高瓦斯区域（精选8篇）
高瓦斯区域 篇1
中国是世界上瓦斯与煤突出灾害发生最为频繁的国家之一。瓦斯突出矿区会随着开采深度的增加, 危险性会更加严重, 矿井瓦斯区域的瓦斯治理变得尤为重要。通过对瓦斯聚集区域形成的分析, 提高对瓦斯事故的防范, 加强对矿区瓦斯的治理和利用是煤矿企业面临的一个长久而且重要的问题。
1 矿井高瓦斯区域瓦斯治理的意义
随着我国工业的不断发展, 人们对煤炭的需求量越来越大, 导致煤矿企业对矿井的采掘强度和深度不断加大, 进而带来煤矿自然灾害越来越严重, 尤其是煤与瓦斯突出问题, 一旦发生, 后果不堪设想, 除了巨大的财产损失, 还会有一定的人员伤亡。我们进行煤与瓦斯突出预测研究的目的是用科学的知识和理论来指导煤矿管理人员采取合理的防突措施, 减少防突的工程量和时间, 保障采煤生产的顺利进行和井下工人的生命安全。一个性能优良的煤与瓦斯突出危险性预测系统能为企业和国家带来显著的社会效益和经济效益。但是, 目前对于煤与瓦斯突出预测的效果不尽如人意, 主要是因为影响突出的因素复杂, 监测的不连续及研究深度的局限性。
在中国能源结构中, 煤炭资源占一次能源的70%左右, 估计这个数据在未来几十年中不会有本质性的变化, 同时中国也是世界上瓦斯与煤突出灾害发生最为频繁的国家之一。不仅如此, 全国煤矿开采速度以每年大约十到二十米的数据延伸到深部, 有的时候甚至以接近五十米的速度向深部延伸。由此可见, 传统的煤与瓦斯突出矿区会随着开采深度的增加, 危险性会更加严重。因此, 矿井瓦斯区域的瓦斯治理变得尤为重要。
理论研究和煤层开采实践证明, 预抽煤层瓦斯和开采保护层是防治矿区瓦斯事故发生的有效区域性措施。在现有技术条件下, 为了有效防治煤矿区瓦斯事故的发生, 保护突出危险煤层的有效开采, 采取区域性瓦斯治理措施是一种非常有效地方法。
2 矿井瓦斯异常区域形成的原因
矿井瓦斯异常区域的形成有多方面的原因, 主要包括自然因素、人为开采采动、空区等等。现在对其成因分析总结如下:
2.1 岩浆岩侵入
在煤矿区, 若存在岩浆岩的浸入, 则一些热液气体会随之浸入煤层, 导致该区域产生高温高压并且煤层变质程度加重, 从而新生的甲烷气体大量生成, 聚集在透气性很低的岩墙附近形成甲烷富集区。
2.2 含煤岩系沉积
煤层是瓦斯的主要形成区, 而煤层的分布和赋存与聚煤区有密切的关系。研究表明, 煤层的原始分布由周围含煤岩的环境控制, 而聚集的煤层厚度是由沉积因素制约的。所以说, 影响瓦斯区域分布的一个重要原因是沉积环境。
2.3 断层
煤矿采集区地堑形构造, 造成了瓦斯的不易流动和释放。由于煤矿采集过程中, 绝大多数断层的密闭性较好, 所以瓦斯的排放条件不好, 这位瓦斯的局部富集提供了很好的条件。这种情况当收到采集的影响时, 聚集的瓦斯便会迅速向外释放造成瓦斯异常涌出。
矿井瓦斯异常区域的形成还受很多因素影响, 比如采矿采空区的影响、水纹地质条件的影响等等, 在这里不一一做详细介绍。
3 矿井瓦斯区域综合治理的措施
通过对以上高瓦斯区域形成原因的分析, 并结合目前常见治理瓦斯异常区的方法, 本文提出了以下治理煤矿瓦斯异常的情况:
3.1 优化通风管理及通风系统
治理矿井瓦斯异常区域的一个重要办法便是加强通风管理。通风可以避免瓦斯在局部区域的聚集, 从而避免瓦斯事故的发生。值得注意的是, 通风系统是否稳定可靠以及风流风量是否充足稳定都对通风效果产生很大的影响。因此, 要经常优化通风管理和通风系统, 保证通风设备的配置优良, 合理设置通风参数, 这些都是非常重要的。
3.2 加强瓦斯监测
加强矿井瓦斯检测可以有效地预防瓦斯事故的发生。装配矿井安全监控系统, 实时监控矿区瓦斯含量, 是矿区防止瓦斯事故的重要手段, 可以迅速准确的掌握矿区瓦斯含量是否异常, 为及时有效采取防护措施提供了条件, 能够有效的减少矿区瓦斯事故的发生概率。
3.3 强化瓦斯防范意识
加强职工的瓦斯意识, 提高各级管理干部对矿区瓦斯的重视, 在思想上加强对瓦斯的重视, 经常开展瓦斯防治的专题讲座, 认真贯彻各项瓦斯治理方针, 做到矿区全体人员防治瓦斯局面, 这样可以减少由于工作人员疏忽造成的瓦斯事故。
3.4 加大对瓦斯的开发利用以及综合抽放
虽然瓦斯在矿区的爆炸会带来很大的危害, 但是作为一种清洁能源, 对矿区瓦斯的开发利用具有很大的发展空间。不管是政府还是煤矿厂家, 都必须加大对矿区瓦斯的开发利用的投入, 因为一旦利用起来矿区瓦斯这部分能源, 可以有效的减少企业的生产成本, 同时也可以环节国家在能源方面的压力。
除此之外, 加大对矿区瓦斯的综合抽放也是必不可少的。目前为止, 我国煤矿区瓦斯抽放存在抽放效果不好, 抽出量不多, 抽出率低下等等不足。针对以上问题, 煤矿厂可以采取综合抽放, 提高瓦斯抽放效率, 尤其是加强空区瓦斯的抽放。当瓦斯的抽放效果提高的时候, 瓦斯事故也将得到大大的减少。
总而言之, 由于近年来瓦斯事故时有发生, 因此加强瓦斯区域瓦斯的治理有很大的意义, 本文通过对瓦斯富集区域的形成原因进行总结, 提出了瓦斯富集区域是由岩浆岩浸入、含煤岩系沉积、断层、采矿采空区、水纹地质条件等等因素形成的, 在此基础上, 提出了一些矿井瓦斯区域综合治理的措施, 包括优化通风管理以及通风系统、加强瓦斯监测、强化瓦斯防范意识和加大对瓦斯的开发利用以及综合抽放。
参考文献
[1]刘亮, 朱守军, 郭永赋.低瓦斯矿井中局部高瓦斯区域治理技术探析, 中国科技信[J].2011.
[2]程远平, 俞启香.中国煤矿区域性瓦斯治理技术的发展, 采矿与安全工程学报[J].2007.
[3]左前明, 程卫民, 王刚.低瓦斯矿井高瓦斯区域瓦斯综合治理技术, 工业安全与环保[J].2009.
