综合防突技术（共10篇）
综合防突技术 篇1
石门揭煤是在巷道掘进过程中, 遇到煤层时揭露煤层的过程。石门揭煤时最容易出现重特大突出事故, 突出危险性较高。据统计, 在我国煤矿发生煤与瓦斯突出事故的典型案例中, 石门工作面揭穿突出煤层时发生煤与瓦斯突出的次数最多, 且突出危险性最大, 尤其是在复杂地质条件下, 特别是近距离突出煤层群赋存条件下发生的突出事故较多[1,2,3]。在石门揭煤过程中, 由于近距离突出厚煤层群赋存条件的特殊性, 在采取综合防突措施时, 必须考虑近距离煤层群联合消突以及因煤层厚度大、揭煤距离长造成的一次揭煤无法穿过煤层全厚、防止顶板垮落引起突出等问题[4]。因此, 与常规的石门揭煤相比, 近距离突出厚煤层群石门揭煤时发生突出的可能性更大, 防突技术难度更高, 严重制约了矿井的采掘部署。
针对以上问题, 石炭井焦煤公司在具有该特点的上831运输石门揭煤工程中, 为了安全、快速揭煤, 提出了地质及层位超前探测、区域预抽联合消突、渐进式揭煤、超前支护等综合防突技术措施, 取得了良好的应用效果。
1 矿井及揭煤工作面概况
石炭井焦煤公司位于贺兰山煤田的石炭井矿区, 地处贺兰山北段, 井田位于石炭井向斜东翼, 呈一单斜构造, 煤层倾向南西, 倾角19°~45°。井田内共含可采煤层7层, 平均总厚度29.53 m, 其中厚煤层编号为4#、5#、10#, 中厚煤层编号为3#、8#, 薄煤层编号为9#、13#。矿井目前正在开采第三水平的煤层。上831运输石门揭煤为该矿升级为突出矿井后首次揭穿突出厚煤层群工程, 揭煤工作面位于该矿三水平三阶段北翼采区内, 巷道标高为+900.872~+903.683 m, 距地表垂深584.6~587.4 m。该石门从上83集中巷开口, 掘进过程中需要先后穿过5#、4#煤层, 预计揭露5#、4#煤层厚度分别为5.0, 6.0m, 层间距5.3 m, 煤层产状为走向160°、倾向250°、倾角25°。根据附近区域煤层瓦斯参数测定结果, 5#、4#煤层最大瓦斯含量分别为8.52, 9.34 m3/t;鉴定资料显示, 5#、4#煤层在+900~+970 m标高具有突出危险性。
2 地质及层位超前探测
在石门揭煤过程中, 必须对揭煤区域地质及煤层赋存情况等进行超前探测, 准确掌握揭煤区域煤层层位、厚度、倾角、地质构造和瓦斯赋存情况, 为防突设计提供依据[4]。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》[5]相关要求, 在上831运输石门工作面预计掘进至距5#煤层法向距离10.0 m时施工前探钻孔进行超前探测, 设计布置3个前探钻孔, 石门上方一个钻孔, 左右两侧各一个钻孔, 钻孔孔径75.0 mm, 各钻孔均穿透5#、4#煤层并进入4#煤层顶板0.5 m以上。前探钻孔施工过程中应详细记录钻孔施工参数、取心资料, 在施工至各煤层时取样测定煤层瓦斯含量。
探测结果显示, 揭煤区域煤层地质构造较为简单, 局部可能存在地层产状变化。根据取心记录分析, 5#、4#煤层厚度分别为4.6, 5.6 m, 层间距5.5m, 倾角29°。利用前探钻孔分别测得5#、4#煤层最大瓦斯含量分别为6.213, 7.893 m3/t, 反算煤层瓦斯压力分别为1.41, 1.24 MPa, 均超过《防治煤与瓦斯突出规定》的临界值0.74 MPa。另外, 前探钻孔施工穿5#、4#煤层过程中, 均不同程度出现了顶钻、夹钻等现象, 证实该揭煤区域5#、4#煤层具有突出危险性。
3 区域预抽联合消突技术措施
根据地质构造及煤层赋存情况探测结果, 上831运输石门揭5#、4#煤层区域具有煤与瓦斯突出危险性, 必须采取区域防突措施。由于此次揭煤需要先后揭穿5#、4#煤层, 煤层厚度大, 层间距近, 煤层松软, 为了避免在揭5#煤层时因采动扰动而引发4#煤层突出, 区域防突措施的实施必须考虑对5#、4#煤层进行联合消突、同时消突。根据工作面的采掘部署, 结合揭煤区域煤层瓦斯赋存情况, 设计对5#、4#煤层采取穿层钻孔联合预抽措施, 钻孔布置如图1所示。
(1) 石门揭煤工作面距5#煤层法向距离7.0 m时停止掘进, 在巷道两帮设计施工2个抽采钻场, 钻场长5.0 m、高3.6 m、深4.0 m。在抽采钻场向5#、4#煤层施工穿层预抽钻孔, 联合抽采5#、4#煤层瓦斯。设计钻孔终孔间距6.0 m, 钻孔必须穿过煤层全厚并进入煤层顶板至少0.5 m, 钻孔控制巷道轮廓线外上、下、左、右侧范围均为12.0 m, 同时保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5.0 m[5]。
(2) 钻孔设计采用ZDY3200S型钻机施工, 开孔孔径113.0 mm, 终孔孔径94.0 mm, 采用机械封孔法, 封孔长度为8.0 m, 封孔结束立即接入抽采管道连抽, 并定期记录抽采参数。
(3) 采取区域联合消突措施以后, 需要对抽采量进行统计并结合煤层瓦斯含量等参数, 评估联合预抽效果, 并按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求, 施工一定数量的检验钻孔, 采用直接测定煤层残余瓦斯含量指标对区域措施效果进行检验, 检验结果若无突出危险则可以继续向前掘进, 否则继续执行防突措施直至措施效果有效。
4 渐进式石门揭煤技术措施
石门揭煤工作面掘进至距5#煤层底板5.0 m至穿过4#煤层顶板2.0 m的过程, 均为揭煤过程。为了对揭煤流程进行严格控制, 采用“渐进式石门揭煤技术”[6,7], 即将石门揭穿5#、4#煤层的整个过程划分为6个步骤, 分别在距5#煤层法向距离5.0, 2.0 m位置、过煤门阶段和距4#煤层法向距离5.0, 2.0 m位置、过煤门阶段时, 通过施工预测钻孔, 采用钻屑瓦斯解吸指标法或钻屑指标法进行预测, 预测指标正常时方可继续向前掘进并保留一定的预测超前距。在掘进过程中, 严格执行“边探边掘、先探后掘”的安全技术措施, 准确把握煤层层位。
(1) 经效果检验联合消突措施有效后, 边探边掘至距5#煤层5.0 m位置时停止掘进, 采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测。预测钻孔施工过程中应注意是否存在喷孔、卡钻等情况, 若所有钻孔实测最大钻屑瓦斯解吸指标K1值均小于临界值, 且无喷孔、卡钻等异常情况, 则判定该工作面为无突出危险工作面;否则, 为突出危险工作面, 必须采取局部措施。距5#煤层5.0 m位置时预测无突出危险后, 可继续掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置 (距5#煤层法向距离2.0 m) , 进行揭煤前的最后验证。同样采用钻屑瓦斯解吸指标法, 其结果处理与距5#煤层5.0 m位置时相同, 若无突出危险, 则允许向前掘进, 并在采取安全防护措施条件下, 通过远距离放炮揭开5#煤层。
(2) 在揭开5#煤层后, 由于煤层厚度较大, 一次揭煤的远距离爆破不能揭穿煤层到顶板, 还需要掘进几个循环才能进入并穿过煤层, 这几个掘进循环俗称“过煤门”, 实践证明在“过煤门”期间发生突出的危险性更大。为了保证揭煤作业的安全进行, 在“过煤门”期间, 采用钻屑指标法进行预测。由于揭煤段较长, 设计进行2次预测, 每次预测都在掘进面施工4个钻孔, 钻孔尽可能布置在软分层中, 并满足《防治煤与瓦斯突出规定》相关要求。若第1次预测为无突出危险工作面, 则允许向前掘进并保留2.0 m预测超前距, 然后再次进行预测;若预测结果为有突出危险, 则必须停止掘进并执行掘进工作面防突措施及措施效果检验。
(3) 石门揭煤工作面掘进至距4#煤层法向距离5.0, 2.0 m位置、过煤门阶段时, 其预测方法和处理结果与5#煤层完全相同。根据煤层层位关系, 预计石门揭煤工作面尚未完全穿过5#煤层时, 工作面已经处于距4#煤层5.0 m位置, 因此, 在5#煤层过煤门期间必须准确探测4#煤层层位, 一旦掘进至指定位置, 则立即停止掘进, 进行4#煤层突出危险性预测, 直至石门揭煤工作面安全穿过4#煤层顶板2.0m岩柱位置。
5 超前支护措施
在松软突出厚煤层石门揭煤过程中, 由于煤层松软、厚度大, 往往造成顶板破碎、巷道支护困难, 尤其是在过煤门阶段, 存在漏顶、煤体垮落引起瓦斯动力现象的可能, 严重影响巷道安全掘进[8]。因此, 上831运输石门揭煤过程中必须加强支护, 严格执行超前支护、浅掘浅支等技术措施。当揭煤工作面掘进至距5#煤层法向距离为10.0 m时, 停止掘进并及时初喷封闭顶帮。揭煤前, 工作面距煤层法向距离2.0 m时, 巷道支护形式采用“锚网索棚”联合支护, 工字钢棚间距为0.5 m。揭露煤层时, 掘进工作面由岩石过渡到煤, 岩性由硬变软, 层理发育, 易脱层、冒落, 应及时加强顶板的支护工作, 同时初喷紧跟掘进面, 对揭露的煤岩层及时封闭, 防止风化脱层, 杜绝冒顶事故的发生。
6 现场实施效果
通过采用穿层钻孔联合抽采措施, 瓦斯抽采时间71.0 d, 瓦斯抽采率达52.1%。由区域措施效果检验得出, 揭煤区域5#煤层最大瓦斯含量从8.520m3/t下降到5.662 m3/t;4#煤层最大瓦斯含量从9.34 m3/t下降到5.618 m3/t;区域联合预抽防突措施达到了预期消突效果。石门揭煤工作面掘进至距5#、4#煤层法向距离5.0, 2.0 m位置时, 分别进行2次预测, 实测5#、4#煤层突出危险性预测最大钻屑瓦斯解吸指标K1值分别为0.19, 0.17 m L/ (g·min0.5) , 预测指标正常。在过煤门期间, 采用钻屑指标法进行预测, 实测5#、4#煤层最大钻屑瓦斯解吸指标K1值分别为0.07, 0.12 m L/ (g·min0.5) , 最大钻屑量S值分别为4.8, 2.8 kg/m, 均在安全范围内, 远距离爆破揭煤期间未出现瓦斯异常情况, 实测最大回风瓦斯浓度为0.8%。在揭煤过程中, 无大型地质构造揭露, 煤层层位变化较小, 通过超前探测、边探边掘、超前支护、浅掘浅支等技术措施, 确保揭煤工作的顺利进行。
石门揭煤工作面从距5#煤层法向距离5.0 m时开始揭煤, 直至穿过4#煤层顶板2.0m位置, 累计用时仅48.0 d。
7 结语
通过采取地质及层位超前探测、区域预抽联合消突、渐进式揭煤、超前支护等综合防突技术措施, 保证了上831运输石门揭5#、4#近距离突出厚煤层群工程的顺利进行, 有效防止了揭煤期间发生煤与瓦斯突出, 安全、快速地揭开了煤层。通过实践应用, 为矿井积累了揭突出煤层群的经验, 进一步完善了近距离突出厚煤层群石门揭煤流程, 为类似条件下石门揭煤奠定了坚实的基础。
摘要：近距离突出厚煤层群石门揭煤具有煤层厚度大、煤层松软、层间距近、穿煤段长等特点, 因此防突技术难度大, 严重影响矿井采掘部署。针对石炭井焦煤公司具有该特点的上831运输石门揭煤工程, 提出了地质及层位超前探测、区域预抽联合消突、渐进式揭煤、超前支护等综合防突技术措施。现场应用表明, 综合防突技术措施取得了较好的效果, 有效防止了揭煤过程中的煤与瓦斯突出, 实现了安全、快速揭煤。
关键词：近距离厚煤层,突出煤层群,渐进式揭煤,综合防突
参考文献
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综合防突技术 篇2
煤层防突技术难关
郑州煤炭工业（集团）有限责任公司
郑煤集团公司位于河南省郑州市，是我国重要煤炭基地之一，现有55对矿井，其中生产矿井9对、生产能力 1000万吨/年，基建矿井3对、设计能力500万吨/年，资源整合矿井43对、技改设计能力1200万吨 /年。
