自然风压,-6.4 Pa;hn2为帮助通风最大自然风压,56.6 Pa。

经计算,矿井北风井通风容易时期总阻力为2 258.8 Pa,通风困难时期总阻力为2 451.9 Pa;南风井通风容易时期负压为1 950.6 Pa,通风困难时期负压为2 390.6 Pa。

5.2 等积孔

矿井等积孔按下式计算:

式中,A为矿井等积孔;Q为矿井需要风量;h为矿井通风负压。

计算结果:北风井通风容易时期通风等积孔为3.91 m2,通风困难时期通风等积孔为3.75 m2;南风井通风容易时期等积孔为3.61 m2,通风困难时期等积孔为3.26 m2,属通风容易矿井。

6 结论

(1)陈四楼煤矿突出矿井升级完善的优化与实践,采取科学的安全评价和充分可靠的安全技术措施,系统升级全部22项巷道工程施工过程中,未发生瓦斯超限及动力现象。

(2)通风系统设计优化有效避免了过多的岩巷作业和揭煤作业工程,充分利用了原有的联络巷改造后作为采区避难所或水平充电硐室,节约增效效果明显。

(3)通风系统设计优化、通风设施构筑与巷道施工同步进行,充分利用临时通风设施提前分区域进行通风系统调整,有效缩短了施工工期,所有井巷工程和设施构筑比原计划提前2个月完工。

(4)陈四楼煤矿通风系统升级完善工程的井巷工程、设施构筑工程顺利通过了河南省煤矿安全监察局和河南省煤炭行业协会的联合验收,为其他瓦斯矿井升级突出矿井的完善工作提供借鉴。

高瓦斯突出矿井 篇2

唐志龙

（南川宏能有限公司，重庆 南川 408400）

摘要：本文以南川宏能公司成功的瓦斯治理经验为依据，介绍了单一煤层突出矿井综合瓦斯治理技术的应用。先非接触式消突——从底板抽放巷穿层抽放控制石门区域、煤层掘进条带，避免了在突出层原始煤体里的短兵相接；再接触式强化效果——掘进头的超前钻孔预抽和采煤工作面两巷的顺层钻孔预抽煤层瓦斯，结合采空区瓦斯抽采、井下移动泵抽放煤层瓦斯等方式，多措并举，监测监控，有效地解决了井下瓦斯问题，有力的说明了单一煤层突出矿井瓦斯可防可治。

关键词：单一突出煤层 瓦斯 综合治理

1.矿井情况简介

#南川宏能煤业有限公司位于重庆市南川区，2006年核定生产能力为30万吨/年。矿井开采6煤层单一开采突出煤层，平均厚度为2.30m,煤层倾角一般在14°～33°左右，先开采区埋藏深度400m左右。

矿井的通风方式为中央对角式；地面设立了高、低负压瓦斯抽放系统，对6#煤层进行瓦斯预抽和边采边抽；KJ90N监测系统。工作面采用走向长壁后退式采煤法,采用炮采采煤工艺，U型+尾排通风方式。

矿井相对瓦斯涌出量为27.59m/d.t，绝对瓦斯涌出为19.15 m/min，该矿井煤尘有爆炸性危险，自燃发火倾向为三类，属不易自燃煤层。

332.瓦斯治理问题

宏能公司目前所开采区域的煤层含量为14.29~16.07 m/t，为单一突出煤层开采；以前采用本煤层预抽瓦斯作为主要防突措施，工作面为U型通风，上隅角采用气动抽出式局部通风机治理瓦斯超限，抽放老采空区瓦斯作为发电供气补给。该方法存在下列问题：

32.1问题一

原始煤层内打孔是短兵相接，对预防本层打孔突出没有有效防治手段。

2.2问题二

遇地质变化，本层钻孔难以达到《防治煤与瓦斯突出规定》的深度和范围要求，掘进工作面安全屏障不足、回采工作面有空白带。

2.3问题三

回采工作面采用U型通风方式，采动后邻近不可采的煤线、邻近采区、周围煤体的瓦斯由于松动卸压、裂隙等涌向采空区，工作面瓦斯特别是上隅角瓦斯容易超限，采用局扇通风抽上隅角瓦斯的方法效果差，抽出瓦斯仍排到回风巷中，易引起回风瓦斯超限。

2.4问题四

一套抽采系统难以满足预抽和采空区抽采需要，抽放压力分配不均衡，预抽放终孔负压不足（一般在8300Pa左右），造成预抽时间长，采掘效果差。

3瓦斯综合治理技术[1]

3.1瓦斯综合治理理念、原则、途径

宏能公司在总结原有的瓦斯治理经验基础上，吸收借鉴，确立了“瓦斯抽采与利用并重、抽采为主、风排为辅”的瓦斯治理技术路线，“以穿层抽放为主、本层抽放为辅、采空抽放补充”为瓦斯抽放理念；以“强增透、高负压、严封闭、高效抽”为瓦斯预抽技术原则，以“高低负压抽放系统分开运行、钻扩一体化、变中央分列式通风为两翼对角式通风、回采工作面U+尾排通风、建立瓦斯实验室”等为瓦斯综合治理技术实现的途径。重新组织编审了《矿井瓦斯抽放系统改造设计》、《矿井煤与瓦斯防突专项设计》、《矿井通风系统改造设计》等技术方案。

3.2抽放系统建设

宏能公司依据《矿井瓦斯抽放系统改造设计》，对地面抽放泵站进行了扩容建设，新增设了两台瓦斯抽放泵，与原有的瓦斯抽放管道和新铺设的采掘抽放管道构成高负压抽放系统，主要用于底板穿层预抽、本煤层预抽。将原有的两台瓦斯抽放泵和新铺设的管道系统构成低负压抽放系统，主要作为采空区抽放和上隅角顶板卸压抽放。二者有效解决了抽放负压不均衡问题，将矿井预抽终孔负压提高到13kPa以上。

3.3综合防突措施

对新采区每一个区段的设计均考虑在距煤层法向距离12米以外的茅口灰岩中增加设置底板专用抽放巷道，抽放巷道低于区段运输巷标高15米左右。在底板抽放巷道施工穿层钻孔对煤层掘进条带和采煤区段进行预抽，其终孔间距分别为 4米和8 米；预抽时间至少90天以上，对掘进条带煤层抽放效果进行检测评估，通过钻孔取煤样到实验室测定残存瓦斯含量低于8m³/t，才能进入本煤层实施“四位一体”措施施工。

3.3.1预抽钻孔布置

3.3.1.1石门揭煤钻场布置;采取用穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯作为石门揭煤的防突措施，且预抽必须达标。见图3.1

图3.1石门揭煤穿层布置示意图

⑴穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯应在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。

⑵钻孔的最小控制范围是：石门揭煤处巷道轮廓线外上部及两帮20m、下部12m，钻孔必须穿透煤层的顶板1m以上。同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m。

⑶钻孔孔径Φ75mm，钻孔终孔间距以钻孔有效影响半径为依据。

⑷预抽钻孔封堵必须严密，采用A、B料封孔深度不得小于5m，钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。

3.3.1.2底板瓦斯巷控制掘进条带

（1）向煤层布置底板穿层网格钻孔，网格钻孔重点布置于煤层设计准备布置的采煤工作面的煤层巷道条带及回采区域；控制范围为煤巷掘进工作面巷道上帮轮廓线外至少15m、下帮轮廓线外至少15m，钻孔必须穿透煤层1m以上；

（2）钻孔直径75mm，采煤工作面的煤巷条带区域的钻孔终孔间距一般为8m。对于钻孔中瓦斯涌出量大，有喷孔、顶钻、卡钻及地质构造带的区域，应相应加密网格钻孔。

（3）采用A、B料严密封孔，封孔长度不应小于5m，钻孔孔口抽采负压不小于13kPa。

（4）预抽瓦斯的时间一般应不小于3～6个月，且预抽效果达到相关指标，方准进到煤层进行煤巷的掘进工作。增附钻孔图

3.3.1.3煤巷掘进工作面超前钻孔预抽。见图3.2 3

w2512机运巷条带预抽钻孔布置图80m图四5#,81.4m4#,80.8m3#,80.4m6#,61.7m7#,45.7m8#,9#34.,23m6.2m2.8m4m13#,81.20m超前距m61.7,#417m45.,#1560mm.23m.64,2,3##671115m 进方向布置钻孔，终孔间距3～6m；

⑸当煤厚在2m以下时布置单排钻孔、当煤厚在2m以上时布置双排钻孔。3.3.1.4采煤区段顺层抽放：

开采层回采面抽采主要为倾向顺层钻孔抽采，倾向顺层钻孔方位沿煤倾斜方向布置，与工作面倾斜方向基本一致。终孔间距应按钻孔抽采半径合理确定，一般为2~4m；孔终孔点与采面周圈巷道间距不得小于10～15m，钻孔应尽量增大见煤长度。见示意图3.3

W2511回风巷[2]4m2#,80.1m1#,80m10#,80.1m11#,80.4m12#,80.8m15m

图3.2掘进工作面条带钻孔预抽

⑴巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围为15m；

⑵钻孔在控制范围内应均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数；

⑶钻孔直径应根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75～120mm。

⑷超前钻孔在掘进工作面直接施工，钻孔长度一般为50～80m，钻孔方位沿巷道掘

面作工煤采11W25机1机口W2511机运巷图3.3顺层钻孔预抽工作面

3.3.2钻扩一体化

预抽效果除与钻孔布置关系密切，煤层透气性也决定着抽放质量。根据南川宏能煤矿东翼煤层透气性系数考察结果，东翼6#煤层属于较难抽放煤层，应采取措施增加煤层透气性，对东三采区一甩石门采用水力扩孔技术进行钻扩一体化增透，设计98个钻孔，总长2017米，扩出煤量78.712 吨，扩孔期间瓦斯涌出11413立方米。该项技术的运用，提高了抽放效果，比常规预抽时间缩短了 90天以上，经过考察钻孔有效抽放半径由2米增加到4米，抽放钻孔数量比常规减少一半。目前该技术已经作为穿层抽采的常规工艺。

3.3.3采空区和上隅角瓦斯治理[3] 3.3.3.1低负压抽放

对于已开采结束的老采空区，利用低负压系统进行接管全封闭式抽放，并对采空区密闭内的瓦斯浓度、温度、一氧化碳和氧气浓度进行连续检测，防止采空区自然发火。

通过高、低压抽采系统，目前年抽放量约287万m³，发电约606万 kwh，提升了节能减排的经济效益。

3.3.3.2解决上隅角瓦斯超限

随着工作面向前推进，采空区瓦斯涌出量增大，易造成上隅角瓦斯超限，主要采用水泥圆筒尾排或尾抽方式解决。即在采面紧邻上区段护巷煤柱铺设直径600mm的水泥圆筒，一端沿采空区通向专用回风巷，一端通到工作面上隅角（距工作面煤壁4米），管与管联接用黄泥填充。尾排管内的瓦斯浓度低于2%，直接排向专用瓦斯回风巷；管内瓦斯高于2%，联接低负压抽放管路进行抽放。

3.3.4通风系统调整

井田东西走向走向长度 8km，原有通风系统为中央并列式，矿井总回风为 4860m³/min。为解决采掘抽紧张的接替关系，依据《矿井通风系统改造设计》和批准的《东西风井并网运行安全技术措施》，在东翼施工一条风井，形成矿井对角式通风系统，矿井总回风提高到 6702m³/min，极大提高了矿井风排瓦斯能力和抗灾能力。

3.3.5瓦斯抽放监控系统

使用KJ90N瓦斯监测系统，对巷道瓦斯浓度、管道瓦斯浓度、风速、管道瓦斯流速、风机设备开停、抽放设备开停、设备温度、机电硐室、采空区一氧化碳、风机负压、抽放泵负压等进行连续监测，并实现了风电瓦斯闭锁、瓦斯超限断电、双风机双电源自动切换等，提高了矿井环境监测和应对灾害的能力。

4瓦斯综合治理效果 4.1东三一甩石门预抽

采用底板抽放巷施工穿层钻孔，有效的控制石门周围煤体的瓦斯，预抽时泵站瓦斯浓度2-10%，单孔预抽浓度5-45%，2010年12月24日-2011年06月27日共抽采瓦斯26078 m