高瓦斯区域 篇2
何庄矿区域瓦斯治理座谈会
汇报材料
何庄煤矿 二〇一三年八月
何庄矿区域瓦斯治理汇报材料
为进一步贯彻落实薛志俊董事长在焦煤集团年中经济运行分析会议上的讲话精神。下半年，何庄矿按照“科研、技术、管理”三项驱动的要求继续做好“提质增效、降耗节支” 工作，共同应对当前复杂、低迷的经济形势。
一、何庄矿区域瓦斯治理思路及下半年主要工作计划、措施和目标
下半年，何庄矿在逐步完善矿井各系统的同时，根据矿井五年区域瓦斯治理规划，继续加大瓦斯区域治理力度。采用强力推进以“开采保护层及预抽煤层瓦斯”为主的区域治理战略，确保通过五年区域瓦斯治理，逐步实现“采、掘、抽”良性循环的局面。
（1）何庄矿区域瓦斯治理思路
根据《防治煤与瓦斯突出规定》中的“区域防突措施优先选用开采保护层”原则及中国矿大对我矿突出危险区域划分结果，结合何庄煤矿煤层瓦斯赋存等实际情况，采用“开采保护层及预抽煤层瓦斯”的区域瓦斯治理战略。具体如下：
1）预抽煤层瓦斯
+25m标高以上的非突出区采掘工作面采用“区域验证+局部防突措施+安全防护”等综合防突措施。为降低工作面回采期间瓦斯涌出量，在采煤工作面上、下巷布置双排斜交钻孔预抽回采区域煤层瓦斯，钻孔与巷道夹角设计为89°，深度交叉≥10m，钻孔间距依据抽采半径按1～2m进行布置，孔径94mm。
2）开采保护层
在+25m标高以下的突出区域，利用位于二1煤层下20m的一7煤层并破底板0.1～0.4m厚底板作为保护层工作面进行开采，同时在一7煤层保护层顶板上布置瓦斯抽采巷道，向二1煤层工作面布置穿层钻孔，沿煤层倾向每隔13m布置一个抽采钻孔，沿煤层走向方向每隔13m布置一轮钻孔，钻孔穿过二1煤层顶部0.5m，在保护层工作面回采的同时预抽煤层瓦斯。
（2）何庄矿下半年主要工作计划、措施和目标 1）下半年区域瓦斯治理计划
下半年，何庄矿计划瓦斯抽采22.69万m,2013年底实 现达标没量23万吨，区域瓦斯治理巷道1877m，瓦斯抽采钻孔33439m（岩孔18559m，煤孔14880m），保护层计划开采3万m，计划封堵抽采钻孔691个，消耗化学封孔剂1.04t，使用抽放封孔材料34.55t，抽采管路安装12438m（Φ50mm连接管4146m，Φ50mm封孔管8292m），计划抽采设备两台（ZDY-4000S钻机1台，ZDY-3200S钻机1台），扩修巷道工程178m。
2）下半年区域瓦斯治理保障措施及目标
何庄矿将紧紧把握我矿区域瓦斯治理既定战略，做好保
23护层开采及卸压瓦斯强化抽放工作；按照下半年矿井区域瓦斯治理计划，紧扣各项指标时间节点，铁手腕、严验收，执行好区域瓦斯治理验收制度；科学合理设计底抽巷、保护层巷道空间位置、断面及抽采钻孔，实现消突效果的最优化；根据巷道卸压带宽度，科学封孔，保证抽采负压，确保抽采效果。加强抽采管网在线监控系统的管理和维护，配备专业技术人员。
通过区域瓦斯治理，使何庄矿逐步向良性、整体可持续 发展转变，实现高突矿井低瓦斯安全开采。
二、何庄矿区域瓦斯治理存在问题及解决思路 1、11020工作面预计2013年8月份回采结束，接替工作面为11010外配采工作面，由于11010外配采工作面临近井田上部，存在上部小窑积水威胁，需进行超前探放水，影响掘进进尺。下一步计划利用现有巷道，施工探查孔对11010外配采上部进行老窑水探放，消除11采区东翼上部老窑水威胁，解放11010外配采工作面煤层储量，为矿井正常生产接替创造条件。
2、何庄煤矿采掘地区比较集中，多个掘进工作面同时施工时，矿井排矸能力相对不足，将制约岩巷特别是区域瓦斯治理巷道掘进，需要进一步化优采掘运输系统。
3、按照保护层开采区域瓦斯治理方案分步优化实施的要求，下半年，何庄矿将开展“保护层开采卸压抽采二1煤层瓦斯技术研究”项目，该技术研究项目需要焦煤集团和科研所给予大力帮助。
4、鉴于目前宝雨山矿开采保护层工作面斜长大，安全程度低，开采困难等问题，2013年下半年，我矿采取11030保护层工作面单独开采方案。为解决相邻保护层工作面巷道开采后破坏影响接替问题，需要开展“保护层工作面巷道采空区充填留巷技术研究”项目，届时需要焦煤集团和科研所给予技术指导。
5、下半年，矿井打钻人员不足，11030工作面瓦斯抽采钻孔施工人员不足，瓦斯抽采钻孔计划完成存在困难。目前，11010外配采工作面施工地质钻孔和瓦斯抽采钻孔人员紧张，需要矿井和焦煤集团协调解决。
三、何庄矿“一通三防”技术管理方案、思路 何庄矿秉承“动态控制、闭环管理”的管理方针，按照“系统抓、抓系统”的要求，建立完善“一通三防”领导管理小组及《何庄矿“一通三防”管理制度》。
认真及时贯彻执行上级的各项方针、政策、法规、条例及“一通三防”工作的指令、规定和矿井有关质量标准等，并根据要求制定具体的实施细则和管理办法，定期检查督促实施。
加强“一通三防”工作的业务指导，经常深入现场，了解矿井通风系统现状、瓦斯动态，协调解决“一通三防”技术上的难题，防止“一通三防”事故的发生。
组织开展“一通三防”科研攻关、技术交流，积极试验先进技术和先进经验。协助相关区队搞好“一通三防”技术业务培训，不断提高干部职工队伍的瓦斯治理水平。
四、以“三项驱动”为抓手，实现何庄矿区域瓦斯治理降耗节支
下半年，何庄矿按照年中经济运行分析会议精神，加快“三项驱动”的落实，进一步加大技术管理系统节支降耗、提质增效工作力度，确保在安全前提下保证工作质量。
在生产技术管理方面，根据矿井实际需要，进一步优化巷道设计，减少不合理投入。其中，下半年11月及12月份，将11070保护层下巷回风巷道规格由“锚网喷B:3,h:2.7，S:8.1”优化为“上帮、上部锚网B:3,h:2.7，S:8.1”，锚杆间排距由“700mm×700mm”优化为“800mm×800mm”，共计优化长度为69m，预计节支12.97万元。
高瓦斯区域 篇3
1 采煤工作面的通风选择
采煤工作面通风分上行通风和下行通风, 上行通风与下行通风是指风流方向与采煤工作面的关系而言。当采煤工作面进风巷道水平低于回风巷时, 采煤工作面的风流沿倾斜向上流动为上行通风, 否则为下行通风。两种通风方式各有优点。
由于新铁矿为低瓦斯矿井, 虽然上行风的瓦斯分层流动和局部积存的可能性小, 但并不会大量积聚, 不会影响采煤工作面的正常生产, 因此, 本区域的采区通风选择上行通风。
2 工作面通风系统
工作面的通风系统主要有以下几种形式:
