近突出煤层（精选5篇）
近突出煤层 篇1
1 采区地质概况
黑龙江省鸡西矿业集团东海煤矿, 六采区主采煤层为34层上、34层、35层, 其34上煤层和34煤之间层间距为3-4.6米, 平均3.8米, 属于近距离煤层, 层间岩性为页岩、砂质页岩。34上煤层厚度在1.5-1.9米, 平均1.7米, 工作面长180米左右, 采用沿空留巷, 煤柱宽度5米。34上煤层超前34煤层两个工作面回采。由于两层煤层距离小, 必须对34上煤层、34煤层工作面布置、工作面回风巷 (上巷) 、运输巷 (下巷) 及切割上山巷道布置和支护方式进行研究确定。
2 下部煤层工作面布置
根据六采区煤层赋存情况及已有生产系统, 经研究论证34煤层工作面采用与34上煤层工作面同方向布置, 并且把下部工作面巷道布置在34上煤层工作面采空区斜下方, 保持下部工作面布置在34层减压力区。该种布置方式的主要优点是:34煤层各工作面的区段工作面巷道能够避免受34上煤层区段煤柱形成的高集中应力的影响, 减少工作面支护数量, 同时巷道顶板易于维护。节省准备工程量费用, 减少工人劳动强度, 缩短巷道y工时间。但是必须将34煤层工作面区段与34上煤层煤柱错开距离, 保证34层巷道布置在34层上区段煤柱和34层上区段采空区高应力区。以避免下部煤层工作面巷道受上位煤层区段煤柱和采空区传递支承压力的影响。由于34上煤层、34煤层间距较小, 同时上部采空区与下部工作面巷道间岩柱较小, 且岩性较弱, 使得34煤层工作面的工作面巷道顶板支护强度增加, 必须采取加强支护措施。
3 下部煤层工作面巷道位置的确定
3.1 上部煤层底板压力分布情况
34上煤层工作面间煤柱宽5~8 m, 采用沿空留巷作为煤柱。其应力的区段采面应力分布呈抛物线型。采煤工作面空间上方中部约相当于工作面宽度的40%~60%区域应力要高于原岩应力, 在靠近两侧煤柱的区域则为减压区, 其煤层平面内应力分布如图1所示, 则在其底板下34煤层应力分布状况如图1。
3.2下部煤层工作面沿空留巷巷道位置的确定
根据矿山压力传递规律, 上煤层区段煤柱所形成的支承压力在煤层底板岩层内将有一定的传递范围, 而且随远离煤层而逐渐衰减至原岩应力。34上煤层被采出后, 其工作面煤柱原有的应力场将被破坏, 采空区上方岩层重量将向其转移形成高压并通过煤层底板传播到煤柱下方附近的一段区域, 形成应力增高区, 如果把巷道布置在这些区域, 将会由于支承压力的影响而产生变形和破坏。
支承压力沿水平方向在底板岩层中的传播规律是在与煤柱边界线法线成一定夹角的范围内向外扩展, 底板岩层中的集中应力在水平方向上也向煤柱外侧扩展到一定范围, 这个范围可用公式估算。盘区内煤层倾角12°~15°, 属倾斜煤层, 运输平巷、回风巷及切割上山巷道离煤柱边界的合理水平距离, 可依图2、图3计算。
下部煤层工作面巷道内错距离Ln为
下部煤层工作面切割上山巷道位置的确定
式中Ln——34上煤层区段煤柱边界与34煤层工作面巷道的水平间距, m;
φ——应力传播影响角, 通过实测本区域煤柱向底板传力的影响角φ一般为25°~45°, 根据上层回采情况及其煤柱尺寸取30°
h1——34层煤层顶板岩层厚度, 取最大值3.8m;
h2——34层煤层巷道高度, 取1.4m;
B——34上煤层切割上切巷道宽度4.2m;
β——φ余角值
经计算得Ln>3.0m, Lo>7.2m。即受煤柱影响下部34层工作面平巷应布置在煤柱线外3.0m之外, 下部34层工作面切割上山应布置在煤体外7.2m之外, 巷道受压状况可明显改善。
4 下部工作面巷道支护方案确定
支护结构与组合梁围岩控制的原则就是合理布置巷道支护, 充分利围岩的自承能力, 合理地选择和设计力学性能较好的结构, 保证巷道有足够的有效断面, 同时又不影响安全与生产。
4.1 工作面巷道顶板的稳定性分析
(1) 当工作面巷道顶板两端看作固定梁时, 其安全跨距Ls为
式中[δ]———岩石许用应力, δ=δt/n, δt为岩石抗拉强度极限, n为安全系数;
h——直接顶岩层厚度;
q——岩体单位长度的重量及其载荷。
