煤巷掘进防突（通用7篇）
煤巷掘进防突 篇1
金佳矿位于贵州盘县红果镇境内, 矿井设计生产能力为180万t/a, 于1997年10月开始建设, 2000年5月金一采区建成投产。井田内含煤27~44层, 可采和局部可采煤层15层, 平均总厚21.86 m, 煤层平均可采厚度0.9~3.2 m。井田内煤质以贫煤为主, 其次为瘦煤、无烟煤。矿井地质条件复杂、水文地质条件简单。金佳矿井为煤与瓦斯突出矿井, 突出煤层为7#煤层, 发生过多次煤与瓦斯突出事故。
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.
[3]何勇.高突煤层保护层瓦斯综合治理技术[J].煤炭技术, 2006, 25 (11) .
煤巷掘进防突 篇2
窑街煤电金河公司一号平峒因上部采区报废, 资源枯竭, 经批准将临近海石湾矿井的一个采区, 经开拓延深和技术改造, 作为矿井新接替生产采区。该采区地质构造复杂, 含煤地层为中侏罗统窑街群。共含六层煤, 可采煤层有二层, 煤一层为油页岩, 厚度3～5m, 煤二层, 平均厚度18.8m。煤层埋藏深度平均500-700m, 地温由浅到深增高, 冲击地压显现明显。煤二层中气体含量CH4:0.72M3/T, C2°C4°平均0.34M3/T, 三气平均之和为7.42M3/T。煤二层煤种为弱粘煤不易自然, 煤尘有爆炸危险性。煤二层顶部含有一层油砂岩层, 在采掘过程中应加强对油层的探测, 采区内水文地质条件简单, 无地下水位害。开采的煤二层为突出危险煤层, 开采时有突出危险性。因此, 采区开采时按突出采区管理。
开掘的16203-2工作面位于六采区南部, 北西侧隔煤柱与16201-2工作面相临, 北东侧尚未开采, 南东侧以Ⅲ--Ⅲ′剖面线为界 (其外围尚未开采) , 南西侧隔F6-1断层与16211工作面相临 (已回采结束) 其余均在实体煤中。
该工作面走向长425m, 倾斜宽100m, 采高2.8m, 顶煤平均厚度8m, 工作面最大坡度10°。工作面地质储量70.7万t, 可采储量60.5万t, 瓦斯储量为937.69万m3 根据瓦斯地质图资料, 该工作面CH4平均吨煤含量1.06m3/T, CO2平均吨煤含量7.41 m3/T, Cundefined-Cundefined平均吨煤含量:0.44 m3/T, 三种气体平均含量之和为8.91 m3/T。工作面实测CH4平均:1.95m3/T, CO2平均:6.01 m3/T, 平均含量之和为7.96 m3/T。
在工作面两道煤巷施工过程中, 由于煤层中瓦斯涌出量大, 冲击地压、地应力显现明显。煤爆声大, 两道施工时掘时停, 施工进度慢, 在16203-2施工联巷和进风顺槽、16204进风掘进放炮时曾先后多次发生诱导倾出动力现象, 后经总结并多次对防突方案措施、前探钻孔和效果检验钻孔数量和布置进行调整。采取深孔松动爆破、打排放孔, 效果检验, 安全防护, 瓦斯抽放、加大工作面供风量等一系列综合防突措施, 提高了施工安全程度和施工进度, 16203-2工作面两道及切眼安全贯通, 现工作面已安装好进行回采。
2 煤巷掘进工作面的防突技术方案
2.1 方案原则及总体设计
煤和瓦斯突出是在地应力、煤中瓦斯及煤的结构和力学性质综合作用的动力现象。突出过程中, 地应力、瓦斯压力是发动与发展煤和瓦斯突出的动力, 煤的结构和力学性质是突出发生的阻碍因素。它们存在于一个共同体中, 有其内在联系, 但不同因素对突出的作用不同, 不同的突出起主要作用的因素也不一样。煤层和围岩具有较高的地应力, 并在工作面附近的煤层应力状态发生突然变化, 是突出发生的前提条件;瓦斯对煤的进一步破坏、搬运等发展过程起十分重要的作用;煤层具有Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类破坏类型的分层是突出发生的必要条件;采掘工艺是诱导突出的外因。因此, 防突措施制定的原则应是:①部分消除煤层或采掘工作面前方煤体的应力, 将集中应力推移至深部;②部分排除煤层或采掘工作面前方煤体的瓦斯, 降低瓦斯压力, 减少工作面前方瓦斯压力梯度;③增大工作面附近煤体的承载能力和稳定性;④改变煤体的力学性质, 使其不易发生突出;⑤改变采掘工艺条件, 使工作面前方煤体应力和瓦斯动力状态平缓变化。同时应考虑安全可靠、经济合理的原则。由于采掘工作面空间、实施措施的作业环境、对正常采掘作业的影响不同, 煤巷、石门工作面防突技术措施比采煤工作面有更多的选择余地;各种防突措施的作用是多方面的, 措施效果检验的手段、指标应简单易行, 行之有效。
2.2 防突方案设计
根据《防治煤与瓦斯突出细则》第35、36条、43条、69～72条之规定, 本工作面煤巷施工防突主要采用预测预报、前探钻孔引导、深孔松动爆破、排放钻孔、诱导突出放炮、效果检验及强化支护、严格管理的施工方法。
2.2.1 突出危险性预测
区域突出危险性预测采用综合指标法;工作面突出危险性预测, 采用钻屑指标法。
(1) 综合指标法:
巷道每施工80～100m, 测定一次煤层吨煤瓦斯含量, 瓦斯放散初速度, 煤层坚固性系数, 煤的破坏类型, 根据测定的参数及打钻过程中的动力现象, 气体浓度等来综合判定煤层有无突出危险。利用综合指标D、K值[D= (0.0075H/f-3) (P-0.74) , K=△P/f]来判定煤层有无突出危险, 当D<0.25, K<15时认为煤层无突出危险, 否则认为有突出威胁或突出危险。