郑煤集团所采煤层为豫西‚三软‛不稳定煤层。本区地质条件特殊，滑动构造发育，全层构造煤，煤质松软易碎，呈粉末状，煤层硬度系数小于0.2，属极软煤层；煤层顶板为泥岩、炭质泥岩、页岩；煤层底板为泥岩及炭质泥岩，遇水膨胀；煤层致密、透气性差、瓦斯含量高且构造复杂，是国内有严重煤与瓦斯突出危险的矿区之一。
郑煤集团作为豫西‚三软‛煤层开采的主体，突出矿井灾害威胁严重，随着开采深度的增加，多数主力矿井包括大平、超化、告成和裴沟等煤矿升级为煤与瓦斯突出矿井。1996年以来共发生煤与瓦斯突出64次。2004年10月20日22时09分发生在大平矿21岩石下山掘进工作面的特大型煤与瓦斯突出事故，突出煤岩量为1894吨，瓦斯量约25万立方米；特大型煤与瓦斯突出引发特大瓦斯爆炸事故，造成148人死亡。2005年科技部下达、国家安全生产监督管理总局组织实施了‚十五‛科技攻关项目——‚豫西‘三软’不稳定突出煤层防突示范技术研究‛课题。郑煤集团公司充分利用这一开发创新平台，联合中国矿业大学、河南理工大学等单位，针对豫西‚三软‛不稳定突出煤层煤与瓦斯突出防治技术难题进行较大规模的协同攻关、集成创新和技术开发。经过近3年的系统攻关，课题规划的10个专项研究全部完成；课题研究过程中培养了防突专门人才115人；制定企业技术标准3项；申报国内发明专利7项；郑煤集团建成了区域性的防治煤与瓦斯突出实验室；研究开发了3套豫西‚三软‛不稳定突出煤层防突消突专用仪表和专用技术装备。课题攻克的核心技术应用取得了良好的安全生产效果。
一、从基础入手，强力推进‚三级‛瓦斯地质图的应用 郑煤集团与河南理工大学瓦斯研究所合作，在进行瓦斯地质研究和收集分析新密煤田及本区各生产矿井瓦斯数据基础上，提出了新密煤田瓦斯地质规律研究报告，编绘了新密煤田瓦斯地质图；提出了大平煤矿、告成煤矿、超化煤矿、裴沟煤矿4对突出矿井瓦斯地质规律研究报告和瓦斯地质图。随采掘生产进展多参数测定验证分析，及时修编，并服务于矿井的安全生产管理。
根据矿区、矿井瓦斯地质图和突出危险区域探测及消突技术措施执行，提出了采掘工作面瓦斯地质评价及编图方法，先后在大平矿16071、告成矿21021、超化矿21091等回采工作面进行瓦斯地质编图示范应用；进而提出了‚三软‛煤层突出区域预测瓦斯地质方法和《‚三软‛突出煤层采掘工作面瓦斯地质图技术标准》。目前，三级瓦斯地质图已成为集团公司瓦斯防治和生产矿井高突区采掘生产管理与指挥的必备手段。
二、集成创新技术，制定企业标准，规范采掘作业行为
（一）‚三软‛突出煤层顺层钻孔区域性消除突出危险性技术标准
与中国矿业大学合作在大平矿16071工作面进行密集钻孔抽采技术及消突评价方法研究，该工作面走向长480米，平均倾向长105米，密集钻孔抽采后，工作面预抽率32.3％，实现了安全回采。该技术方法已先后在告成矿21021工作面、超化矿22081工作面示范应用，工作面预抽率分别为31.3％和35.6％。研究示范应用证明，当突出危险区煤层顺层钻孔工程量不低于0.1m/t、区域内煤层的瓦斯含量降到7 m3/t以下时，密集钻孔抽采的防突效果是安全可靠的。以此为基础提出了《‚三软‛突出煤层顺层钻孔区域性消除突出危险性技术标准》，该标准已在10个工作面应用，实现了安全回采。
（二）‚三软‛突出煤层掘进工作面突出危险性预测（效果检验）技术标准
与河南理工大学合作在大平矿16121上下副巷、告成矿21021上下副巷、超化矿22081上下副巷进行了‚三软‛突出煤层突出敏感指标、临界值研究，通过对综合指标的测定、比对、分析研究，钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值为‚三软‛突出煤层突出敏感指标，经过进一步验证，提出了《‚三软‛突出煤层掘进工作面突出危险性预测（效果检验）技术标准》。目前，这些矿井突出危险区煤巷掘进均采用该标准预测、校检，实现了安全掘进。
针对‚三软‛煤层破坏程度高、瓦斯放散速度快、瓦斯压力低的特点，以及转子流量计存在浮子跳动剧烈、读数不稳的情况，研制开发了节流式瞬时流量计——WY-Ⅰ型钻孔瓦斯涌出初速度瓦斯q值测定仪，该仪器具有喷嘴转换迅速、指针稳定、读数准确等优点，于2006年4月获得煤安标志。仪器流量标校系统通过了河南省计量研究院的认证。
（三）‚三软‛突出煤层采掘工作面瓦斯地质图技术标准 根据‚三软‛突出煤层的特征，结合地质分析、采掘探测等提出了《‚三软‛突出煤层采掘工作面瓦斯地质图技术标准》，目前公司所有高突矿井突出危险区内的采掘工作面必须按瓦斯地质图指导采掘作业，成为集团公司瓦斯防治和生产矿井突出危险区采掘生产管理与指挥的必要手段。
三项技术标准的使用，使矿井突出危险区采掘布置设计、工艺方法控制、监督等技术依据充分，管理规范有序。
三、创新、科学化管理，打造煤矿瓦斯防治导航系统
瓦斯治理历来是煤矿安全生产的重点与难点。作为与煤层共生共存的自然地质体，瓦斯是煤矿井工开采过程中必须面对的重大危险源之一；由于涉及资金投入、人员素质、管理水平、技术装备、责任制度等多方面的问题，因此可以说防治瓦斯是一项极其繁杂的系统工程。对付瓦斯必须借助高新技术手段，迫切需要一种基于高科技手段的信息化工具来加强矿井通风与瓦斯防治管理。
郑煤集团提出的煤矿瓦斯防治信息集成与安全导航技术，是基于矿井和矿区环境监测与生产监控系统、计算机网络系统、地理信息系统（WebGIS）以及煤矿安全生产管理的理论和技术方法，在矿井通风、瓦斯地质等数字化技术的基础上，进行全方位集成整合和再开发，纳入对矿井瓦斯灾害危险源的辨识、预警和监控体系，实现以数字化手段对煤矿生产全过程的预测、预报、预警和预防，使之成为煤矿安全生产的必备手段，构建起技术先进、高效、可靠的矿井瓦斯灾害辨识预警监控数字化安全导航系统。直观地说，煤矿瓦斯防治信息集成与安全导航系统，就是将煤矿测量空间信息、采掘工程信息、瓦斯地质信息、通风系统及日常管理信息、生产与环境实时状态参数等，集成、叠加在数字化的采掘工程平面图上，以可视化的方式对采掘生产活动进展实时动态分析诊断、监控管理，通过‚人—机‛互动，实现井下采掘作业时对瓦斯的预测、预报、预警、预防导航功能（图1）。
图1 矿井瓦斯防治导航系统原理图
煤矿生产矿井瓦斯防治导航系统自2006年6月1日在郑煤集团米村、大平、超化、告成、裴沟、芦沟等6对矿井安装应用，并与集团本部总调度室以及采、掘、机、运、通、地质测量、技术中心等相关职能部门联网运行，在安全生产管理中发挥了重要作用。主要表现在：
（1）矿井监控数据直观可视，满足安全调度分析、判断、指挥；（2）采掘作业安全隐患辨识评价与导航；（3）通风系统设施安全管理监控；（4）瓦斯管理。
由于实现了前述功能，使郑煤集团瓦斯防治管理更加准确、规范、科学，管理工作效率大大提高，因而安全管理更有成效。随着系统的进一步完善，目前已经在郑煤集团推广应用，该系统已经成为郑煤集团安全管理必备的现代化手段。
四、落实责任，强化瓦斯防治评价与监控管理
在总结多年来瓦斯防治的经验与教训基础上，郑煤集团提出了‚瓦斯防治管理评价技术‛，并建立了相应的制度。实行瓦斯防治评价制度的目的，是为了保障特殊区和特殊作业环节的责任落实、研究成果的推广及正确使用、技术标准的贯彻执行、安全隐患的治理与排除。集团公司编制印发了《郑煤集团公司生产矿井采、掘工作面瓦斯、水害防治评价管理办法》及补充规定，要求对所有的采掘工作面逐月评价，新开工的采掘工作面先评价后施工。评价内容包括瓦斯抽放、通风系统、监测监控等瓦斯防治手段和措施是否到位，所有采、掘工作面未通过评价和审核的，不准施工。评价实行主任工程师负责制，评价过程中明确每个评价人员审核的内容及责任，评价人员按评价内容及标准严格审核，参加评价部门主任工程师要将其本部门评价监控重点统计汇总列出明细表交部门负责人，由部门负责人分解落实到每个监控人员。评价监控实行部长（主任）负责组织，本部门煤矿主体专业工程技术人员参加，并实行瓦斯评价监控风险抵押金制度，所有参与瓦斯评价、监控的人员都具有规定的责任，促使其对瓦斯评价的客观准确，认真严谨。
由于采掘工作面瓦斯评价的及时、可靠，制度完善、责任清晰，收到了良好的效果，有效地杜绝了瓦斯事故的发生。
郑煤集团‚瓦斯防治管理评价技术‛和评价制度，是近年来在我国快速发展的安全评价技术与煤矿日常瓦斯防治管理工作的有机融合，符合安全科学原理，实际应用效果显著。
浅谈煤巷掘进面防突技术 篇3
【关键词】煤巷；防突技术
一、目前普遍使用的防突技术
在目前我国的煤矿开采中主要有以下几种防突技术：预抽瓦斯、深孔控制爆破、应用超前排放钻孔、浅孔松动爆破等。随着近年来这些措施在全国各个煤矿企业的逐步应用，煤矿工作的安全性大大提高，同时煤矿矿难的发生频率也降低了许多。但同时我们也应该清醒的认识到，这些技术虽然一定程度上保证了煤炭工作的安全性，但是也严重影响了煤炭的挖掘进度。为了防止瓦斯超过安全浓度，同时也为了减少空层面积，会采取在规定的地点放炮的方法，同时还要每隔五到十米就要放置一个煤垛，等到爆破点已经支护妥当，再进行第二次爆破任务。
二、防突措施的重要性分析
在煤炭开发工作中，煤炭挖掘工人的生命是最重要的，如果过度的追求煤炭数量，不仅会降低煤炭的质量，同时也是对于煤炭工人生命的不尊重。因此，要充分保证防突措施跟进开采工程，保障煤矿工人的生命财产安全。
三、合理使用掘进防突技术
在进行煤炭开采之前，要做好充分的准备工作，首先应准确的测定所挖的煤层的瓦斯浓度，地底应力，硬度系数，解吸指标等一系列参数，然后再根据煤层的先天条件，在所在煤巷的底部挖掘一个15至20米的岩石通道。对其所保留的钻孔也有严格的限制，钻孔孔径应为75至92毫米，抽放半径大约为3米。在煤炭工作开展的同时，对所释放的瓦斯也要进行合理安排。
四、防突措施技术的具体实施
首先是对防突措施钻孔位置的布置，在防突工作中，钻孔的位置极其重要，它关系着在挖掘较深处的时候钻头能否保证继续工作，能否安全的释放瓦斯，保证工作的过程中一个合理的瓦斯浓度。在钻孔期间，一般情况下，应每隔44米就要在巷道的两边各安置一个抽放钻场，具体的规格为，高2.3M，宽2M，深4M，同时每个钻场要安置4个与钻孔位置平行的抽放钻孔，2个钻孔为一组，上下放置，还要保证钻孔的方向，一般情况下，钻孔应平行于巷道放置，并且不能特别贴近巷道，一般与巷道保持不小于2.5M的距离。在防突措施中，一般要采用高压注水的方式，在采取高压注水作业之前，要准确计算出工作地点所在煤层以及周围环境的各个参考系数。在注水的同时，要安排相应的工作人员及时观测注水的相应数值变化。
五、预测挖掘工作的危险性
在煤巷挖掘工作之前安置数个预测危险性的水平钻孔，数量由煤巷的具体空间大小决定，钻孔的大小一般有严格的规定，钻孔的直径一般为42MM，长度一般为10M，钻孔的最终位置一般在巷道的前2M，同时钻孔距离巷道的两边均不超过3M。对于挖掘工作来说，危险主要存在于地应力，构造应力，瓦斯压力等等，因此要采用钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量指标，同时还要将挖掘工作进行中瓦斯的释放量考虑进来，这样才能从分预测挖掘工作的危险程度，对于危险才能做到及时有效的排除。
六、具体的防突技术要点
防突技术可分为排放钻孔防突和超前长距离钻孔防突。对于排放钻孔防突技术，危险区域的掘进面无法进行预测，因此要直接按掘进面采取防突措施。下面就一个真实案例对排放钻孔防突技术进行详细的分析。在山西大同的一个煤矿，主要采用排放钻孔作为主要的防突出措施。排放半径为0.7M，在施工面排放钻孔到巷道边缘线为之，距离上帮为8M，距离下帮为5M，采用的是直径89MM的钻头，当煤层厚度为3M时，布置多个投影孔深约为11M的排放钻孔，具体的排放钻孔的个数要根据煤层变化的实际情况而定。从这起案例中，我们得知，采用排放钻孔防突，不仅要实际测绘钻孔距离巷道轮廓线的长度，还要根据具体情况布置相应的钻孔以保证达到防突的目的。在防突过程中要注意解决高地应力造成的困扰，同时通过长短排放钻孔的有效结合，可以大大的提高防突效果。
