综合抽放

综合抽放（共12篇）

综合抽放 篇1

新安煤矿是义煤集团公司生产主力矿井之一,1988年建成投产,设计生产能力150万t/a,开采煤层为二叠系山西组二1煤,全层均为构造软煤,为煤与瓦斯突出矿井。新安煤矿14221综采工作面位于矿井14采区突出危险区域内,原始煤体瓦斯含量为9～10 m3/t,回采前经过区域措施消突,煤体残存瓦斯含量为0.84～6.78 m3/t,瓦斯压力小于0.74 MPa。由于该面煤层赋存不稳定,煤层松软,透气性差,为加强该面回采期间厚煤段瓦斯治理和杜绝瓦斯超限现象,在该面厚煤段采取了高位抽放巷综合抽放技术,取得了显著效果。

1 工作面概况

14221综采工作面位于14采区下山西翼,上邻14201工作面(未圈定),下邻14241工作面(未圈定),西部为14、16采区边界保护煤柱,东部为14采区下山保护煤柱,地面无建筑物和水体。工作面走向长543～582 m,倾向长130 m,工作面标高-10.5～-31.5 m,地面标高+535.0～+550.0 m。煤层倾角6°～ 9°,可采面积72 008 m2。该工作面伪顶为炭质泥岩,厚0～3 m,不稳定;直接顶为泥岩,厚2.0 m,深灰色以石英及暗色矿物为主;基本顶为中砂岩,厚9.0 m。

该工作面地质构造简单,煤厚变化较大,煤厚0.3～14.2 m,顶底板起伏大。工作面中段存在厚煤区(8 m左右),120 m长,煤层松软,透气性差。工作面厚煤段消突后煤层残存瓦斯含量依然在5～6 m3/t,煤层自然发火期为6个月,煤尘具有爆炸危险性,爆炸指数为15.52%。测得14221工作面残余瓦斯含量0.84～6.78 m3/t。

2 高位抽放巷设计

14221综采工作面高位抽放巷在该面回风巷上帮开口,垂直回风巷施工水平巷道8 m,然后沿煤层走向以25°坡度施工斜巷45 m,施工到距煤层顶板13 m位置后再沿倾向向下方向施工水平巷道20 m,然后沿煤层走向施工高位抽放巷130 m,覆盖整段厚煤区。高抽巷开口段以矿用工字钢支护,进入岩石后采取锚网喷复合支护。高抽巷与回风巷水平净间距8 m,高抽巷底板与煤层顶板垂直距离13 m。

3 瓦斯综合抽放

14221综采工作面高位抽放巷施工到位后,在高抽巷正前施工高位钻场,在钻场内施工8个近水平岩石钻孔抽放,同时在高抽巷底板向该面煤层施工穿层钻孔,先进行高压水力压裂增透,后实施穿层钻孔抽放;随着工作面的向前回采推进,高位钻场布置的近水平岩石钻孔将逐渐报废,报废后将实施高位抽放巷抽放;高位抽放巷结束后,通过在高位抽放巷里预留的抽放管实施高位尾巷抽放。

(1)高位抽放巷正前施工钻场实施近水平岩石钻孔抽放。

高抽巷正前钻场长7 m,高3 m,宽5 m,矩形断面,锚网喷支护。钻场内布置2排共8个近水平岩石钻孔,排距0.5 m,钻孔间距0.8 m,孔深120 m,开孔直径113 mm,钻孔终孔间距5 m,钻孔终孔位置距煤层顶板15～18 m,钻孔终孔控制在上隅角往下25 m范围内。钻孔施工使用ZY-3200型液压钻机,采用聚氨酯配合水泥砂浆封孔,封孔深度8 m(图1)。

(2)高抽巷底板向该面煤层施工穿层钻孔,先进行高压水力压裂增透后,再实施穿层钻孔抽放。

在高位抽放巷内沿底板布置2排穿层钻孔,排距0.5 m,钻孔开口间距10 m,单排终孔间距10 m,钻孔终孔施工到煤层底板。使用SGZ-ⅢA型钻机施工,钻孔Ø94 mm,封孔采用机械水泥砂浆封孔,封孔深度8 m;封孔后利用BRW200/31.5型乳化液泵对煤层实施高压水力压裂增透,注水压力12.1～20.0 MPa,单孔注水量15～25 m3,单孔注水时间约1 h,所有穿层钻孔水力压裂结束后进行连管抽放。