(2) 钻屑指标法:
在工作面打10个直径42mm, 孔深10～12m的钻孔, 钻孔每打1米, 测定钻屑量1次, 每隔2米测定一次钻屑解吸指标K1, 根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和已测取的钻屑解吸指标K1, 预测工作面的突出危险性, 当实测的任一指标Smax≥6kg/m或 K1≥0.5ml/ (g.min1/2) 时, 工作面预测为突出危险工作面, 要重新采取防治突出措施。若实测指标小于临界值时, 排除突出危险, 进行掘进施工, 每预测循环应留有≥3米的预测钻孔超前距。
预测钻孔布置方式为:一个孔位于工作面中部, 并平行于掘进方向, 3个孔终孔位于巷道顶部、帮外5米, 3个孔终孔位于巷道轮廓线以内, 3个孔终孔位于巷道底部5米。
2.2.2 煤巷施工防突技术措施
16203-2工作面煤二层瓦斯放散初速度⊿P:CH4=7.317, CO2=16.452, 煤的坚固性系数f=0.49, 煤的破坏类型为Ⅱ型, 煤二层吨煤瓦斯含量为CH4:0.99～1.08m3/t, 平均1.035 m3/t, CO2:8.41～8.54m3/t, 平均8.475m3/t。综合指标D=-5.29<0.25, KCH4=14.93<15, KCO2=33.58>15, 虽然综合指标D、KCH4值均在临界值以内, 但KCO2超过临界值, 不能完全排除工作面煤二层有CO2突出威胁的可能。煤巷施工中必须坚持“先探后掘”的原则, 严格落实突出危险性预测, 防治突出措施, 防治突出措施的效果检验, 安全防护措施等四位一体的综合防治突出措施, 并严格执行《煤矿安全规程》《防治煤与瓦斯突出细则》中的有关规定。
3 综合防突措施的应用
3.1 前探钻孔引导施工
在煤巷施工时始终坚持前探孔引导施工, 边探边掘, 并保留不小于5m超前钻孔, 、每次施工前首先在工作面布置12个直径≥75毫米, 孔深60米的超前钻孔。上山揭煤前和揭煤后煤巷施工时, 在工作面布置6个直径为￠75m的前探钻孔, 孔深60-80m左右, 沿巷道中线布置1个, 上斜孔1个, 要求穿透煤层全厚, 且进入顶板不小于5m两侧钻孔控制巷道两帮轮廓线8-10m, 中心孔及左右两侧孔角度同上山坡度, 巷道顶底板钻孔控制轮廓线3-5m, 探测钻孔始终保留10m的超前距 (中心孔孔深) 。在工作面两道煤巷施工时, 前探孔布置12个, 控制轮廓线外5-8m, 上斜孔1个, 探测煤层厚度及顶板。 (补加图) 在前探孔施工期间, 注意观察记录钻孔施工过程中是否有喷孔、夹钻、煤 (岩) 爆声异常动力现象及其位置, 每组前探钻孔施工结束后, 掘进施工以施工实际孔深最短钻孔终孔点投影位置为准, 每次前探孔施工结束后, 由防突队、通灭部、生产部 (地质) 共同分析确定施工距离, 下达允许掘进施工通知单, 始终留有留有≥5米的钻孔超前距。前探钻孔施工结束后, 首先对接钻孔抽放3个小班后再恢复掘进。巷道每施工80～100米, 做一次区域性突出危险性预测, 测定煤层吨煤瓦斯含量, 瓦斯放散初速度△P, 煤层坚固性系数f, 判定煤的破坏类型, 以及气体组份, 钻孔瓦斯压力等。根据测定的参数及打钻过程中的动力现象, 气体浓度等来综合判定煤层有无突出危险。采用综合指标法, D、K值[D= (0.0075H/f-3) (P-0.74) , K=△P/f]来判定煤层有无突出危险, 当D<0.25, K<15时认为煤层无突出危险, 否则认为有突出威胁或突出危险。应作出施工地点危险性预报, 采取相应的防护性措施
3.2 瓦斯抽放
(1) 底抽巷穿层钻孔和工作面后巷顺层钻孔抽排瓦斯。
在工作面两道煤巷施工前, 在工作面煤层底板岩巷施工瓦斯底抽巷预先抽排瓦斯。每隔30m～40m施工一个钻场, 每个钻场布置施工10～15个一组扇型穿层钻孔, 对煤层瓦斯提前抽放外, 同时在掘进工作面后巷每隔20m～30m设一钻场, 向采面煤帮方向分层布置10～15个顺层钻孔, 孔径￠75mm, 孔深50m～60m的扇形抽放钻孔予抽工作面瓦斯, 采用聚按脂封孔, 封孔长度不小于5米, 孔口周围用水泥封实封严不漏气。钻孔抽放期间对抽放钻孔流量、负压、气体浓度、气体组份进行测定, 及时掌握抽放效果。通过施工抽放钻孔和进行瓦斯抽放, 降低了吨煤瓦斯含量, 煤层地应力和瓦斯得到释放, 煤爆声明显减小并得到了有效控制, 突出危险性降低了, 工作面气体浓度由原来的CH4: 0.6-0.8%, 降低到现在CH4: 0.3-0.6%, 通过取样化验气体组份测定, 掌握气体变化规律, 调整、确定施工方案和措施, 更好的指导掘进安全施工。
(2) 巷道两侧施工钻窝布置抽放钻孔进行瓦斯抽放。
巷道施工时, 在工作面窝头两帮每隔40米施工一个钻窝 (钻场) , 布置抽放钻孔对掘进巷道前方的瓦斯进行预抽。每个钻场内, 向巷道掘进方向布置6个孔径75毫米, 孔深50米以上的钻孔进行掘前瓦斯抽放, 掘进时该组钻孔必须留有不小于10米的超前距。每组钻孔施工完后, 及时封孔、对接抽放。钻孔抽放期间 测定抽放气体浓度、流量、负压变化, 以便掌握抽放效果, 合理安排掘进施工进度。
3.3 排放钻孔降压释放瓦斯