2.1 U型与Z型通风系统
U型和Z型通风系统只有一条入风巷道一条回风巷道, 其优点是结构简单, 巷道施工维修量小, 工作面漏风小, 风流稳定, 易于管理等, 是我们比较常见的通风系统;它的缺点是上隅角瓦斯易超限, 工作面前进、回风巷道要提前掘进, 维护工作量大。
2.2 Y型、W型及双Z型通风系统
这几种通风系统的特点是有两条入风道一条回风道或者两条回风道一条入风道, 实际中应用较多的是在回风侧加入附加的新鲜风流, 与工作面回风汇合后从采空区侧流出的通风系统。工作面采用Y型通风系统会使回风道风量加大, 但上隅角及回风道的瓦斯不易超限, 并可在上部进风巷道内抽放瓦斯。后退式W型通风系统用于高瓦斯的长工作面或双工作面, 该系统的进回风巷都布置在煤体中。当由中间及下部平巷进风, 上部平巷回风时, 上、下段工作面均为上行式通风, 但上段工作面风速高, 对防尘不利, 上隅角瓦斯可能会超限, 所以在瓦斯涌出量很大时, 常采用上、下巷进风, 中间平巷回风的W型通风系统;或者反之, 采用由中间巷进风, 上下平巷回风的通风系统以增加风量, 提高产量。在中间巷内布置抽瓦斯钻孔时, 抽放孔由于处于抽放区域的中心, 因而抽放率比采用U型通风系统的工作面提高50%。W型前进是式通风系统的巷道维护在采空区内, 巷道维护困难, 漏风大, 采空区涌出的瓦斯量也大。双Z型通风系统中间巷与上、下平巷分别子啊工作面的两侧。其系统较复杂。
2.3 H型通风系统
H型通风系统的特点是工作面风量大, 采空区瓦斯不涌向工作面, 气象条件好, 增加了工作面的安全出口, 工作面机电设备都在新鲜风流巷道中, 通风阻力小, 在采空区的回风巷道中可抽放瓦斯, 易于控制上隅角的瓦斯。单沿空护巷困难, 由于有附加巷道, 可能影响通风的稳定性, 管理复杂。
由于新铁煤矿下六采区属于低瓦斯矿井的高瓦斯区域, 回风瓦斯含量较大, 并且煤层倾角也很大, 由于瓦斯比空气轻的特性, 当采用系统简单的U型或者Z型通风方式时, 上隅角和回风巷道将会有较大瓦斯, 很容易造成瓦斯超限或瓦斯积聚, 成为引发事故的不安全因素。由于下六采区的开拓方式, 由下巷的采空区入风是不现实的, 故无法采取稀释瓦斯效果较好的H型通风方式。当采用Y型通风系统时, 工作面系统有两条进风巷道和一条回风巷道, 在上巷回风中加上了新鲜的风流, 有效的冲淡了上隅角和回风巷道的瓦斯, 工作面电器也全部在新鲜风流中, 在采煤面上巷布置瓦斯抽放系统非常方便。
由于57#、62#和65#层的关系, 当分层同采时需要分别施工回风道, 这样即浪费了掘进量, 又留下了很多需要维护的分层回风道, 故笔者想到了一个既能节省掘进量又能解决回风问题的办法, 即将每个煤层的开切眼上端用一条尾排石门贯通, 并且只施工一条专用回风上山。
新鲜风流由七片石门和六片石门分别进入采煤工作面的上巷和下巷, 下巷风流冲刷工作面后与上巷新鲜风流汇合, 上巷风流在冲淡上隅角瓦斯的同时, 也稀释了回风的瓦斯含量, 经由上巷采后的人工护巷到达尾排石门再经回风上山进入总回。
3 采用本方法的优点
1) 由于新铁煤矿煤层倾角较大, 瓦斯的密度比空气轻, 采用常用的U型通风方式时, 上隅角的风流因拐一个90度的弯而产生涡流, 很少有新鲜风流掺入而造成上隅角超限, 但是采用Y型通风系统后, 上巷的新风及时冲淡了上隅角的瓦斯, 完美的解决了上隅角超限的问题。
2) 由于该区域瓦斯含量较大, 工作面回风瓦斯值较高, 当采用常用的U型通风时, 布置在上巷的电器将会在瓦斯含量较高的环境下工作, 这将是非常危险的隐患, 当采用此种Y型通风后, 上巷电器将会在新鲜风流中工作, 并且回风瓦斯含量将被上巷的新鲜风流及时稀释, 有效的降低了回风瓦斯含量, 从各个方面减少了安全隐患。
高瓦斯区域 篇4
1矿井地质、工程概况
(1) 地质构造。
矿区地层属山丘起伏型, 西南部基岩被第四系掩盖, 东北部是起伏的山岭。据钻孔揭露和矿区地质资料, 该工作面地质构造简单, 煤层稳定, 没有大的地质变化带, 煤层平均厚度6 m, 局部有煤层变薄现象, 煤层顶板岩层平均抗压强度63 MPa, 中等坚硬顶板。
(2) 矿井瓦斯情况。
矿井相对瓦斯涌出量3.24 m3/t, 绝对瓦斯涌出量8.24 m3/min, 属低瓦斯矿井, 但局部有高瓦斯区。矿井煤层瓦斯在+64 m水平最大压力0.06 MPa。据地质资料, 瓦斯梯度每下降100 m, 瓦斯含量增加2.05～3.00 m3, 瓦斯压力增加0.25～0.41 MPa, 煤层相对密度1.44 g/cm3, 煤吸氧量0.8 cm3/g, 透气性系数0.280 3 m2/ (MPa2·d) , 矿井煤层瓦斯总储量689.6万m3, 属可抽放煤层。据国家安全生产洛阳矿山机械检测中心鉴定, 该矿煤层自燃倾向等级为Ⅲ类, 属不易自燃煤层;有煤尘爆炸危险性, 煤尘爆炸指数40%;水分1.16%, 灰分15.7%, 挥发分12.13%～14.59%。
(3) 工作面位置、采煤方法及其特征。
矿井将+77 m水平划分为2个单翼采区, 即11上山采区, 12下山采区。初期开采11采区, 后期开采12采区, 区段跳采下行开采。首采工作面为顶分层11010工作面, 采面走向长360 m, 倾斜长85 m, 倾角为16°, 平均煤厚6 m, 可采煤量22.2万t。
11010回采工作面采用单一走向长壁后退式顶分层开采, 单体液压支柱∏型钢梁支护, 风镐落煤, SJD-420/407型刮板输送机运煤, 大巷采用SDT650型胶带运输。采用全部垮落法控制顶板。自2007年3月开始本采煤工作面调试、试运行, 至2007年9月进行安全设施竣工验收, 6个月工作面推进约20 m, 采面供风量890 m3/min, 风速3.2 m/s;工作面上隅角和回风巷瓦斯常在0.8%～0.9%之间波动, 有超标现象。2008年3月, 矿井安装了瓦斯抽放系统, 采用综合抽放技术对采煤工作面进行瓦斯治理。目前, 采煤工作面风量调整到600 m3/min, 风速2.4 m/s, 采面回风巷、上隅角瓦斯浓度实测0.2%左右, 抽放效果显著。
(4) 瓦斯抽放系统。