(3)高位抽放巷采空区瓦斯抽放。

利用高位抽放巷正前近水平岩石钻孔抽放结束和穿层钻孔高压水力压裂,并实施连管抽放后,随着工作面回采向前推进,逐步开始利用高位抽放巷对采空区实施抽放。高抽巷抽放时,首先要在巷口处建2道严实的密闭墙,在墙体中预留2根Ø300 mm的抽放铁管,利用低负压、大流量的井下抽放系统实施抽放。

(4)通过在高位抽放巷里预留的抽放管实施高位尾巷对采空区深部瓦斯进行抽放。

高位尾巷抽放是在高位抽放巷抽放利用结束后,利用高位抽放巷外围巷道对采空区深部瓦斯进行抽放,是有效治理工作面采空区瓦斯、防止上隅角瓦斯超限的新途径。

4 抽放效果

高位抽放巷综合抽放技术综合应用效果对比分析见表1。

工作面综合抽放率为42%,其中穿层钻孔水力压裂增透抽放实施后,改变了厚煤层原始应力分布状态,煤的塑性变强,透气性增大,煤的水分增加,煤的瓦斯含量和瓦斯压力降低,回采时可以有效防止煤墙片帮、冒顶,对防突、防尘具有一定效果。高位抽放巷综合抽放技术的应用,有效治理了回采期间采空区瓦斯,保证生产过程中上隅角瓦斯浓度稳定在0.5%以下。

5 结语

(1)高位抽放巷施工工程量大,通过对其综合开发利用,最大限度地提高了工程利用率,延长了综合利用时间,降低了瓦斯综合治理工程成本,瓦斯综合治理效果明显。

(2)通过考察以往参数,合理布置高位抽放巷和高位钻孔层位,确保层位控制在采空区裂隙带范围内,实现了厚煤区抽放效果最大化。

(3)对于煤层松软、低透气性厚煤层,本煤层抽放效果一直不好,通过高抽巷底板穿层钻孔对厚煤层高压水力压裂后,煤层透气性增加,塑性增强,单孔抽放量、抽放浓度和抽放时间都有大幅度增加,抽放浓度和抽放量经过考察分别平均增加4.5倍和3.0倍,抽放衰减天数由7 d提高到20 d左右。

(4)高位尾巷的开发利用,是有效治理采空区深部瓦斯的新途径.通过实施高位尾巷对采空区深部瓦斯实施抽放,有效防止了采空区深部瓦斯受顶板垮落、风量、气压变化等因素影响向采掘空间涌出,导致工作面上隅角瓦斯增大或超限而影响安全生产,通过高位尾巷抽放的实施,该工作面上隅角瓦斯浓度稳定在0.5%左右,浓度较以往下降1倍左右。

综合抽放 篇2

7.1 抽采钻孔管理

7.1.1 钻孔施工必须严格按照设计参数，其误差不得＞±1°，否则该钻孔作废不予计量。

7.1.2 钻孔施工如遇地质条件变化等情况需要调整参数的，经防突部同意后方可调整，严禁私自改变设计参数。

7.1.3 钻孔必须实行挂牌管理，注明钻孔编号、孔深、成孔时间等。并及时封孔连管抽采。

7.1.4 钻孔必须通过三通直接连到抽采管路上，每根分支最多有10钻孔并联抽采，要求吊挂平直且固定牢固，集气箱编号管理。

7.1.5 封孔要采用囊袋式注浆封孔或者分段带压注浆封孔方法。预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。

7.1.6 抽采单孔必须安设测定负压和浓度的孔口（测气嘴）。

7.1.7 满足下列条件之一时，经防突部批准，钻孔方可甩掉；①钻孔抽采时间达到一年以上；②平行布孔时，钻孔孔口在采面前方5至10米之内；③斜交布孔时，钻孔口在采面前方10至15米之内。7.1.8 钻孔联网抽采后，抽探队每周测定一次瓦斯浓度、抽采负压，做好记录并将测定数据填入观测管理牌。

7.1.9 钻孔施工开始、结束及退钻时间必须汇报防突部值班室，以方便记录和录像。7.1.10 钻孔施工结束，施工单位必须将深孔施工验收单交防突部分管人员处。7.2 抽采系统管理