为使地应力和煤层中瓦斯得以释放、卸压所采取的第二项措施。当实测的钻屑量Smax≥6kg/m、 K1≥0.5ml/ (g.min1/2) 时, 工作面预测为突出危险工作面, 则施工排放钻孔, 排放钻孔数量根据巷道断面确定, 排放钻孔深度为8～10米。排放钻孔施工完后进行效果检验, 钻屑量S和钻屑解析指标K1值不超时, 即可掘进, 须留有≥3米的效果检验孔超前距。根据预测检验效果和防突需要, 在施工巷道断面上布置约30个辅助刷帮瓦斯排放孔, 孔径￠42mm, 孔深8m-10m, 排放孔有效影响半径为0.5m、1m、1.2m, 排放钻孔终孔控制巷道两帮及顶部轮廓线外3m-4m范围 (在断层等地质构造附近, 排放孔终孔位于轮廓线外4m) , 巷底轮廓外2m, 采用扇形布孔方式, 孔深8～10m, 。当预测有突出危险时, 重新采取下一步防突措施。
3.4 深孔松动爆破远距离放炮
排放钻孔施工完后, 再在措施孔之间进行效果检验, 如钻屑量Smax≥6kg/m、 K1≥0.5ml/ (g.min1/2) 时, 工作面预测为突出危险工作面, 采取深孔松动爆破措施。即在工作面布置6个深孔卸压爆破孔, 孔径为42mm, 孔深8～10m的松动卸压爆破钻孔布置在巷道断面中间, 呈三角对称布置, 并应超前布置控制在巷道轮廓线外5m～6m的应力集中区范围内。在工作面爆破前实行提前松动爆破, 通过松动爆破, 破坏煤体原有结构, 使煤体应力和气体提前释放, 实现诱发突出, 以降低突出的危险性。深孔爆破孔的装药长度为孔长减去5.5m～6m, 如钻孔深度为10米, 则装药长度为4m～4.5m。装药必须装到孔底, 装药后, 应装入不小于0.4米的水炮泥, 水炮泥外侧还应充填长度不小于2米的封口炮泥。在装药和充填炮泥时, 应防止折断电雷管的脚线。深孔爆破时必须执行撤人、停电、设警戒、远距离反向风门外放炮等安全措施。放炮后等待30分钟, 经检查瓦斯气体确认无异常时, 方可进行其它工作。深孔松动爆破后掘进时, 必须留有不小于5m的检验孔超前距。
4 煤巷掘进工作面突出预测及措施效果检验
煤巷掘进工作面每执行完一项防治突出措施后, 超前钻孔施工完后, 采用钻屑指标预测方法进行效果检验。即在工作面布置施工9个直径42毫米, 孔深8m～10m的钻孔, 钻孔根据现场实际尽量布置在软分层, 钻孔从第2m开始, 每进1米, 测定钻屑量 1次, 每隔2米测定一次钻屑解吸指标K1, 根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和已测取的钻屑解吸指标K1, 预测工作面的突出危险性, 当实测的任一指标Smax≥6kg/m, K1≥0.5ml/ (g.min1/2) 时, 工作面预测为突出危险工作面, 要重新采取防治突出措施, 经措施效果检验有效后留5m安全煤柱超前距。若实测指标小于临界值时, 并考察工作面无突出危险时, 进行掘进施工, 留3m预测超前距, 依次反复循环进行。在地质构造复杂带, 应留5m以上的安全超前距, 参照《防突细则》要求, 实测工作面钻屑量及其它突出矿井经验判断工作面突出危险性。 措施效果检验孔一个位于巷道工作面中部, 并平行于掘进方向, 其它钻孔的终孔位于巷道轮廓线外2m～4m。效果检验后执行通知单审批制度, 审批后的通知单下发后, 方可允许掘进。
判断突出危险参考指标见表1。
在煤巷工作面掘进的后期, 根据实验研究确定的敏感指标及其临界值进行工作面突出危险性预测或措施效果检验。工作面遇到下列情况时, 均视为有突出危险:
(1) 地质构造破坏带, 如断层、褶曲等构造。
(2) 煤层倾角、厚度、走向或倾向等赋存条件急剧变化, 以及软分层增厚地带。
(3) 打钻过程出现喷孔、卡钻、顶钻、吸钻等动力现象。
(4) 突出预兆:预报来压、支架变形断裂、煤壁片帮, 掉渣与外鼓、煤壁光泽暗淡、层理紊乱、瓦斯涌出忽大忽小, 巷道或煤壁前方出现煤爆声等。
若出现上述情况, 均视为有突出危险, 应采取防治措施。措施效果检验方法与预测方法相同, 检验孔布置在两措施孔之间, 孔深小于或等于措施孔深。
掘进时始终留有不小于2米的检验孔超前距。见煤巷工作面突出预测、措施效果检验记录报告单。
5 组织管理与安全防护措施
突出治理防治工作是一项复杂的系统工程, 根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出细则》的规定, 针对窑街金河公司六采区煤巷掘进综合防突的特点, 特提出制定以下措施。
5.1 组织管理
(1) 成立以矿长为组长的综合防突领导小组, 负责方案研究制定和措施编制并组织实施, 阶段总结分析、部门协调等工作。
(2) 加强防治突出预测预报工作, 充实和完善防突机构, 组建防突队, 配备足够的瓦检员、防突员和钻机施工人员, 并保持人员相对稳定, 并应配齐施工设备和防突必需的仪器、仪表。
(3) 加强领导, 明确职责, 严格落实各级人员岗位责任, 各行政正职是瓦斯和防突治理的第一责任人。经理对防治突出管理工作负全面责任, 定期检查、平衡防突工作, 解决防治突出所需的人力、物力、财力, 保证防突工作的实施。技术负责人对防治突出工作负技术责任, 组织并参与防突方案和安全措施的制定, 督促有关部门认真实施与协调, 审批“预测”、“措施效果检验”和允许掘进进尺等施工单。防突部门具体负责编制日常防突方案、施工设计及安全措施, 并报上级主管部门审批, 现场指导作业施工, 负责资料收集整理, 提供预测、措施效果检验和允许掘进进尺等施工单。生产技术部门参与防突的有关设计, 编制掘进作业规程, 提供突出危险区域或工作面的有关地质资料。机电部门保证电器设备完好、运转正常、安全供电, 负责有关零配件加工。调度室掌握掘进进度, 指挥掘进队按允许进尺单进行作业。掘进队必须严格按审批的允许掘进进尺单施工, 严禁超采超掘。