经计算34煤层工作面巷道的安全跨度公为3.0米, 34煤层工作面巷道设计宽度为3.2米。随着时间的推移, 顶板可能会逐渐破坏而冒顶。
(2) 梁在中部的弯矩最大, 即
式中, Lm——为巷道宽度。
工作面巷道中部顶板单位长度所受的最大拉应力为
经计算工作面巷道顶板中部所受的最大拉应力25Mpa, 而其实际抗拉强度仅有23Mpa左右, 34煤层顶板的抗拉强度接近所受拉应力, 所以巷道遇断层和变化带时断裂有可能性。
由以上两种计算可以看出, 工作面巷道顶板自承能力小, 有破坏的可能性。
4.2 停采线压力叠加区的确定
六采区34上层与34层采取联合布置, 采区内绞车道、回风道与皮带道均联合布置系统中, 下分层34层回采巷道必然穿过上覆34上煤层工作面停采线外煤柱区, 上覆34上层保护煤柱形成高于原岩应力4~6倍的叠加支承压力, 超前支承压力峰值一般位置为深入前方煤体10~20 m处, 极近距离煤层倾斜上下方支承压力峰值深入煤体的距离较远, 据井下观察该影响带深入煤体一般为30~40m, 其应力区视煤层地质条件不同变化在8~15 m间。这种叠加支承压力将随着开采时间和空间上的变化而均化, 但对于极近距离煤层而言将通过煤体向底板剧烈地传播, 因此在此区域下开掘巷道其顶底板移近速度和移近量均很大, 巷道支护常遭严重破坏。需对该段巷道加强支护。
4.3 工作面巷道支护形式
由于工作面巷道顶板的自承能力小, 工作面巷道压力不均。经研究分析, 六采区34层工作面巷道支护采用分段支护设计, 压力大的区域要加强支护。巷道支护使用具有主动承载能力的锚杆和钢带支护形式作为支护, 压力大的区域采用锚索作为加强支护的支护形式。根据不同压力采用不同支护形式, 保证能对围岩共同形成支护体系, 提高岩层的内聚力和内摩擦角, 增强顶板岩层的组合拱作用, 锚杆与锚索共同作用, 提高顶板的完整性;考虑到巷道内保护煤柱压力增大区、巷道上部为采空区、以及切割上山的压力不同;在保护煤柱压力增大区的巷道内采用锚杆、钢带及锚索联合支护, 两帮采用金属网、筒式锚杆防片帮。巷道上部为采空区采用锚杆、钢带联合支护, 两帮采用金属网、筒式锚杆防片帮。遇断层和破碎带时必须采用钢梁棚、金属网加强支护。切割上山采用锚杆、钢带支护, 遇断层和破碎带时必须采用单体柱、托木加强支护。
5 结论
5.1 34煤层工作面巷道采用内错布置、运输巷、回风巷错距不小于3米, 将其布置在应力降低区内, 并能在上覆34上煤层完整底板下进行掘巷, 该区段内巷道一般不受破坏, 巷道较易维护切割上山错距不小于8米。
5.2 34煤层工作面运输巷、回风道必须根据34上煤层采空区矿山压力分布情况进行针对性支护设式。
5.3 工作面运输巷、回风巷及切眼施工时, 在遇断层、顶板破碎漏顶、应力叠加区必须加强支护, 并采用钢梁棚、单体柱、金属网支护。设计时巷道断面需适当加大。
5.4 从已施工巷道的矿压及矿压显现观测资料看, 所设计的工作面巷道布置方式、内锚距离和支护方案是可行的, 巷道顶板底板量和两帮收敛量均在预计范围内。
5.5 运输巷、回风巷上帮必须使用帮网加强支护, 防止片帮伤人。
摘要：结合东海煤矿六采区34上煤层和34煤层的具体情况, 分析深矿井极近煤层采空区下部煤层工作面巷道的布置方法, 利用矿山压力理论计算极近煤层之间巷道布置, 并制定巷道顶板支护方案。
关键词：极近煤层,工作面巷道布置,支护方案
参考文献
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[3]孙玉成.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计[D].学位论文.[3]孙玉成.近距离煤层群巷道锚杆支护优化设计[D].学位论文.
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[5]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[D].煤炭工程师1994.[5]石建新.底板巷道合理位置确定方法的探讨[D].煤炭工程师1994.