7.2.1 抽探队每月一次对抽采系统进行全面检查，查出的问题必须整改并作好记录。

7.2.2 抽探队必须严格按质量标准化要求，对矿井主、支管抽采参数进行检测并按时上报。7.2.3 根据采掘生产、瓦斯涌出量等情况，及时合理调整抽采管路。

7.2.4 严禁随意停抽和调整抽采负压，发现该抽未抽、故意损毁抽采管路的，对责任者按公司严重“三违”处理。

7.2.5 对抽采管路调整后，抽探队必须当天将测定参数报防突部。

7.2.6 抽采管路出现漏气、损坏、无负压、积水等情况，抽探队必须立即安排人员进行处理。

7.2.7 抽探队巡护工必须每班及时对集气箱检修放水，杜绝抽采管路水堵。7.3 抽采管路管理

7.3.1 采掘工作面瓦斯抽采管路的延长和拆除，由防突部长批准；水平或采区抽采管路的延长和拆除，由总工程师批准。

7.3.2 回采工作面安装的Ф300mm和Ф200mm抽放管路随回采拆除并升井交库，由采煤队负责回收（原则上回收率达到100%）；本煤层钻孔抽放Ф50mm管路（含孔口牌）由抽探队回收待用。7.3.3 掘进巷道需延伸抽放管路的，原则上必须使用旧管路，严禁直接使用新管材。

7.3.4 管路低洼积水处必须设置控制阀门和放水器，保证在不停泵的条件下实现放水。7.3.5 抽采管路必须外涂编号标志。

7.3.6 抽采管路严禁同带电体和风筒接触，必须分侧吊挂。

7.3.7 抽采支管管路必须设置阀门和计量装置，各采面的抽采管路有单独的计量装置。

7.3.8 各个支管与主管连接处必须安设排矸排水器和自动放水器，并保证正常使用。7.4 泵站管理

7.4.1 固定抽采泵站管理

7.4.1.1 抽采司机必须经过培训，考试合格后持证上岗。

7.4.1.2 抽采泵站设备运行状态必须保证良好，严格按规定时间进行检查和维修。备用设备和机械设备必须全部处于完好状态，确保随时投入使用。7.4.1.3 抽探队必须对抽采泵站内各种电气设备、抽采系统、供水系统检查每月不少于一次，并有记录可查。

7.4.1.4 泵站司机每小时测定一次抽放参数，观察各种电气设备运行参数（电压、电流和温度）和机电设备运行参数（轴温、水温），发现异常情况及时向矿调度室汇报，调度室根据情况向有关领导和部门请示安排及时采取措施进行处理。

7.4.1.5 抽采泵司机必须认真观察真空泵供水系统情况，要求真空泵供水处于最佳状态。7.4.1.6 随时保证抽放泵站的整洁卫生。7.4.2 移动抽采泵站管理

7.4.2.1 管理移动抽采泵的司机必须经过移动抽采泵操作规程、运行技安措施的培训、学习及实践操作，经考试合格后，方可从事移动抽采泵管理。

7.4.2.2 移动抽采泵属瓦斯抽放专用设备，由泵站司机负责停、开，如因停电、故障等原因抽采泵临时停止运转，要立即通知生产调度中心和防突部以及有关领导。

7.4.2.3 抽采泵司机每小时测定一次抽放参数、观察各种电气设备运行参数（电压、电流和温度）和机电设备运行参数（轴温、水温），发现异常情况及时向矿调度室汇报，调度室根据情况向有关领导和部门请示安排及时采取措施进行处理。

7.4.2.4 如果停泵，要立即打开闸门，使主管内的瓦斯自然释放，排出瓦斯不得造成巷道风流瓦斯积聚超限，否则必须立即采取措施进行处理。移动抽采泵恢复运转后必须立即将进气端三通闸门关上。7.4.2.5 泵站司机负责填写泵站运行记录、参数检测记录等记录。

7.4.2.6 瓦斯抽采泵房内必须安设瓦斯监测探头，具有报警断电功能，泵房内瓦斯浓度不得超过0.5%； 7.5 瓦斯抽采日常管理

7.5.1 瓦斯抽采应填报以下几种报表和台帐： 7.5.1.1 抽采设备台账 7.5.1.2 抽采系统月检记录 7.5.1.3 瓦斯抽采泵站测定记录 7.5.1.4 瓦斯抽采日报表 7.5.1.5 瓦斯抽采月报表 7.5.2 瓦斯抽采观测检查