5.2 安全防护措施
煤巷施工防突安全防护措施应在严格执行《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出细则》有关规定的前提下, 根据矿井及工作面具体情况制定, 必须做到以下几点:
(1) 施工单位在煤巷施工前应编制完善的施工作业规程 (组织设计和防突技术措施) , 并对相关人员进行技术培训和防突知识培训, 考试合格后方准上岗。
(2) 煤巷掘进工作面必须具有独立的回风系统, 在其进风侧的巷道中必须设置两道坚固牢实的反向风门, 与该系统相连的通风设施必须牢固可靠, 防止突出后的瓦斯涌入其它区域。
(3) 工作面必须采用远距离放炮, 放炮地点应设置在进风侧两道反向风门外或避难所内, 距离工作面的距离不小于300m。放炮员操作放炮器的地点, 应配备自救器或压风自救袋;煤巷应每隔50m和在距掘进工作面25～40m的地点设置一组压风自救系统, 其数量不少于工作面同时工作的最多人数。放炮时, 回风系统的工作面以及有人作业的地点, 都必须停电撤人, 放炮后30min方可进入工作面检查, 以防范延期突出。
(4) 施工钻孔时, 应避免急速钻进, 并来回拉动钻杆, 预防夹钻、卡钻、喷孔;当离工作面煤壁较近出现严重喷孔时, 应停止钻进, 让其自然卸压和排放瓦斯一段时间, 并将人员撤离到安全处, 并向调度室汇报。
(5) 井下工作面电气设备供电做到“三专两闭锁”, 所有电气设备必须 有专人负责检查、维护、维修和调整, 使用中的电器设备的防爆性能每天必须有专人检查, 杜绝失爆, 严禁带电检修, 搬迁设备。
(6) 放炮实行现场记录和签字汇报制度。工作面放炮, 必须严格执行“一炮三检”、“三人连锁放”放炮签字、和工作面及回风系统断电撤人、设置警戒, 并必须在反向风门外的进风侧放炮的防突防护措施。与该回风系统相连通的所有巷道的进风侧设置好警戒, 严禁任何人员进入回风系统, 警戒设好后汇报调度许可放炮制度。
(7) 放炮前, 打开后巷喷雾设施, 净化风流和消烟降尘。在放炮及工作面掘进期间, 工作面及后巷的压风自救装置必须保证正常供风, 任何人不得无故关闭或损坏压风自救装置。
(8) 加强放炮工作管理, 工作面掘进放炮必须全断面一次起爆, 杜绝补小炮成型, 确需采用放小炮时, 必须断电撤人, 执行反向风门外远距离放炮和回风系统断电撤人。在全断面一次起爆时, 应尽量增加炮眼数量, 减少单孔炮眼长度和总装药量, 避免放炮震动诱发突出。放炮器由防突员负责保管和携带, 在接到放炮命令后, 由防突员负责交给放炮员。炮放完后放炮器由防突员收回保管。
(9) 掘进作业前加强敲帮问顶, 及时搞好临时支护, 严禁空顶作业, 及时搞好永久支护, 严防冒顶, 诱发突出。
(10) 工作面、后巷要按规定分别悬挂瓦斯传感器, 工作面悬挂在窝头5～10米处, 后巷悬挂在巷道开口15米处。瓦斯探头必须完好, 按规定标校, 确保数据准确可靠。
(11) 所有进入突出危险工作面的人员, 必须熟悉避灾线路, 不论工作或休息, 自救器都必须随身携带, 并熟练掌握其使用方法。
(12) 突出危险工作面必须设置直通矿调度室的电话, 并保持畅通。井下工作面进出口必须畅通无阻, 以便人员的进入和撤离。
6 防突日常技术管理
(1) 加强地质工作, 煤巷掘进前, 编制出煤巷掘进工程平面图、巷道掘进条带地质预测剖面图, 标明地质构造 (如断层、褶曲、煤层倾角及厚度变化) 、穿层条带预抽钻孔施工中出现的动力现象等异常情况, 实际掘进位置、各种钻孔 (前探钻孔、预测孔、措施孔、检验空) 位置, 突出点等。
(2) 打钻人员要经防突知识培训合格后方可进行上岗作业。打钻期间要注意顶钻、卡钻、喷孔等以及气体变化情况, 若有异常或出现较大煤爆声时要迅速沿避灾路线撤离, 但不得拔出钻杆, 在打钻期间严禁人员正对钻孔作业。对于有关防突作业人员也要进行防突基本知识培训。经学习规程, 措施并考试合格后才准进入工作面作业。
(3) 掘进工作面局扇要放专职风机工负责管理和维护, 严禁无计划停电停风。一旦停电停风立即撤出所有人员至进风侧巷道。工作面煤巷施工放炮期间 回风系统巷道严禁人员行走和作业, 确需行人、作业时由调度统一安排停止放炮工作。
(4) 放炮员必须由经过培训, 掌握一定的救护知识和防突知识, 并取得放炮员操作证的人员担任。放炮联线采用串联, 每次联线后, 放炮工要认真复查脚线和母线联线, 做到联线完好, 母线无断丝、破皮, 放炮器电量充足, 一次放炮成功。
(5) 跟班干部、安全监察员要认真检查工作面窝头及后巷支护情况, 凡发现后巷变形, 窝头顶空顶板破碎等情况时, 先维修后巷, 再处理窝头, 然后掘进。后巷维修时, 只准一组进行, 维修点以里严禁有人。
(6) 加强通风设施的检查及有关安全防护设施的完善和维护。工作面设专职瓦检员、防突员。瓦检员随时对窝头及后巷气体情况进行检查, 防突员负责各项防突措施的监督落实。凡发现气体超限, 出现煤体内声响、煤的层理紊乱情况、打钻时顶夹钻和喷孔情况、煤硬度变化、掉渣及煤面外移情况、煤光泽变化、工作面瓦斯涌出变化情况等突出预兆时, 瓦检员、防突员有权立即停止工作面作业, 撤出所有人员, 通知施工队跟班干部或班长派专人在所有与该巷道相通的巷道进风侧设置警戒, 并向调度及有关部门汇报, 停止工作面任何作业8小时。凡发现工作地点出现紧急情况, 工作人员来不及撤离现场时, 迅速打开自救器自救, 并就近在压风自救点自救, 并及时汇报调度及有关部门组织抢救。