目前我国的煤炭挖掘技术还有待进一步提高，矿工只要在煤巷掘进过程中科学合理的利用防突技术，就可以减少在掘进和打钻过程中出现的喷孔，夹钻等事故，并提高掘进速度，保证煤炭的产量。
参考文献
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平巷揭突出煤层综合防突工法 篇4
1 工艺原理
在揭煤工作面用钻机打抽放孔、抽放孔一定要打到巷道轮廓线以外的一定距离用抽排泵和通过抽排管路把煤层内抽出的瓦斯排入该区域总回风道、而后向钻孔内注水, 使煤层中残存的瓦斯被水吸收。这样使巷道有突出危害的区域形成应力集中峰值下降区、防突参数指标达到临界值以下处在无危险安全区。
2 工艺流程及操作要点
平巷煤与瓦斯突出煤层抽放瓦斯和揭煤综合防突工法工艺流程主要包括超前探测、预测预报、防突措施、效果检验和震动爆破揭煤五个部分、分别距煤层法距10~15m, 距煤层法距7m、距煤层法距5m、距煤层法距1.5~2m处采取措施。在距煤层法距10~15m处、施工不少于3个探测钻孔、一是探明煤层距工作面的位置及煤层的产状、二是利用该探孔来观测瓦斯压力、并取样测定瓦斯放散初速度和煤层的坚固性系数、△h2值。从而计算综合防突指标D值、K值, 最后将孔用水泥、黄砂、黄泥。在工作面距煤层法距分别为7m、5m、1.5~2m布置测试孔、预测孔数量不少于5个、首先取样检测软分层煤的瓦斯放散初速度△P、软分层煤的坚固系数f、KB值、△h2值在利用预测孔测定瓦斯压力, 最后计算综合防突指标D值、K值。在布置抽放孔之前要详细调查和分析该区域煤层突出危险性的大小, 瓦斯含量的高低, 根据实际情况合理布置抽放孔数量, 并要严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》中要求, 区域防突抽放孔抽放范围必须达到巷道轮廓线上部及两帮以外12m, 下部为6m以外, 孔径不小于75mm, 局部防突抽放孔抽放范围 (即5m、1.5~2m处) 巷道轮廓线上部及两帮以外5m、下部为3m。孔径不小于75mm、终孔孔距不大于6m。
3 瓦斯抽放
1) 首先将抽排泵安设在入风的硐室或巷道中、型号选择2台ZBE1305—1BD3型水环真空泵、电机功率90KW、额定流量60m3/min。抽排泵一台运转一台备用。2) 根据抽排泵的性能合理选择抽排管:D=0.1457 (Q混/v) 1/2=0.1457 (20/15) 1/2=168mm、选用￠219mm抽排管。3) 抽排管直径确定后负压侧连接工作面、正压侧铺设进入总排风道。
4 抽放孔注水
当煤层中瓦斯抽排量达到抽放设计值后、再向煤层中用高压注水方法来吸收煤层内残存的瓦斯。
4.1 注水泵采用2BZ—40/2型脉冲式煤层注水泵进行作业
在注水前首先预埋注水管、封孔、封孔的目地是形成由浆体包襄工作管具有严密密封性的浆体固化段, 为保证浆体在注浆封孔过程中能有效地充满待封钻孔段和确保浆体对工作管的包襄及浆体对工作管与钻孔之间空隙的填实, 需对钻孔工作管进行预处理, 处理方法如下:1) 工作管前端应捆扎棉纱或布条, 捆扎棉纱或布条是为了防止注的浆体进入工作管前端造成工作管堵塞, 捆扎好的棉纱或布条呈马尾状, 应避免将棉纱或布打捆扎成一团, 造成送管困难。2) 捆扎好的棉纱距工作管端头的距离应大于0.5m, 防止由于棉纱对钻孔堵塞不严密造成注浆过程中少量浆体渗漏堵塞工作管。3) 注水时, 由于注水压力高, 因此采用50mm钢管作为工作管, 钢管距孔口不应小于0.5m, 总长度不小于5.0m。
4.2 工作管的埋设
将预处理好的工作管送入钻孔内, 在送管过程中应避免将工作管向外拉, 工作管送到钻孔内预定位置后应将工作管旋转的同时稍微向外拉, 以促使棉纱成团将工作管端头与钻孔非封孔段隔开, 形成防止注入钻孔内浆体流入非封孔段的密封段。
4.3 孔口处理
在工作管埋设好后, 将注浆管 (其中的一端连接在泵的出口上) 送入钻孔内, 其送入长度不应小于0.5m, 注浆管送入钻孔后, 用棉纱将工作管、注浆管孔口段堵塞, 其长度不应小于0.2m, 避免在送浆过程中封孔段内浆体压力升高将注浆管向外推出, 如注浆管仍被向外推出, 在钻孔孔口采用木楔襄缠绵纱将工作管和注浆管楔紧, 以保证能将浆体压注到钻孔的深部。
4.4 封孔用水泥稠浆的配制
1) 封孔用水泥浆用量的确定。封孔水泥浆用量的多少采用下式计算:G= (V1—V2) ×K×γ
式中:G—封孔所需水泥浆的质量
V1—封孔段长度范围内钻孔的体积
V2—封孔段长度范围内工作管的体积
K—富裕系数K=1.2
γ=封孔用水泥浆的密度,
水泥∶水1∶0.4时, 水泥浆密度γ≈2 T/m3
2) 水泥及清水用量的确定。根据实际使用情况及试验测定结果表明, 具有良好封孔效果水泥稠浆的水灰比为:硅酸盐水泥, 水泥∶水=1∶0.4
配制上述质量为G的水泥稠浆所需水泥及清水用量为:硅酸盐水泥:水泥用量:G灰=G/1.4。清水用量:G水=G-G灰
4.5 封孔操作方法
拉起离合器手柄使离合器处于接合状态, 此时注浆泵开始工作, 搅拌机内的水泥稠浆被吸入送浆泵, 经过加压后由注浆管注入待封钻孔内。1) 待封孔钻孔内水泥稠浆压力上升, 待封钻孔孔口有水泥浆返出或孔口封堵棉纱被推出钻孔外时, 封孔长度即达到设计封孔长度, 此时应徐徐将注浆管向外拉出, 压下离合操作手柄使其处于脱开状态, 关机。2) 必须采用严格控制注入待封钻孔内水泥稠浆的数量来保证封孔长度, 避免待封钻孔内浆体压力上升过高将孔口封堵整体向外推出, 导致封孔失败。3) 水泥浆经过48~72小时固化后即可进行注水。当钻孔附近岩壁上“冒汗”说明注入煤体的水已与巷道岩体裂隙连接。这时该孔注水完毕。最后用封孔机将水泥浆再注入抽放孔内封孔、孔封好以后再进行施工下一个孔。
5 效果检验
防突员技术比武学习题库 篇5
一、填空题：
1、防突工作坚持区域防突措施 先行、局部防突措施 补充 的原则。突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。
2、突出矿井的入井人员必须随身携带隔离式自救器。
3、瓦斯治理的十二字方针是先抽后采、监测监控、以风定产。
4、区域综合防突措施包括区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验、区域验证。
5、工作面预测是预测工作面附近煤体的突出危险性，应在工作面推进过程中进行。
6、远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30min。
7、局部综合防突措施包括工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验、安全防护措施；
8、突出煤层：是指在矿井井田范围内发生过突出的煤层或者经鉴定有突出危险的煤层。
9、突出矿井必须建立满足防突工作要求的地面永久瓦斯抽采系统
10、区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。
11、当出现浓度达到
，体积
m3以上的积存瓦斯时，即定为局部瓦斯积聚。（2﹪，0.5）开采规模越大，矿井瓦斯涌出量
。（越大）
12、突出多发生在 过程中（放炮和风镐落煤）
13、瓦斯在煤层中的赋存状态有
（吸附状态和游离状态）
14、煤层突出危险性随采深增加而（增大）
15、防突工上岗前必须经过
，并持证上岗。（专门岗位及防突安全知识培训）
16、我国将煤与瓦斯突出按成因和特征分为三类：
（压出、倾出、突出）
17、采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，钻孔每打 m测定钻屑量一次，每隔 m测定一次钻屑解吸指标。（1、2）
18、为减小临近煤层涌出的瓦斯对开采层开采工作的影响，常采用
（临近层瓦斯抽放）
19、影响煤与瓦斯突出的主要因素是：
（地应力、瓦斯潜能、煤的物理力学性质）
20、人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。
21、矿井在采掘过程中只要发生过一次煤与瓦斯突出，该矿井即定义
（突出矿井）
22、按倾斜程度划分，煤层分为
（近水平煤层、缓斜煤层、中斜煤层和急斜煤层）
23.井巷揭穿突出煤层的次数应尽可能
（减少）
24.突出危险煤层上山掘进工作面采用放炮作业时，应缩短炮眼深度，并采用_ 爆破。（全断面一次）
25.一通三防”具体是指
、、、（通风、防治瓦斯、防治粉尘、防灭火）
26.有煤与瓦斯突出危险的工作面，严禁使用 落煤（风镐）
27.在石门工作面距煤层（垂距）以外，至少打 个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。（10m，2）
28、矿井瓦斯涌出量的表达方式有绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量两种，单位分别是 m3/ min、m3/t。
29、煤巷掘进巷道内的瓦斯涌出包括巷道壁瓦斯涌出、迎头煤壁瓦斯涌出、采落煤瓦斯涌出三部分。30、煤层突出危险性预测有区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。
31、突出煤层严禁任何两个采掘工作面之间串联通风。
32、有突出危险的采掘工作面。都要有经过批准的防突措施，并严格执行。
33、掘进工作面排放钻孔的数量确定因素有：排放半径、控制范围、巷道断面、煤厚等。
34、煤巷掘进工作面超前排放钻孔适用于煤层透气性好、煤质较硬的突出煤层。
35、掘进工作面在执行排放钻孔措施时，如果某个钻孔出现喷孔、夹钻、顶钻等现象，可以暂时先打其他孔，释放一段时间后再续打至设计孔深。
36、排放钻孔施工完后，施工人员应填写终孔报告单及防突措施牌板，并由瓦检员向瓦斯调度汇报。
37、掘进工作面排放钻孔施工完后，进尺时每循环应保留不小于10m的超前距。
38、掘进工作面进行一次预测后，进尺时应保留不小于2m的超前距。
39、掘进工作面远距离放炮地点应在进风侧反向风门之外或避难硐室内。
40、避难硐室内应有的防护设备是有直通调度室的电话和根据工作面最多工作人数安设的压风自救、水管等急救用品，门必须向外开启。
40、掘进工作面的避难硐室距工作面的距离不得小于200m。
41、防突反向风门必须设置在掘进工作面的进风侧，以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统。
42、防突反向风门距掘进工作面的距离和组数应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，进风侧应至少有两道牢固可靠的反向风门。
43、保护层是为消除或消弱相邻煤层的突出或冲击地压危险而先开采的煤层或矿层。
44、石门揭煤是石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶（底）板的全部作业过程。
45、瓦斯（二氧化碳）喷出是从煤体或岩石裂隙、孔洞或炮眼中大量瓦斯（二氧化碳）异常涌出的现象。
46、煤与瓦斯突出能摧毁井巷设施、破坏矿井通风系统，充塞巷道，造成人员窒息、煤流埋人，甚至可能引起瓦斯燃烧和爆炸事故。
47、煤与瓦斯突出的有声预兆：连续煤炮声、支架断裂声、顶板来压声、片帮掉渣等；
48、煤与瓦斯突出无声预兆是工作面遇到地质构造、瓦斯忽大忽小、打钻时顶钻、夹钻、喷孔、煤层变软等。