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突出煤层打深孔技术 篇2
过去,焦煤集团各突出矿井打抽采孔多使用MYZ-100、MYZ-150型钻机,孔径一般65～75 mm,孔深一般在60～70 m,遇到软煤及下向孔,钻孔打不到50 m深,极易造成抽采空白带,给安全生产埋下重大隐患。
《防治煤与瓦斯突出规定》自2009年8月1日施行后,作为多煤层开采的矿区,开采保护层是有效实施区域瓦斯治理的首选措施。焦作矿区二1煤层下部50,70 m处分别有一5煤、一2煤,平均煤厚1.5 m,无煤与瓦斯突出危险性,但一5煤、一2煤距富含水的L8灰岩及奥陶系灰岩较近,突水危险性大,目前技术条件下无法开采。因此,焦作矿区利用保护层开采进行区域瓦斯治理的措施,目前技术条件下难以实现;区域瓦斯治理的主要措施只能是预抽煤层瓦斯,而利用抽采进行突出煤层区域瓦斯治理的关键是打深孔。
1 打深孔
(1)选择合适钻机,确保孔深。
通过对淮南、淮北区域瓦斯治理技术调研,结合焦作矿区实际,要想打深孔,使用大扭矩、强力钻机是根本。
通过市场调研,2009年2月,焦煤集团各高突矿井重点引进了4 000,6 000 Nm大扭矩、大功率强力钻机,与过去使用的钻机相比,电机功率、最大设计钻深、回转扭矩均提高了3倍以上(扭矩4 000 Nm钻机参数见表1)。
2009年在焦煤集团煤与瓦斯突出最为严重的九里山矿进行强力钻机打深孔试验。先后在该矿15采区酥软煤层15031工作面和一般煤层14采区14121工作面打孔试验。据统计,15031工作面试验打钻孔208个,总孔深19 261 m,平均孔深92.6 m,班效率在160 m以上,比原来孔深提高近1倍,班效率提高近4倍;14121工作面共试验打孔112个,总孔深13 779 m,平均孔深123 m,比原来孔深提高近1倍,班效率提高3倍以上(试验数据统计见表2)。
(2)改进钻具,解决排渣问题。
在钻具上,通过市场调研,引进圆弧形凸棱钻杆,凸棱钻杆横截面为等边三角形,钻杆在回转过程中,轴向旋转时对钻渣进一步粉碎,钻杆的3条边不断挠动沉积在孔壁下侧的煤粉,再借助钻杆通风孔所送风的外吹力,将煤渣排出孔外。孔内煤渣大大减少,增大了钻孔与钻杆间的间隙,孔内煤渣一直处于运动状态,发生孔内堵塞的可能性几乎没有,保证排渣顺畅,有效防止了堵孔、卡钻、夹钻现象。
(3)建立井下移动空压机站,保证风量、风压。
通过现场大量实践并与钻机厂家技术人员交流得知,保证钻机打孔的最佳风压要求,也是提高打孔深度的关键。为解决同一地区开多部钻机风压、风量不足问题,提出在有条件的矿井和地区,建立井下移动空压机站,以提高打钻排渣风量与风压。
强力钻机配合三棱钻杆及高风压打深孔技术分别在焦煤九里山矿14121瓦斯抽采巷、14141回风巷及焦煤演马庄矿22071运输巷打孔试验。九里山矿共打孔380个,演马庄矿共打孔150个,下向孔平均孔深突破130 m,上向及水平孔平均孔深突破150 m,最深钻孔在200 m以上,使本煤层打深孔技术有了新的突破(试验数据统计见表3)。
2 应用效果
在应用大功率钻机配合三棱钻杆及高风压打深孔技术试验的同时,依据《防治煤与瓦斯突出规定》相关要求,结合焦作矿区施工钻孔具体情况,制订了“焦煤集团防止打钻着火有关规定”、“焦煤集团瓦斯抽采管理规范”、“焦煤集团瓦斯抽放钻孔施工技术与管理规范”,矿井也相应制订了“钻孔施工奖罚管理办法”、“瓦斯抽采奖罚管理办法”等一系列配套制度、措施,保障了打深孔技术试验的成功。
(1)实现了钻孔深度的突破,保证了区段预抽煤层瓦斯、条带预抽煤层瓦斯等区域瓦斯治理措施的实施,彻底消除了打钻深度制约区域瓦斯治理的瓶颈,为本质安全型矿井建设创造了条件,安全效益显著。
(2)强力钻机配合三棱钻杆打钻技术,尤其在酥软煤层内打孔效果非常明显。目前该技术已在豫西典型三软煤层——焦煤集团所属矿井何庄矿成功应用,孔深及班效率均提高2倍左右。
(3)由于抽采钻孔量、钻孔总长的大幅增加,使焦作矿区的瓦斯抽采量提升很快,为创建年抽采量亿立方米的矿区打下了坚实基础;同时保证了焦作矿区民用瓦斯量及瓦斯发电量,提高了瓦斯抽采利用率,社会、经济效益显著。
3 结语