(7) 防突区域所有工作人员必须熟悉避灾线路, 遇气体变化异常、超限或发生灾害时, 迅速沿避灾路线撤离。
7 煤巷掘进防突技术小结
(1) 钻屑瓦斯解吸指标k1的敏感性和临界值有待进一步考察。
(2) 该段煤巷掘进区域穿层钻孔预抽时间长, 降低了瓦斯压力与含量, 瓦斯涌出小, 预测指标k1普遍很小。
(3) 该段煤巷掘进区域煤层位于宽缓向斜轴部、煤层底板凸起、煤层内小断裂发育, 构造应力十分明显;煤层埋深大, 高应力危害严重;巷道弯道处采矿应力异常集中, 增加了突出危险。两处突出危险是以地应力为主导作用。
(4) 原穿层钻孔预抽 (钻孔间距为5～6m) 可以降低或消除以瓦斯为主导作用的突出危险, 但不能消除以地应力为主导作用的突出危险。
(5) 煤巷掘进采取穿层钻孔预抽区域防突与工作面突出预测、超前钻孔排放、支护等“四位一体”的综合防突措施是有效的, Φ75mm、Φ42mm钻孔有效作用半径分别按1m、0.5m设计基本合理。
(6) 钻屑量S是主要敏感指标, 对于Φ42mm预测钻孔, 其临界值指标S0≥6 kg/m, K1≥0.5ML/g.min1/2, 根据各矿井不同地质构造条件各有差异, 还有待进一步验证确定。
摘要：窑街煤电金河公司一号井新开采的六采区, 煤层具有突出危险性, 本文就该采区煤巷掘进工作面综合防突措施的应用及其效果进行了分析和探讨。
关键词：突出煤层,综合防突,措施,应用
参考文献
[1]矿井瓦斯抽放管理规范.煤炭工业出版社, 1997.
[2]煤矿安全规程.煤炭工业出版社, 2006.
[3]防治煤与瓦斯突出细则.煤炭工业出版社, 1995.
煤巷风镐快速掘进技术 篇3
关键词：风镐掘进,平行作业,临时轨道
煤巷风镐掘进具有灵活、方便、成本低廉, 适应性强, 可掘进任何断面、长短的巷道。提高煤巷风镐快速掘进, 对保持矿井正常的采掘接替, 维持矿井的稳产、高产具有重要意义。
在巷道的有限空间内、在一定距离内、在一定时间内, 把掘、支运各工序统筹安排, 最大限度地平行作业, 是加快巷道施工速度, 提高工效的首要条件。
1 优化工艺参数, 保证一次成巷质量, 降低材料消耗
首先要一次成巷, 确保工程质量, 不能前掘后改。在煤巷风镐掘进过程中, 由于风镐掘进对于巷道成形具有很好的可控性, 因此要严格控制巷道周边平整度, 严禁超挖, 这样既有利于顶板帮部维护, 防止冒顶、片帮, 同时保证了安全, 减少了装、运煤工作量及支护材料的浪费。
2 合理劳动组织, 发挥专长, 对口交接
由于区队职工定员有限, 要使每个岗位上的职工技术专长能充分发挥, 工时得到充分利用。这样就需要将主要工种和辅助工种组织在一起, 既有明确的分工, 又要在统一的指挥下, 密切配合协作, 共同完成掘进、支护、出煤的整个工序。
交接班时, 各工种每个岗位上的人都要进行对口交接, 上一个班要对下一个班交任务、交措施、交设备、交安全、交质量。使下一班情况清、任务明, 确保平行作业的连续性。
3 组织正规循环, 实行多工序平行作业
根据前岭煤矿井下实际生产条件, 制定针对现场生产的多工序平行作业。
平行作业时间如下 (每班八小时, 四百八十分钟)
其中每进一架棚破煤需40分钟 (包括挖腿窝) , 支护需20分钟 (看腰线、栽腿子、腰帮过顶) 。按此各工序平行作业, 每班进尺5架3米, 每进一架棚各施工顺序及需要时间如下:
一架棚施工完毕, 进入下一架棚施工。安全交接班、接风水管同时作业;钉道、备料同时作业;掘进、备料、出煤同时作业;支护、备料、出煤同时作业;杂活、清理、出煤、其它同时作业。
采用多工序平行作业, 各工种处于统一指挥和调度下, 目标一致, 可以消除各工种之间工作量不均衡现象。工序衔接紧密, 可以减少或避免相互间影响, 有利于充分利用工时, 提高工效, 加快施工速度, 提高工程质量。掘进五队定员40人, 班定员12人, 按出勤85%, 即每班出勤10人。施工613轨道巷, 工字钢梯形棚支护, 掘进断面为尺寸梁×腿×腿=2.6×2.4×2.4m, 断面积6.5m2, 沿煤跟顶按腰线施工, 采用多工序平行作业, 除去其它影响外, 平均日进8m, 最高可达12m, 5月19日进入613轨道巷施工至6月9日, 单头掘进达160m。实践证明, 这一措施是切实可行并卓有成效的。
4 实施短距离敷设临时轨道
由于613轨道巷是沿煤跟顶按腰线施工 (+3‰上坡) , 弯巷较多, 该巷道掘进采用钉道、人工出货。前岭煤矿钉道 (短道) 采用长4m、15kg/m轨道, 即进4m才能钉一次道。既增加了出货距离, 又增加了工作量。现在采用长1m、2m、15kg/m的临时轨道, 即每掘进1m、2m就用1m、2m、15kg/m的临时轨道敷设, 这样既缩短出货距离, 减少了工作量, 又提高了出煤 (矸) 效率, 节约了时间。
5 煤巷风镐掘进的优缺点
5.1 优点:
(1) 操作简单, 易学、易会; (2) 节约掘进成本; (3) 巷道成形规整, 对巷道周围围岩破坏小; (4) 有利于提高工程质量, 避免放炮对支架的二次破坏, 确保施工安全; (5) 适合顶板破碎、不稳定的巷道施工。
5.2 缺点:
工人劳动强度大。
参考文献
[1]东兆星.井巷工程.中国矿业大学出版社.2004年1月.