49、掘进工作面采用钻孔瓦斯涌出初速度法预测时，钻孔打完后，必须在2min内完成。50、掘进工作面预测参数超标后应视为有突出危险，执行防突措施，并进行效检。
51、掘进工作面效果检验孔应布置在措施孔之间。
52、掘进工作面远距离放炮时，采掘工作面及其回风系统的所有作业的人员，都必须停电撤人，放炮30min后，经检查无异常方可进入工作地点。
53、有突出危险的掘进工作面压风自救迎头一组距迎头距离25～40m。
54、采煤工作面压风自救应在风、机巷距采面25～40m处安设一组压风自救，数量按工作面最多工作人数确定，一般不少于15个。
55、掘进工作面严禁采用风镐落煤。
56、发生煤与瓦斯突出事故后人员应迅速戴上自救器，撤离危险区域，来不及撤离的，应就近躲到压风自救处或避难硐室内避难。
57、突出的煤应及时清理，以防自燃引起瓦斯煤尘爆炸事故。
58清理突出的煤时,必须制定防煤尘、片帮、冒顶及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。
59、恢复突出区域通风时，应以最短的路线将瓦斯引入回风巷。回风井口50m范围内不得有火源，并设专人监视。
60、矿井在采掘过程中只要发生一次煤与瓦斯突出, 该矿井即定为突出矿井,发生突出的煤层即定为突出煤层。
61、在突出危险区内，工作面进行采掘前，应进行工作面突出危险性预测，经预测，工作面可划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。
62、在无突出危险工作面进行采掘作业时, 可不采取防治突出措施,但必须采取安全防护措施。
63、具有突出危险的长距离掘进工作面放炮时, 作业人员全部撤到反向风门以外新鲜风流中或距工作面200米以外的避难硐室内。
64、突出危险工作面必须设置专职瓦斯检查员检查瓦斯。
65、有突出危险区域内的煤巷掘进工作面严禁使用钢丝绳牵引的耙装机。
66、煤与瓦斯突出是在地应力和瓦斯(含二氧化碳)的共同作用下, 破碎的煤、岩和瓦斯由煤体内突然向采掘空间抛出的动力现象。
67、选择保护层首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群中有多个煤层可以作为保护层时，应根据安全、技术和经济合理性，综合分析，择优选定。
68、矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险性较小的煤层作为保护层，但在此保护层中进行采掘时，必须采取防治突出措施；
69、选择保护层时，应优先选择上保护层，条件不允许时，也可选择下保护层，但在开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。
70、开采厚度等于或者小于0.5米的保护层时，必须检验保护层的实际效果。如果保护层的实际保护效果不好，在开采被保护层时，必须采取防治突出措施。
71、预抽煤层瓦斯是在突出煤层没有进行采掘前，提前抽放突出煤层的瓦斯，以达到消除或者消弱突出煤层的突出危险性。
72、在地质构造破坏带尽量不布置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再用石门贯通。
73、石门揭穿突出煤层，必须建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流设施的措施。
74、在建井初期，矿井尚未构成全风压通风时，在揭穿突出煤层的全部作业过程中，与此石门通风系统有关的地点的全部人员必须撤到地面，井下全部断电，井口附近地面20米范围内严禁有任何火源。75、石门揭穿突出煤层，必须有准确确定安全岩柱厚度措施
76、石门工作面测定煤层瓦斯压力时，为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两个见煤点的间距不得小于5m。
77、防突反向风门的通车风门必须设置底坎，门扇下部设挡风帘，墙体的所有管孔必须用水泥沙浆封堵严实。
78、避灾硐室内支护必须保持良好，采用压风管路通风。有瓦斯涌出时，必须在周边喷浆或砌墙抹面，防止瓦斯超限。
79、防突反向风门严禁设置调节风窗；
80、所有在突出煤层作业的采掘工作面其预测指标必须采用两个以上指标进行预测。
81、高瓦斯矿井、有煤（岩）瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每一个采区和开采容易自然煤层的采区，必须设置至少1条专用回风巷。
82、开采突出煤层时，工作面回风侧不应设置风窗。
83、开采有煤与瓦斯突出危险的矿井必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放系统。
84、若煤与瓦斯突出矿井采煤工作面的甲烷传感器不能控制其进风流巷道内全部非本质安全型电器设备，则必须在进风巷设置甲烷传感器。
85、有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的工作面，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。
86、发生煤（岩）与瓦斯突出事故，不得停风和反风，防止风流紊乱扩大灾情。如果通风系统及设施被破坏，应设置临时风门及安装局部通风机恢复通风。
87、在突出煤层的石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧，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。
88、反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。
89、反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆
向隔断装置。
二、选择题：
1、区（队）、班组长对管辖范围内的防突工作负（A）； A、直接责任 B、监督检查 C、分管责任；
2、突出煤层的任何区域的任何工作面进行揭煤和采掘作业前，必须采取（C）措施； A、防突措施 B、区域验证 C、安全防护
3、突出矿井应当对突出煤层进行区域突出危险性预测（以下简称区域预测）。经区域预测后，突出煤层划分为（A）。未进行区域预测的区域视为突出危险区；
A、突出危险区和无突出危险区 B、突出威胁区和无突出危险区 C、突出危险区和无突出威胁区
4、突出矿井的管理人员和井下工作人员必须接受防突知识的培训，经（A）后方准上岗作业； A、考试合格 B、培训合格 C、公司考核
5、（多选）煤与瓦斯突出前，在瓦斯涌出方面预兆有（A、B、C、D）； A 瓦斯忽大忽小 B 喷瓦斯 C 哨声 D 喷煤等
6、（多选）、煤与瓦斯突出前，地压显现方面预兆有（A、B、C、D）； A 煤炮声
B 煤岩开裂
C 底鼓
D 煤壁外鼓等
7、（多选）煤与瓦斯突出前，煤层结构和构造方面预兆有（A、B、C、D）； A 煤体干燥
B 煤强度松软
C 煤厚增大
D 波状隆起
8、（多选）瓦斯喷出区域、高瓦斯矿井、煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中，掘进工作面的局部通风机应采用（B、C、D）供电；
A 兼用变压器
B 专用开关 C 专用变压器 D 专用线路
9、发生煤与瓦斯突出事故后，撤出灾区和（B）的人员是抢险救灾的首要任务 A 进风流 B 回风流 C 受威胁区
10、安全防护措施包括（⑴⑶⑷⑹⑺）
⑴隔离式自救器、⑵防突钻机、⑶远距离放炮、⑷避难硐室、⑸预测仪器、⑹反向风门、⑺压风自救系统。
11、煤与瓦斯突出矿井的掘进工作面应采用三专供电, 三专为（⑵⑷⑹）
⑴专用配电工、⑵专用变压器、⑶专用局扇、⑷专用开关、⑸专用断电仪、⑹专用线路。
12、煤巷掘进工作面可以选用的防突措施有（⑴⑶⑸⑹⑺）
⑴超前钻孔、⑵金属骨架、⑶松动爆破、⑷水力疏松、⑸前探支架、⑹水力冲孔、抽放瓦斯
13、掘进上山时可采取的措施有（⑴⑶⑸⑹）
⑴排放钻孔、⑵松动爆破、⑶掩护挡板、⑷水力冲孔、预抽瓦斯、⑹煤层注水、⑺水力疏松
14、按突出发生的地点分，突出可分为（⑴⑵⑶⑷⑸）
⑴石门突出、⑵平巷突出、⑶上山突出、⑷下山突出、⑸回采工作面突出
15、反向风门设置在掘进工作面进风侧，尽可能（⑵）与掘进工作面的距离。⑴减小、⑵增大、⑶控制
16、反向风门前后（⑵）米范围内巷道支护良好，无片帮、冒顶，无杂物、积水、淤泥。⑴
3、⑵
5、⑶10
17、在矿井的开拓、生产范围内有突出煤层的矿井（B）；
A、突出区域 B、突出矿井 C、突出煤层
三、判断题：（正确“√”，不正确“×”）
1、当石门或立井、斜井揭穿厚度小于0.8m的突出煤层时，可直接用远距离爆破方式揭穿煤层；（×）
2、钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，当钻屑量≤6kg/m该工作面为突出危险工作面；（×)
3、石门和立井、斜井工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业；（√）
4、区域验证：在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于8m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。（×)
5、突出事故发生后，切断灾区和受影响区的电源，但必须在近距离断电，防止产生电火花引起爆炸；（×）
6、煤与瓦斯突出矿井未采取防治突出措施，属于煤矿重大安全生产隐患；（√）
7、煤与瓦斯突出矿井未按规定配备防治突出装备和仪器，不属于煤矿重大安全生产隐患；（×）
8、煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进工作面未装备甲烷风电闭锁装置或者甲烷断电仪和风电闭锁装置的，属于煤矿重大安全生产隐患；（√）
9、突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。其中煤巷掘进和采煤工作面应保留的最小预测超前距均为1m;(×)
10、开采突出煤层或石门揭穿突出煤层时，每个采掘工作面必须设兼职瓦斯检查工；（×）
11、发生煤与瓦斯突出预兆时，要立即将现场人员按避灾路线图撤离现场；（√）
12、所有突出煤层外的掘进巷道（包括钻场等）距离突出煤层的最小法向距离小于10m时（在地质构造破坏带为小于20m时），必须边探边掘，确保最小法向距离不小于5m。（√）
13、在突出煤层中，专职爆破工必须固定在同一工作面工作。（√）
14、远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于20min。（×）
15、井巷揭穿突出煤层和突出煤层的炮掘、炮采工作面都必须采取远距离爆破安全防护措施。（√）
16、煤巷掘进工作面采用远距离爆破时，放炮地点必须设在进风侧正向风门之外的全风压通风的新鲜风流中或避难所内；（×）
17、煤与瓦斯突出矿井的掘进工作面应采用“三专”供电，“三专”为专用变压器、专用开关、专用线路。（对）
18、煤与瓦斯突出煤层的掘进工作面通风方式必须采用抽出式。（错）
19、防突反向风门可以跨皮带构筑。（错）20、突出煤层的采掘工作面可以使用风镐落煤。（错）
21、开采有瓦斯喷出或有煤与瓦斯（二氧化碳）突出的煤层严禁两个工作面串联通风。（对）
22、在有煤与瓦斯突出的矿井中，突出危险工作面可以设置兼职瓦检员。（错）
23、在有煤与瓦斯突出危险的工作面必须使用下行通风。（错）