(1)大扭矩强力钻机配合三棱钻杆打钻,要有完善的钻孔防灭火措施,以防钻具与煤层的强力摩擦引燃钻孔煤粉。
(2)矿井压风系统足够的风量、风压是打深孔的保证,根据打孔实践,风压以不低于0.5 MPa为宜。
(3)实施区域瓦斯治理,需要施工大量的岩巷工程和抽采钻孔,加上原有的采掘、开拓施工用风,造成多数矿井压风系统风量、风压不足,不能满足打深孔需要。因此,根据区域瓦斯治理规划,扩能改造矿井压风系统十分必要。
(4)矿井应加强施钻地区巷道的支护改革力度,推行大断面巷道,保证打钻空间。
(5)建立移动抽放泵站,实施分源抽采。
近突出煤层 篇3
戊8煤层瓦斯压力6.6 MPa, 戊9-10煤层瓦斯压力5.9 MPa, 己15煤层瓦斯压力2.1 MPa。
1 突出预测敏感指标及临界值确定
由于各突出矿井煤层地质赋存条件的差异, 敏感指标及其突出临界值也是不同的, 常用的工作面预测方法有:钻孔瓦斯涌出初速度法和钻屑指标法, 即钻孔瓦斯涌出初速度q、最大钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标Δh2 (或K1) 。因此根据首山一矿己15煤层掘进工作面的实际预测结果, 用“四率”法和灰色关联分析法, 对该矿的突出预测敏感指标及其临界值进行分析研究, 确定适用于该煤层的突出预测敏感指标及其临界值。
1.1 现场煤样采集和实验室考察
2008年1月, 分别从己15-12010机巷、风巷掘进头采集了己15煤层煤样2份。从定点取样和区域预测的要求出发, 这2份煤样已代表了己15煤层煤质的特点。在实验室对每份煤样除了测定瓦斯放散初速度ΔP, 煤的坚固性系数f值外, 还分别充入0.27~1.70 MPa的瓦斯, 吸附平衡48 h以上, 考察瓦斯解吸量Δh2与瓦斯压力p之间的变化关系。然后分析钻屑瓦斯解吸指标Δh2同p, ΔP, f之间的关系。
1.2 实验结果分析
不同充气瓦斯压力下煤样的钻屑瓦斯解吸指标Δh2和煤的坚固性系数f、瓦斯放散初速度指标ΔP参数的测定结果见表1。表1中K为突出区域预测综合指标, 其值可由下式得出:
由表1可以看出, ΔP, f值及综合指标K值均超过《防治煤与瓦斯突出规定》给定的区域预测指标临界值 (ΔP≥10, f≤0.5, K≥15) , 说明该区域具有突出危险性。
2个煤样钻屑瓦斯解吸指标Δh2同充气瓦斯压力p的关系见图1。
对表1中的瓦斯解吸指标Δh2与吸附瓦斯压力p进行线性拟合:
复相关系数分别达到0.959 7和0.943 1, 曲线拟合较显著, 说明可以用上述关系来描述解吸指标Δh2与瓦斯压力p之间的关系。
根据国家“八五”攻关科研项目“工作面突出预测敏感指标及临界值确定”研究成果, 钻屑解吸指标Δh2同吸附平衡压力p及突出危险性综合指标K之间存在以下关系, 其拟合曲线见图2。
式中A, B, C为依赖于煤种的实验常数, 由表1中2组实验数据进行多元线性回归得出。A主要同煤种有关, 可取式 (2) — (3) 中常数185.71和172.62的平均值的整数部分179.0;B, C为正值表明煤样随着解吸瓦斯压力p和突出危险性综合指标K的增加, 钻屑解吸指标Δh2也增加, 同时B, C还反映了瓦斯压力与煤质指标同钻屑解吸指标Δh2的密切程度。
将表1中2组煤样数据进行多元数据拟合, 得出钻屑解吸指标Δh2同吸附平衡压力及突出危险性综合指标K之间较好地符合以下关系:
式 (5) 说明, 如果能够确定首山一矿己15煤层的p, K突出危险临界值, 就能得出钻屑瓦斯解吸指标Δh2的临界值。根据《防治煤与瓦斯突出规定》第26条预测煤层突出危险性单项指标p和第30条综合指标K的临界值, 即突出危险煤层p≥0.74 MPa, K≥15 (无烟煤为20) , 将上述数据代入式 (5) 得钻屑瓦斯解吸指标参考临界值为
在预测指标中, Δh2与K1存在着如下关系:
式中:Q为自解吸开始时刻解吸仪实测每克煤的累计解吸瓦斯量, m L/g, 对于MD-2钻屑瓦斯解吸仪, Q=0.082 1Δht/10;Δht为t时刻解吸仪实测水柱计两侧压差;0.082 1, 10分别为仪器结构常数和煤样质量;t为解吸测定时间;W1为解吸测定开始前每克煤已解吸的瓦斯量, 即在暴露时间 (MD-2解吸仪T0=3 min) 煤样损失的解吸量。