煤巷掘进支护方式探讨 篇4
随着煤矿现代化生产的发展和技术不断更新,原煤巷掘进巷道普遍使用的矿用工字钢棚和U型棚支护越来越不适应采矿掘进工艺的发展,严重影响矿井实现高产高效建设,鹤岗某煤矿在掘送15号中厚煤层的上下顺槽时,建矿以来一直是采用木亲口棚、矿用工字刚棚或U型棚支护,由于煤层厚、埋藏深,受地压影响造成底鼓、巷道变形较大,经常需要进行二次或多次恢复,为改变这种被动支护的落后局面,该矿在充分论证的基础上,通过选取合适的支护参数和支护形式,在-178南15层煤巷掘进工作面使用锚索、锚杆、锚网组合梁、喷碹支护取得较好效果。
1 支护方式选择
1.1 工程概况
-178南15层掘进工作面,掘进断面8m2,采用锚索锚杆锚网组合梁喷碹联合支护,煤层倾角22°,节理、裂隙发育,巷道沿煤层底板施工。
1.2 支护方式和参数确定
根据上段地质条件、矿压显现和回采巷道掘进实践经验,选择煤体组合梁支护方式,即保持巷道围岩的整体性,使其成为巷道的支护主体。
巷道为矩形断面(见图1所示),采用以锚索锚杆为主体与菱形网喷碹为辅助的主动支护,这种支护方式的优点是具有较高的承载能力和较好的可缩性,初始承载能力高。
煤体组合梁厚度为5m,为了形成5m厚稳定的煤体组合梁,锚索选用Φ15.24mm钢绞线,长度6.3m,间排距为1000×1000m,采用端头锚固,2卷树脂药卷,锚梁选用矿用工字钢,锚梁长2.5m,锚索、锚梁布置详见图1。为了形成稳定的墙体、顶板和封闭煤体,锚杆选用Φ20mm,排距1000mm,间距800mm,巷道两帮由于测压比较大,考虑到泄压,安装150mm厚的木托盘,木托盘承载面积200mm×600mm,铺设菱形网,规格1.0m×10m,网目为60×60mm,墙体和顶板喷射混凝土厚度100mm。
2 施工工艺
2.1 施工设备选择
打眼采用YT-27型风动凿岩机,出货用ZYP-17耙斗机配备3t矿车,打锚索配备MQT-70CC锚索机,帮式锚杆机锚机1台,Ⅳ型喷浆机1台,LJS性搅拌机1台。
2.2 施工顺序
循环进度1m,循环作业完成是以完成工作面支护和出净货为标志,即完成喷碹工作和出净货。接班打前进眼,装药、爆破、落煤;由里向外进行,一梁三柱,找临时柱窝,并穿木鞋,木鞋规格400×200×60mm,顶网铺到工作面;锚梁锚索孔位置打锚索眼,孔深6.3m,上锚索;铺帮网,安装帮顶锚杆;撤掉单体;出货;喷碹。
2.3 施工技术要求
施工中采取多打眼少装药放松动炮的方法,以确保煤层顶板的完整性,顶板超前锚杆向上倾斜15°角,两侧顶板锚杆各向帮倾斜60°,锚梁工字钢必须紧贴煤壁,锚杆锚索的间排距不允许超过设计值±100mm。
3 质量管理及监测
3.1 质量管理
15#煤层掘送回采巷道采用锚索、锚杆网组合梁喷碹支护在我矿还是首次进行,施工质量的好坏,不仅关系到支护能否成功还直接关系到今后锚杆支护技术的推广应用。因此,在施工中严把施工关,成立作业技术人员组成的质量领导小组,坚持跟班作业,对锚索、锚杆的施工质量进行全面检查并监测,收集支护的基础数据,以便掌握巷道成形质量。
3.2 位移观测
从观测结果看(见图2),U型棚支护巷道开掘一周内巷道变形明显,U型棚移进量为150mm,底板最大移进量为200mm,煤体组合梁喷碹支护一周内巷道变形显示两帮移进量30mm,顶板里层最大值为50mm,一周后基本稳定,对以施工巷道的锚索测试受力在180KN左右,锚杆受力80KN左右,符合作业规程规定。
4 结论
回采掘进工作的防突技术管理 篇5
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。
煤巷掘进过断层方法研究 篇6
1 过小断层的方法
1.1 后退挑顶法
此方法适用于煤层因断层的作用沿掘进施工方向上移的情况。当挑顶掘到断层面的时候, 巷道的顶部刚好抵达处于断层面下盘的煤层顶板。随着掘进的推进, 将锚杆正常的应用到煤层顶板, 充分发挥其作用, 从而可靠有效的支护起断层面附近的顶板。
1.2 后退卧底法
此法和后退挑顶法相对, 适用于煤层因断层的作用沿掘进施工方向下移的情况。在卧底掘进到断层面的时候, 巷道顶部刚好抵达处于断层上盘的煤层顶板。将锚杆正常的应用到煤层顶板, 充分发挥其作用, 从而可靠有效的支护起断层面附近的顶板。
2 断层与巷道的夹角对巷道围岩产生的影响
断层破碎带的产状关乎围岩压力的分布状态。断层破碎带中的充填物是由泥岩和碎块岩石组成的, 这些充填物具有破碎、松散或完整性较差等特点, 其地压的计算适用松散岩体力学理论, 即:巷道的垂直底层压力=断层破碎带充填物容重×巷道埋深或压力拱高度。垂直压力是围岩压力中方向垂直于断层的一个分力, 巷道和断层的夹角越大, 则巷道围岩受到断层的影响则越小, 支护起来就越容易, 反之, 巷道围岩受到的影响就越大, 支护起来也就越难。