33区域平均抽采率60.75%，根据取样实测的残余瓦斯含量为6.8 m/ t。采用钻扩一体化的增 5

透技术提高瓦斯涌出速度，钻孔单孔瓦斯抽放量200.7 m,提高钻孔纯量，缩短了预抽的时间90天以上，降低了成本、保证了接替，提高了抽放效果。

34.2 W2511本煤层顺层预抽煤层瓦斯

采用边施工钻孔，边封孔接抽瓦斯，于2009年9月4日先后对机运巷、回风巷进行区域预抽，截止2010年5月17日止，其中: 4.2.1工作面抽放量：

抽放时间为255天，抽放量563868m。

4.2.2抽放率：

该工作面煤层瓦斯储量1808998m3，抽放量563868m，打钻时风排瓦斯量为166467m，抽放率40.4%。4.2.3残余瓦斯含量

经计算，煤层残余瓦斯含量为6.6m/t，残余瓦斯含量小于临界值8 m/t，实测煤层最大残余瓦斯压力0.4Mpa小于临界值0.74Mpa。4.2.4工作面抽放结论: 以上所述瓦斯抽放率达40.4％，煤层残余瓦斯含量6.6m/t，煤层残余瓦斯压力最大0.4Mpa以下，区域突出危险消除。4.3 U+尾排效果

投入运行以来，管内瓦斯浓度为0.5%～0.8%，工作面上隅角瓦斯为0.4%～0.7%，工作面回风巷瓦斯浓度为0.3%～0.5%。4.4 瓦斯利用效果

年抽采量达2873790 m3 , 年发电量6055968KWH。4.5 矿井瓦斯治理效果

回采工作面瓦斯抽采率40 %以上，矿井瓦斯抽采率30%左右。

回采工作面及回风瓦斯浓度均降到0.3%～0.5%,炮后瓦斯浓度仅达到0.4 %～0.6 %，避免了瓦斯异常涌出,瓦斯超限等，治理效果比较成功。

建设了瓦斯实验室，防突工作有的放矢。

35.结论

1.对于单一煤与瓦斯突出煤层的瓦斯治理，应采用预抽为主的方式从根本上降低煤层瓦斯含量，消除煤与瓦斯突出突出；同时建立完善、可靠、科学的通风系统，才能从根本上治理瓦斯危害，变废为宝。

2.对于单一煤层与瓦斯突出煤层，必须采用穿层抽放为主、本层抽放为辅的综合抽放措施；对于需要预抽与卸压抽放、采空区抽放等多种抽放途径的矿井，应建立高低负压抽放系统，防止抽放负压不平衡，提高抽放效果。

3.对于单一煤层的上隅角瓦斯治理，推荐采用水泥圆筒尾排或尾抽的形式，可以大大降低工作面的上隅角瓦斯积聚。

参考文献：

[1] 杨厚红，采用综合抽放治理采面瓦斯，煤碳技术2007 年1 月第26 卷第1 期 [2] 张安坤，张继勇，保护层综采工作面的瓦斯综合治理技术，矿业安全与环保

[3] 李守国，高坤，张占存，朱贵旺等，采空区抽放治理上隅角瓦斯技术，煤矿安全技术第35 卷第7 期

作者简介：

唐志龙

高瓦斯突出矿井 篇3

关键词：井下灭火方案研究

中图分类号：X4文献标识码：A文章编号：1007-3973(2011)003—114-03

1、防灭火的意义

矿井火灾是煤矿主要灾害之一，时刻威胁着煤矿井下的安全生产。据统计全国统配和重点煤矿中有自然发火危险的矿井约占47％。火灾的治理工作不仅是通风安全技术中一项重要内容，而且对煤矿安全生产起到关键性作用。

防灭火的意义是为了更好的保障安全生产、保障国家财产和人民生命安全，确保治火、灭火、防火全面有效发展。杜绝火灾的频发。

2、防灭火的思路和方案

2.1防灭火的思路

快速防灭火系统要需满足以下要求：(1)系统简单，便于建成与井下操作；(2)具备制浆和制备三相泡沫的综合功能，可以根据防灭火需要选择不同的治理方法，并且制浆能力>5m³／h。

2.2防灭火系统的组成

快速防灭火系统由井下制浆系统和三相泡沫制各系统构成，如图1所示。图中左侧为井下制浆池，右侧为三相泡沫制备系统，图2为制浆池尺寸图。发泡器上设置有旁通管路，如图3所示，可以通过开启与关闭阀门来选择灌注泥浆或三相泡沫。制浆池设置在距防灭火地点300m以内，发泡器安设在距灌注位置100m左右为佳。

制浆时，将黄泥添加到过滤网2左侧的斜板上，用水枪冲击黄泥形成黄泥浆液，浆液被过滤网2过滤后流入浆液池，浆液池中插入壓风管3搅拌浆液，为了便于搅拌，在压风管前连接一段钢管，以压风为动力搅拌浆液，搅拌均匀的浆液由泥浆泵5拙出。制浆过程中不断地向斜板上添加黄泥，并及时清理堵在过滤网2上的沙粒，确保浆液水土比在3：1～4：1范围内。

泥浆泵5抽出的浆液，定量添加泵6添加发泡剂后，通过发泡器9或旁通管8注高倍数三相泡沫或黄泥浆防灭火。

2.3设备选型

制浆池构筑可以使用铁皮焊接制成，也可用砖砌成。参考制浆池的制浆能力和注浆压力，注浆管路选用2寸高压胶管或钢管。

制浆池的位置距灌浆地点不大于300m，综合考虑管路摩擦损失及黄泥浆密度等因素，泥浆泵选型参数为：出口压力0.6～1Mpa，流量>5m³／h。三相泡沫发生器选用中国矿业大学自主研发的KSP型矿用三相泡沫发生器(专利号：ZL 02 148411.2)。

2.4防灭火方案

巷道掘进过程中或者工作面停采后支架上部等地方，由于受断层、矿压或采动的影响，容易导致煤层冒落(如图4)，在巷道顶部或支架上方形成破碎煤体，加上这些地点有充足的漏风，就很容易形成高冒火区。这种火区一旦发生，高温烟流就会逆着风流方向传播，火区也逆着风流方向迅速蔓延，如果不及时采取有效的措施，火区在很短的时间内会蔓延上百米，最终导致整个工作面的封闭。

2.4.1巷道高冒火灾治理

巷道高冒火区采取以三相泡沫防灭火技术为主，喷浆封闭为辅的综合治理方案。

在高冒火区范围很小的情况下，采用高压水枪将自燃煤体放下或插管注泥浆进行扑灭，然后喷浆封闭。

高冒火区范围较大，火势较强的情况下，采用顶板插管注三相泡沫的方法进行治理。具体的施工工艺和步骤如下：

(1)先采用打钻的方式对火区范围进行探测，大致确定火区范围；

(2)如果巷道或支架上部煤体破碎较严重，裂隙较大。需要在巷道顶板铺设一层防静电的塑料布，防止大量的三相泡沫流失：

(3)插管的设计与布置。钻孔沿巷道每隔三米布置一排，一排两个钻孔(如图5)，采用煤电钻或锚杆钻进行打钻，一直达到煤层顶板的空顶区为止(如图6)，钻孔内下直径为932～50的套管，套管的前端1米每隔10cm打φ20的孔。孔间隔分布在套管的圆周上，并将套管的头部加工成扁状或尖端，如图7所示。灌注时主管路通过A接入到分流器中，在分流器上接入高压胶管进行分流注三相泡沫。分流器如图8所示。

(4)钻孔和插管布置好之后，根据探测的火区范围，应首先在上风口火区的边缘灌注三相泡沫，从而阻止火区的蔓延。四个钻孔同时注几个小时的泡沫之后，分别从火区的两端灌注，形成两端往中间挤的形势，依次灌注，把所有火区覆盖一遍三相泡沫。如果发生复燃，按照上述方法再灌注一遍：

(5)火区基本熄灭之后，要及时的对原火区范围进行喷浆堵漏。

2.4.2采空区防灭火

如开采煤层为无烟煤，为提高防灭火的有效性与经济型，主要是在工作面通过地质构造带或因其他因素导致工作面推进速度变慢的时候灌注三相泡沫，以防止煤炭自燃。

三相泡沫灌注管路布置如图9所示。沿工作面回风巷铺设直径为2寸的注浆管路，在管路端头处设置三通，三通沿工作面预埋一根长30米的2寸注浆管。沿工作面铺设的管路每隔15米设置1米长的花管，花管上小孔的直径为20mm。

埋管进入采空区10米后开始连续灌注6～8小时，工作面每推进10米灌注一次。工作面距预埋管20米后预埋另一趟相同的管路，待新埋设的管路进入采空区10米后，将回风巷里的注浆管路连接至这趟管路，上一趟管路废弃，并连续灌注6～8个小时，如此循环。

三相泡沫使用注意事项

(1)浆液的水灰比(质量比)为3：1～4：1，制浆时要将浆液搅拌均匀；

(2)发泡器放置位置距离灌注地点在100米左右最佳；

(3)注三相泡沫前应先检查整套管路系统是否连接好，包括注浆管道、搅拌器和发泡器装置、气体管路和注发泡剂装置：

(4)发泡剂定量添加泵使用前要预先向抽取发泡剂的1寸胶管里灌满水，然后再开泵：

(5)井下有人专门负责注三相泡沫，井下负责人员要随时注意管路中的浆液。如果是以氮气为气相，那么在注浆前就可以打开氮气管路；如果是注压缩空气，当浆液快要到达发泡器(距发泡器约10米左右)时，打开气体阀门，让空气进入管道，切记不能打开的过早；

(6)每次灌注之前都要从发泡器观察孔观察发泡效果，确保泥浆全部形成细密的泡沫；

(7)每次灌注时要求按照以上灌注时间进行连续不间断的灌注；

(8)当下浆受堵时，首先关掉注发泡剂泵的电源开关并停止注浆液和气体；然后检查管路和发泡器是否受堵：清理和维修完毕后，恢复正常工作；

(9)当停止注三相泡沫时，应立即关掉注发泡剂泵的电源开关，以免浪费发泡剂。

3、结语

防治煤炭自燃的三相泡沫由固态不燃物(粉煤灰或黄泥等)、惰性气体(N2)和水三相防灭火介质组成。三相泡沫集固、液、气三相材料的防灭火性能于一体，利用粉煤灰或黄泥的覆盖性、氮气的窒息性和水的吸热降温性进行防灭火，大大提高了防灭火效率。由于三相泡沫发泡倍数较高，单位体积的泡沫材料成本大幅下降，具有较高的经济效益。

与现有的防灭火技术及材料相比，三相泡沫兼有一般注浆方法和惰气泡沫防灭火的优点。泥浆通过注入氮气发泡后形成三相泡沫，体积大幅快速增加，并在采空区中可向高处堆积，对低、高处的浮煤都能覆盖，能够避免注入的浆体从底部流失：注入在采空区的氮气被封装在泡沫之中，能较长时间滞留在采空区中，充分发挥氮气的窒息防灭火功能。三相泡沫中含有粉煤灰或黄泥等固态物质，这些固态物质是三相泡沫面膜的一部分，可较长时间保持泡沫的稳定性，即使泡沫破碎了，具有一定粘度的粉煤灰或黄泥仍然可较均匀地覆盖在浮煤上，可持久有效地阻碍煤对氧的吸附，防止煤的氧化，从而有效地防治煤炭自然发火，这是三相泡沫防灭火性能的优越性。

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.