24、有突出危险区域内的煤巷掘进工作面严禁使用钢丝绳牵引的耙装机。（对）
25、在同一突出煤层的同一区段的应力影响范围内，严禁布置两个工作面相向回采或掘进。（对）
26、突出煤层上山掘进工作面采用放炮作业时，应采取浅炮眼远距离全断面一次爆破。（对）
27、预抽煤层瓦斯只能作为防治煤与瓦斯突出的局部措施。（错）
28、突出矿井的每一入井人员，必须随身携带过滤式自救器。（错）
29、采煤工作面预测超标后必须进行效果检验，只有效检的参数不超标时，才可以恢复生产。（对）30、突出煤层的采掘工作面遇到构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入时，工作面无突出危险。（错）
31、突出煤层的采掘工作面遇到煤层赋存条件急剧变化时，工作面有突出危险。（对）
32、突出煤层的采掘工作面处在采掘应力迭加区内，工作面有突出危险。（对）
33、突出煤层的采掘工作面在进行工作面突出危险性预测过程中出现喷孔、顶钻等现象，工作面无突出危险。（错）
34、突出煤层的采掘工作面出现明显突出预兆时，工作面有突出危险。（对）。
35、在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内,可以布置2个工作面相向回采或掘进。（错）
36、倾出的煤就地按自然安息角堆积，有分选现象。（错）
37、倾出的孔洞呈孔大腔小，孔洞轴县沿煤层倾斜或铅垂（厚煤层）方向发展。（对）
38、倾出无明显的动力效应。（对）
39、倾出常发生在煤质松软的缓倾斜煤层中。（错）40、倾出时巷道瓦斯（二氧化碳）涌出量增大。（对）
41、突出的煤向外抛出距离较远，无分选现象。（错）
42、突出的煤抛出的煤堆积角小于自然安息角。（对）
43、突出抛出的煤破碎程度较高，含有大量的煤块和手捻无粒感的煤粉。（对）
44、突出有明显的动力效应，破坏支架、推倒矿车、破坏和抛出安装在巷道内的设施。（对）
45、突出有大量的瓦斯（二氧化碳）涌出，瓦斯（二氧化碳）涌出量远远超过突出煤的瓦斯（二氧化碳）含量，有时会使风流逆转。（对）
46、突出孔洞秤口大腔小的梨型、舌型、瓶型以及其它分岔型等。（错）
47、压出有两种形式，即煤的整体位移和煤有一定距离的抛出，但位移和抛出的距离较小。（对）
48、压出后，在煤层与顶板之间的裂隙中，常留有细煤粉，整体位移的煤体上有大量的裂隙。（对）
49、压出的煤呈块状，无分选现象。（对）50、压出时巷道瓦斯（二氧化碳）涌出量增大。（对）；
51、压出可能无孔洞或呈口大腔小的楔型孔洞。（对）
52、煤层突出危险性随着开采深度的增大而增大。（对）
53、突出绝大多数发生在回采工作面。（错）
54、煤层突出危险性随着煤层厚度的增大而增大。（对）
55、突出多发生在地质构造带。（对）
56、大多数突出发生在无外力诱导时。（错）
57、突出大多数无突出预兆。（错）
58、煤体破坏程度越高，突出危险性越大。（对）
59、石门突出危险性最大。（对）
60、突出煤层突出危险区不呈条带分布。（错）
61、采用区域预测时，在上水平发生过一次突出的区域，下水平的垂直对应区域应预测为无突出危险区域。（错）
62、揭穿突出煤层不应探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置。（错）63、揭穿突出煤层可以不预测突出危险性，不采取防治突出措施。（错）64、揭穿突出煤层在执行完防治突出措施后，应效果检验。（对）65、揭穿突出煤层应在巷道与煤层连接处采用一般支护就可以。（错）66、揭穿突出煤层应穿透煤层进入巷道顶（底）板。（对）
67、防突反向风门的过风门墙垛的排水沟可以采用直水沟，无漏风。（错）
68、开采有瓦斯喷出或有煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险的煤层时，可以串联通风。（错）69、突出煤层的掘进工作面通风方式可以采用抽出式。（错）
四、问答题：
1、井下发生煤与瓦斯突出时应如何避难？
答：发生煤与瓦斯突出预兆时，要立即将现场人员按避灾路线图撤离现场。在组织人员撤离时，每一个人都必须迅速准确戴好隔离式自救器，并立即将发生突出的地点、预兆情况、人员撤离情况向矿调度室汇报。在撤离现场时要通知电工立即停止突出地点及回风流的一切电气设备。撤离现场后要关闭反向风门，并在突出区域或瓦斯流经区域内设置栅栏，防止人员进入，避免瓦斯窒息造成人员伤亡。当人员不能撤离突出的灾区时，要在就近的避难所，关好向外开启的隔离门，打开带有减压装置的手动阀门的压风自救装置，做到自救。
2、煤与瓦斯突出预兆有哪些？
无声预兆：煤层层理紊乱，煤体变软、变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡。煤壁外鼓、片帮、掉渣，顶板出现冒顶、断裂，底版出现鼓起，打钻夹钻、顶钻等。其他方面的预兆：瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常，闷人，煤温或气温降低或升
有声预兆: 响煤炮、有的像炒豆似的霹雳啪啦声。有的像鞭炮声，有的像机枪连射声，有的似跑车样的闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。
3、防突措施分哪几类？
答：一般分为区域性防突措施和局部防突措施。影响瓦斯涌出的因素有哪些？
答：
1、开采煤层和围岩的瓦斯含量。
2、开采规模。
3、开采顺序和回采方法。
4、生产工艺过程。
5、风量变化。
6、采空区密闭的质量。
4、煤与瓦斯突出的普遍规律有哪些？
答：1）煤层突出危险性随采深增加而增大.2）煤层突出危险区常呈条带状分布
3）突出大多数发生在地质构造带4)石门突出危险性最大，突出煤层上山掘进比下山掘进危险。5）大多数突出发生在放炮和风镐落煤过程.6）突出具有延迟性,延迟的时间由几分钟到十几小时，它的危害性更大。
5、为什么会发生瓦斯喷出？
答：在含瓦斯的煤系地层中，在地质破坏作用下产生有天然的空洞或裂隙，由于在漫长的地质年代中煤系地层的瓦斯会涌入其中，因而在这些空洞或裂隙中会积存大量的高压瓦斯，当采掘巷道，接近这些地点时，高压瓦斯的释放就形成了瓦斯喷出。
6、什么是断层？
答.断层是指断裂面两侧岩层产生明显位移的构造变动
7、试述发生瓦斯煤尘爆炸时的避灾方法？
答：发生瓦斯爆炸时，灾区人员应沉着，不得惊慌，讯速判断冲击波袭来的方向，背向空气震动的方向，脸向下卧倒，用毛巾衣物遮住口鼻，皮肤减少烫伤，防止吸入大量高温有毒气体，迅速带好自救器沿惊进风侧撤离，位于回风侧的人员应迅速进入新鲜风流中沿避灾路线撤离。
8、煤与瓦斯突出的一般规律
1）大量突出资料的统计分析表明，突出的发生一般具有以下规律： 2）突出发生在一定的采掘浓度上，并随开采深度增加，危险性加大。3）突出煤层的突出危险区域呈带状分布。
4）突出与构造关系密切。突出多发生在地质构造附近，如：断层、褶曲、扭转和火成岩侵入区。5）石门揭煤突出危险性最大，突出煤层上山掘进比下山掘进危险性大。6）大多数突出发生在放炮和风镐落煤过程中。7）突出具有延期性。
9、压风自救系统的要求是：
(1)压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；
(2)压风自救系统应设置在距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统；
(3)每组压风自救系统一般可供5～8个人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。
10、煤与瓦斯突出的危害有哪些？
答：破坏巷道、设备、系统，冲击伤人、煤流埋人，造成人员窒息，引起瓦斯、煤尘爆炸，延误生产等。
11、什么是煤与瓦斯突出﹖
答：在地应力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤岩和瓦斯由煤体或岩体内突然向采掘空间抛出的异常动力现象。
12、什么是保护层？ 答：在突出矿井开采煤层群条件下，须先开采的，能消除或削弱相邻煤层的突出危险性的煤层叫保护层。
13、什么叫瓦斯喷出？
答：从岩石或煤体裂隙和孔洞中突然大量放出瓦斯的现象称为瓦斯喷出。
14、选择保护层应遵循什么原则？
答：1）优先选择无突出危险的煤层作为保护层。
2）矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层。3）应优先选择上保护层；选择下保护层开采时，不得破坏被保护层的开采条件。
15、影响煤与瓦斯突出的主要因素是什么？ 答：地应力、瓦斯潜能、煤的物理力学性质
16、突出矿井的入井人员必须携带哪种自救器？ 答：隔离式自救器。
17、WTC操作中的注意事项是什么？ 答.1.下井前对仪器认真检查，测量前要预热二十分钟。2.预测钻孔应布置在软分层中3.取样到开始测量时间不应小二分钟，样本定量要严格。4.正确输入采样时间和采样深度。5.测定过程中不能按复位或主机电源键。6.充电器，打印机禁止井下使用。
18、TWY突出危险预报仪的主要用途及适用范围？
答：仪器主要用于煤与瓦斯突出预测预报。同时，具有钻孔瓦斯连续流量功能,可用于钻孔自然流量测定，排放钻孔有影响半径考察等。
19、TWY型号的组成及其代表意义？ 答.Ｔ：突出 Ｗ：危险 Ｙ：预报仪。20、TWY适用环境条件？
答.环境温度 0～40℃
贮存条件-40℃～60℃
相对湿度≤95％
大气压力 80kPa～110kPa
21、钻屑指标法操作过程中影响Smax的因素？
答： 1.钻杆弯曲或连接处活动厉害造成钻进时钻杆颤动 2.进钻时煤电钻把不稳产生剧烈抖动。3.打眼时每米钻进推拉次数差异较大。4.收集钻屑时不完全。5.风筒离迎头较近，排出钻屑被风吹走过多。6.每米钻进速度不一致。
22、预测钻孔施工中的要求有那些？
答.1.打钻前注意观察周围安全状况和顶板煤壁的安全情况，打钻时颈部不得系毛巾，防止袖口衣服缠带钻杆上。2.煤巷预测孔应布置在软分层中。3.打钻时钻孔直径42mm，速度控制在1m/min左右，每1米测一个钻屑量并按规定测K1或qm。4.施工中发现异常，立即停止工作撤出人员，汇报调度所。
23、煤与瓦斯突出的安全防护措施包括那些内容？
答：煤与瓦斯突出的安全防护措施包括石门揭穿煤层时震动放炮，采掘工作面的远距离放炮，建立避难所，反向风门，压力自救系统，急救袋和佩戴隔离式（压缩氧和化学氧）自救器等。
24、突出危险区设置反方向风门必须遵守那些规定？ 1.反方向风门必须设在石门掘进工作面得进风测； 2.必须设置两道牢固可靠的反方向风门；
3.放炮时风门必须关闭，对通风门墙得风筒，必须设有防逆流装置，放炮后，救护人员和安检人员进入检查时必须把风门打开顶牢；
4.合理确定反方向风门距工作面得距离和反方向风门得组数。
25、如何佩戴使用隔离式（化学）自救器？
答：1.翻开皮套，开启扳手； 2.去掉可外客； 3.带上夸带； 4.提起口具并立即带好；5.加好鼻子； 6.调好挎带，去掉下外壳； 7.系好腰带； 8.佩戴完毕，退出灾区。
26、发生煤与瓦斯突出事故时矿工自救避灾方法是什么？
答：当发生煤与瓦斯突出预兆时，要立即停止工作，撤离工作面，迅速报告调度室，当煤与瓦斯突出时，所有灾区人员要以最快速度佩戴上隔离式自救器，沿着新鲜风流方向迅速向井口撤离，若无法撤离灾区，应立即进入避难峒室或压风自救袋内，将压风自救阀打开，把供气戴套紧，防止高浓度瓦斯进入，造成人员窒息死亡，躲避待救，入在回风巷重要关闭隔离门。
27、煤与瓦斯突出的基本特征有哪些？
答：1.突出的煤向外抛出的距离较远，具有分选项现象； 2.抛出的煤堆积角不小于煤的自然安息角；
3.抛出的煤破碎程度较高，含有大量的煤块手捻无粒感的煤粉；