3 过小断层的技术措施
3.1 前期准备中的技术措施
(1) 根据断层情况由相关部门和人员 (比如技术人员、生产技术科等) 制定出全面的切实可行的过断层安全技术措施, 并发放到相关的施工单位, 严格执行。
(2) 在与断层预计揭露位置相距大约20m的地方, 采用边探边掘的方法, 根据断层的产状对断层落差的实际情况进行初步判断, 把防突钻孔的相关资料整理后交与生产技术科, 便于对断层实际落差准确判断。
(3) 若出现煤层或断层厚度变化等异常, 首先要做的就是钻探作业, 探瓦斯探水, 对瓦斯和水赋予情况进行认真分析, 并对掘进制定出专项措施。
(4) 在卸压孔和探孔进行作业, 掘进工作面施工前的探孔和卸压钻孔过程中, 瓦斯检查工和防突员必须在钻孔验收单上对出现的见岩等情况进行详细记录, 并对岩石性质加以说明后汇报给防突队和通风调度。
(5) 预测钻孔倾角的施工必须符合巷道煤层倾角的要求, 施工必须穿过岩层, 进入另一盘煤层, 对煤层的顶底板进行判断, 同时预测另一盘煤的瓦斯情况。
(6) 预测中, 若有涌水的现象在钻孔内出现, 必须准确记录钻出水的深度, 并在第一时间向有关部门和负责人汇报。
(7) 如果施工中出现喷孔、顶钻等异常情况, 要第一时间将情况通报给通风调度, 通风队长应立即赶到现场确认, 若情况属实, 则要立即停头, 施工卸压钻孔。
3.2 施工期间的技术措施
(1) 掘进工作面在断层面内施工时, 必须按边探边掘的措施严格进行。预测过程中, 每次探测都必须达到工作面前方两米以后的煤层, 如探测煤层厚于两米, 就必须立即停头, 施工卸压钻孔。当探测进行到断层前5m处时, 工作面预测钻孔、前探钻孔、卸压钻孔必须立即停止掘进, 实施过断层措施。
(2) 正断层另一盘煤上升, 如果断层具有超过煤厚度的一半而不足一倍煤厚的落差, 则首先在本盘煤层顶板大致0.5m处向另一盘煤层施工8个20m深的卸压钻孔, 而后再根据断层的煤厚施工一组卸压钻孔, 钻孔必须控制到断层面以后5~10m的位置, 钻孔间距介于1.5~2m, 每排的钻孔以3~4个为宜。
(3) 当正断层另一盘煤上升时, 若断层具有超过一倍煤厚度的落差, 则卸压钻孔的施工应取决于巷道施工倾角的变化情况。一般来说, 卸压钻孔要选在工作面距离断层面前3m的地方进行施工, 并根据前探钻孔的实际情况来决定钻孔数量的多少。
(4) 当断层另一盘煤上升时, 如果断层具有不到煤厚度的一半的落差, 则直接分两排施工20m深的钻孔16个, 若进行连续预测超标, 则重复一次上述操作。
⑤当断层另一盘下降时, 如果断层具有超过煤厚度的一半而不足一倍煤厚的落差, 则首先在本盘煤层顶板大致0.5m处向另一盘煤层施工8个20m深的卸压钻孔, 而后再根据断层的煤厚施工一组卸压钻孔, 钻孔必须控制到断层面以后5~10m的位置, 钻孔间距介于1.5~2m, 每排的钻孔以3~4个为宜。
(6) 当正断层另一盘煤下降, 若断层具有超过一倍煤厚度的落差, 则卸压钻孔的施工应取决于巷道施工倾角的变化情况。一般来说, 卸压钻孔要选在工作面距离断层面前3m的地方进行施工, 并根据前探钻孔的实际情况来决定钻孔数量的多少。
(7) 当正断层另一盘煤上升时, 如果断层具有不到煤厚度的一半的落差, 则直接分两排施工20m深的钻孔16个, 若进行连续预测超标, 则重复一次上述操作。
(8) 施工卸压钻孔时, 必须对断层附近的煤层厚度进行探测:如果煤层厚度厚于正常厚度0.5倍, 那么最少需要增加施工一排卸压钻孔。
(9) 卸压钻孔的施工过程中, 若有喷孔、顶钻等现象的出现, 必须再把一定数量的卸压钻孔施工在该排钻孔附近的地方, 直到喷孔现象消失。
(10) 如果工作面断层情况因比较复杂而导致很难准确判断, 则可以直接施工20m深的钻孔16个, 允许掘进7m进行边探边掘。若顺煤层倾角方向深度不足15m, 则必须留至少5m的距离进行边探边掘。
结语
在煤巷掘进断层的施工过程中, 为更好地维护和支护巷道, 就必须采取有效措施增大断层和下巷道之间的夹角, 缩小对巷道影响的范围, 充分发挥巷道顶板的支撑作用。在掘进过小断层的施工中, 后退卧底法和后退挑顶法的使用, 大大降低了工程量, 提高了出煤率。管理措施必须贯穿于掘进施工的全过程, 以确保施工进程的安全和高效。
摘要：本文结合笔者多年的工作实际, 在分析巷道夹角及断层对巷道围岩影响的基础上, 对煤巷掘进过断层的方法及掘进过程中的管理措施进行了探究, 阐述了煤巷掘进过断层的灵活运用对社会效益和经济效益的作用。
关键词：煤巷掘进,断层,夹角,巷道围岩,研究
参考文献
[1]刘志勇, 等.煤巷掘进过断层方法[J].矿山安全, 2002 (04) .