在预测中还进行了Δh2与K1的换算关系的测定, 结果见表2。
综合式 (6) 、图2以及实验仪器的测定原理和实验结果, 并考虑留有一定的安全系数, 确定Δh2=180 Pa, 对应的K1=0.35 m L/ (g·min1/2) , 作为参考临界值在现场进行应用考察, 以确定其敏感指标及临界值。
根据首山一矿的己15煤层煤巷掘进现状, 己15煤层Vdaf=18.91%, 并结合MD-2解吸仪读数精度, 确定以Δh2=180 Pa为参考临界值, S=6 kg/m, q=4.5 L/min;己15-12010机巷、己15-12010风巷“四位一体”防突措施中的预测和检验测定指标及临界值按上述标准执行。
2 突出预测敏感指标分析
2.1 预测突出率
式中:η1为预测突出率, %;nt为预测有突出危险次数;N为预测总次数。
预测突出率η1代表着预测有突出危险区段所占总预测区段的比例大小, 当然η1越小, 需采取防突措施的范围越小, 防突投入少, 进度快, 但其取决于突出预测的准确率。
2.2 预测突出准确率
式中:η2为预测突出准确率, %;nk为预测有突出危险次数中, 真正有突出危险的次数。
预测突出准确率η2越高越好, 但在目前技术条件下, 能够达到60%左右。
在试验中发现, 如果以实际发生的突出来确定指标临界值和敏感性, 一是生产中不允许, 二是不安全。为此, 国内众多学者提出凡符合下列条件之一时即属突出危险: (1) 实际发生的突出; (2) 预测指标超标较大, 预报有危险但采取措施 (超前排放钻孔、慢速掘进甚至停掘等) 后未发生突出; (3) 在施工防突排放钻孔过程中, 有动力现象 (喷孔、夹钻、顶钻、响煤炮等现象) 。
2.3 预测不突出准确率
式中:η3为预测不突出准确率, %;nB为预测无突出危险次数;nA为预测无突出危险次数中果真无突出危险的次数。
预测不突出准确率η3一般达到95%以上即可。
2.4 预测准确率
式中:η4为预测准确率, %;n为实际有突出危险次数。
预测准确率一般应达到100%。
3 己15-12010机巷、风巷掘进工作面预测敏感指标分析
3.1 己15-12010机巷
跟踪考察212次, 共发生突出20次, q值超限21次, 准确预报18次, 误报3次, 漏报2次;S值超限6次, 准确预报5次, 误报1次, 漏报15次;Δh2超限3次, 准确预报3次, 误报0次, 漏报17次。
从表3可以看出, 3项指标的预测突出率均低于15%, 说明q, S, Δh2作为预测指标具有实际操作意义, 不会给掘进回采工作带来太多影响。预测突出准确率q值为85.7%, 这表明该指标对于突出预测有误报现象, 误报率达到了14.3%, S值的误报率达到16.7%, Δh2没有误报;预测不突出准确率q值达99%, 明显高于其他两项;预测准确率q值达到90%, 而S和Δh2分别只有25%和15%, 这说明S和Δh2存在严重的漏报现象, 漏报率分别达到75%和85%。
在己15-12010机巷掘进工作面的突出危险性预测中, q值的预测效果明显高于其他两项指标。但q值存在漏报现象, 故应该以其他指标对其补偿。
根据现场实测, S, Δh2对于q的漏报均具有补偿作用。2008年6月14日发生的突出S值为5.8 kg/m, 非常接近参考临界值, 其S值作出了较为准确的预报。
3.2 己15-12010风巷
跟踪考察230次, 共发生突出28次, q值超限28次, 准确预报25次, 误报3次, 漏报3次;S值超限3次, 准确预报3次, 误报0次, 漏报25次;Δh2超限2次, 准确预报2次, 误报0次, 漏报26次。
从表4可以看出, 3项指标的预测突出率均低于15%, 说明q, S, Δh2作为预测指标具有实际操作意义, 不会给掘进回采工作带来太多影响。预测突出准确率q值为89.3%, 这表明该指标对于突出预测有误报现象, 误报率达到了10.7%, S值和Δh2均没有误报;预测不突出准确率q值为98.5%, 明显高于其他两项;预测准确率q值达到89.3%, 而S和Δh2分别只有10.7%和7.1%, 这说明S和Δh2存在严重的漏报现象, 漏报率分别达到89.3%和92.9%。