4.有明显的动力效应，破坏支架，推到矿车，破坏和抛出安装在巷道内的设施；
5.有大量的瓦斯（二氧化碳）涌出，瓦斯（二氧化碳）涌出量远远超过突出煤的瓦斯（二氧化碳）含量，有时会使风流逆转；
6.突出空洞口小腔大的梨形，蛇形，倒瓶形以及其他的分岔形等。
28、简述石门揭煤的几个步骤。
答：第一步，石门距煤层底（顶）板法距20m时，编制揭煤设计报集团公司批准； 第二步，石门距煤层底（顶）板法距10m时，施工前探测压孔；
第三步，石门距煤层底（顶）板法距7m时，施工消突措施孔，并进行消突评价； 第四步，石门距煤层底（顶）板法距5m时，区域验证；
第五步，石门距煤层底（顶）板法距2m时，做最后验证，并执行远距离放炮，直到揭煤结束。
29、煤与瓦斯突出强度划分
答：根据每次突出的煤（岩）量，以吨为单位，把煤与瓦斯突出划分为个等级：（1）小型突出：强度<50吨/次；（2）中型突出：强度50-90
吨/次；（3）次大型突出：强度100-499吨/次；（4）大型突出：强度500-999吨/次；（5）特大型突出：强度≥1000吨/次。
30.煤层瓦斯含量分为：瓦斯损失量W1、常压瓦斯解吸量W2、粉碎瓦斯解吸量W3和残存瓦斯量Wc。31.直接法瓦斯含量井下解吸的步骤？
①煤样取出后快速封入煤样筒，封入煤样筒煤样选取粒径较大且质量大于500g，然后将煤样筒出气嘴用乳胶管与井下解吸仪连接。②煤样筒与井下解吸仪连接前准确读初值，井下解吸仪液面（凹液面）刻度并作记录作为初始刻度，连接瞬间待气体涌出后迅速读取液面刻度并打开秒表计时。③然后每一分钟读取液面刻度一次，直至1min的解吸量少于2mL时即可停止解吸。④若解吸过程中解吸瓦斯体积达到井下解吸仪最大量程85%时，关闭煤样筒阀门重新给井下解吸仪灌水后再开启煤样筒阀门按照①操作步骤继续解吸，并将换水时间内的累加解吸量平均分配到换水时间上或开着煤样筒阀门将达到井下解吸仪最大量程85%前一分钟的量向后累加灌水所用时间后按①操作步骤继续解吸；⑤井下解吸瓦斯量数据用以推算瓦斯损失量W1；井下解吸结束后解吸仪读数终值与初始刻度读数之差即为井下瓦斯解吸量W21。所读读数务必做好记录填入相应已准备的表格。⑥解吸完毕后关闭煤样筒阀门，并放入清水中进行煤样筒气密性检测，若出现漏气现象则该样作废，若无漏气现象则放置一旁，待升井时一同带入实验室。
32.（1）将瓦斯解吸过程中得到的每次解吸量读数换算为标准状态下体积：
Vt=273.2p10.00981hWp2Vt
101.3273.2TW式中：字母的含义？
V——换算为标准状态下的气体体积，单位为立方厘米（cm3）； ； Vt——t时刻时电子称读数，单位为克（g）或立方厘米（cm）
； p1——大气压力，单位为千帕（kPa）
； TW——水罐内水温，单位为摄氏度（℃）
3； hW——水罐内水柱高度，单位为毫米（mm），单位为千帕（（kPa）p2——TW时水的饱和蒸汽压（参见附录H）33.XX0X1X2X3X4
式中：字母的含义？
X——煤样瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）；
； X0——煤样损失瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）
； X1——煤样井下解吸瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）
； X2——煤样粉碎前脱气瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）； X3——煤样粉碎后脱气瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）。X4——不可解吸瓦斯量，单位为立方厘米每克（m3/g）34.直接法瓦斯含量：井下煤样解吸瓦斯测试记录程序是什么？
1、记录人员应事先将电子称安放平稳，将充满清水的水罐放于电子称上，准备好记录表格和笔。
2、当接到煤样罐和秒表后，胶管一段插入煤样罐的快速接头，另一端连水罐，电子称读书稳定后，记录初始水罐重量读数。
3、打开煤样罐阀门，刚开始每隔1分钟读取电子称的读数，连续观测60 min 或解吸量小于2cm3/min 为止，关闭煤样罐阀门；
4、将煤样罐安全送到地面实验室。
35.直接法瓦斯含量：地面粉碎煤样解吸瓦斯操作程序是什么？
1、粉碎前检查粉碎机的出气管、垫圈，如有破损及时更换，并将粉碎罐和O型密封圈清洗干净。
2、地面解吸瓦斯实验做完后，快速打开煤样罐盖，取出200～400煤样，称重记录后，装入粉碎罐内。
3、将容器放在粉碎机上，盖上粉碎机盖子，并将压盖拧紧。将粉碎机的出气胶管与水瓶的进气口连接好。打开水瓶的阀门，记录初始水瓶读数。
4、选择合适的振动频率，关闭粉碎机盖，打开开关，同时按下秒表，粉碎机开始振动粉碎煤样并脱气，然后按秒表指示的分钟整数时刻，每隔1分钟读数，记录时间（min）和水瓶的读数(ml)。
综合防突技术 篇6
统计数据显示,相关案例当中,石门工作面揭穿突出煤层时发生煤与瓦斯突出的次数排在首位,特别是在复杂地质环境中,近距离突出煤层群赋存环境中的事故最为频繁。该环节当中,考虑到该种煤层群赋存条件具有自身的独特之处,应用综合防突方法的时候,一定要认真分析联合消突问题,同时还需要兼顾由于揭煤距离长、煤层厚度大导致的一次揭煤不能成功等诸多问题。所以,相对于一般的石门揭煤来说其中引发突出的概率较高,防突措施具有较高的难度,在很大程度上影响到煤矿的采掘部署。因此,某矿在具体的实践中,应用各种综合技术进行防突,实现非常不错的效果,确保了揭煤的安全性。
1矿井与揭煤工作面简介
某矿井田为单斜构造,煤层为东北倾向,倾角大小处于20°~46°范围内。其中具有七层可采煤层,厚度平均为30.01m,薄煤层是9号和13号,中厚煤层是3号和8号,厚煤层是4号、5号和10号。现阶段,煤矿已经掘进到第三水平的煤层。本文选择的揭煤工作面处在煤矿该煤层南部采区范围内,其中,巷道标高处在+896.656m~+902.797m范围内。该石门的开口位置处在上83集中巷上,掘进的时候必须依次穿过的煤层是5号、4号,预计揭露上述两者的厚度依次是4.9m和5.9m,层间距大约为5.2m。按照周围区域煤层瓦斯测定数据显示,上述两者的最大瓦斯含量依次是8.49m3/t和9.27m3/t。鉴定结果表明,上述两个煤层在+898.8m~+968m范围存在突出危险性。
2地质及层位超前探测
石门揭煤的时候,一定要超前探测地质与煤层赋存状况,以此来获得揭煤区域煤层相关参数,例如倾角、厚度、瓦斯等状况,从而为防突部署工作创造条件。
按照《防治煤与瓦斯突出规定》有关规定,预计掘进到离5号煤层法向10m的时候布置前探钻孔,来开展相应的超前探测,安排前探钻孔三个,分别分布在石门上方以及左右位置,钻孔孔径大小为75mm,每一个钻孔都需要将5号与4号煤层穿透,同时还必须进入后者顶板至少0.5m。施工前探钻孔的时候需要认真对各个相关数据进行记录,当施工到每一个煤层的时候进行取样,然后对其中的瓦斯进行测定。
根据探测数据我们发现,地质构造相对简单,某些地方或许有地层产状变化。按照取心记录数据,上述两者的厚度依次是4.7m与5.7m,倾角为29°,两者间距为5.5m。通过前探钻孔依次测量出两者最大瓦斯含量依次是6.197m3/t,7.665m3/t,由此得出瓦斯压力依次是1.39MPa与1.19MPa,两者都大于《防治煤与瓦斯突出规定》上限。不仅如此,前探钻孔施工穿过煤层的时候,都发生了一定的夹钻、顶钻问题,由此说明两个煤层存在着突出危险性。
3区域预抽联合消突技术
按照煤层赋存与地质构造探测数据,两个煤层存在着一定的突出危险性,一定要选择相应的区域防突方法。因这次揭煤必须依次将上述两个煤层揭穿,煤层间距相对较小,厚度较大,同时较为松软,为有效防止在揭5号的过程中由于采动扰动而导致两个煤层发生突出,应用区域防突方法的时候一定要全面兼顾对两个煤层实施相应的联合消突。按照采掘部署,同时考虑瓦斯赋存状况,此处我们设计对两个煤层实施穿层钻孔联合预抽方法,具体的钻孔设计见图1。
第一,工作面与5号煤层法向距离为7.0m的时候结束掘进,于两帮位置安排两个抽采钻场,其长、高、深度分别是5m、3.6m与4m。在抽采钻场向两个煤层开设穿层预抽钻孔,在此基础上,对两者的瓦斯进行联合抽采。钻孔终孔间距6.0m,一定要完全将煤层穿过,同时进入顶板长度超过0.5m,控制巷道轮廓线外四面的区域都是12m,并且保证控制区域的外边缘至轮廓线距离在5m以上。
第二,通过钻机(ZDY3200S型)来开凿钻孔,开始的孔径大小为112mm,终孔孔径大小为93mm,封孔长度是8m,具体通过机械封孔法来进行,然后将抽采管道接入进行连抽,同时对抽采参数进行记录。
第三,选择区域联合消突方法之后,务必统计抽采量,另外注意瓦斯含量等指标,来对效果进行评估,然后根据《防治煤与瓦斯突出规定》相关制度,开设合适的检验钻孔,然后对残余瓦斯含量进行测定,通过这种方式来检验效果,经过检验之后要是发现没有突出危险,那么就能够接着掘进,要不然接着实施防突方法一直到取得良好的效果为止。
4渐进式石门揭煤技术
当掘进到距5号底板5m到穿过4号的顶板2m区间的时候,都是揭煤过程。为有效控制该过程,我们通过渐进式石门揭煤技术来进行,具体来说,也就是把揭穿两个煤层分成六个不同的步骤,依次在5号法向距离为2m和5m之处、过煤门阶段以及离4号法向2m和5m之处、过煤门阶段的时候,设置预测钻孔,具体利用钻屑指标法,预测参数没有异常的时候才能够接着掘进,同时设置合理的预测超前距。掘进的时候,认真按照“边探边掘、先探后掘”基本原则进行,充分把握煤层层位。
5超前支护措施
揭煤过程中,因煤层厚度大,并且相对松软,常常导致巷道难以支护、顶板破碎等问题,特别在过煤门阶段,或许发生煤体垮落、漏顶造成的瓦斯动力现象,对于安全掘进产生制约。所以,一定要切实强化支护,认真按照浅掘浅支、超前支护等方法进行。掘进到离5号法向距离10m的时候,不再进行掘进,同时尽快将顶帮初喷封闭。揭煤之前,工作面离煤层法向距离2m的时候,通过“锚网索棚”方法来对巷道进行支护。揭露煤层过程中,掘进施工从岩石逐渐进入到煤,岩性不断变软,层理发育,非常容易冒落、脱层,需要尽快支护顶板,并且初喷与掘进面紧紧相随,尽快将揭露的煤层封闭,避免发生脱层,防止发生冒顶事故。
6效果分析
应用联合抽采方法之后,抽采率为51.9%,用时为70天。通过检验区域措施效果发现,5号的最大瓦斯含量已经从最初的8.49m3/t减小至5.58m3/t,另一方面,4号则从最初的9.28m3/t减小至5.57m3/t。取得既定的效果。掘进到距5号、4号法向距离5m与2m的时候,依次实施两次预测,预测最大钻屑瓦斯解吸指标K1值依次是0.20与0.18,处于正常范围内。而过煤门阶段,预测主要通过钻屑指标法,实测K1依次是0.08与0.11,最大钻屑量S值依次是4.7kg/m和2.7kg/m,都处于安全区间之中,远距离爆破揭煤阶段没有发生异常现象,实测最大回风瓦斯含量是0.8%。揭煤过程中,层位改变不明显,未发现大型地质构造,利用超前探测等一系列的方法,使施工有序推进。从距5号法向距离5m位置起揭煤,一直到穿过4号顶板2m为止,用时为47天。
7结束语
本文利用一系列的综合防突方法,全面确保了工程的有序推进,避免了整个施工过程中出现煤与瓦斯突出现象,迅速、安全地将煤层揭开。
参考文献
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综合防突技术 篇7
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.