[2]赵德昌.断层破碎带围岩压力[J].矿山压力与顶板管理, 1996 (04) .
煤巷综合机械化掘进技术 篇7
我国煤炭资源蕴藏丰富,开采方式主要是以井工开采为主,随着煤炭机械化采掘技术的不断提高,使得我国煤矿的开采能力得到了前所未有的增长,由此综合机械化的掘进技术就应运而生了。煤炭开采综合机械化技术是我国现代化煤炭工业科学技术发展的方向,此技术有效提高了当前煤炭工业生产能力,为煤矿增产提供了基础。
1 我国煤巷综合机械化掘进技术的发展现状及特点
我国煤巷悬臂式掘进机的研制和应用工作开始于二十世纪六十年代左右,其中以三十到五十千瓦的小功率掘进机为主,这些设备的研究开发跟生产使用在当时都还处在一个试验阶段。到了八十年代初期,随着国际上煤炭机械化工业的迅猛发展,我国自行研制的机械化设备不能使用大规模工业化的开发需求,由此我国引进了两种当时比较先进的具有代表性的机型,分别为AM50型、S-100型掘进机,这就大力推动了我国发展综合掘进机械化设备。在此同时,国内各科研院所的科技人员不断吸收消化先进设备的设计理念与制造工艺,积极研制开发了适合我国地质条件和生产工艺的综合机械化掘进装备,并取得了不错的成就。如今经过了近三十年对国外先进综掘机的消化吸收和自主研发过程,我国已经逐渐形成了年产大约1000台的煤巷综合掘进机的加工制造能力,并且经过科研技术人员多年的潜心钻研,研制成功并生产了二十几台各种型号的掘进机,初步形成掘进机不同系列的产品,大体上是可以满足我国国内市场的需求。国外在20世纪70年代设计并投入生产的AM50型、S-100型掘进机,根据现在的发展状况来看,他们的主要不足之处就是设备的功率都不大,机器不够重、破岩能力较弱以及设备不具有较好的可靠性等,他们在条件相对比较好的煤巷中应用是最合适。近年来,我国设计并投产了以EBJ-120TP型掘进机为代表的一批替代机型,这一机型的掘进机,从整体技术性能上看,已符合国际先进水平,并在实际应用中获得了良好的应用效果,并得到了深入的推广。2002年,EBJ-120TP型掘进机通过了中国煤炭工业协会组织的鉴定,2003年获得了中国煤炭工业科技进步特等奖,2004年获得了国家科技进步二等奖,目前在我国各地煤矿中已有500多台正在使用中。
由我国科研技术人员研制的新一代煤巷综合掘进机具有很多优秀的技术条件,主要包含如下:
(1)新一代煤巷综合掘进机整机设计合理、结构紧凑;
(2)掘进机的机身设计的比较矮小,这样重心就很低,工作起来稳定性就相对较高;
(3)新一代煤巷综合掘进机的生产能力比较大、破岩能力比较强、对各种复杂地质环境的适应性好;
(4)新一代煤巷综合掘进机采用比较先进的液压马达直接驱动装载机构,这种设计具有结构简单,工作起来稳定可靠,易于维护保养等优点;
(5)新一代煤巷综合掘进机采用无支重轮履带行走机构和履带导向轮黄油缸张紧装置,提高了履带行走机构的可靠性;
(6)新一代煤巷综合掘进机液压系统简单可靠,增设了自动加油装置,提高了液压系统的可靠性;
(7)新一代煤巷综合掘进机电气系统采用了PLC控制,具有工矿检测和故障诊断功能。
2 煤巷综合机械化掘进技术在我矿的应用
2.1我矿现使用中全断面综合掘进机6台,MB670奥钢联掘锚机2台,EBZ—230掘进机4台,EBZ—200掘进机2台,EBZ—160掘进机1台,EBJ—120TP掘进机1台。其中MB670掘锚机是从奥钢联进口,技术先进,为省内最先进的综掘设备,掘锚一次完成,提高工效,减轻了井下工人的劳动强度。
2.2支护,我矿支护采用锚杆、锚索、钢带、金属网联合支护。支护材料规格为:顶锚杆采用Φ20×1800/2200mm的螺纹钢锚杆,每个锚杆配两个型号为MSCK2355的锚固剂和一个100×100×8mm成品托片,两顶角锚杆戴100×100×10mm斜托片。帮锚杆采用Φ16×1600mm的塑料涨套锚杆,每个锚杆配一个600×200×70mm木托片和一个Φ100mm铁托片。锚索采用Φ17.8×5500/7500mm的低松弛钢绞线,每个锚索用三个MSCK2355锚固剂进行锚固,戴一个200×200×16mm的钢板托片。金属网采用10#铁丝编制的菱形金属网,网孔50×50mm。钢带采用“W”型钢带。
3 结束语
随着科学技术的日新月异,煤炭企业在现代化矿井的建设中要符合时代的潮流,采用生产集约化的方式进行煤炭开采,选用成套化的机械化开采设备,培养专业化的开采队伍队,强化煤炭企业的信息自动化建设才是煤矿高产高效发展的方向。其中我国煤矿想要实现生产集约化、设备成套化就必须要采购大功率、重型、高性能的煤炭采掘设备。在我国的煤炭工业“十二五”规划中明确的指出了在“十二五”期间我国大型煤矿企业采掘机械化程度达必须要达或超过到95%,中型煤矿企业必须要求达到或超过80%以上的采掘机械化程度,小型煤矿机械化、半机械化程度必须要求达到或者超过40%。采煤高效安全的煤矿企业数量要求必须达到或者超过三百八十个,煤炭产量要求占到我国总煤炭产量的百分之四十五以上,其中年产量在千万吨级以上的煤矿要求达到或超过二十五个。我国煤炭企业采掘机械化程度的不断提高和高效高产矿井建设步伐的不断加快为我国的高效掘进技术与装备的发展提供了前所未有的机遇,促进了综合机械化设备的研发与普及。
参考文献
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