比较预测突出准确率、预测不突出准确率、预测准确率, 在己15-12010风巷掘进工作面的突出危险性预测中, q值的预测效果明显高于其他两项指标。但q值存在漏报现象, 故应以其他指标对其补偿。
根据机巷的实测, q值漏报的3次是:
1) 2008年3月14日, 动力现象为夹钻, 其q值为3.2 L/min, S值为6.4 kg/m, Δh2为100 Pa, 这次突出只有S值预报准确;
2) 2008年5月30日, 动力现象为响煤炮, 其q值为2.2 L/min, S值为6.2 kg/m, Δh2为180 Pa, 这次突出S, Δh2预报准确;
3) 2008年8月30日, 动力现象为响煤炮, 其q值为1.4 L/min, S值为6.0 kg/m, Δh2为190 Pa, 这次突出S, Δh2预报准确。
4 结论
突出煤层开采的瓦斯治理技术实践 篇4
梨树矿邱家井深部二采区是单一煤层开采, 即14#层属于肥煤发热量在5300卡, 是属于优质煤层, 该区设计生产能力60万吨/年, 随着开采深度的加大, 距地表垂深660米, 因此巷道矿压逐渐加大, 瓦斯涌出量增大, 回采工作面与掘进半煤岩送巷时偶尔会出现瓦斯超限和易诱发瓦斯突出的现象, 严重制约我矿的安全生产。
在这样的困境下, 为保证我矿能够安全生产, 我矿开始对回采工作面和两巷执行瓦斯综合治理措施, 并针对我矿实际情况采取了“一面四巷”即进风巷、回风巷、尾排巷、高抽巷、高位仰角钻场等瓦斯抽采方案。经过一系列措施的实施, 该面瓦斯综合抽采率达到60%以上, 使我矿回采工作面的瓦斯含量明显下降。
2地质概况及工作面瓦斯状况
2.1地质概况。
14/右一工作面上巷为14/右零巷, 下巷为14/右一巷, 西部为14/皮带道和-275主运巷、东部为矿界, 工作面平均走向长380米, 倾斜长150米, 平均煤层厚度3.0米, 倾角5度, 直接顶和老顶为12.5米的中砂岩, 底板为中砂岩1.16米和煤页岩3.2米, 地质构造相对简单。
2.2工作面瓦斯及通风系统状况。
二采区14/右一采面为二采区首采面, 采面最大瓦斯涌出量为45 m3/min, 配风1350 m3/min, 区域防突钻场:14/右0巷10个。矿井通风方法为抽出式通风, 通风方式为中央分列式, 通风网络属简单网络, 现有“四入一排”通风系统, 即箕斗井、付井、皮带井、配风井入风, 回风立井排风。采区均有自己独立的通风系统。
3我矿采取的区域综合防突措施
3.1首先对该回采面进行区域危险性预测。14#煤层瓦斯压力P为1.05Mpa, 大于0.74 Mpa, 瓦斯绝对涌出量为35.66m3/min, 瓦斯相对涌出量38.52m3/t, 大于8m3/t, 14/二采区右一采面为突出危险区域。
3.2严格落实区域防突措施先行, 局部综合防突措施补充的原则, 对该区域采用防突措施为顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。区域防突钻场、钻孔布置方式:3.2.1 14/二采区右0巷下帮施工区域防突钻场10个, 第一个钻场距工作面切眼20m, 第二个钻场距离第个一钻场20m, 以后每个钻场间距30m, 每个钻场内向工作面方向呈扇形布置钻孔13个, 孔径Φ113mm, 钻孔长度13.6m-123m, 工程量11886m;3.2.2 14/二采区右一切眼垂直工作面煤壁施工区域防突钻孔50个, 钻孔间距3m, 孔径?75mm, 钻孔长度20m, 工程量1000m。钻孔施工完毕立即连接抽放管路, 预抽该区域煤层瓦斯。
3.3以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或煤层瓦斯残余含量进行措施效果检验。每50米布置2个检验测试点, 共16个检验测试点。每个检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小, 间距较大、预抽时间较短的位置, 尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离。在采用残余瓦斯压力或残余瓦斯含量对煤层瓦斯区域防突措施进行检验时, 必须依据实际的直接测定值。若煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa, 瓦斯残余含量小于8m3/t, 且未发现喷孔、夹钻等突出预兆, 预抽区域为无突出危险区, 可以进行正常回采作业。若煤层残余瓦斯压力大于等于0.74MPa, 瓦斯残余含量大于等于8m3/t, 且发现喷孔、夹钻等突出预兆, 以检验孔为半径100米范围内为突出危险区域, 在该区域内则执行补充措施。