高瓦斯突出矿井 篇4

糯东矿井是由淄博矿业集团公司控股的新建矿井, 位于黔西南普安县境内, 设计生产能力240万t/a, 矿井采用平硐和斜井联合开拓方式, 主、副平硐井口标高+1 320 m, 斜井井口标高+1 480 m~+1 492 m (一进二回) , 矿井投产时为2个盘区, 2个工作面。矿井有可采煤层5层, 分别是17, 18, 19, 20, 26号煤层, 主采煤层为17号煤层。矿井设计为高瓦斯矿井, 自2006年开工以来, 为了防止矿井发生突出事故, 确保矿井顺利建设, 主要从以下几个方面入手, 开展了防突治理工作。

1 矿区地质及瓦斯赋存状况调查

由于该矿井处于乌蒙山区内, 山高沟深, 地质复杂, 勘探钻孔少, 地质普查、精查不够全面, 煤层瓦斯赋存情况不够清楚。为全面掌握煤层瓦斯赋存状况, 在开工初期及时开展了瓦斯和地质调查。

1.1 地质调查

井田位于老鬼山背斜和鱼龙向斜之间, 属老鬼山背斜南东翼或鱼龙向斜北西翼, 总体呈一单斜构造。地层走向倾向变化较大, 鱼龙向斜:位于井田南东边缘, 轴线走向约45°, 从楼下镇南西的渔龙村经德依村伸出界外, 区内走向长约11 km。北西翼即老鬼山背斜南东翼, 倾角为7°~16°, 为开阔宽缓的不对称向斜, 轴线在地表位置摆动范围较大。火草坪—补马隆起带:位于井田中部, 1504—2001号钻孔一带, 轴线东西, 其枢纽向东倾伏, 西部相对紧密。此外, 在井田西部13线浅部一带, 伴有较小幅度的波状起伏。

区内井田断层较发育, 共发现断层24条, 其中正断层18条, 逆断层6条。断层落差为7~15 m, 对煤层有一定的破坏。

综上所述, 井田内主要以褶曲构造为主, 并伴有较大的波状起伏。断裂构造较发育, 断层是影响煤层的主要构造, 构造复杂程度属中等类型。

1.2 瓦斯赋存状况调查

根据矿区周边小煤矿的瓦斯赋存情况, 为尽快掌握矿区的瓦斯赋存情况, 及时开展了矿区煤层瓦斯赋存状况的调查。

1.2.1 对邻近小煤矿的调查

楼下煤矿位于糯东煤矿井田南部, 井田面积约为4.9 km2。矿井设计生产能力0.3 Mt/a, 于2004年1月建成投产, 目前已达到设计生产能力。矿井开拓方式为平硐、斜井开拓, 单一水平上、下山开采, 水平大巷标高+1 315 m。该矿主采17号煤层, 2003年10月29日, 该矿在1703溜子道掘进过程中发生过瓦斯动力现象 (埋藏深度约250 m) , 突出煤量80 t, 涌出瓦斯量12 000 m3, 并造成3人窒息死亡。经煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定, 17号煤层为突出煤层, 楼下煤矿为突出矿井。

宏兴煤矿位于糯东煤矿井田西南部, 井田面积约1.433 1 km2, 设计生产能力为0.6 Mt/a, 服务年限约35 a。矿井开拓方式为平硐、斜井开拓, 全矿井分为2个采区, 主采17号煤层, 该矿在2004年一采区煤巷掘进过程中曾发生过瓦斯动力现象, 但动力现象特征不明显。为此, 煤科总院重庆研究院在宏兴煤矿井下对17号煤层的有关参数进行了测定。测定结果表明, 17号煤层的各单项指标都超过了突出危险煤层的临界值, 由此确定宏兴煤矿17号煤层为突出煤层。

1.2.2 对地勘钻孔瓦斯参数分析

在地质勘探期间, 通过钻孔取样测定了部分煤层瓦斯参数。由于受采样技术和测定方法的限制, 所测定的煤层瓦斯含量大部分偏低, 瓦斯放散初速度和煤的坚固性系数由于采取的样品较少, 未能真实反映糯东煤矿各煤层的瓦斯赋存状况。但从地质勘探时期对煤层瓦斯参数测定结果的分析可知:煤层中瓦斯含量较高, 主要可采煤层的瓦斯含量 (干燥无灰基) 为4.88~30.89 m3/t, 平均含量为14.85 m3/t;煤层的坚固性系数普遍较小。

1.2.3 对矿区的突出危险性分析

根据调查, 处于老鬼山背斜和鱼龙向斜区域内的诸多小煤矿煤层瓦斯含量均高于其他区域, 并且多为煤与瓦斯突出矿井。

为进一步掌握煤层瓦斯和地质情况, 采取了“先探后掘、遇煤必抽”等措施。3条斜井在揭露煤层前, 钻孔探测到17号煤层中瓦斯含量高、压力大 (实测1~2 MPa) 、有喷孔、卡钻等瓦斯动力现象。通过采样分析:f=0.17, ΔP=20, 说明煤的坚固性系数较低, 瓦斯放散初速度较大。

通过矿区瓦斯地质调查和实际探测结果分析, 糯东矿区17号煤层具有煤与瓦斯突出的可能性, 矿井按突出矿井建设的理念逐步形成。

2 防突管理措施

1) 由于矿井建设由3家施工单位承包, 根据矿井煤层瓦斯赋存状况, 为防止对施工单位的“以包代管”, 建立了一系列瓦斯管理和防突管理制度。建设方和施工方均成立了防突领导小组, 设置专职管理人员, 理顺管理职能。在安全管理上将矿建施工单位列为二级单位进行管理, 采取安全考核和抵押金制度;双方均成立了专门的瓦斯管理和防突队伍, 配备了专职瓦检员、防突员、监测工、钻工等, 采取建设方和矿建施工队双重管理。认真开展了瓦斯地质研究、瓦斯预测预报;坚持地面放炮、全断面一次爆破、“一炮三检”、“三人连锁放炮”等一系列制度;认真开展了“四位一体”综合防突措施;开展了防突技术调研学习和聘请专家指导, 并与科研单位联合, 成立专家咨询团等。

2) 为适应矿井建设防治煤与瓦斯突出的需要, 矿井建设初期建立了一系列安全监测、生产管理系统。

①建立矿井安全监测监控系统:对5条井筒的瓦斯浓度 (安装瓦斯传感器12个) 、风速、风筒压力、设备开停等参数进行监测, 并实现了瓦斯超限断电闭锁、瓦斯超限短信通知、建设方和施工单位信息网监测监控、主机室24 h监测、外地网上信息查阅等功能。系统装备了安全监测中心室, 配备了专职人员, 落实了标校维修和巡回检查制度等。

②井筒采用“双局部通风机、自动转换供风和三专两闭锁”通风系统, 利用大功率局部通风机和大直径风筒, 满足工作面风量要求。

③在井筒开工初期就建立了移动瓦斯抽放系统, 担负井筒揭煤前抽放煤层瓦斯;提前着手建立高负压、大功率永久瓦斯抽放泵站, 在巷道进入煤层后进行大面积瓦斯抽放。

④在井筒进入煤系地层前, 建立了矿井压风自救系统。

3) 针对矿区瓦斯地质情况复杂, 地质资料少, 瓦斯赋存状况不够清楚等问题, 在井筒掘进过程中坚持“边探边掘、不探不掘、情况不明不掘”的措施, 建立“方案优化、地质先行、先探后掘、先抽后掘、技术突破、管理创新”的防突理念。采用大钻机对工作面前方进行多方位的长钻孔 (不小于100 m) 地质钻探, 及时掌握前方的瓦斯地质情况和煤层定位, 并在工作面每班利用5 m短钎探测工作面附近情况。该项工作的开展, 有效地防止了误穿煤层事故的发生, 为及时掌握地质情况、煤层及瓦斯情况提供了保障。

4) 在开展“四位一体”综合防突措施过程中, 根据分析煤的特性和瓦斯赋存情况, 确定了巷道周边保护煤柱宽度为15 m, 为瓦斯措施孔的设计提供了依据。在揭煤、过煤过程中采取“密钻孔抽放、全方位效果检验”等措施。

3 防突技术措施的建立和完善

矿井5条井筒中, 主、副平硐处于20号煤层以下, 3条斜井分别在300 m左右时从顶板方向揭露17号煤层。根据地质勘探, 3条斜井的揭煤地点均处于地质构造破坏带, 在揭煤过煤中严格执行“四位一体”综合防突措施, 在煤层突出危险预测的基础上, 强化防突措施和效果检验, 坚持地面远距离撤人放炮和放炮停电措施。在二号风井揭煤、穿煤过程中, 主要采取了以下措施:

1) 揭煤时的震动放炮揭煤措施。

在实施瓦斯抽放后, 为保证能一次全断面揭开煤层, 揭煤前首先在工作面刷斜面, 掘掉工作面上部岩石, 在短钻孔控制下, 保证工作面距煤层顶板法向距离不小于0.5 m的情况下, 将工作面上部的岩石掘出, 然后在工作面底板打眼放震动炮, 由于炮眼不能一次穿过煤层, 炮眼深度控制在2 m以内, 一次全断面揭开煤层。在揭开煤层的震动炮后, 瓦斯浓度达到0.7%, 瓦斯涌出量达到4.9 m3/min (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。

2) 渐进式掘进措施。

揭开煤层后, 通过效果检验, K1值从预测时的0.8降到0.3。安全掘进10 m后, 由于巷道前方受钻孔间距增大的影响, 瓦斯抽放效果稍差些, K1值有时仍超过0.5, 炮后瓦斯浓度逐步升高。为确保安全掘进, 采用超前排放钻孔作为补充防突措施, 在工作面前方和两侧建立起5 m“安全屏障区”, 并采取渐进式掘进穿煤方法。利用短掘短进, 循环进度控制在1.2 m左右, 炮后立即加强支护 (包括加固底板) 。在采取渐进式掘进过程中, 利用8~10 m超前钻孔排放瓦斯, 每次装药放炮前进行措施效果检验。检验后必须保证5 m安全煤柱内K1值小于0.5、炮眼内没有明显的瓦斯涌出和突出预兆时, 方可进行爆破工作。采取渐进式爆破进行掘进, 瓦斯涌出量一般在6 m3/min左右 (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。

3) 松动爆破措施。

由于煤层处于断层构造带, 煤层在地应力和断层挤压搓动下部分煤质变硬, 瓦斯释放速度缓慢。在工作面抽放后再利用排放孔排放3~5 d, 效果检验K1值仍降不到0.5以下, 则采取了松动爆破措施。松动爆破分为浅孔松动爆破和深孔松动爆破, 由于小于6 m的浅孔松动爆破容易诱发突出, 所以采取了大于6 m的深孔松动爆破, 即在工作面中下部施工10个9 m深的爆破孔, 钻孔周围布置大于10 m的压力释放孔, 钻孔装炸药4 m进行爆破。松动爆破后, 回风流瓦斯浓度达到1.7%, 瓦斯涌出量达到11.9 m3/min (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。松动爆破后, 煤层的透气性明显增加, 瓦斯排放加快, 保证了渐进式掘进措施的正常进行。

4 结语

在矿井的煤与瓦斯突出机理尚不清楚, 暂时无法掌握瓦斯突出规律的情况下, 必须按照《防治煤与瓦斯突出细则》和国家有关规定, 狠抓现场管理, 及时建立和完善矿井安全管理体系和管理制度, 采取切实可行的防突措施, 持之以恒地抓好防突措施的落实, 坚持“管理、装备、培训”并举和“先抽后采、监测监控、以风定产”原则, 防止矿井建设的盲目性、进程的突击性和管理的松弛性, 实现矿井的安全建设。

摘要：主要介绍了在建煤与瓦斯突出煤矿如何搞好瓦斯治理的方法。通过调整瓦斯治理思路, 落实科学的管理方法, 保证了矿井的顺利建设。

高瓦斯矿井的瓦斯综合防治技术 篇5

作者：陈书楷，常献伟，王建… 文章来源：安全文化网 点击数： 3459 更新时间：2007-2-28

[摘要] 郑煤集团超化矿通过实施通风系统改造，瓦斯安全评价，采掘面瓦斯抽放，安全监测系统建设，贯彻落实瓦斯“十二字”方针，以及不断改进“一通三防”基础设施，为矿井安全生产打下了坚实基础。

[关键词] 通风系统改造;瓦斯安全评价;安全监测;矿井瓦斯抽放;煤与瓦斯突出防治 [中图分类号]TD722[文献标识码]B[文章编号]1672-9943(2005)04-0030-02 0引言