军阳煤矿地面建设有符合设计要求的瓦斯抽放泵站, 设置抽放泵间, 电气操作间, 观测值班室。安装有:2台水环式真空泵, 型号为YB280M-4/90kW;馈电开关, 真空磁力启动器, 照明变压器和控制开关等电气设备;闭式循环供水系统。泵站进、排气管钢管Ø200 mm, 进气管安设有孔板流量计。为合理控制管理系统的负压调节, 合理分配各个抽放地点的瓦斯抽放流量, 控制各个分支系统的瓦斯浓度和抽放效果, 抽放管路系统、分支系统均设置了调节阀门、管路负压自动放水器、流量计、防回火装置、除污箱装置等。瓦斯抽放系统设计对本煤层瓦斯抽放量可达206.8万m3, 矿井瓦斯抽放率达30%, 纯瓦斯抽放量4.5 m3/min。瓦斯抽放钻孔直径75～89 mm, 实测钻孔初始瓦斯流量为0.079 8 m3/min, 有效排放半径为0.6～0.7 m。经抽放瓦斯后, 煤层残存瓦斯量在1.3～1.4 mL/g。瓦斯抽放管路系统布置如图1所示。
2瓦斯超限原因分析
(1) 11010工作面瓦斯涌出量较高, 绝对瓦斯涌出量在8～9 m3/min之间。
(2) 工作面在试运行期间未安装瓦斯抽放系统, 没有进行瓦斯抽放。
(3) 采煤工作面风量分配不合理, 风速低, 不能稀释、带走采面瓦斯而导致积聚。
(4) 采空区处理不当, 采空区余存有大量瓦斯, 形成了瓦斯罐。注意预防采面初次来压, 老空区冒落, 使采空区内余存的大量瓦斯涌出, 造成事故。
3瓦斯抽放措施
采煤工作面瓦斯来源主要有三部分:①工作面输送机巷涌出的瓦斯实测平均浓度为0.32%, 占工作面瓦斯总涌出量的14%;②工作面煤壁及采落煤块的瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量的24%;③采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量62%。根据瓦斯涌出规律, 主要采取了以下措施:
(1) 本煤层顺层钻孔抽放。在煤层回采工作面按煤层倾向布置顺层抽放钻孔, 可分下向孔、水平孔、上向孔3种布置方式。瓦斯预抽和边采边抽是预防回采工作面瓦斯突出的主要措施, 在回采过程中减少瓦斯涌出量。具体实施方法:①边采边抽。利用采掘时卸压效应抽放瓦斯, 在回采工作面前方布置钻孔, 依靠工作面推进时的卸压效应抽放工作面前方煤体中的瓦斯。②在工作面运输大巷煤体中布置2层下向孔和倾斜孔, 每隔20 m布置一组, 每组抽放孔分浅孔和深孔。其中, 浅孔每组14个, 孔深为10 m;深孔每组7个, 孔深为60 m, 利用巷道的卸压效应进行工作面前方瓦斯抽放。③与运输巷一样, 在回风巷实体煤中也按浅孔、深孔布设进行抽放, 并采用先顺层钻孔预抽放瓦斯, 瓦斯衰减后再采用高压煤体注水, 促进煤体中瓦斯释放, 同时保证工作面的综合防尘。④工作面上隅角处易出现瓦斯积聚现象, 在工作面上隅角采空区埋管进行瓦斯抽放, 沿着埋管走向布设高低位管孔。
(2) 加强工作面上下拐头密闭漏风管理。工作面在推进过程中, 采空区面积逐渐加大, 采空区漏风严重, 造成工作面上拐头瓦斯超限。采取措施:①确保采空区顶板的垮落, 减少采空区空间;②每遇到拐头采用编织袋装煤, 设置采空区密闭墙, 减少采空区漏风和瓦斯的涌出, 避免瓦斯超限现象。
(3) 加强通风管理和瓦斯抽放管理。在工作面回采初期, 通过增加采面配风量解决瓦斯超限问题, 效果不好。随着工作面风量的增加, 瓦斯绝对涌出量增大, 工作面瓦斯时常超限。采取对工作面瓦斯抽放和采空区封堵漏风措施, 大大增强瓦斯排放。工作面风量调整为600 m3/min时, 工作面回风流、上隅角瓦斯浓度控制在0.2%, 控制工作面瓦斯浓度, 确保采煤工作面的安全生产。
4结语
(1) 采用瓦斯综合抽放技术, 能有效控制原煤层回采工作面的瓦斯涌出问题, 对今后工作具有一定的借鉴意义。
(2) 统一领导, 周密部署, 科学施工, 确保工作面回采中的瓦斯预抽和边采边抽工作, 保证工作面的风量稳定, 减少采空区漏风, 确保瓦斯浓度在允许范围内。
高瓦斯区域 篇5
关键词：底板抽放巷,穿层钻孔,水力冲孔,卸压增透,上隅角瓦斯
0 引言
我国煤炭开采中, 事故多发, 存在着严重的安全问题, 而因矿井瓦斯引起的事故占绝大多数, 特别在高瓦斯矿井中。瓦斯抽放是治理矿井瓦斯的重要。卸压增透为高瓦斯矿井高瓦斯煤层区域瓦斯抽采达标提供了保障。底板抽放巷和水力冲孔是目前较为成熟的卸压增透技术[5]。陈攀针对九里山煤矿煤层瓦斯含量较大、透气性较差的特点, 通过穿层钻孔实施水力冲孔煤层增透技术对其进行研究, 结果表明水力冲孔后瓦斯抽采率得到了提高[6];黄传波将底抽巷预抽煤层瓦斯、水力压裂技术运用在首山一矿松软低透气性煤层, 使瓦斯抽采率显著提高并起到了良好的防突效果[7];王凯等考察分析采煤工作面前方煤体破坏和渗透率的相关性, 经过现场实测得出了不同条件下的卸压瓦斯抽采量公式和预抽钻孔布置方式[8];姚尚文通过FLUENT和MATLAB软件模拟分析, 结合现场实测数据, 运用深孔预裂控制爆破配合长钻孔抽放技术, 得出爆破后能够增大钻孔抽放半径, 提高瓦斯抽放率[9]。本文将其运用在华泰煤矿, 通过分析考察增大了二1煤层的孔隙率、透水性和润湿性, 大大提高了抽采效果。
1 实验矿井概况
1.1 工作面概况
河南大峪沟煤业集团有限责任公司华泰煤矿12030和12070工作面位于12采区东部边界处, 主采二1煤层。二1煤层为全井田普遍发育的稳定可采煤层, 煤层平均厚度为4.62m, 直接底板多为泥岩、炭质泥岩或砂质泥岩, 局部地段仅以薄层炭质泥岩与太原组上部灰岩相隔, 二l煤层底板岩性常为厚约10m左右深灰色细粒至中粒的长石石英砂岩。相对瓦斯涌出量31.10m3/t, 绝对瓦斯涌出量13.46m3/min, 鉴定为高瓦斯矿井, 煤层透气性系数为0.0127~0.117m2/MPa2.d, 属可以抽采煤层。
1.2 地质分析
试验工作面底抽巷抽采范围内地质构造情况较为复杂, 工作面掘进过程中穿过将军岭构造并分布在背斜两翼附近, 该地质构造断裂构造发育较为充分, 工作面开采煤厚变化较大大, 煤层倾角7~14°。二1煤层煤体坚固性系数f值在0.10~0.66之间, 煤层瓦斯放散初速度ΔP值在10~28之间, 煤层瓦斯含量为4.1~6.07m3/t, 煤层瓦斯压力为0.23~0.4MPa。试验工作面布置见图1。
2 底板巷区域消突技术实践与研究
2.1 底板巷区域消突工程简介