补充措施:在突出危险区域内每5米布置1个补充措施钻孔, 钻孔施工完后。每40米进行一次效果检验。若煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa, 瓦斯残余含量小于8m3/t, 且未发现喷孔、夹钻等突出预兆, 则补充措施有效该区域为无突出危险区, 可以进行正常回采作业。若煤层残余瓦斯压力大于等于0.74MPa, 瓦斯残余含量大于等于8m3/t, 且发现喷孔、夹钻等突出预兆, 则继续执行补充措施, 直到效果检验有效为止。
3.4进行区域验证。采用钻屑指标法首先进行两次区域验证, 若钻屑指标小于临界值无异常现象, 工作面每推进25米进行一次区域验证, 在构造破碎带连续进行区域验证, 具体措施:工作面每15m布置一个检测钻孔, 深度10m, 直径42mm, 钻孔尽可能布置在软分层中。测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量, 钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S, 每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标△h2值。采用钻屑指标法验证工作面突出危险性的指标临界值下表的临界值确定工作面的突出危险性。钻屑指标小于临界值无异常现象, 在采取安全防护措施允许回采, 回采推进方向留有不小于2m的超前距。钻屑指标大于或等于临界值且发生瓦斯涌出异常;喷孔、顶钻、夹钻, 工作面响煤炮或遇断层, 褶曲等构造破坏带时, 该工作面为突出危险工作面, 只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆, 则该区域以后的采掘作业均当执行局部防突措施。 (图1)
4工作面防突措施 (局部)
4.1 14/右一采面, 工作面采取超前排放钻孔防突措施:采用ZQSJ140/4.1风煤钻机, 在工作面布置每5米布置一个超前排放钻孔, 孔径75mm, 孔深13m。
4.2工作面防突措施效果检验必须包括以下内容:具体措施:在工作面每15米布置1个检验钻孔, 孔径Φ42mm, 孔深10m。钻孔应布置在措施钻孔之间, 钻孔尽可能布置在软分层中。在措施钻孔预留3m的前提下允许回采10m;反之, 判定为措施无效。措施无效则执行补充措施:在工作面每5米布置1个补充措施钻孔, 孔径为Φ75mm, 孔深13m。施工完毕后进行局部防突效果检验, 钻屑指标小于临界值无异常现象, 在措施钻孔预留3m的前提下允许回采10m, 反之, 判定为补充措施无效。继续施工补充措施钻孔直至检验有效为止。
5一面四巷瓦斯治理
为达到更好的瓦斯治理效果, 我矿对该采面在上巷配合了一条专用瓦斯尾排巷用以治理上隅角瓦斯积聚现象, 在采面顶板上方20m处, 送一条专用瓦斯高抽巷, 并且为了提高高抽巷的实际效果, 在高抽巷施工时也使用了区域防突措施, 在两帮施工钻孔, 提高了顶板的瓦斯扩散性, 提高了高抽巷的实际效果。
6瓦斯综合治理措施执行后效果
在该采面送巷过程中, 由掘进队组边掘边施工该采面的瓦斯防突措施, 施工本层钻孔经过一段时间抽放并在回采前施工本层钻孔及仰角钻孔抽放。保证采面在回采过程中瓦斯压力明显减小到0.35Mpa (小于0.74Pma) , 瓦斯含量W=4.6 m3/t (小于8m3/t) , 在工作面进行区域验证的实际效果来看, 钻屑瓦斯解吸指标Δh2 (Pa) 值为100-140Pa (小于200Pa) , 钻屑量S (kg/m) 在3-4 kg/m之间。经实际检验效果明显, 该采面产量由3万吨/月提升至5万吨/月, 大幅度提升了我矿的采面生产能力。
7结论