郑煤集团超化煤矿矿井生产能力240万t/a。井下有5个生产采区，开采标高-300－-100 m ,矿井瓦斯等级为高瓦斯矿井，煤层厚2.0－21 m,属“三软”不稳定厚煤层，主付井进风，东西两风井回风，现有两台主要通风机运转，备用通风机两台，矿井总进风量8760 m³/ min，总排风量9340 m³/ min，瓦斯排放量37 m³/ min。近几年来，随着开采标高的延伸，矿井相对瓦斯涌量越来越高，下山掘进工作面甚至出现瓦斯动力现象，为有效防治矿井瓦斯，该矿共投入资金1860万元，对矿井瓦斯实施综合治理，为矿井安全生产创造了良好条件。

1建立合理可靠的通风系统

1.1改造通风系统，提高通风能力，坚持以风定产

2001年该矿东西两回风井分别改造使用了BDK轴流式节能通风机，增加矿井总进风量2 880 m³/ min，减少矿井漏风311 m³/ min，增加矿井通风生产能力66万t/ a，电机功率降低150 k W，年平均节省电费50万元。解决矿井通风能力不足问题，使矿井通风系统的能力和可靠程度有了明显提高。1.2优化矿井通风网络，降低通风阻力

针对矿井主要巷道失修，断面小，风阻增大，通风能力难以提高，该矿专门成立巷修队将主要通风巷道全部扩修为10.5m²断面U型钢支架巷道，共计3 800 m，同时，各下山采区实现专用回风巷，共计新掘专用回风巷3 000 m，通风网络缩短860 m，实现了矿井降阻增风、减耗目标。

1.3完善通风设施，优化通风系统，提前升级改造机电设施

22下山煤巷掘进工作面出现瓦斯动力现象后，该矿不等突出矿井鉴定结果，就严格按照突出矿井标准对通风、监测、机电等系统进行升级改造，用锚杆等加固加厚风门墙体，临时通风设施一律取消，安装防逆风装置，主要巷道及掘进巷道每隔50 m安设一组压风自救装置，所有机电设施全部按照高突矿井井下电器要求进行升级改造。1.4进行矿井通风系统可靠性评价

每年进行一次反风演习和矿井通风系统优化设计及可靠性评价，测算反风率及矿井通风阻力，实现系统、设施可靠，风流稳定，具有较强的抗灾能力，发生灾变时风流易于控制，便于抢险救灾，保证通风系统合理、稳定、可靠。2加强瓦斯综合防治 2.1建立瓦斯防治专业队伍

成立专门机构和瓦斯抽放、预测专业队，负责瓦斯抽放、防突、监测及安全装备的管理。

2.2实施矿井瓦斯抽放

严格落实瓦斯治理“十二字”方针，井下、地面各建立一个瓦斯抽放泵站，井下炮采放顶煤工作面、高瓦斯掘进工作面和综采放顶煤工作面分别实施顶板岩石钻孔抽放、高位巷道抽放、超前浅孔与巷帮钻孔抽放、采空区抽放、上隅角埋管抽放等，杜绝了采掘面瓦斯经常超限现象，产量与进尺提高了40%。2.3防治煤与瓦斯突出

自从22下山22121下付巷掘进工作面出现瓦斯动力现象后，所有下山煤巷掘进头全部按照“四位一体”防突措施严格瓦斯治理，包括突出危险性预测，防治突出措施的效果检验，安全防护等综合防治措施，采用钻屑一瓦斯流量法进行效果检验，综合指标R值取6，积累了大量经验数据。矿井投入新型液压钻机6台，2004年掘进工作面打超前钻孔4820 m，到目前为止，井下采掘面未发生过瓦斯突出。2.4开展掘进工作面瓦斯防治评价

该矿成立评价工作领导小组，定期对掘进工作的瓦斯涌出量、煤与瓦斯突出危险性、通风系统、局部通风、抽放系统、监测系统、隔爆设施、压风自救、顶板岩石钻孔抽放、巷帮超前抽放、钻孔疏放、避灾铜室、物探、钻探分析、地质构造、设备防爆、机电设备保护、通风设施等项目进行预测预报及评价验证，并由总工程师组织各业务部门，分别对各专项评价进行会审，提出掘进工作面瓦斯防治综合评价意见，决定是否可以掘进及整改防治措施，确定允许掘进距离。2004年6月份以来，矿井采掘工作面消灭了因瓦斯压力、地质构造应力等因素造成煤与瓦斯涌出、压出及瓦斯超限现象。2.5采掘面实施煤壁浅孔高压注水

当高压水进入煤层后，沿着裂隙流动、渗透和扩散，挤占了裂隙空间，将瓦斯从裂隙中挤出，通过检修班对煤壁浅孔高压注水，增加了瓦斯释放量，从而降低了生产过程的瓦斯涌出量。同时，煤壁浅孔高压注水，增加和扩展了煤层裂隙，煤体因充分吸收了水分而湿润，从而改变了煤层的物理力学特性，有效防止了采掘面煤墙片帮、冒顶，从而消灭了因煤墙片帮、冒顶所造成的瓦斯积聚及瓦斯超限现象。3建设监测监控系统 3.1健全安全监控系统

全矿井各采掘面、回风巷、机电铜室等分别安装了瓦斯、温度、风速、一氧化碳传感器，井下所有低浓度瓦斯传感器更换为高低浓度瓦斯传感器，对监控设备及监测功能按照防突要求进行补充完善。安全监控系统与集团公司安全监察局无线联网，井下各作业场所实现了安全状况的及时监控和多层次管理。井下所有瓦斯传感器断电点均调定为0.8％，当瓦斯浓度达到0.8％，所有波及范围内的机电设备均自动断电，2004年井下杜绝了瓦斯超限。另外，井下所有瓦斯传感器每周定期用标准气样调校一次，使得监控系统的报警、断电、闭锁、检测功能灵敏可靠。3.2强化个体防护

自从22下山出现瓦斯动力现象后，井下所有人员全部携带隔离式自救器，井下所有班组长以上安全管理人员、特殊工种及独岗工作人员均携带便携式甲烷检测仪，随时检测各工作地点瓦斯变化情况。3.3严格落实掘进装备系列化

井下所有掘进工作面全部实现掘进装备系列化，尤其局部通风机全部采用“三专两闭锁”，双风机，双电源，双风机实现自动倒台，所有风机全部使用大功率对旋风机，并安装机电开停传感器，实现实时监测运行状态，风筒使用大直径和防炮崩抗静电、阻燃风筒。

4加强安全宣传教育，提高职工安全素质

以“一通三防”和瓦斯防治为主要内容的安全知识问答等专业书籍达到人手一册。全矿入井人员必须通过瓦斯综合防治等安全知识培训考试，并持证入井。井下所有特殊工种必须持有三级安全培训机构颁发的安全资格证上岗。所有安全生产管理人员必须经过河南理工大学矿井瓦斯防突培训班的安全培训，并考试合格方能上岗，这为提高全矿各专业人员的安全素质打下了基础。5结语

综合近年来矿井高瓦斯压力治理，矿井“一通三防”基础工作不断加强，杜绝了瓦斯超限等事故发生，矿井瓦斯治理工作也正是认真贯彻落实了“先抽后采，监测监控，以风定产”十二字方针，从而使矿井安全生产和经营管理取得了显著的经济效益和社会效益。

高瓦斯突出矿井 篇6

关键词：瓦斯抽采安全技术

1 矿井概括

八矿位于鹤壁矿区南部，井田南北走向5.25km，东西倾向1.7-1.9km，面积约7.9km2。井田为一隐伏井田，属单斜构造。二1煤为矿井唯一可采煤层，为二迭系山西组，平均厚度6.75m，平均倾角24°。井田内地质构造复杂，断裂构造发育，尤其小断层较多，煤层稳定性中等，局部存在明显的变薄现象，并呈条带状分布；2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的不断延伸，煤层中瓦斯含量逐渐增多，给工作面回采带来了严重影响，为解决这种现象，矿井综合抽放技术的应用解决了这一难题。

2 3103南工作面概况

3103工作面地面位于西扒厂北，地面标高163-168m。

地面起伏不大，全为可耕地；工作面上部为3101工作面采空区，下部为尚未开采的3105工作面，南至F53断层煤柱，北邻未开采的3103北工作面。工作面内地质构造复杂，在工作面中间有一煤层变薄带，变薄带煤层厚0.3-2米，变薄带宽25米，在工作面北部有13F6断层，对回采有影响，褶曲不发育。煤层倾角平均25°，平均煤厚6.5m，煤层直接顶为砂质泥岩，老顶为砂岩。煤层：直接底为砂质泥岩，老底为砂岩。地质储量：52.1万吨。3103上、下顺槽采用U29型棚支护。悬移支架炮采工作面。

3 3103工作面瓦斯参数情况

3103南工作面瓦斯含量按照焦煤科研所对3103中巷测得的瓦斯含量，原始瓦斯含量11.15m3／t，瓦斯压力0.9Mpa。抽放影响半径为3m。由于八矿属于是单一煤层，不具备开采保护层条件。八矿采取了区域防突措施和局部防突措施，即在底板抽放巷内施工穿层钻孔、顶板穿层钻孔、本煤层施工顺层抽放钻孔、上顺槽施工高位裂隙钻孔措施后，降低工作面瓦斯含量，为工作面回采提供了条件。

4 3103工作面抽采方案的确定

4.1 上、下顺槽及切眼预抽方案 上、下顺槽及切眼预抽煤层瓦斯采用的方式选用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，上顺槽已通过3101中巷穿层孔控制，切眼通过施工本煤层，目前正处于预抽期，3103下顺槽需施工预抽钻孔进行消突，采用在3103底抽巷施工穿层钻孔。

4.2 回采工作面预抽方案 工作面预抽煤层瓦斯选用了顺层钻孔预抽回采区域。通过在3103上、下顺槽施工大量顺层钻孔和在3103底抽巷施工顶板穿层钻孔预抽工作面中部薄弱地区的联合预抽方案。

4.3 回采期间工作面局部瓦斯抽采方案 采用顶板裂隙带、采空区埋管抽采来解决工作面回采期间的局部瓦斯问题。顶板裂隙带抽放通过在工作面中上部施工顶板抽放巷，在回采前封闭巷道进行巷抽；采空区埋管通过在工作面上顺槽抽采管路安设“干”字型埋管，并预埋在采空区内进行抽放。

5 抽采钻孔的布置方式

5.1 预抽3103下顺槽钻孔参数 布孔原则：①钻孔在预抽区域内均匀布置，并穿过煤层全厚进入顶板0.5m；②钻孔终孔间距以实测有效抽放半径为基础进行设计；③孔径94mm，以提高抽采瓦斯浓度。

在底板抽放巷抽放钻场内打钻，对下顺槽周围煤层瓦斯进行条带区域预抽。每个钻场布置6排8列54个孔，钻孔直径94mm，沿煤层倾斜方向呈扇形布孔，钻孔控制到下顺槽轮廓线外上帮20m、下帮15m范围。

5.2 预抽3103切眼钻孔参数 切眼采用穿层钻孔预抽区域防突措施，通过在3103中巷及3103上顺槽本煤层，预抽3103切眼两帮各15m范围煤体瓦斯。

5.3 3103上、下顺槽本煤层钻孔参数 在3103上、下顺槽内均匀布置顺层平行钻孔和伪倾斜钻孔进行区域预抽，设计为双排三花眼布置钻孔。上顺槽上排钻孔开孔距巷道底板1.0m，设计方位105°，倾角25°-28°，钻孔深度51米；下排钻孔开孔距巷道底板钻孔0.5m，设计方位121°，倾角26°-29°，钻孔深度56米；孔间距0.7米。下顺槽上排孔钻孔开孔距巷道底板2.3m，设计方位264°，倾角27-31°，钻孔深度90米，下排孔钻孔开孔距巷道底板1.5m，设计方位260°，倾角28°-32°，钻孔深度88米；孔间距0.7米。上下顺槽钻孔在空间上形成立体交叉，交叉距离不少于10米。为有效解决工作面中下部瓦斯较难抽放的问题，在底板抽放巷内，每隔5m布置一个顶板扇形抽放钻场，每个钻场布置10个孔，钻孔沿煤层倾斜方向呈扇形布置，钻孔直径94mm，对整个工作面瓦斯进行区域预抽。