12采区12030和12070工作面长170m, 12031巷长1364m, 12032巷长1387m;12030和12070底抽巷分别位于位于12030和12070工作面下方发现距离15m处, 底抽巷布置图见图1, 底抽巷设计规格与工作面基本相同。航道断面采用矩形断面, 净宽3.5m, 净高4m, 净断面积为14.02m2。
煤巷掘进时底板巷掩护进行, 并在回采区域煤层实施网格式穿层钻孔进行瓦斯抽放。在整个预抽区域内均匀布置穿层钻孔进行瓦斯抽放, 穿层钻孔孔底间距为3m左右, 当冲孔卸压增透后可以放宽钻孔间距。底板巷穿层钻孔网格式抽放煤层瓦斯布置见图2所示。
2.2 底板巷钻孔布置及抽放效果分析
1) 实验工作面底板巷采用MK-5S型号液压钻机进行施工。底抽巷顶板距二1煤层法距15m, 在钻场内发散性布置钻孔打钻方向, 沿巷帮每隔3m施工1组数量为8个抽放钻孔的钻场进行底抽巷穿层钻孔预抽。钻头采用113mm型号, 钻杆采用75mm型号;钻孔终孔分布在12030和12070工作面进风和回风顺槽水平方向两侧各15m范围内。钻孔封孔方式以聚胺脂和水泥沙浆相结合为主。封孔深度为11m, 每个抽放钻孔均连接1个115英寸的孔板对抽放参数进行检测, 最后由集流器汇合至抽放泵站主管路。
2) 周期抽放效果分析。底板抽放巷进行穿层钻孔抽放, 封孔段位于岩石钻孔, 受动压以及其他因素影响较小, 封孔严密, 单组瓦斯抽放浓度高于35%, 比本煤层预抽钻孔高出近2倍, 抽放负压维持在20k Pa以上, 单组钻孔流量约为0.16m3/min。因为封孔的严密, 流量减小, 尽管煤层透气性较差, 瓦斯衰减较快, 抽放一段时间后, 瓦斯浓度仍能持续高于25%, 抽放效果较好。
图3为2013年3月1日至2013年8月7日160天里底抽巷抽放参数变化图。由图可知:在抽放优良周期2~3个月内, 瓦斯浓度呈折线形下降趋势, 底抽巷初始抽放浓度为48.75%, 最低抽放浓度达9.93%。抽放周期结束后, 瓦斯抽放纯量由0.234下降到0.056, 下降明显。煤体卸压增透措施能够提高瓦斯抽放纯量, 增加钻孔的有效利用率。
3 煤体裂纹起裂压力计算
原岩地应力和钻孔内的水压力共同作用形成了水力压裂注水孔周围应力状态, 为方便分析, 可将注水孔周围应力状态模型简化为平面应变问题进行处理, 如图4所示。
为了方便计算, 可将煤层视为均质各向同性的弹性材料, 单独分析煤层受原岩地应力和钻孔内水压力作用下的应力状态。裂纹起裂是沿环向切应力最大的方向起裂扩展 (最大环向拉应力理论) 。因此, 本文仅分析考虑注水孔周围切向应力。
4 水力压裂设备及注水参数
4.1 水力压裂设备
水力压裂设备由注水泵、水箱、压力表、高压管等构成, 如图5所示。
4.2 注水压力及时间确定
1) 注水压力。通过计算煤体裂纹起裂临界注水压力并结合华泰煤矿的实际情况, 将钻孔注水压力定为20MPa (煤体裂纹起裂临界注水压力为15.7MPa) , 注水起始压力设为10MPa, 平均每5min升高1MPa, 直至水压升至20MPa。
2) 注水时间的确定。水力压裂过程中水压稳定一段时间以后突然出现水压下降, 对其进行持续加压时水压仍无明显升高, 则表明可向煤体中注水。
4.3 水力冲孔
4.3.1水力冲孔工作原理
水力冲孔是利用高压水射流冲击钻孔周边煤体, 造成煤体破碎部分排出, 煤体内部原有的应力和瓦斯的平衡状态被打破, 激发潜能的释放, 造成喷孔, 瓦斯大量涌出。钻孔周边煤体向冲孔形成的空洞移动, 有效应力降低, 释放大量瓦斯, 煤体容重降低, 煤体的孔隙率增加, 煤层透气性增大, 致使远方位置的瓦斯也源源不断的涌向钻孔, 提高了瓦斯抽放量, 增强了高浓度和高流量瓦斯抽放, 提高了抽放率, 起到较好的防突和消突的作用。
4.4 现场工业效果分析
1) 现场工业试验。在华泰煤矿12采区12030和12070工作面底抽巷进行水力压裂试验中将长度均为150m的水力压裂孔与抽采孔交替布置, 其中压裂孔为顺层钻孔, 采用水泥砂浆封孔20m, 现场钻孔布置如图3所示。在未进行水力压裂施工前, 考察记录1号抽采孔与2号抽采孔瓦斯抽采流量及瓦斯抽采浓度随时间的变化趋势, 直到稳定为止, 水力压裂实施后, 采用同样的方法记录1号抽采孔与2号抽采孔瓦斯抽采流量及抽采浓度, 并将水力压裂前后抽采效果进行对比分析。
2) 效果分析。图6 (a) 为抽采孔水力压裂前后30d里瓦斯抽采流量对比图。由图可知水力压裂前后1号抽采孔最大瓦斯抽采流量分别是1.43m3/min和2.75m3/min, 水力压裂前后2号抽采孔最大瓦斯抽采流量分别是1.38m3/min和2.81m3/min。图6 (b) 为抽采孔水力压裂前后30d里瓦斯抽采浓度对比图。由图可知水力压裂前后1号抽采孔最大瓦斯浓度分别是28%和62%, 水力压裂前后2号抽采孔最大瓦斯浓度分别是27%和67%。分析可知水力压裂后1号抽采孔与2号抽采孔瓦斯抽采流量与抽采浓度的增加量都在1倍以上, 可知水力压裂能够显著提高煤层透气性。
5 结论
(1) 通过FLUENT数值模拟的方法来确定走向高抽巷最佳抽放位置, 即顶板走向高抽巷竖直高度取20m最为合适, 即能够充分的抽采采空区的瓦斯浓度最大, 上隅角的瓦斯浓度最低;从现场试验与数值模拟进行对比分析, 可得采用FLUENT数值模拟方法确定走向高抽巷位置是可靠的。
2) 布置合理的走向高抽巷具有抽放浓度高、抽放量大、稳定性高的优越性, 可以较好的减少风排瓦斯量、抽采采空区瓦斯并进行有效的加以利用, 对有效的保证煤矿安全生产和节约利用瓦斯作为高效高能的能源。
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高瓦斯区域 篇6
贵州煤层瓦斯含量高、瓦斯压力大, 开采煤层多为高瓦斯近距离煤层群, 瓦斯治理难度较大, 严重影响了煤矿企业安全、高效生产[1,2,3]。尤其是近年来, 随着西部大开发的实施, 贵州大多新建矿井为煤与瓦斯突出矿井, 在进行保护层开采时, 首采面多属突出煤层, 煤与瓦斯突出危险性大, 因此采用何种区域防突技术可有效解决首采面煤与瓦斯突出问题和确保首采面安全快速掘进急需考察和研究。