综合防突技术 篇8
天荣煤炭公司主要是开采内蒙古二道岭矿区无烟煤资源的煤炭企业，下有天荣公司煤矿、三四号井、五号井、六七号井，井田资源储量为3.96亿吨。
天荣公司煤矿原属高瓦斯技改矿井，从2008年3月开始按照高瓦斯矿井进行技术改造。井田内共含煤11层，可采煤层为四层，自上而下分别为一煤、二1煤、二2煤及四煤。由于原地质资料显示一煤层不可采，因此初步技改设计将二1煤作为布置首采工作面的煤层。2008年9月在掘进二1煤2102准备工作面巷道时，发现有顶钻、抱钻现象，随后委托煤科总院沈阳研究院对天荣公司煤矿井田煤层进行了突出危险性鉴定，鉴定结果显示在1577水平以下四层煤都具有突出危险性，煤层透气性系数λ依次为7.986、2.535、6.833、3.826，瓦斯压力为1.2、1.1、1、1.2MPp，瓦斯含量为15.969、14.78、14.87、17.064m3/t，属低透气性较难抽放煤层。因煤层具有突出危险性，矿井升级为“双突”矿井，对初步设计进行修改，将原首采二1煤变为一煤。根据《防治煤与瓦斯突出规定》，天荣公司决定调整原有开采布署，利用开采一煤来解放二1煤，并采用预抽煤层瓦斯措施进行区域防突，掘进工作面严格按照“四位一体”局部防突措施进行施工。
2 区域防突措施
2.1 开采解放层
开采保护层是最有效的区域性防突措施。根据天荣公司煤矿煤层赋存状况，优先选择开采上保护层，即首先选择一煤作为保护层开采（图1）。
2.2 预抽煤层瓦斯
在煤层顶底板岩巷或煤巷中，向煤层打穿层孔或者顺层孔，封孔后接入抽放管路进行抽放。预抽煤层瓦斯不仅是防治突出发生的有效手段，也是解决工作面瓦斯超限的根本措施。
2.2.1 利用钻场进行钻孔施工
由于一煤层较软，在本煤层中布置钻孔易喷孔、塌孔且成孔率低，为了能保证施工长钻孔的成孔率，在一煤顶板岩层中施工瓦斯钻场，利用定向钻机向一煤施工羽毛状钻孔，钻孔施工完成后接入抽放管路进行抽放。
根据沈阳研究院提供的《天荣公司煤层参数测试报告》，煤层瓦斯抽放半径为5米，设计钻孔孔底间距为10m，孔径为95mm，孔深大于80m，如图2所示。
一煤工作面大部分可利用定向钻机进行钻孔施工，局部盲区采用ZDY4000S和1900钻机进行补打，最终覆盖全工作面。
2.2.2 利用已形成的下部二1煤层运输、回风顺槽向上施工一煤钻孔
突出危险性鉴定之前，按原初设1627———1577水平二1煤首采工作面已经形成。按照修改后初设，首采面为一煤，为了尽快将一煤工作面瓦斯抽放至规定值以下，从二1煤工作面运输及回风顺槽向上部一煤施工穿层钻孔进行瓦斯抽放，如图3。
设计钻孔在二1煤工作面运输及回风顺槽内，每5m一个钻场，沿巷道断面呈扇形向一煤施工穿层孔，钻孔孔底间距为10米，以达到瓦斯抽放半径为5m的目的。所有钻孔以穿透一煤顶板1m为宜，钻孔施工完成后封孔联网进行瓦斯预抽。
2.2.3 利用已形成的上部二1煤层运输、回风顺槽向下施工二2煤钻孔
为减少瓦斯预抽时间和保证正常采掘接续，对掘进二2煤工作面顺槽提前进行消突。设计在技改期间，利用上部已经形成的二1煤运输、回风顺槽对二2煤层工作面运输、回风顺槽条带瓦斯提前施工钻孔进行预抽，以减少将来二2煤工作面防突工作量，如图4。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》中瓦斯抽放钻孔必须施工至回采巷道外侧至少20m的规定，二1煤顺槽向二2煤工作面运输及回风顺槽的钻孔也必须施工至二2煤工作面运输顺槽下帮和回风顺槽上帮20m外，施工完毕后，联网进行瓦斯预抽，以达到降低二2煤运输及回风顺槽条带瓦斯含量和消突的目的。
3 局域防突措施
3.1 煤巷掘进
3.1.1 掘进工作面突出危险性预测
按《防突规定》要求，采用钻屑指标法进行煤巷掘进工作面突出危险性预测，测定钻屑瓦斯解吸指标△h2、钻屑量S。
预测方法：在工作面选择软分层打2个直径Φ42mm、深度不小于8m预测钻孔，钻孔采用煤电钻或风动电钻施工。
预测钻孔布置：两边钻孔开孔距巷帮0.5m，终孔控制巷帮2m，与巷道夹角15°，如图5所示。钻屑量S使用弹簧称进行测量，从第2m开始，每1m钻孔进行测量一次。钻屑解吸指标每打钻2m测定一次。2个孔共测定14个钻屑量和8个解吸值，且以最大值为准。
测定标准为：钻孔瓦斯涌出初速度在3L/m.min以下、钻孔钻屑量2.5 Kg/m以下、瓦斯解析值150Pa以下方可采取安全防护措施进行掘进。当预测所有指标小于上述要求可以掘进；当任一指标大于上述要求，必须采取防突措施。
3.1.2 防治煤与瓦斯突出措施
根据天荣公司煤矿的具体情况，采用超前卸压钻孔防突措施（如图6）。利用MK-3型（150型）钻机沿掘进方向施工5个钻孔，设计钻孔深度为30m。钻孔控制到巷道轮廓线外3m，钻孔有效排放半径取1m。
3.1.3 防治突出措施效果检验
效果检验的方法与预测方法相同，如果效果检验测定的14个钻屑量和8个解吸值中，有任何一个值超过上限，均不能掘进，必须采取补充措施；只有测定的所有值均不超过规定，可以向前掘进20m后，继续进行下一循环校检与掘进工作，当掘进到距超前卸压钻孔孔底10m时，停止掘进，完成一个措施循环。按此方式，直至巷道施工完毕。
3.1.4 补充防治突出措施
当效果检验指标大于公司规定指标，检验所采取的防突措施无效，采取补充防治突出措施。将施工的5个防突措施孔进行封孔联网，采用Φ160mm抽放管与Φ355mm抽放干管路连接，由地面瓦斯抽放泵进行抽放。
抽放一段时间后，重新进行措施效果检验，若所采取的补充防突措施无效，继续进行抽放。直到补充防突措施有效，检验工作面无突出危险性时，方可采取安全防护措施进行掘进作业。
3.2 石门揭煤工作面防突措施
3.2.1 石门工作面突出危险性预测
在石门掘进工作面距煤层法线距离10m处沿巷道掘进方向施工两个前探钻孔，充分掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况。当石门掘进工作面掘至距煤层法线距离5m，停止掘进，在工作面施工3个测压钻孔。钻孔孔径准75㎜，钻孔深度以穿透煤层全厚见顶板0.5m为止，钻孔终孔位置控制到巷道轮廓线以外2m。如图7所示。
对已打好的三个钻孔采用聚胺脂配合水泥砂浆封孔，封孔长度6米，确保封孔质量。封孔24小时后安装压力表，测压时间不少于3天，待压力表稳定24小时不再变化时读取数据。当压力大于等于0.74MPa时，煤层具有突出危险性。当压力小于0.74MPa时，无突出危险性。
3.2.2 防治煤与瓦斯突出措施
若煤层瓦斯压力大于等于0.74Mpa时，在工作面施工6个抽放钻孔（如图8），与测压钻孔一同联网到Φ355抽放支管上，由地面瓦斯抽放泵进行瓦斯抽放，以消除煤层瓦斯压力的威胁。
3.2.3 防治突出措施效果检验
经过计算，当钻孔控制范围内煤层中瓦斯抽放量达到30%以上，重新施工3个测压孔进行封孔测压，进行效果检验。当压力大于等于0.74MPa时，所采取的防突措施无效，继续进行抽放。直到防突措施有效，检验工作面为无突出危险工作面，方可采用远距离放炮安全防护措施进行掘进作业。
4 结论
天荣煤炭公司研究探索了符合矿井实际的防突方法，实施了“从区域到局部”和“从穿层到顺层”的综合治理瓦斯的立体抽放方法，对低透气性多煤层，在地质构造复杂、煤层赋存不稳定的条件下，严格按照防突规定，做到“不掘突出头，不采突出面”，收到了良好的防突效果。
摘要：低透气性煤层防治煤与瓦斯突出一直是困扰此类矿井安全生产的主要问题。内蒙古阿拉善盟天荣煤炭有限责任公司(下称天荣煤炭公司)防突技术人员通过不断探索,研究总结了符合本矿井实际的防突方法,实施了从区域到局部和从穿层到顺层的综合治理瓦斯的立体抽放瓦斯方法,收到了良好的防治煤与瓦斯突出效果。
关键词：综合防突措施,多煤层,低透气性,实践
参考文献
[1]防治煤与瓦斯突出规定,2009年版.
[2]天荣公司煤层参数测试报告.