5.4 3103工作面回采过程中高位裂隙钻场钻孔参数 3103上顺槽在掘进过程中，间隔90米掘进一个高位裂隙钻场，钻场与上顺槽平行距离为15.5m，距煤层顶板5-10米，工作面回采过程中，在钻场内布置12个钻场，上排孔距巷道底板1.0米，下排孔距巷道底板0.5m，钻孔深度平均80米，控制工作面上顺槽向下20米范围，解决工作面在回采过程中，采空区跨落中存在的裂隙中释放瓦斯。

6 钻孔封孔联孔工艺

进入封孔地点，首先要敲邦问顶，检查封孔周围的安全状况及支护状况，封孔下管前用风管将封孔段内的煤（岩）屑采用压风全程清扫干净。封孔长度为15m以上，封孔管用φ50聚氯乙烯管，返浆管选用4分钢管，注浆管选用4分软管。在封孔管前端2m处用定向封孔材料（2组药）固定在聚氯乙烯管上。将连接固定好聚氯乙烯管及4分注、返浆管同时快速地送至孔中预定深度。注浆管长度为2m，返浆管长为10m。然后采用安尔封堵钻孔孔口段，孔口段封孔深度1.5-2m，孔口段凝固时间不低于10min。压注封孔材料：采用风动注浆泵注浆，将封孔剂与水按一定比例混合后注入孔中，当返浆管有浆液流出时，钻孔内浆液已满，此时关闭返浆管路球阀，安装压力表后打开阀门继续注浆。保持注浆3分钟左右、压力表显示读数达到0.6MPa-1MPa后关闭返浆管阀门，此时钻孔内裂隙已经得到充分封堵。

7 结束语

3103工作面经过综合抽放技术后，工作面由原来的原始瓦斯含量11.15m3／t，经过不少于1年以上预抽期后，经测得最大残存瓦斯含量6.96m3／t，取得了明显的效果，有效的解决了工作面回采过程中瓦斯超限的现象，提高了工作面产量，增加了效益，保证了安全。

参考文献：

[1]苟星奎，李学海.顶板定向钻孔瓦斯抽采方法研究[J].价值工程，2013(04).

[2]李学海，苟星奎.定向长钻孔综合瓦斯抽采技术[J].价值工程，2013(05).

[3]曹静，姚宁平，姚亚峰，董洪波.煤矿坑道瓦斯抽采钻机变幅机构的设计及力学分析[J].煤矿机械，2013(05).

作者简介：

秦明发（1980-），男，河南鹤壁人，助理工程师，2008年毕业于河南理工大学，现从事技术管理工作。

新建矿井瓦斯突出危险性预测方法 篇7

新河矿井位于焦作煤田深部, 处于北东向区域大断裂九里山断层上升盘 (下盘) , 南部紧依近东西向大断裂凤凰岭断层, 本区基本构造形态为地层走向大致呈北20~40°, 倾向南东, 倾角7~14°的单斜构造, 伴有中小正断层多条。

2 本区瓦斯赋存特征

区内构造决定了该区瓦斯成分, 含量及其运移和分布规律:

2.1 瓦斯成分、含量及分带

(1) 瓦斯成分和含量。本区煤层瓦斯成分变化较大, 主要由CH4、N2、CO2组成。氮气 (N2) 成分较高者分布于F212断层附近, 35和37勘探线–450m以浅。煤层瓦斯含量则具有埋深增加而含量大致增大的趋势。

(2) 瓦斯分带。根据瓦斯分带原则:一般以成分80%为界线, 小于80%者为瓦斯风化带, 大于80%者为沼气带范围, 本区瓦斯风化带大致分布在3702孔周围, 其余地段均为沼气带范围。

2.2 瓦斯地质特征

(1) 煤层特征。本区煤层具有较高的瓦斯容量、雄厚的生气源岩、较高的生气量和较大的瓦斯吸附容量特征。

(2) 煤层埋藏深度对瓦斯赋存的影响。煤层的埋深不仅影响着煤的生气量, 而且影响着煤层气的储藏量。

(3) 顶底板对瓦斯的封闭。煤层顶底板岩性的差异对瓦斯封闭作用有所不同, 本区煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主, 透气性较差, 对瓦斯的扩散起封闭、阻隔作用, 不利于瓦斯的扩散。

(4) 煤与瓦斯突出指标。本区在地质勘探期和基建期间分别对煤与瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数和煤层瓦斯压力进行了测试。据测定参数分析本区二1煤层应为临界突出危险和具突出危险煤层。

(5) 瓦斯含量分布及预测研究。根据测定样本参数分析, 本井田内二1煤层的瓦斯含量随其埋藏标高变化趋势见公式1。

由公式1预计, 在本井田内, 二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯含量预测在15.25~25.95m3/h之间。

(6) 瓦斯压力及预测研究。根据测定样本参数分析, 本井田内二1煤层的瓦斯压力随其埋藏标高变化趋势见公式2。

由公式2预计, 在本井田内, 二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯压力预测在0.9~2.0MPa之间。

3 煤与瓦斯突出危险性预测

3.1 煤与瓦斯突出危险性参数测定及统计

根据本矿井瓦斯含量的预测结果, 该矿井二1煤层瓦斯含量y1随其标高x1的变化规律为y1=-0.0223x1+8.1107, 瓦斯压力y2随其标高x2的变化规律为y2=-0.0022x2+0.2181, 在本井田内二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯含量预测在15.247~25.951m3/h之间;二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯压力预测在0.9~2.0Mpa之间。

3.2 煤与瓦斯区域突出危险性预测

根据所测得的瓦斯参数结果, 在本井田内二1煤层 (-320~-800m) 瓦斯压力为0.9~2.0MPa, 瓦斯含量为15.247~25.951m3/h, 超过了临界值。结合实际生产中在进行瓦斯区域治理时在第一揭煤钻场, 12091上、下顶抽巷瓦斯喷孔现象, 因此判断本井田全部为突出危险区。

4 结论及建议

4.1 主要结论

(1) 根据本井田地质构造特征分析, 煤层瓦斯与断层的性质、落差大小有密切关系, 落差大的开放性断层, 使煤层与含水性或透气性较好的太原组、奥陶系地层和上覆砂岩段对接, 从而有利于瓦斯的逸散而出现瓦斯含量低值带。

(2) 煤层顶底板岩性的差异对瓦斯封闭作用有所不同, 本区煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主, 透气性较差, 对瓦斯的扩散起封闭、阻隔作用, 不利于瓦斯的扩散。

(3) 根据已测定的瓦斯参数, 开采的二1煤层属于煤与瓦斯突出煤层。

4.2 主要建议

(1) 该矿井构造条件复杂, 均为临界突出危险和突出危险区, 故开采过程中应加强瓦斯地质工作, 掌握瓦斯规律、提前瓦斯抽放、加强通风管理和瓦斯浓度监测工作等, 以保证矿井安全生产。

(2) 矿井煤与瓦斯突出矿井, 在构造应力集中部位和松软煤地带, 加强瓦斯防治工作。

(3) 瓦斯赋存是不均衡的, 要首先掌握瓦斯的富集规律, 划定富集区, 把瓦斯富集区、构造应力集中部位、松软煤分层发育地带作为重点防治范围。

高瓦斯突出矿井 篇8

关键词：瓦斯,突出,实时诊断,应用

煤与瓦斯突出灾害已成为影响我国煤矿安全生产最为重要因素之一, 并且在国内煤矿中呈现出高瓦斯及煤与瓦斯突出矿井数量多、分布广且不均匀等特点。为消除或减少煤与瓦斯突出事故, 通过对目前应用的预测方法进行分析, 并在分析的基础上提出了实时诊断预警方法[1]。

1 煤与瓦斯突出现有预测方法

煤与瓦斯突出现有预测主要从地应力指标和瓦斯、煤层结构指标两方面进行分析。其中地应力以钻屑量作为间接指标, 以S表示, 指在有突出危险的工作面的软分层中, 打直径42mm的钻孔, 每隔2m测定其每米钻孔长度排出的钻屑量[2]。作为地应力与强度的综合性指标, 钻屑量在不受应力作用时, 其值为2.5kg/m, 当钻屑量达到5.5-7.5kg m时, 说明瓦斯突出或冲击地应力的可能性较大;在瓦斯、煤层结构指标方面, 通过以钻屑解吸指标法或钻孔瓦斯涌出初速度法作为瓦斯与煤结构因素测定指标法, 此外包括R指标法与综合指标法。

2 煤与瓦斯突出实时诊断系统运行机理

煤与瓦斯突出体现在地应力、瓦斯、煤的物理力学性能的综合结果, 井下瓦斯涌出特征与瓦斯压力、地应力大小、煤的物理力学性能有着重要关联。可见, 煤与瓦斯突出以在工作面风流中瓦斯浓度变化为重要表现。因此, 煤与瓦斯突出实时诊断系统通过对工作面瓦斯涌出动态变化数据利用工作面瓦斯监测设备进行采集, 实现对瓦斯压力、地应力大小、煤的物理力学性能的分析, 得出相应的参数与变化趋势, 实现对工作面瓦斯突出危险发展趋势的预判, 进而对工作面瓦斯突出危险性作出相应的动态预警[3]。

瓦斯压力指标以煤的瓦斯解析特征为重要指标, 煤的解吸初速度受吸附瓦斯压力影响显著, 通常吸附瓦斯压力越大, 煤的解吸初速度越高。在煤与瓦斯突出实时诊断系统中, 以落煤后的瞬间最高瓦斯浓度作为煤层瓦斯含量相对指标的判定依据。

地应力对于工作面日瓦斯涌出总量具有重要决定作用, 通常将风流中日均浓度的变化作为反映工作面地应力指标的重要依据。由于瓦斯涌出量受诸多因素影响, 地应力指标仅是一个相对指标。地应力倍率指的是日均浓度与移动浓度的比值具有一定的波动性, 属于判据地应力指标的重要依据。

煤的物理力学性能中煤层强度受工作面瓦斯涌出量衰减速度影响显著, 通常瓦斯涌出量衰减速度越快, 煤层强度越低, 瓦斯突出危险性越高。因此, 常利用瓦斯浓度衰减下降趋势作为反映煤层强度变化的一个间接判断依据。

煤与瓦斯突出实时诊断系统具有较强的智能化、自动化特点, 有利于提升预防和控制瓦斯突出危险解决工作质量与效率。

3 煤与瓦斯突出实时诊断系统在矿井中的实践应用

以某煤矿为例, 在该煤矿中应用了煤与瓦斯突出实时诊断系统, 其中安装头面7个, 炮掘面6个。在系统运行半年期间, 在7个诊断工作面中报警总次数达62次, 其中威胁报警次数50次, 含人及意外情况造成的报警8次;危险报警次数12次, 含人及意外情况造成的报警4次。实践应用发现, 煤与瓦斯突出实时诊断系统基本与静态分析法相一致, 可以对当前工作面瓦斯含量与压力变化趋势进行实时检测。

查询煤与瓦斯突出实时诊断系统, 发现瓦斯突出前通常发生瓦斯涌出量先降低, 后增大趋势, 呈现出瓦斯突出量忽高忽低趋势, 如图1和图2所示。

结合图4可以看出, 煤矿区域地质构造对煤矿突出前瓦斯动态变化具有显著影响, 通常地质构造地带属于瓦斯突出多发地带。受煤层厚度影响, 厚度变化对工作面支撑压力与强度影响较大, 而地质构造则对煤层厚度影响明显。因此, 工作面的瓦斯涌出量可以通过应力变化与煤层涌出后煤层厚度变化进行表征。

应用实践发现, 煤与瓦斯突出在线监测预警系统对有突出危险情况自动预测准确率在59%以上, 滤噪岩可提高到76%, 对无突出危险情况自动预测准确率达100%[4]。

4 小结

总而言之, 从瓦斯压力、地应力大小、煤的物理力学性能三方面对煤与瓦斯突出在线监测预警系统进行研究, 完善与优化煤与瓦斯突出在线监测预警系统, 对于突出矿井瓦斯突出预警具有重要意义。

参考文献

[1]聂百胜, 何学秋等, 煤与瓦斯突出研究现状及发展趋势[J].矿业安全与环保, 2000, 27 (01) :17-19.

[2]李鹏, 煤与瓦斯突出实时诊断系统应用分析[J].应用科技, 2014 (04) :115-116.