为了保证煤矿的安全、高效和可持续发展, 根据国家颁布的相关规定[4,5], 突出煤层工作面采掘前必须采用区域综合防突措施进行消突。目前区域防突措施主要有保护层开采和预抽煤层瓦斯, 但对于首采面为保护层的突出煤层工作面而言, 只能采用预抽煤层瓦斯可作为其区域防突技术。由于顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域消突措施存在着区域消突时间长、消突措施周期性强、消突效果不理想等问题, 易造成矿井“抽、掘、采”失衡。作者以松河矿井近距离高瓦斯突出煤层群开采为背景, 采用顶板巷施工穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯的区域防突技术, 保证了松河矿井首采面的安全快速掘进, 取得了良好的安全和经济效益。
1 矿井概况
松河矿井位于贵州省六盘水市盘县北部, 隶属贵州松河煤业发展有限责任公司, 设计生产能力240万t/a。松河矿井属煤与瓦斯突出矿井, 开采煤层多为属薄及中厚近距离煤层群, 地质条件较为复杂, 主要可采煤层瓦斯含量高, 瓦斯压力大。首采煤层3#煤层具有突出危险性, 其最大瓦斯含量为15.5m3/t, 实测最大煤层瓦斯压力为2.23MPa。
松河矿井首采工作面 (1031工作面) 位于矿井一采区第一区段, 布置在3#煤层中, 煤层赋存条件复杂, 平均煤厚2.5m, 煤层倾角23°~34°, 工作面走向长2095m, 倾向长230m。
2 矿井煤层赋存及瓦斯情况
松河矿井属近距离高瓦斯突出煤层群开采, 根据矿井设计, 目前矿井只对上、中煤组进行开采, 其中主要可采煤层有1+3#、4#、5#、6#、9#、10#、11#、12#、15#、16#、17#、18#煤层, 平均煤层间距为9.0~27m以上煤层顶板粉砂岩、细砂岩为主, 底板粉砂质泥岩、泥岩或炭质泥岩居多, 倾角20°~34°, 煤层其他赋存特征如表1所示。另外, 本采区1#煤层薄、煤层赋存不稳定, 且大部分区域存在与3#煤层合并的现象, 因此首采3#煤层。目前矿井实测最大瓦斯含量为15.5m3/t (3#煤层) 、最大瓦斯压力为3.6MPa (12#煤层) , 部分可采煤层瓦斯参数实测结果如表2所示。
3 首采工作面区域防突技术分析及应用
3.1 首采工作面区域防突措施现状分析
目前区域防突措施主要有保护层开采和预抽煤层瓦斯, 但对于首采作为保护层的工作面而言, 只能采用预抽煤层瓦斯作为其区域瓦斯防突措施。目前众多矿井考虑到施工专用瓦斯抽采巷成本、费用高等原因, 其在对首采工作面区域瓦斯治理时一般采用顺层钻孔预抽煤巷掘进条带煤层瓦斯的区域防突措施, 而不采用效果较好的穿层钻孔预抽区域防突技术;因而易造成区域消突时间长、消突效果不理想、消突成本增加等问题, 进而导致瓦斯事故的发生。
3.2 松河矿井首采工作面区域防突措施分析
3.2.1 首采工作面区域防突措施分析
目前松河矿井现开采上煤组, 主要开采1+3#、4#、5#等煤层, 煤层间距较近 (小于10m) , 根据上煤组煤层赋存情况, 在选择开采保护层时为了不破坏其他煤层的开采条件, 宜采用上保护层开采, 即选择1#煤层作为保护层开采;但在一采区1#煤层薄、煤层赋存不稳定, 且大部分区域存在与3#煤层合并的现象, 因此, 松河矿井首采3#煤层。由于松河矿井3#煤层为突出煤层, 按照《防治煤与瓦斯突出规定》, 在突出煤层掘进前必须采取区域防突措施对采掘区域进行区域消突。
通过以上对区域防突措施的分析, 对于松河矿井首采面 (1031工作面) 区域消突措施而言, 只能采用预抽煤层瓦斯区域防突措施。由于3#煤层为突出煤层, 且煤层含有软分层, 施工顺层预抽钻孔较为困难。同时, 根据《防治煤与瓦斯突出规定》的要求, 当穿层钻孔预抽和顺层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施均可施工时, 应当优先选择穿层钻孔预抽的区域防突措施, 因此松河矿井首采工作面采用专用瓦斯抽采巷, 施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯, 作为其区域防突措施。
由于松河矿井上煤组煤层间距比较小, 不宜布置底板抽采巷;间距较大的煤层 (51和62) 煤层赋存又不稳定, 易造成误揭煤层等问题。同时, 也考虑到在工作面回采时, 邻近的煤层瓦斯势必会大量涌出, 将大大增加工作面瓦斯治理的难度, 因此, 采用在1031工作面煤层顶板布置专用瓦斯抽采巷, 施工穿层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯的区域防突措施。在工作面回采时, 回风顺槽上方的专用瓦斯抽采巷又可作为高位巷抽采采空区卸压瓦斯, 起到“一巷两用”的瓦斯治理效果。
3.2.2 专用瓦斯抽采巷布置层位分析
为了使专用瓦斯抽采巷在工作面回采时作为高位巷较好地抽采瓦斯, 一般将抽采巷道布置在采空区冒落带上部的裂隙带内。而裂隙带的高度与覆岩岩性及地层结构特征、开采高度、采区面积、煤层倾角、开采方法和顶板管理方法等因素有关。根据矿井采空区裂隙带高度HL统计公式[10]HL=100m/ (3.1m+5.0) ±4.0, 其中m为开采煤层厚度。通过工作面实际采高1.7m可以计算松河矿井首采工作面的HL为12.5~20.5m。根据煤层赋存实际情况, 将首采工作面专用瓦斯抽采巷布置在距离煤层垂距15m左右、距离回风顺槽25m的位置。
3.3 首采工作面区域防突措施应用
3.3.1 区域防突措施实施
在1031工作面运输巷和回风巷掘进前, 在各自上方平距25m和垂距20m处施工专用瓦斯抽采巷 (如图1所示) , 在各自抽采巷内间隔60m施工一钻场, 用于施工穿层条带预抽运输巷和回风巷条带煤层瓦斯。穿层钻孔孔深以穿过3#煤层为准, 控制巷道煤层走向长60m、上帮20m、下帮20m的范围, 1031瓦斯抽采下巷穿层钻孔布置如图2所示。
3.3.2 区域防突措施抽采情况
在松河矿井首采工作面区域防突措施抽采期间, 对其抽采上巷及抽采下巷各钻场的抽采总量及平均抽采浓度进行了统计, 如图3、4所示。其中, 在1031抽采上巷各钻场抽采期间, 共抽采瓦斯量80.5万m3, 钻场平均瓦斯抽采浓度最高为35%;在1031抽采下巷各钻场抽采期间, 共抽采瓦斯量76.2万m3, 钻场平均瓦斯抽采浓度最高为32%。
4 区域防突措施效果考察及分析
4.1 区域防突措施效果考察
4.1.1 区域防突防突措施效果检验