快速掘进技术在突出煤层的应用 篇5
1 水力挤出方式的原理简介
(1) 高压注水时, 水的压强非常的大, 当其喷射到煤层上时, 强大的压力会使被喷射的煤体渐渐出现损坏, 因为在封孔器之外的煤体都不是双向受力, 所以在水流的冲击下, 煤体的弹性会逐渐释放, 此外, 媒体的应力和瓦斯的压力也会逐渐降低, 使得煤层在开采的时候更加安全和顺利。
(2) 水分顺利进入到煤层的细小缝隙, 水分的进入使的煤层变得更加潮湿, 大大降低了瓦斯从煤层中泄露的概率, 潮湿的煤体能够最大限度地将瓦斯吸附住, 使其不再异常活跃。水分的进入有效阻止了瓦斯两个状态之间了转化, 从而起到很好的封闭瓦斯的效果, 减少了安全事故的发生。
(3) 煤层中进入水分以后, 使得煤的力学性能有了很大变化, 弹性模数也随之减小。
2 工作面情况简介
8123工作面在f20断层北翼一道小石门以上至回风石门, 石门以西部分;走向长度108m, 倾斜长度39.1m, 地质储量6.8万t;根据九里山矿实际, 现布置为8123一面上小面、8123一面下小面开采, 现8123一面上小面正在回采, 煤层倾角30°~40°, 平均35°, 工作面范围内地面标高为-558.36~-542.36m;该工作面处于一宽缓的背斜构造, 切眼距离落差20m的f20断层30~60m。
3 水力挤出综合防突措施
3.1 水力挤出钻孔布置
(1) 钻孔按梅花状布置, 孔数5个, 孔径42mm, 钻孔两帮孔深8m、中间孔深7.5m;
(2) 钻孔倾角随巷道坡度而定 (见表1) 。
3.2 效果检验
(1) 效果检验指标:水力挤出采用单项指标瓦斯涌出初速度q值, q值临界指标为4.0L/min。测量气室的长度为0.5m。
(2) 效果检验孔位置分布:效检孔的位置分布在措施孔的中心位置, 效检孔的深度定为5m。
(3) 效果检验步骤:效检有一定的时间限制, 需在高压注水完毕2小时后再进行操作。
(4) 效检指标超限后采取的措施:效检指标q值在3.5m以内超标, 但不超过5.5L/min, 这种情况我们可以使用小直径排放钻孔技术, 即在不合格的校检孔周围均匀设置7到10个半径为2.1cm、深为8m、孔和孔之间的距离应为20cm的小孔, 不断的观察检测结果。当检测结果小于临界值后, 才可以开始掘进活动。在掘进活动中如若出现异常, 应立刻带人撤出, 并及时向相关部门做出反映。
效检指标q值在3.5m内达到或超过5.5L/min时必须立即撤人, 并限制任何人进入。让其释放8个小时之后, 观测无异常征兆时再进行下一次的校检。如果校检和原来一样, 则重复上次操作。在校检结果超标时期, 窝头50m以外不能继续施工, 以防止出现意外, 导致安全事故的出现。
3.3 注水参数的确定
注水压力是有严格规定的, 一般设定在8MPa和16MPa之间, 无论是高于这个范围还是低于这个范围都会使效果降低。在注水的过程中水的压力如果小于8MPa, 则可能是注水孔较浅高压水和媒体缝隙相通或是导水的过程中出现泄露现象, 从而压力过低;若注水压力大于16MPa, 并且在使用中压力没有降低, 导致这种现象的原因可能是因为封孔太深而不能挤裂煤体所致。当出现以上两种水压异常现象后, 要及时予以排查, 并尽快处理, 使注水活动能够顺利进行。
4结果总结
(1) 8123溜子道在进行了高压注水后, 煤壁出现了外移和缝隙。位移数值在10cm和20cm之间, 产生的缝隙数量在5条左右, 缝隙的宽度都比较的窄, 最大的为1.5cm。
为了考察注水措施的效果, 应认真比较注水前后每个循环的预测指标qmax的变化, 详细结果见 (表2) 。
从表2的前后对比数据中我们能够知道, 注水前的预测值和注水后的实际效果检验值差距非常的大, 注水后的实际结果都小于临界值, 该结果告诉我们可以直接对该矿进行掘进, 这样的掘进速度比原来的月进尺25m整整提高了一倍还要多, 达到了月进尺50m以上, 效果非常可喜。
参考文献
[1]于不凡, 王佑安.煤矿瓦斯灾害防治及利用手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2000.
[2]辛新平, 张长海.高压注水技术工艺及防突效果研究[J].焦煤科技, 2002.