[3]苏文叔, 利用瓦斯涌出动态指标预测煤与瓦斯突出[J].煤炭工程师, 1996 (05) :2-7.

矿井防治煤与瓦斯突出技术探讨 篇9

1 目前国内煤矿企业煤与瓦斯防突工作的现状煤与瓦斯突出机理与多个因素有关, 而且常常是没有明显的征兆, 多发生在煤炭采掘过程中。

为了有效地防治煤与瓦斯突出, 必须以钻孔、爆破等技术措施与边抽边掘相结合的综合防突措施, 最大限度减少煤与瓦斯突出次数。目前发生煤与瓦突出事件的原因大致有以下几类:

1.1《防治煤与瓦斯突出细则》执行不严。

从突出伤亡事故的调查分析可以得出:有与防突基本规定相悖的, 有措施制定不符合生产实际的, 也有措施落实不到位的情况。

1.2 巷道布置、掘进安排、施工过程不利于防突。

许多矿井的通风系统没有独立, 巷道布置频繁穿过突出的煤层。现场在巷道布置上注重揭煤系统的独立性, 对其布置的合理性研究不够。

1.3 没有按照井下防突的技术要求实施地质测量。

煤与瓦斯突出与地质构造的关系十分紧密。大构造对矿井突出危险性分布有着十分显著的控制作用, 小构造一般是突出发生点最明显的地质标志。有些未曾发生突出的非突出煤层, 遇构造时也极有可能发生突出。

1.4 未能及时发现突出发生前的征兆。

煤与瓦斯的突出决不是偶然的、无需的, 而是需要量的积累, 要经历一个准备、发动、发展的阶段, 而且煤与瓦斯突出有一定时间段。这就需要相关人员及时时采集、分析、反馈突出征兆, 以备防突工作。

2 矿井煤炭与瓦斯防突的基本原则

2.1 强制性。

煤矿企业要在当前体制机制的实际情况下, 在理顺和规范煤矿防突的基础上, 加大力度出发违反有关防突规定的行为, 增强防突制度的刚性压力, 提升防突技术和管控水平。要深刻理解《防治煤与瓦斯突出规定》与《防治煤与瓦斯突出细则》的共同点和差异, 认真遵照执行, 严格工作落实。

2.2 超前性。

突出煤层必须采取按照制度要求, 预先确定好防突措施并且要求措施符合生产要求后方可进行煤层开采。在采掘作业过程中还必须对煤层的突出危险性进行验证, 对局部仍存在突出危险的煤层, 必须补充局部防突措施并达到规定标准方可继续进行采掘作业。

2.3 完整性。

要做到有效防治煤与瓦斯突出, 各类煤矿企业必须形成煤与瓦斯防突的设计、鉴定、基建、开采、装备、机构设置及管理等一体化配套体系。

3 综合防突的技术措施

3.1 区域性预防:首先开采一层没有瓦斯、较小或没有瓦斯突出危险的煤层;使后开采的有瓦斯突出煤层的地压减少, 弹性潜能缓慢地释放, 从而使瓦斯压力和瓦斯含降低, 使煤的强度增加, 就能解除开采突出煤层时煤与瓦斯突出的威胁。

3.2 局部性预防:可采用震动性放炮, 打大直径 (200-300mm) 超前钻孔, 以及用钻孔排放瓦斯及水力冲孔方法来预防煤与瓦斯突出。

3.3 瓦斯抽放:矿井瓦斯地面抽放最好在高瓦斯煤层开采前的2-3年进行;矿井瓦斯抽放的办法可分为本层抽放, 邻近煤层 (指回采过程中被开采煤层的邻近煤层) 抽放和采空区抽放。

3.4 在有煤与瓦斯突出危险的采、掘工作面必须采用套钎打不少于4.0米的瓦斯释放应力的探眼, 探眼的直径不得小于42mm, “切忌”探眼绝对不可当炮眼使用。

3.5 探眼的数量与眼距要根据采、掘工作面的煤层厚度、施工断面来确定, 具体数据可在采、掘规程中详细规定。

3.6 煤壁注水:在有煤与瓦斯突出的回采工作面进行煤壁浅孔注水, 是开采煤与瓦斯突出煤层的有效措施。

4 综合防突措施的发展趋势

4.1 突出的预测。当前工作面预测采用钻孔法。《细测》中规定了用最大钻屑量、钻屑瓦斯解吸指标、钻孔瓦斯涌出初速度和综合指标来预测突出危险性。为了测定这些指标我国煤炭专业科研院所已经研制了多款突出预测仪器。这些测定仪表装置已在我国各大煤炭集团的一些突出矿井广泛应用。各突出矿井应结合本矿地质开采的具体条件, 通过实践确定适用本矿条件的敏感指标和标志突出危险的指标临界数值。实践证明, 利用瓦斯涌出变化特征来实现突出连续预测是可行的。

4.2 防突的措施在区域措施方面, 除大力推广解放层开采外, 应扩大应用大面积预抽瓦斯防突措施。但大面积预抽需工程量较大, 为推广该项措施, 应完善钻机、钻具和打钻工艺, 以实现快速打钻, 缩短施工时间。并应采取辅助煤层卸压措施, 以提高预抽瓦斯效果。为了提高防突效果, 应根据矿井实际情况, 在措施制定前通过试验确定措施的合理参数, 并在措施执行后进行防突效果检验。同时, 要采取加固工作面等安全措施外, 应研制遥控钻机, 以便远方操作。

4.3 开采设计、巷道布置及日常地测工作的重要性日益提高。开采设计必须为落实防突措施创造条件, 巷道布置应力求从技术源点抓起。建立可靠的地测防突服务机制, 地测技术必须超前、及时细致、准确。

4.4 提高矿井防突队伍的素质成为常态。很多企业采取“走出去、引进来”的办法, 学习煤与瓦斯突出严重地区在防突方面的一些做法。有针对性地定期开展安全管理人员职工防突基本知识培训和井下作业人员的防突职工技能培训, 全面提高他们的防突意识和实践技能。

5 结论

在煤矿开采过程中, 对于煤与瓦斯突出的检测、预测、预防和治理非常重要, 在矿井的施工开采中有必要加强管理, 采取必要的针对性治理措施, 建立健全各项制度, 配齐上全监、预测设备等, 将灾害控制在零点, 对煤炭企业和职工都是一笔大的经济效益。

摘要：本文分析了煤与瓦斯防突的现状和原则, 重点探讨了防治煤与瓦斯突出的技术措施, 对防治煤与瓦斯突出技术的发展提出了建设性方向。

高瓦斯突出矿井 篇10

大兴矿N2705综放工作面位于N2采区西部, 平面坐标X 4697400～4698600, Y 41547400～41548200。工作面可采走向长度1042.5m, 倾斜宽175m, 工作面面积182437.5m2。工作面上邻近煤层4-2煤层, 大部分已回采完, 4-2煤层与7-2煤层间距一般为58.33m;工作面下邻近煤层9煤层, 煤厚一般为3.46m, 未采动, 9煤层与7-2煤层间距一般为26.03m。

本面煤层工业牌号以气煤为主, 长焰煤次之。煤层厚3.34～9.75m, 一般厚为8.39m。煤层自燃发火期3个月, 煤尘爆炸指数43.38%。

2、大兴矿工作面煤体易自然发火原因分析

通常在温度正常或略低的情况下, 煤体与氧气接触后, 便会产生CO, 同时伴随着时间的增加, CO的浓度便会逐渐上升, 但是后期随着供氧浓度的下降, CO的增长与前期相比则会有所减弱。但若是温度增加的同时, 供氧浓度无变化, 那么随着CO的增加, 煤样便会逐渐出现乙烯, 氧化加速, 逐渐有乙炔出现, 发生强烈氧化反应后, 产生燃烧。而氧气含量在10.0%以下时, CO浓度的增加幅度很小, 氧气浓度低于5.0%时, 不再有CO、乙烯、乙炔等气体出现。由实验结果得出, 大兴矿北二七层煤氧化的最低氧浓度值为5%, 当氧气含量在10.0%以下时, 煤炭自燃氧化受到抑制, 无自然发火和瓦斯燃烧爆炸危险。

3、停产工作面采空区自然发火特点

瓦斯浮煤的特点为立体分布, 所以造就了采空区的自然发火存在着难以准确判断高温点、较高的前期隐伏性、火点难以触及以及火势迅猛的特点。

4、停产工作面采空区自然发火防治思路及实施方案

根据工作面易自然发火原因和易自然发火环境区域, 采取以主动预防为主的防火方案, 主要采取采空区注入氮气, 将河砂填充于前后的三角点采空区, 注三项惰化泡沫、煤体注凝胶、注水、均衡通风和抽放瓦斯等一系列综合防火措施, 成功的防治工作面正常推进时采空区内自然发火。但长时间放假期间的防火工作却成为一项重大的难题。针对停产工作面采空区内环境相对稳定的特点, 首要问题应该解决如何降低采空区内氧气含量, 使采空区内浮煤长期处于贫氧状态, 抑制煤体自然发火的速度, 确保工作面放假期间的安全。

4.1 封闭方案

对风流设施进行阻断, 并且对采场的通风进行隔绝, 保证采场内形成一个空气滞留的耗氧的封闭环境, 并要确定封闭区内的所有机电设施均较为完好。解放运输中巷的风门、联络小川风门增加风量, 调节运回顺风压, 减小两顺闭间压差。运顺设置调压气室、气室内注氮气, 通过闭区调压的方式对闭区内所漏入的氧气量进行抑制。在进行封闭前, 对所有不撤出的电气设备继续防爆处理, 并将防潮剂置入防爆腔内, 使其保持干燥, 增加绝缘。

4.1.1 封闭设施的位置选择及通风方法

设施构筑的地点及闭区内要求巷道支护完好, 便于启封后的恢复生产工作。

运顺底板标高与回顺相比较低, 所以采空区和工作面所流出的水会向前三角点汇聚, 并且同时流向运顺前处的排水坑, 排水坑建有密闭, 此时使用U形管对排水进行引流, 可以对空气进行抑制, 避免其进入闭内, 所以停产时, 一定要将转载机的中部平段在排水坑的外侧, 以便对封闭后的构建密封与排水方面起到有利作用。利用回顺外高内低的特点, 可将防火门进行充分利用, 使其直接为密闭的构筑。

4.1.2 封闭顺序及工艺

封闭的顺顺为, 运顺1#闭-回顺3#闭。密闭时, 需要使用20mm厚度的松木板, 以鱼鳞式对其进行搭接定制, 并利用黄泥捣堵法对转载机的内槽继续处理, 加强封闭性, 并使用喷浆或金属网对闭面进行加严处理。

4.2 综合防火技术

工作面封闭是隔绝氧气的基本措施, 还需要采取阻止氧气漏入和封闭区惰化措施。

4.2.1 氮气惰化

封闭后, 封闭空间内将含有一定量的氧气, 是封闭期煤氧化的主要氧来源。此时封闭区属于一种无氧气持续供应的环境, 也就是说此时氧气便会慢慢被耗尽, 被煤体吸附或在煤体氧化过程中消失。此时对闭区进行氮气的注射, 可对闭区内的氧气起到稀释的作用, 加快氧化的速度, 减少爆炸的发生率。

4.2.2 综合调压

对于两顺存在的减压之差, 可以采取风流短路法进行抑制和管理, 将运顺作为氮气的调压室, 对局部的通风情况起到平衡的作用, 减少压力差对于运顺所带来的影响。不停的于内空间内注入氮气等, 使其压力增强, 促进其在回顺的排除速度。

4.3 闭区管理

4.3.1 局部通风管理

对于局部通风系统的管理, 使用双风机、双电源的形式进行, 使开关实现自动转换的形式, 达到可以双向转换风机的效果。监视供电电源与双风机电源, 并由专门的人员进行看护管理。每日对风量进行监测, 以保证其发生变化时第一时间进行处理。

4.3.2 封闭区防火效果检验

在对两顺的工作面进行封闭前, 对工作面中的上下隅角、架后的切顶线进行监测采样束管的隐设, 并针对闭区内的气样, 进行采集并检验。对闭内的情况进行观察, 其中包括对气室压差进行观察、对密闭压差进行观察, 同时还可对注入的氮气含量进行调整, 确保稳定性。