按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求和根据现场实际条件, 在松河矿井1031工作面抽采上巷和抽采下巷采用直接测定残余瓦斯压力的方法对预抽区域进行效果考察。其中在1031工作面回风巷共布置检验测试孔45个, 在1031工作面运输巷共布置检验测试孔40个。
其中, 1031抽采上巷区域防突措施效果检验最大残余瓦斯压力值为0.52MPa, 最小残余瓦斯压力值为0.18MPa, 残余瓦斯压力P分布如图5所示;在1031抽采下巷区域防突措施效果检验最大残余瓦斯压力值为0.48MPa, 最小残余瓦斯压力值为0.16MPa, 残余瓦斯压力P分布如图6所示。
4.1.2 区域验证
按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求, 1031工作面运输巷 (回风巷) 在掘进前采用工作面预测的方法对无突出危险区进行区域验证, 且要求工作面每推进10~50m至少进行2次区域验证。通过对1031工作面运输巷 (回风巷) 的区域防突措施效果考察, 残余瓦斯压力均小于0.74MPa, 因此属于无突出危险区域。但在1031工作面运输巷 (回风巷) 工作面掘进前, 应采用工作面预测方法进行区域验证。验证指标采用钻屑解吸指标K1值和钻屑量S值, 其中指标临界值K1值为0.5 m L· (g·min1/2) -1, S值为6kg·m-1。
1031工作面运输巷区域验证最大钻孔钻屑解吸指标0.08≤K1≤0.43m L· (g·min1/2) -1, 平均值为0.21m L· (g·min1/2) -1;最大钻屑量2.2≤S≤3.6kg·m-1, 平均值为2.8kg·m-1。1031工作面回风巷区域验证钻孔最大钻屑解吸指标0.04≤K1≤1.1m L· (g·min1/2) -1, 仅有1组超标 (K1值为1.1、施工排放钻孔二次效果检验消突) , 平均值为0.19m L· (g·min1/2) -1;最大钻屑量2.4≤S≤3.1kg·m-1, 平均值为2.7kg·m-1, 区域消突效果明显。1031工作面运输巷区域验证实测最大K1值及S值如图7和图8所示, 1031工作面回风巷区域验证实测最大K1值及S值如图9和图10所示。
4.2 区域防突措施效果分析
松河矿井首采工作面采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施, 从采用实测残余瓦斯压力对其防突措施的效果检验来看, 在1031抽采下巷和上巷区域防突措施效果检验最大残余瓦斯压力值分别为0.48MPa和为0.52MPa, 均小于残余瓦斯压力临界值0.74MPa, 预抽煤巷煤层瓦斯效果较好。同时, 在工作面掘进前, 采用钻屑解吸指标K1值和钻屑量S值在无突出危险区域进行区域验证, 结果表明1031运输巷区域验证最大钻孔钻屑解吸指标0.08≤K1≤0.43m L· (g·min1/2) -1, 钻孔最大钻屑量指标为2.2≤S≤3.6kg·m-1, 1031运输巷区域验证消突率为100%;1031回风巷区域验证钻孔最大钻屑解吸指标0.04≤K1≤1.1m L· (g·min1/2) -1, 仅有1组为1.1;钻孔最大钻屑量指标为2.4≤S≤3.1kg·m-1, 1031回风巷区域验证消突率为98.7%。因此, 从采用残余瓦斯压力考察预抽效果和采用钻屑指标对预抽效果进行区域验证来看, 松河矿井首采工作面区域防突措施效果很好, 保证了工作面的安全快速的掘进和矿井的提前达产。
5 结语
1) 结合松河矿井煤层及瓦斯赋存特点, 对近距离高瓦斯突出煤层群首采面区域防突进行了分析, 表明首采面为突出煤层的宜采用布置专用瓦斯抽采巷施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突技术。
2) 针对近距离高瓦斯突出煤层群首采面瓦斯涌出特点, 宜在首采面上方布置专用瓦斯抽采巷, 不仅可达到消除开采煤层区域煤与瓦斯突出危险性的目的, 而且在工作面回采时又可作为高位巷抽采采空区卸压瓦斯, 起到“一巷两用”的瓦斯治理效果。
3) 通过采用残余瓦斯压力考察穿层钻孔预抽效果和采用钻屑指标对预抽效果进行区域验证来看, 预抽效果检验消突率为100%, 区域验证消突率在98.7%以上。因此, 采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施有效地解决工作面瓦斯突出问题, 具有良好的推广应用价值。
摘要：为了解决近距离高瓦斯突出煤层首采工作面煤与瓦斯突出的问题, 在对目前松河矿井首采工作面煤层及瓦斯赋存分析的基础上, 确定对首采工作面采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施, 并采用残余瓦斯压力法和钻屑指标法分别对预抽效果进行了检验和验证, 结果表明预抽效果检验消突率为100%, 区域验证消突率在98.7%以上, 区域防突技术应用效果较好, 保证了松河矿井首采工作面的安全快速的掘进和矿井的提前达产。
关键词：穿层钻孔,突出煤层,专用抽采巷
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高瓦斯区域 篇7
一、通风瓦斯管理
1. 调度室在调度会和每天早上生产联系会上, 要通报该点通风情况, 并及时安排处理各种隐患。
2. 通风区每2天测定一次高沼头出口风量, 供风量。
要确保出口风量不低于125m3/min, 并要在掘进头瓦斯检查牌的附近挂测风牌板。每5天以报表报矿领导、安检科、生产科、调度室和施工单位。
3. 高沼头安监员每班至少检查3次瓦斯, 尤其对放炮后瓦斯
浓度, 煤墙炮眼内瓦斯更要加强检查, 并及时汇报安检科、调度室。瓦检员在要塞现场处交接班。
4. 检测系统要完善, 探头指示准确 (误差符合要求) , 每7天用标准气样校正1次, 每旬要调校检修1次, 并有记录。
坚持地面24小时值班制度, 结合监测系统改造, 实现风电、瓦斯电闭锁。
5. 坐台调度员每小时要全面审阅显示系统, 对高沼头要有记录。
发现异常, 及时通知监测人员、通风区、安检科及矿值班领导。
6. 施工单位的机电队长, 是高沼头机电管理的第一责任人,
对“双风机、双电源自动倒台”负责, 每天对风机运行测试一次, 并有记录。
7. 坚持“无计划停电、停风就是事故, 电器失爆就是事故, 风