7.5.2.1 瓦斯抽采记录必须认真填写，要有文字资料备查。

7.5.2.2 抽探队要按时填报日报表，经防突部长审核后，报总工程师审阅。

7.5.2.3 抽探队每天设专人对抽采管路进行经常性检查，及时堵漏、放水、排除故障。

7.5.2.4 抽探队测量工每周观测记录一次抽采浓度、负压，并认真填写瓦斯抽采记录牌版。

煤矿瓦斯抽放钻孔施工校正设计 篇3

关键词：瓦斯抽放钻孔 施工 校正设计

在我孟津公司的煤与瓦斯突出矿井中，防突、消突就是矿井采煤前的中心生产工作。在瓦斯防突、消突工作中，主要依靠瓦斯抽放钻孔进行卸压抽放。钻孔是否施工到位直接关系到煤层的瓦斯消突效果。在施工瓦斯抽放钻孔过程中，除了钻孔偏角、倾角按设计要求施工外，钻孔的成孔情况也直关系到瓦斯消突的效果。结合井下施工现状及施工过程中存在的问题，针对钻孔校正这一块进行了设计，以减少不必要的误差，达到钻孔施工到位的目的，具体如下：

一、当前施工存在问题

在井下施工过程中，因施工现场条件和打钻操作等原因造成了钻孔偏移、存在消突空白带、施工不到位或者报废孔等情况（特别是在深孔和存在极硬岩石钻孔），这些钻孔往往起不到应有的作用，浪费了财力、物力，还延误了工期。例如，在11011胶带顺槽底板巷37#—41#钻场，因岩柱变薄等原因造成控制距离达不到防突要求；在东轨大巷施工钻孔过程中，因打钻、设计等原因，个别钻孔施工未见煤等。这些问题的出现造成钻孔施工不到位，直接影响到打钻消突效果。

二、造成这些问题的原因

造成抽放瓦斯钻孔打不到位，原因有很多种，具体客观因素、主观因素如表1：

三、如何解决这些问题

针对这些问题，除了加强责任心外，必须多施工探孔来解决问题。我解决这问题的思路是利用本身瓦斯抽放钻孔当做探孔，多做钻孔间的对比，减少误差，具体如下：

例如，在11011胶带顺槽底板巷施工工作面大面积预抽钻孔（该处钻孔最远控制50m以外的距离，比较能说明问题）的過程中，只选择一个钻孔进行层位的探测，用其层位指导接下来钻孔的施工，这样往往造成因煤层走向的变化、人为操作的原因及重力等因素引起的误差都未考虑在内，使接下来的钻孔施工起来误差越来越大。

为了解决这个问题，我们可以在设计上做文章，把设计精细化，利用每个瓦斯抽放钻孔做探孔，把每个钻孔的层位当做下面一个钻孔的探孔，校正一下参数，以减少下个钻孔的误差。在主观因素中的重力因素及客观因素中的人为习惯操作的因素全部当做岩柱的“正常变化”来进行参数的选取，使不可避免的因素正常化处理。

四、存在问题

这种参数校正表的出现，要以表格形式，相对比较复杂，所以存在问题如下：

1、个别职工文化程度低，不能很好掌握该表格的使用。需要加强职工的现场培训。

2、必须由专业技术人员多做相关技术指导工作。

五、经济效益

该设计主要适用于“倾角小、钻孔深、存在硬度系数不均岩石”的穿层钻孔施工当中，该方法还能有效避免因自然重力及人为操作给进压力过大而产生的误差。通过该设计的使用，可以有效减少钻孔误差，使钻孔能达到设计要求，保证了消突效果。该设计的应用即可以保障工程施工质量，又可以降低因为施工误差造成而升高的工程造价。

综合抽放 篇4

1矿井基本情况

鹤煤公司八矿位于鹤壁矿区南部, 井田南北走向长5.25 km, 东西倾向宽1.7～1.9 km, 面积约7.9 km2。1958年建井, 1960年投产, 矿井设计生产能力为10万t/a, 1970—1974年扩建成为60万t/a的中型矿井, 2006年核定生产能力为81万t/a (通风能力99万t/a) 。

井田为一隐伏井田, 属单斜构造。二叠系山西组二1煤为矿井唯一可采煤层, 平均厚度6.75 m, 平均倾角24°。井田内地质构造复杂, 断裂构造发育, 尤其小断层较多, 煤层稳定性中等, 局部存在明显的变薄现象, 并呈条带状分布。

矿井开拓方式为立井、斜井混合式开拓。随着井下地区条件变化, 目前该矿井下分4个采区, 即14采区、32采区、31采区、30采区。矿井通风方式为混合抽出式通风, “四进二回”, 即工业广场主井、大胶带斜井、中央进风井、南窑进风井为进风井, 工业广场风井、桐家庄新风井为回风井。全矿总进风量11 342 m3/min, 总回风量11 546 m3/min, 矿井有效风量率87.2%。