经过分析显示闭内上下顺中气体浓度存在着较大的差异, 其中包括O2的浓度和CH4的浓度, 这说明在闭内气体是以动态变化的形式存在的, 氮气可以对瓦斯起到有效的驱动作用, 同时因其具有干气的特性, 所以其还可对区域内的湿度起到降低的作用, 防止了电气设备出现受潮的现象。当对工作面进行封闭后, 其中存在的氧气随着时间逐渐的经历耗氧期, 发展成动态平衡的情况, 这与实验结果较为相似。

4.4 启封方案

首先需要对闭区内的各个气样变化程度进行分析, 明确其变化的趋势, 对其进行准确的分析, 以确保启封后无发生火灾的危险。其次在进行启封前的36个小时时, 需要对氮气进行置换, 将其换成甲烷气。最后要对各个点的CH4进行分析取样, 确定其浓度低于3%时, 才可进行启封措施。

5 结语

采场经过长时间的封闭后, 可能存在发火的危险, 所以可采用限抽、注氮等方式进行中化调衡, 采取主动防御的综合措施, 保证综采面有效的、长时间的防火, 确定防火措施的可行性与可靠性。闭区内气体会出现一系列的反应, 所以需对其进行连续性的观测, 对氧气浓度的变化进行监测, 其中包括耗氧期、过渡期以及平稳期。

摘要：大兴煤矿综采工作面回采煤层系为高瓦斯、易燃煤层, 煤种以气煤为主, 最短发火期为3个月, 发火原因主要是因为采空区浮煤到了发火期产生自然发火, 造成工作面安全回采工作严重受到自然发火威胁, 尤其在工作面停止推进时更为突出。通过分析停产时采空区内自然发火特性, 试验性采取工作面主动封闭, 惰性气体隔绝为主的防火技术, 实现大兴矿回采工作面安全停产29天的记录。

关键词：主动封闭,封闭区惰化,惰性气体,变化趋势

参考文献

高瓦斯突出矿井 篇11

关键词：潘西矿 煤层 瓦斯含量 瓦斯涌出量 规律研究

1 概述

潘西煤矿位于莱芜市区东南15km处，行政区划属莱芜市钢城区颜庄镇。井田西以F颜、F2—1断层和秦家洼断层与东港、南冶井田相邻，东部边界至F6断层与潘东井田相邻，浅部至各煤层露头，深部到—800m水平。东西长6.7km，倾向宽2.2km，面积14.5162km2。经几次改扩建，现矿井生产能力为95万吨/年。现开采3、4、7和19煤层。

2 矿井瓦斯现状

据统计，勘探钻孔可采煤层瓦斯含量多在0.5mL/g以下，少量达1mL/g，各可采煤层的瓦斯含量均很低。为了进一步研究瓦斯赋存规律，2000年施工钻孔20个，采取19煤层煤样进行化验分析，20个钻孔中瓦斯含量最小为0.001mL/g（测点标高—493.3m）、最大为1.074mL/g（测点标高—553.75m）。矿井历年瓦斯等级鉴定均定为低瓦斯矿井，但在近几年的生产过程中，发现断层附近瓦斯含量大，涌出量也大。2000年4月后五轨道上山掘进期间先后揭露两条断层，即F7及其派生断层F7—1，揭露点的水平为—533.7m。其中F7断层属正断层，走向NE90°，倾向SW，倾角45—70°，落差为45—95m，延展长度约为2000m。F7—1落差为15m左右。后五轨道上山掘进160m见煤后遇F7—1断层下盘时，迎头炮眼内瓦斯浓度达到80%，在F7断层下盘与F7—1断层上盘之间的煤层中，炮眼内瓦斯浓度达到58%，穿过F7—1断层见煤30m后，炮眼内瓦斯浓度均在75%以上，随着后五轨道上山向下掘进，逐渐远离F7—1断层，炮眼内瓦斯含量也逐渐减小，直至趋于正常值。潘西煤矿现开采的3煤层、4煤层和19煤层，19煤层瓦斯涌出量大于其他煤层。潘西煤矿曾于1969年4月4日和1990年7月13日，先后两次因局部通风管理不善发生煤尘瓦斯爆炸，造成了人员伤亡和经济损失。

3 矿井瓦斯地质规律研究

3.1 断层、褶皱构造对瓦斯赋存的影响

断裂构造对瓦斯赋存的影响主要表现在断裂构造破坏了煤层的连续完整性，使煤层瓦斯运移条件发生变化。有的断层有利于瓦斯排放，有的断层抑制瓦斯排放而成为逸散的屏障。前者称为开放型断层，后者称为封闭型断层。断层的开放性和封闭性取决于下列条件：

①断层属性和力学性质，一般张性正断层属开放型，而压性或压扭性逆断层通常具有封闭性。

②断层与地表或与冲积层的连通情况，规模大且与地表相通或与冲积层相连的断层一般为开放型。

③断层将煤层断开后，煤层与断层另一盘接触的岩层性质有关，若透气性好则利于瓦斯排放。

④断层带的特征、充填情况、密闭程度、裂隙发育情况等都会影响到断层的开放性或封闭性。另外，断层的空间方位对瓦斯的保存或散逸也有影响。一般而言，走向断层能够阻隔瓦斯沿煤层倾斜方向逸散，而倾向和斜交断层则把煤层切割成互不联系的块体。

井田内勘探及采掘揭露的较大断层23条，多为高角度正断层。断层方向性明显，主要为北西向、北东向和近东西向三组，多为压扭性断层，封闭性较好。其中近东西向F7断层为本井田最主要的断层之一，落差45～95m，倾向北，横贯于井田东翼，形态较复杂，发育多条分支或派生断层，该断层及支断层附近瓦斯含量变高，对井田的瓦斯分布有着非常重要的影响。井田内无大的褶皱构造，小的褶皱构造对瓦斯的赋存条件无大的影响。

3.2 顶底板岩性对瓦斯赋存的影响

19煤层直接顶板为灰色粉砂岩，平均厚度6.5m，钙质或泥质胶结，层理发育易冒落；老顶为灰白色中砂岩，其厚度大且稳定，一般厚度在19m以上。直接底板为砂质泥岩，平均厚度3.6m，灰色至褐色，遇水膨胀，富含植物根部化石。老底为细砂岩，平均厚度1.4m，灰色，坚硬致密。

由上可知，19煤层的直接顶板为砂岩，透气性较好，有利于瓦斯的逸散，直接底板砂质泥岩，透气性较弱，有利于煤层瓦斯保存。瓦斯大量通过顶板逸散，从而降低了19煤层的瓦斯含量。

3.3 岩浆岩分布对瓦斯赋存的影响

井田内岩浆岩活动比较强烈，主要分布于井田东北部第9勘探线以东至F6断层和西翼第1勘探线207钻孔以南的较大面积，在F2断层（颜庄断层）西南侧和本井田203钻孔附近，也有较大面积出露。主要呈岩床侵入到侏罗纪红色砂岩和古近系地层中。岩浆岩的侵入隔断了瓦斯涌出的通路，使煤层瓦斯的自燃流畅较为复杂，横向差异性增强。在F11、F7和F3等大中型断层和距煤层较近岩体的一定范围内，以及中小断层尖灭、交叉、分叉等构造应力相对集中和裂隙发育地带，易造成煤层瓦斯的局部富集、含量增加。

3.4 煤层上覆基岩厚度对瓦斯赋存的影响

潘西井田位于莱芜煤田东部，属华北型石炭二迭纪含煤地层，包括石炭二叠纪本溪组、太原组和山西组。煤系基底为奥陶系石灰岩。煤系上覆依次为侏罗纪淄博群红色岩系，古近纪官庄组和第四纪松散沉积物。

太原组是本区主要含煤地层。其厚度152～200m，平均177.78m。本组为海陆交互相沉积，旋回结构和粒度韵律明显，旋回中的岩相较齐全。岩性以深灰色页岩、粉砂岩和灰色至灰绿色砂岩为主，夹有少量石灰岩薄层。泥岩多在粉砂岩和石灰岩过渡处和煤层底板。

19层煤位于太原组下部，顶板有砂质泥岩和四灰，为19煤层瓦斯赋存形成两道盖层，但由于其厚度较小，加上断层的切割，因此19煤层的上覆基岩不易于瓦斯的保

存。

3.5 瓦斯含量分布及预测

潘西煤矿井下18个钻孔中采取的19煤层煤样瓦斯含量测定。

潘西煤矿第19层煤瓦斯地质及瓦斯含量预测图

从图上可以看出，本井田瓦斯含量分布具有如下特点：

①瓦斯含量等值线的总体变化走势为东西向，并从总体上展现出瓦斯含量由深部向浅部逐渐减小的趋势。

②F7断层是井田内较大的断层，瓦斯赋存状态明显受到该断层的控制，相对应的瓦斯含量在断层附近相对较大。在瓦斯含量预测图上反映为预测含量等值线与煤层底板等高线具较好的相似性。

矿井将来的回采工作瓦斯涌出量随着埋深增加而增加，通过线性回归曲线解算，预计—740水平以下的19煤层回采工作面绝对瓦斯涌出量在1.5—2.0m3/min之间；—740水平以上的19煤层回采工作面绝对瓦斯涌出量在1.0—1.5m3/min之间，因此在今后生产中，要加大通防投入，加强瓦斯管理和通风管理。

5 结论与建议

5.1 结论

本项目通过采用现场测试、实验室测定及查阅历史资料分析相结合的办法，查明了潘西煤矿煤层瓦斯赋存特点、采掘工作面瓦斯涌出规律。主要结论如下：

①潘西煤矿瓦斯含量梯度为0.00135m3/min.m随着煤层采深不断增加，瓦斯涌出量呈现增大的趋势。

②越靠近断层，煤岩层瓦斯涌出量越大。原因是：潘西煤矿绝大部分断层均为正断层，属封闭性断层，不利于瓦斯的溢出；而煤层赋存较好的地点，受完整的顶底板的阻隔，瓦斯不易逸散。

5.2 建议

潘西煤矿虽然为低瓦斯矿井，但采空区面积大，采空区内瓦斯的绝对含量加大；所以采空区瓦斯管理成为了通防管理的重中之重。由于瓦斯地质条件的多变性，以及目前巷道揭露情况的限制，本次研究结果主要是基于目前的资料及认识水平而获得的，建议随着开采过程中各种影响瓦斯涌出条件的不断变化，继续做好瓦斯地质的收集、测定、分析工作，搞好安全生产。

参考文献：

[1]张子敏等.瓦斯地质学[M].徐州：中国矿业大学出版社，2009.

[2]张子敏.瓦斯地质规律与瓦斯预测[M].北京：煤炭工业出版社，2005.

[3]焦作矿业学院瓦斯地质研究室.瓦斯地质概论[M].北京：煤炭工业出版社，1991.

[4]杨起，韩德馨.中国煤田地质学[M].北京：煤炭工业出版社，1979.

[5]张子敏，张玉贵，卫修君，高建良.编制煤矿三级瓦斯地质图[M].北京：煤炭工业出版社，2007.