量不足就是事故, 瓦斯超限就是事故”的管理理念, 超前计划, 超前管理, 源头上消灭各类隐患。
8. 施工单位的队长是高沼头“一通三防”管理的第一责任人, 要爱护各类安全设施, 管好用好各类安全设备、仪器。
通风区要按要求施工各类通风设施, 安装通风仪表仪器。安监员要不间断监督、检查制度落实情况, 生产科、调度室、安监科经常深入一线, 检查落实通风管理制度。
二、打眼放炮管理
1. 打眼时, 若发生顶钻、卡钻、煤层变软、煤层变冷、瓦斯涌出
量增大或瓦斯涌出异常等情况, 要立即停止打钻, 查明原因, 并及时汇报调度室、安监科处理完后, 方可工作。
2. 放炮必须执行“三人连锁放炮制”, 并必须由放炮员进行“一炮三检”, 并有记录。
3. 炮眼封孔必须用合格的炮泥封满填实, 必须用合格的水炮泥。
4. 炮后必须及时洒水, 风筒炮后及时接到距迎头小于5m的位置监控。
汤头探头和班队长的便携仪CH4挂到迎头规定的位置, 并及时打开压风管路。
5. 炮后若CH4浓度达到1%及以上时, 每次放炮必须把风流
经过的区域内停电、撤人, 并必须放好警戒, 使与之相通的巷道不得进入人员。
6. 若有拒爆或拉不响时, 严禁立即再次起爆, 要按《规程》规定处理。
7. 高沼头放炮线严禁明接头, 要用抗静电耐燃胶带, 把各接头包好。
8. 放炮坚持正向爆破, 要按照措施控制炮眼数和装药量。
三、应急与响应
1. 所有进入高沼头的作业人员, 要熟悉本措施, 并考核合格后方可上岗, 并必须配带自救器。
2. 高沼头面所有人员必须熟悉各种避灾路线, 工作地点必须有避灾路线图。
3. 高沼头与之相通的主要进回风巷内要设置两组隔爆水棚, 每月检查一次。
4. 一旦停风, 由安检员、跟班队长负责, 立即停电撤人, 并打开压风管路。
若停电时间超过10min, 由安检员负责, 在盲巷口处切开风筒, 打开栏杆, 禁止人员入内 (可用替代物打临时障碍物严禁人员入内) 。若停风3min, 要请示调度室是否把人员撤入主要风巷或升井。期间, 安监员要头脑冷静, 经常检查盲巷口风流中的CH4, 若超过3%时, 由施工单位24小时予以封闭。
5. 停风后, 恢复通风时要按照《规程》要求, 详细检查风机前后20m风流中的瓦斯, 只有符合风机开启条件方可送电。
盲巷中的瓦斯要按《瓦斯分级排放规定》执行。
6. 高沼头机电设备要达到“9051”标准, 每10天必须全面
检查一次, 并有记录, 各台设备要责任到人, “包人包机”, 杜绝失爆。
立井揭煤区域防突瓦斯排放孔设计 篇8
突出危险性煤层的揭穿是立井施工中一个重要的安全课题。“规定”中规定的钻孔控制范围、孔间距、钻孔布置的均匀性是布孔的主要设计依据。依据“规定”中具体的布孔约定和去孔法则,建立了钻孔设计参数的数学模型。该程序在鹤煤三矿的实际应用,证明了它的高效和实用性。
1矩形区域钻孔防突图的设计
按照“规定”中突出危险性煤层预测标准和国内深井严重突出厚煤层揭煤经验,鹤煤三矿采用的防突措施主要包括穿层钻孔预抽、深孔松动爆破预裂增加透气性、金属骨架+煤体固化和穿煤期间井筒外圈截流抽放等措施。
依据“规定”要求,井筒距煤层法距7 m时,开始施工穿层预抽钻孔,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范围。根据该矿目前钻机配备状况和地质条件,在快速、简便和规范的前提下,矩形区域钻孔是最合理和最省力的设计[2]。所以,钻孔直径选择75 mm,穿层钻孔开孔间距0.4 m×0.4 m,孔底间距3 m×3 m,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,具体布置见区域防突钻孔设计(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2 600 m,煤孔长1 900 m,钻孔总长4 500 m。
2去孔法则
矩形布孔方式无论从钻孔控制范围、间距还是布孔均匀程度,均满足“规定”有关要求,矩形布孔范围完全覆盖应控煤体范围,但增加了钻孔的数量,可以通过下述去孔法则加以克服、优化钻孔数量。
去孔法则:某排或某列上的钻孔,若该排和该列上钻孔在区域防突范围内,其控制在井筒轮廓线12 m以外的钻孔均可去掉。
3钻孔的参数设计
在具体的揭煤条件下,钻孔落点设计参数由以上的矩形布孔方式原则所确定。设计坐标系中,X轴与煤层走向一致,Y轴与煤层倾向一致,Z 轴为铅垂轴,坐标原点为井筒中心。钻孔落在同一平面中的Z轴相同,所以不考虑。X轴与煤层倾向一致可以测得,Y轴是垂直方向,则钻孔在立井作业面和煤层顶板上的空间位置坐标:X为所测量钻孔与井筒上该钻孔开孔处走向的水平距离,Y为钻孔与井筒开孔倾向上的水平距离。
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式中,M为钻孔长度。
通过上述计算,在作图器上计算出每个钻孔的坐标,即可求出每个钻孔所需要的工作量,得出钻孔参数。
4应用实例
鹤煤公司三矿新副井为立筒揭煤,煤层厚9.8 m。揭煤点煤层埋深963 m,煤层倾角为16.8°,井筒净直径7.0 m,井深1 038.5 m,表土段厚290 m。井筒位于向斜构造轴部,矿井开采向斜轴部瓦斯涌出量明显大于两翼,揭煤位置预测瓦斯含量为19 m3/t,预测具有区域突出危险性。揭煤位置埋深近千米,煤层压力大,突出危险性程度增加。区域防突钻孔的设计如图1所示,钻孔煤层打钻剖面如图2所示,钻孔参数计算见表1。
5结语
通过建立立井井筒揭煤钻孔参数的数学模型参数,以简化立井揭煤步骤。该方法应用后,揭煤和穿煤期间的瓦斯浓度变得非常稳定,实现了零超限揭穿千米埋深9.8 m厚突出煤层。鹤煤三矿成功地实现千米井筒特厚煤层揭煤工作的安全、快速、规范化,也节省了人力和财力。
摘要：为解决千米埋深特厚煤层立井揭煤防突和穿煤施工的安全问题,提出了千米井筒特厚煤层立井揭煤瓦斯排放钻孔的矩形布置方式,并以此建立排放孔的数学模型。此方法应用后,能在最快速、最简便和最规范的条件下使排放孔达到预期的目标,揭煤和穿煤期间的瓦斯浓度趋于稳定,并且实现了零超限揭开千米埋深煤层。
关键词：特厚煤层,立井揭煤,钻孔设计
参考文献
[1]国家安全生产监督管理局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京煤炭工业出版社,2009.