三软突出煤层区域防突技术研究 篇9
1试验区概况
1.121采区概况
(1) 地质概况。
21采区位于大平井田东南部, 北与工业场地保护煤柱及16采区相邻, 南以周山逆断层上盘交面线和大冶塔湾联营煤矿边界为界, 西以±0 m煤层底板等高线为界, 西南以11采区边界为界, 东以马沟逆断层上盘交面线及井田边界为界, 采区南北宽约500 m, 东西平均长约1 400 m。该采区可采煤层为二1煤层, 根据21采区布置的钻孔揭露情况, 二1煤层顶板多为灰黑色泥岩及砂质泥岩, 底板为砂质泥岩、细—中粒砂岩。煤厚1.71～13.14 m, 平均8.19 m, 其变化规律为向斜轴部较厚, 两翼变薄, 北翼大于南翼, 沿向斜轴部钻孔煤厚呈厚薄相间的变化趋势。
(2) 瓦斯地质。
根据二1煤层瓦斯测定结果, 21采区区内煤的可燃基 (纯煤) 瓦斯含量5.73～13.82 mL/g, 平均10.04 mL/g;原煤瓦斯含量4.39～12.02 mL/g, 平均8.49 mL/g;原煤解吸瓦斯含量0～7.48 mL/g, 平均3.99 mL/g。
由于该区处于大冶向斜的倾伏端, 煤层埋藏较深, 煤厚变化大, 加之周山逆断层、马沟逆断层等断层带透气性差, 造成该区煤层瓦斯含量高, 瓦斯压力大, 煤与瓦斯突出的危险性较大。
1.221061工作面概况
(1) 地质概况。
21061工作面北部为工业场地保护煤柱, 与21采区上部轨道、胶带、回风3条下山相接;南部相邻已回采的11312工作面, 西部与东部为21采区尚未开采区域。
21061工作面掘进范围内地质构造简单, 掘进范围内穿过大冶向斜轴部并在两翼附近掘进, 断裂构造不发育, 煤厚、煤层倾角变化不大, 煤厚5.0～8.5 m, 煤层倾角14°～25°。对该区影响较大的构造为大冶向斜, 该向斜轴向近东西, 向东倾伏, 延伸长度大于4 km, 倾角8°～15°, 轴面近直立。
(2) 瓦斯地质。
根据郑煤集团瓦斯研究所编制的大平矿瓦斯地质图以及郑煤集团通[2009]31号文件《关于大平煤矿矿井瓦斯地质图的批复》中有关规定, 21061工作面运输巷、回风巷掘进区域煤层瓦斯含量大于7 m3/t, 该掘进区域按突出危险区进行管理。
2底板抽放巷设计理念
2.1设计原则及意义
在距煤层15～20 m的底板岩石内施工底板抽放巷, 若底板岩石较破碎, 需适当增加距离, 距工作面运输巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。底板抽放巷巷道规格为3.0 m (高) ×3.5 m (宽) , 采用锚喷网半圆拱支护。
回采工作面施工的煤层底板抽放巷可以解决工作面掘进过程中的瓦斯及煤与瓦斯突出问题, 提高掘进速度, 还可在掘进工作面预抽的同时施工回采工作面穿层预抽钻孔, 对工作面进行区域消突和瓦斯治理。
2.2施工工序
在运输巷、回风巷煤巷掘进施工前, 先施工底板抽放巷, 进行掘进工作面的打钻卸压和抽放消突, 煤巷掘进工作面预抽时间必须确保不少于2个月。在底板抽放巷施工过程中, 必须制定专项措施, 确保巷道与煤层空间相对位置的准确。
2.3预抽钻孔设计
2.3.1设计原则
21采区所在二1煤层为可以抽放煤层, 根据《矿井瓦斯抽放管理规范》第28条规定“当采用穿层钻孔抽放时, 钻孔见煤点的间距可参照下列数据:容易抽放煤层15～20 m;可以抽放煤层为10～15 m;较难抽放煤层为8～10 m”。当采用顺层钻孔抽放时, 吨煤钻孔量见表1。
根据上述要求设计底板预抽钻孔, 结合现场实际情况, 回采工作面预抽钻孔见煤点控制在10 m, 吨煤钻孔量控制在0.03 m以上。为提高掘进速度和瓦斯治理效果, 掘进工作面巷道两帮5 m范围内, 钻孔见煤点间距控制在5 m以内。钻孔设计如图1所示。
回采工作面按切巷110 m (斜距) 、煤厚7.0 m、煤层倾角18°、走向长500 m进行计算, 该工作面底板预抽钻孔总深60 900 m, 其中煤孔深为20 200 m, 煤层瓦斯储量为391万m3。达到消突需预抽瓦斯量为117.3万m3, 预抽量按3 m3/min计算, 该工作面完全消突预抽时间为9个月, 1个采面按4部钻机 (2 000 m/ (月·台) ) 计算, 则抽放巷必须提前16.6个月完成。
在21采区第1个工作面施工完后, 采面底板抽放巷可以为下一个工作面的中、上部预抽服务, 以减少岩孔的施工量, 提高经济效益和钻孔利用率。
2.3.2钻孔施工
底板预抽钻孔采用ZYG-150型及其他型号的抽放钻机施工, Ø50 mm钻杆, Ø75 mm及以上钻头, 直接在抽放巷帮上开孔进行施工。钻孔穿过煤层打到煤层顶板以上0.5 m。施工完1个钻孔后, 随即利用Ø115 mm钻头扩孔5 m。
2.3.3封孔抽放
每打完1个抽放钻孔, 先用CF-2型机械快速封孔器进行封孔, 并连接到集流器上抽放。在打完1组钻孔后, 抽放钻孔改用聚氨酯和6 m (3 m+3 m) Ø40 mm埋管进行永久封闭, 封孔深度不少于5 m, 里段留1 m花管进行抽放。
2.3.4抽放监控
在集流器上每个钻孔支管连接处安装阀门和孔板流量计, 用于测定单孔瓦斯浓度和单孔瓦斯抽放量。
2.3.5钻孔报废
当预抽钻孔流量突然增大或瓦斯浓度小于5%时, 将该钻孔关闭停止抽放。
3施工技术分析
3.1底板抽放巷实际施工情况
21061工作面回风巷底板抽放巷2008年2月开口施工, 2008年11月施工完成, 距工作面回风巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。
21061工作面运输巷底板抽放巷2008年9月开口施工, 2009年4月施工完成, 距工作面回风巷水平投影距离为15～20 m (中—中) 。
2条巷道内抽放钻场规格均为3.2 m (高) ×3.2 m (宽) , 采用锚喷网半圆拱支护。
3.2抽放效果
由于21061运输巷底板抽放巷钻孔施工时间较短, 抽放时间较短, 考察效果不明显, 故重点对21061回风巷底板抽放巷抽放情况进行了考察。
(1) 钻孔数量。
共施工抽放钻孔642个, 因有水或瓦斯浓度低关闭175个, 现实际抽放467个。其中1#钻场21个, 2#钻场25个, 3#钻场35个, 4#钻场35个, 5#钻场35个, 6#钻场35个, 7#钻场35个, 8#钻场35个, 其余为巷帮钻孔。
(2) 钻孔进尺。
平均见煤岩孔长40 m, 平均穿煤长15 m。21061回风巷底板抽放巷钻孔总进尺35 310 m, 其中岩孔25 680 m, 煤孔9 630 m。
(3) 瓦斯抽放量。
Ø300 mm孔板流量计平均浓度为7%, 平均流量9.932 m3/min, 最早钻孔于2008年3月15日施工, 从4月开始计量, 截至2009年11月底, 共抽放瓦斯740 584.26 m3。掘进期间瓦斯浓度曲线如图2所示。
(4) 掘进进尺情况。
21061运输巷、回风巷从2009年7月开始掘进, 7月回风巷完成掘进进尺32.0 m, 运输巷完成进尺37.0 m, 8月回风巷完成掘进进尺58.0 m, 运输巷完成掘进进尺29.0 m, 9月回风巷完成掘进进尺41.9 m, 运输巷完成掘进进尺38.5 m, 10月回风巷完成掘进进尺89.9 m, 运输巷完成掘进进尺33.4 m, 11月回风巷完成掘进进尺67.0 m, 运输巷完成掘进进尺32.0 m。
(5) 技术指标分析。
从21061运输巷、回风巷掘进期间瓦斯浓度对比曲线可以看出, 21061运输巷掘进期间瓦斯浓度明显比21061回风巷掘进期间瓦斯浓度要高, 而且从近5个月掘进进尺情况可以看出, 21061 回风巷掘进进尺也明显比运输巷掘进进尺要高。有突出危险性掘进工作面未采取底板抽放巷措施时, 煤巷掘进工作面掘进进尺为25～30 m/月, 并且在掘进过程中经常出现瓦斯异常涌出的现象。在采取了区域防突措施后, 进尺已有了明显提高, 最高时达到89 m/月, 进尺比未采取区域防突措施的煤巷掘进工作面提高了近2倍, 同时掘进期间瓦斯浓度明显降低。
4效益分析
(1) 安全效益。
在采取了底板抽放巷抽放措施后, 在突出危险掘进面前方形成一个预抽卸压带, 使掘进工作面突出危险性得到有效降低, 提高了掘进工作面安全系数;同时利用底板抽放巷对回采工作面煤层瓦斯进行预抽, 提前对回采工作面消突和降低回风巷道内瓦斯浓度, 保证了工作面实现安全回采, 为职工创造安全工作环境。
(2) 经济及社会效益。
在进行了底板抽放巷施工后, 突出危险掘进工作面的进尺明显提高, 月进尺提高近2倍, 可节约资金1 000元/m, 月节约资金30 000～40 000元, 同时使采掘接替紧张局面得到有效缓解, 为矿井实现可持续发展创造有利条件。
5存在问题及改进方向
5.1存在问题
(1) 从瓦斯浓度曲线以及掘进进尺情况可以看出, 21061运输巷、回风巷虽然在采取区域防突措施后掘进进尺得到了明显提高, 但当前掘进进尺完成情况还无法满足矿接替计划需要, 尤其21061运输巷掘进进尺相对偏低。究其原因, 是21061运输巷底板抽放巷施工到位时间与21061运输巷开口时间相距过短, 无法实现足够的预抽时间, 所以掘进期间出现预测预报指标超标及瓦斯异常现象较为频繁, 影响了掘进进尺的提高。
(2) 由于大平煤矿是集团公司率先采取底板抽放巷措施的矿井, 并无经验可循, 在投入大量资金及人力、物力后, 施工的底板抽放巷目前并未达到理想效果, 仍需采取局部防突措施进行补充。
5.2改进方向
(1) 必须保证底板抽放巷有足够的抽放时间, 21061回风巷底板抽放巷抽放时间比运输巷抽放巷抽放时间多近半年时间, 所以21061回风巷掘进进尺相对运输巷要高很多。
(2) 在采取了底板抽放巷措施后, 应对底板抽放巷抽放效果进行详细考察, 在确保安全的前提下, 应逐渐减少局部措施采取次数, 增加掘进时间, 保证实现快速掘进。
6结语
通过采取底板抽放巷预抽煤层瓦斯措施, 不但解决了与煤层近距离接触式消突及瓦斯治理措施执行过程中的危险性, 而且有效提高了突出危险掘进面的单进及工效, 为矿井实现长治久安创造了有利条件。
摘要：为了有效防治三软突出煤层突出危险性, 对大平煤矿21采区煤层采取区域防治煤与瓦斯突出措施, 利用底板抽放巷施工穿层预抽钻孔以及水力冲孔措施, 提前对煤巷掘进工作面掘进区域煤层瓦斯进行预抽, 降低了突出危险掘进面的突出危险性, 保证了安全掘进, 有效提高了突出危险掘进工作面的单进水平。
超千米井筒深部揭煤防突技术 篇10
1 揭煤区域瓦斯地质情况
揭煤区域位于-735.7 m,周边主体构造为向斜构造,新副井位于背斜轴部附近。三矿开采情况表明:背斜轴部瓦斯涌出量明显大于两翼,瓦斯涌出量沿远离背斜方向大致呈线形关系递减。
根据三矿二1煤层瓦斯地质规律,煤层瓦斯含量与煤层底板标高关系表达式为W=-0.028 3H-1.872 1。经预测,新副井揭煤深度在标高-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t。
根据区域防突要求,井筒揭煤区域瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外12 m,井筒揭煤区域消突内覆盖的二1煤层地质储量为11 860 t。区域防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量130 460 m3。
根据局部防突要求,井筒揭煤瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外5 m,井筒揭煤局部消突内覆盖的二1煤层地质储量为3 473.4 t。局部防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量38 207.4 m3。
2 瓦斯抽放钻孔布置
2.1 区域瓦斯抽放钻孔布置
依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层法距7 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,区域综合防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外12 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距300 cm×300 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见区域方案设计(图1)。根据设计结果,抽放钻孔共10组,钻孔总数累计215个,岩孔长为2 669.4 m,煤孔长为1 991.9 m,总长为4 591.3 m。
经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.162 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。
2.2 局部瓦斯抽放钻孔布置
依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层最小法距5 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,局部防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外5 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距为200 cm×200 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见局部防突方案设计(图2)。根据设计结果,共布置抽放钻孔10组,钻孔总数累计193个,岩孔长1 913 m,煤孔长1 633 m,钻孔总长为3 546 m。
经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.47 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。
3 辅助增透
3.1 增透原因
由于三矿主采的二1煤层本煤层预抽效果较差,平均百米钻孔抽放量只有0.011 m3/min。如果只采用预抽实现区域防突,煤孔长1 991.9 m时钻孔瓦斯纯流量为0.22 m3/min,预抽瓦斯量130 460 m3需要428.5 d,约14.3个月(局部防突实现消突,煤孔长1 633 m时钻孔瓦斯纯流量0.18 m3/min,预抽瓦斯量38 207.4 m3需要147 d,约5个月),严重影响井筒进度,导致三矿深部开拓、准备滞后,不能满足生产需要,必须实施辅助增透,增加煤层透气性,提高瓦斯抽放效果。
3.2 增透技术选择
目前国内外煤层增加透气性技术主要是增加钻孔密度、深孔预裂爆破、水力冲孔、水力掏槽、水力挤出和水力压裂等[2]。由于井筒施工范围有限,增加钻孔密度就不能保证钻孔开孔距离,影响封孔效果和瓦斯抽放效果。相比较而言,深孔预裂爆破技术施工条件简单,适用于坚固性系数相对较高的煤层。
4 效果检验与区域验证
瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验[3],效果检验采用直接法测定煤层的残存瓦斯压力P。若煤层残存瓦斯压力P残<0.74 MPa,则说明瓦斯抽放有效;否则,补打抽放钻孔,增加抽放瓦斯时间,直至效果检验有效为止。在效果检验有效后,井筒可以继续掘进,当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。效果检验与区域验证结果见表1。
5 结论
(1)通过对三矿二1煤层瓦斯地质规律分析预测,三矿新副井揭煤深度-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t,瓦斯压力预测值为1.2 MPa。
(2)经计算,区域瓦斯抽放需要428.5 d(约14.3月),局部瓦斯抽放需要147 d(约5个月),耗时较长。采用深孔预裂爆破后,区域瓦斯抽放时间缩短为5个月,局部瓦斯抽放时间缩短为2个月,提高了施工效率。
(3)瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验,效果检验方法采用直接法测定,测定结果:残存瓦斯压力P残=0.63 MPa,瓦斯含量为7 m3/t。效果检验有效,井筒可以继续掘进。当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。验证结果:综合指标D=0.21,综合指标K=12,达到了防突要求。
参考文献
[1]国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社,2009.
[2]杨永琦.矿山爆破技术与安全[M].北京:煤炭工业出版社,1991.