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高瓦斯突出矿井 篇12

在我国,掘进工作面的突出事故在煤矿瓦斯突出事故中占有相当的比例,研究掘进工作面的瓦斯流动规律是防治掘进工作面突出事故的基础工作[1],掘前预抽是煤矿巷道掘进过程中防止煤与瓦斯突出事故的重要措施之一,而巷道在掘进过程中采用边掘边抽能有效降低巷道瓦斯涌出,避免巷道掘进过程中的瓦斯超限事故。采取挂耳钻场的钻孔布置方式不仅能够进行掘进前的预抽,也可在巷道采掘过程中边掘边抽,相对于巷道掘进面布置钻孔抽采可减少钻孔施工成本,又可以实现连续抽采,还对巷道的正常掘进影响小。挂耳钻场、钻孔的布置方式直接影响瓦斯抽采效果,为此,本文研究了挂耳钻场瓦斯抽采的流动规律,进一步指导掘进工作面的瓦斯抽采工作。

在掘进工作面瓦斯流动规律方面学者进行了大量有意义的研究,高建良等[2]用数值模拟的方法分析了巷道围岩瓦斯压力分布、瓦斯流动规律。夏永军等[3]研究了巷道掘进工艺对巷道瓦斯流动规律的影响。梁冰等建立了采动影响下气固耦合动力学模型,建立数学模型进行了巷道掘进过程的瓦斯流动数值分析,获得了煤壁瓦斯涌出与巷道掘进长度的关系。煤层瓦斯流动本身是一个复杂的物理过程,受到众多因素的影响,很多研究工作均采用数值分析的方式展开,最终用现场实际检验分析的结果指导现场生产实际。COMSOL Multiphysics是一款以多物理场数值研究著称的仿真软件,近年来瓦斯流动规律研究中已达到了广泛应用。盛金昌[4]进行了裂隙岩体的渗流规律的数值分析。王宏图、司鹄[5,6]对抽采钻孔的瓦斯流动规律进行了数值分析,并很好地指导了现场生产。李东印等[7]分析了采煤工作面瓦斯分布及流动规律。刘清泉等[8]分析了瓦斯抽采钻孔周围瓦斯流动规律,结合现场情况获得了特定煤矿的瓦斯抽采半径。刘军等[9]建立含瓦斯煤气固耦合动力学模型,并用该软件分析了钻孔抽采半径。刘清泉、梁冰等[10,11]分别建立耦合动力学模型对煤层瓦斯抽采影响下煤体瓦斯流动规律进行了研究。

通过查阅资料发现,过去研究主要集中在巷道在掘进过程的瓦斯流动规律及本煤层瓦斯抽采时煤体瓦斯流动规律,对于采用挂耳钻场进行瓦斯抽采的分析较少。为此,本文综合考虑煤岩骨架变形、瓦斯吸附/解吸特性及气体压缩和克林伯克效应建立边掘边抽的含瓦斯煤体气固耦合动力学模型,并用COMSOL Multiphysics研究在挂耳钻场抽采影响下的瓦斯运移规律,以便指导挂耳钻场、钻孔布置,提高巷道掘进瓦斯抽采率,保障巷道安全、顺利掘进。

1 瓦斯抽采渗流模型

为研究抽采时煤层瓦斯渗流机理,建立了含瓦斯煤体渗流数学模型,通过建立几何模型进行数值求解,获得巷道在边掘边抽过程中煤体的瓦斯流动规律,主要引入以下假设:(1)含瓦斯煤是一种各相同性的含孔裂隙的多孔介质弹性体;(2)煤层被单相瓦斯饱和且温度恒定;(3)煤层瓦斯在多孔介质中渗流符合Darcy定律,扩散符合Fick扩散定律;(4)煤层原始瓦斯压力均匀分布。

1.1 煤岩体应力场控制方程

含瓦斯煤岩体应力场方程由平衡方程、应力应变本构方程和几何方程组成,根据有效应力原理有:

式中,G为剪切模量;u为变形量;v为煤体泊松比;K为煤体体积模量;a为Biot系数(a=1-K/Ks;Ks为煤体骨架体积模量);fi为体积力;εs为吸附膨胀应变,(其中,p为孔隙压力;a为极限吸附量;b为煤的Langmuir压力参数;T为煤体温度;R为瓦斯摩尔常数,取8.314 3J/(mol·K);Vm为摩尔体积,取22.4×10-3m3/mol;ρc为煤体视密度)。

1.2 煤岩瓦斯渗流场方程

含瓦斯煤体是孔隙—裂隙的双重介质体,瓦斯在双重介质的流动数学模型可用连续性方程、运动方程、状态方程和瓦斯含量方程组成:

根据文献[1]连续方程为:

式中,C为单位体积煤层所含煤层气的质量浓度;ρ为瓦斯压力p时瓦斯气体密度,φ为煤体孔隙率;V为煤层瓦斯渗流速度;Jc为扩散流体通过单位面积的扩散速度。

煤层瓦斯状态方程为:

式中,Mg为瓦斯气体分子量;Z为一个大气压下瓦斯的压缩因子,一般取1。

煤层瓦斯含量方程为[12]:

式中,C为煤体瓦斯含量,由游离瓦斯和吸附组成;pn为标准大气压,一般取值0.1 MPa;ρn为标准大气压下的煤层瓦斯密度;A为煤中灰分,取1%;W为煤中水分,取1%。

煤层瓦斯运动方程,渗流方程[13]为:

式中,u为煤体动力黏度;k为煤层渗透性系数。

研究表明瓦斯流动过程中瓦斯气体分子与煤体固体分析之间会产生Klinkenberg效应式[14]。考虑Klinkenberg效应的瓦斯渗流运动方程为:

式中,k0为煤体初始渗透率;m为klinkenberg系数,m=akk0-0.36;ak为拟合参数,一般取0.251。

气体在多孔介质中扩散满足Fick扩散定律[15],写为:

式中,J扩散流体通过单位面积的扩散速度;D扩散系数;Ca扩散流体质量浓度。

将式(3)、(4)、(5)、(7)代入(2)得到:

其中,c=ρc(1-A-W)/(1+0.31W)。

1.3 孔隙度与渗透性模型

应力方程式(1)与渗流方程式(8)需要通过孔隙度方程和渗透率方程及孔隙度对时间的倒数进行耦合,根据文献[15]有:

式中,K为体积模量,K=3(1-2v)/E,E为弹性模型;ΔP为瓦斯压力改变量;φ0为煤体初始孔隙率;ξv为体积应变,εv=ε11+ε22+ε33。

应力场方程式(1)中含有瓦斯压力、吸附/解吸项,即煤岩体的变形受到瓦斯压力、瓦斯解吸/吸附影响,瓦斯流动方程式(8)中包含有体积应变和瓦斯压力共同表示的孔隙度式(9)和渗透率式(10)以及孔隙变化率式(11),则瓦斯流动受到煤岩变形影响。因此,该采动影响下的气固耦合模型自身是完全耦合的。该模型属于抛物线方程,众多研究证实其解释真实存在,但难求解析解,往往求解数值解。

2 掘前预抽瓦斯流动几何模型

2.1 模拟区域煤层瓦斯赋存特征

以新疆某矿I101201工作面为例,工作面设计长度1 432 m,工作面长度为200 m,开采2号煤层,煤层厚度2.8 m,平均煤层倾角8°,工作面地质构造简单,煤层瓦斯压力为0.83~1.10 MPa,孔隙率为3.85%,渗透率为0.66~4.32 m2/(MPa2·d),平均为3.13 m2/(MPa2·d),水分为0.58%,灰分为28.89%,吸附常数a为25.66 m3/t,吸附常数b为0.925 MPa-1,工作面采用长壁后退式综合机械化采煤方法,自然垮落法控制顶板。

2.2 几何物理模型

由于煤层为倾斜煤层,一定程度钻孔瓦斯抽采数值分析可采用二维平面模型。由于矿井为突出矿井,考虑钻孔施工水平,设计钻孔控制钻场前端最长为70 m,巷道两侧均布设挂耳钻场,每个钻场布置4个钻孔,钻孔终孔间距为6~7 m,2个钻场为1组,钻场间沿巷道的走向间距为10 m,而组与组钻场间距为60 m,结合煤层赋存情况建立如图1所示的几何模型,模拟煤层的物性参数见表1。

2.3 初始及边界条件

在所取煤层区内,初始条件和边界条件如下:

(1)煤层瓦斯抽采分析域内初始条件:t=0;p=P0,P0=1.10 MPa。

(2)煤层瓦斯抽采分析域内边界条件:

式中,p1为抽采负压;Π为钻孔边界区域;Ω为巷道及钻场暴露煤壁边界。

(3)应力场初始位移:μ=0;ν=0。

(4)应力边界条件:水平方向上左端(x=0)、右端(x=200)边界上为位移约束边界;巷道两侧(y=0,y=100)边界上为位移约束边界,Ω为自由边界。

3 数值模拟结果分析及应用

3.1 数值模拟结果分析

瓦斯压力及运移分布图(图2),随着抽采时间的延长,钻孔周围的煤层瓦斯压力逐渐降低,巷道周围的煤体瓦斯一部分通过煤壁涌向巷道,一部分流向瓦斯抽采钻孔,远处煤体中的瓦斯进行及时补充,因此随着时间的增加,瓦斯抽采影响范围增大。为了更好地定性研究掘进工作面周围煤体瓦斯运移规律,沿着工作面前方5,15,25,35,45 m及工作面正前方和2个钻场之间沿y方向,共设计7条瓦斯压力监测线,在距离工作面前方每间隔2 m距离设置4个瓦斯压力监测点,监测其压力变化。

根据图3可知,巷道前端距离巷道掘进面不同距离线的瓦斯压力变化不同,在靠近巷道轮廓线外侧的瓦斯压力在同一时间下变化较大,而巷道轮廓线以内的瓦斯压力在同一时间点基本一致,这是因为1号和5号钻孔二者平行,间距一致,而其他钻孔之间随着距掘进面距离增大,其钻孔间距增大,钻孔的间距直接影响了瓦斯抽采效果导致。

图4为巷道前端AB线上瓦斯压力变化,随着时间延长,瓦斯压力降低,5 d时,巷道前端约40 m范围瓦斯压力减低至0.8 MPa,降低幅度为28.2%,10 d后其瓦斯压力降低至0.63 MPa,降低幅度为42.7%。随着距离增大,瓦斯压力逐渐增大,甚至达到初始1.1 MPa,而随着时间的增加,瓦斯压力变化范围沿煤层走向逐渐增大,即钻孔影响范围增大。瓦斯压力随着距离增大而增大的原因是不同点的瓦斯压力随时间的变化率不同(图5),距离巷道掘进面煤壁距离越小,瓦斯压力衰减越快,最终基本趋于平衡。根据巷道前方60 m范围在进行瓦斯抽采20d后瓦斯压力已降低至0.69 MPa(<0.74 MPa),已消突,进行效果检验则可以进行巷道掘进。如果矿井对采掘时间要求紧,还需加密钻孔。

图6为未进行瓦斯抽采(仅有巷道及钻场煤壁暴露)的瓦斯流动规律。远处煤体瓦斯流向暴露的煤壁,同样随着时间延长瓦斯流动范围增加,即巷道排放影响范围增大。图7为巷道掘进面暴露的单位面积煤壁在有无瓦斯抽采影响下瓦斯涌出量随时间的变化图,对比发现在前10 d内二者相差不大,但随着时间延长,无抽采的煤壁单位面积瓦斯涌出量是有抽采情况下煤壁涌出量的10~30倍,时间越长相差倍数越大,这充分说明进行瓦斯抽采的必要性。

3.2 现场实际应用情况析

该矿按照设计布置钻孔进行瓦斯抽采,在进行瓦斯抽采25 d左右进行效果检验,已经基本消突,可以进行巷道掘进,在巷道掘进过程中由于挂耳钻场能够起到边掘边抽的作用,因此,使得巷道的瓦斯浓度长期控制在0.6%以下,在矿井掘进过程采用两巷交替作业的方式,大大提高了瓦斯抽采效率和瓦斯抽采效果。

4 结论

(1)建立了巷道掘进时的瓦斯抽采流动模型。该模型综合考虑了瓦斯压力、吸附/解吸对煤层变形影响,考虑瓦斯抽采过程中双重介质的扩散—渗流、孔隙度、渗透率动态变化。

(2)采用数值分析软件数值利用建立的模型分析了挂耳钻场的瓦斯流动,随着抽采时间增加,瓦斯钻孔抽采影响范围逐渐增大;因钻孔间距不同,掘进工作面前方不同距离点在同一抽采时间下瓦斯压力变化不同;采用设计方式进行瓦斯抽采实际,基本在抽采20 d可消突;进行瓦斯挂耳钻孔抽采能够明显降低煤壁的瓦斯涌出量。

摘要：为了掌握挂耳钻场抽采影响下掘进巷道瓦斯涌出情况,指导矿井的巷道掘进工作,建立了综合考虑解吸、渗流、扩散、Klinkenberg效应的瓦斯运移数学模型,利用数值模拟软件对挂耳钻场瓦斯流动规律进行了数值分析。结果表明,随着抽采时间的增加,钻孔影响范围逐渐增大,钻场周围煤体瓦斯压力的变化与钻孔间距有直接关系,采用挂耳钻场的瓦斯抽采方式能够有效降低巷道暴露煤壁的瓦斯涌出量。