2002年8月, 经抚顺煤科院鉴定为突出矿井。2009年, 矿井瓦斯鉴定结果:矿井绝对瓦斯涌出量35.08 m3/min, 相对涌出量22.58 m3/t, 瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。煤层瓦斯含量12.1～18.6 m3/t, 瓦斯压力1.3～1.5 MPa, 煤层透气性系数2.619 4～4.785 4 m2/ (MPa2·d) , 钻孔流量衰减系数0.04 d-1, 属勉强可抽放煤层。煤层不易自燃, 发火期163 d, 煤尘具有爆炸性, 爆炸指数16.54%。

2区域瓦斯治理防突措施抽放技术

2.1底板抽放巷穿层钻孔抽放

八矿底板抽放巷一般设计布置在距煤层底板20～25 m的稳定坚硬岩层中, 规格设计为2.9 m×3.6 m, 采用锚网喷支护。

在底板抽放巷每隔10～25 m布置1个抽放钻场, 每个钻场布置18～35个钻孔, 钻孔直径为94 mm, 钻孔深度穿透煤层进入顶板0.5 m, 预抽工作面胶带运输巷周围及工作面中下部瓦斯;为对工作面中部本煤层钻孔较难达到地点 (即“空白带”) 的瓦斯进行区域预抽, 在底板岩中巷内每隔10 m又补充布置7～9个钻孔, 钻孔沿煤层倾斜方向呈扇形布置, 终孔间距5 m, 钻孔深度穿透煤层进入顶板0.5 m。封孔方法均采用水泥砂浆和马丽散联合封孔, 封孔深度为9 m。

施工底板抽放巷穿层抽放钻孔的同时, 利用采区胶带运输巷、轨道下山和回风下山掘钻场布置穿层钻孔预抽工作面中部瓦斯。在掘进巷道时, 每隔20 m掘1个3 m深的钻场, 充分利用钻场空间, 在钻场四周布置大量钻孔, 每个钻场布置40～60个穿层钻孔, 钻孔直径为94 mm, 钻孔深度穿透煤层进入顶板0.5 m, 预抽巷道两侧40 m范围内的瓦斯, 封孔深度为9 m。

无论是底板抽放巷还是采区胶带运输巷、轨道下山和回风下山掘钻场布置穿层钻孔预抽工作面瓦斯, 都是提前工作面煤巷掘进10个月以上, 通过长时间抽放为煤巷掘进奠定坚实的基础。

2.2原31011工作面抽放“空白带”消突措施

受南翼采区煤质松软、透气性差、打钻喷孔、卡钻等诸多不利条件约束, 原工作面带抽的回风巷、运输巷本煤层抽放钻孔不搭接, 工作面中上部有40 m抽放“空白带”, 制约工作面安全生产。为消除瓦斯威胁, 采取掘抽放钻场布扇形孔解决抽放“空白带”问题的设计方案, 在31011回采工作面和中切割分别掘1个抽放钻场, 利用钻场布置扇形抽放钻孔预抽瓦斯。胶带运输巷钻场位置设在工作面胶带运输巷中部, 沿煤层倾斜方向掘到40 m位置后向两帮各拐掘1个耳巷, 在耳巷内沿煤层倾斜方向布置了35个抽放孔, 钻孔呈扇形布置, 开孔间距0.5 m, 终孔间距5 m, 钻孔深度60～70 m, 使工作面前方150 m范围内的煤层得到了有效控制;中切割钻场位置设在巷道中部, 沿煤层走向掘到40 m位置后向上帮拐掘1个5 m深耳巷, 在钻场上、下帮和耳巷内共布置了83个孔, 钻孔呈扇形和斜交布置, 开孔间距0.5 m, 终孔间距5 m, 钻孔深度60～70 m, 钻孔直径为87 mm, 封孔长度6 m。通过在2个钻场布置抽放孔, 消灭了抽放“空白带”, 保证了回采工作面安全生产。

2.3深孔顺层条带区域消突

由于该矿工作面设计长度普遍在140 m左右, 回风巷、运输巷原施工的钻孔不能相互搭接, 工作面中部留有30～40 m抽放“空白带”, 严重制约工作面生产。为此, 该矿在32011南工作面胶带运输巷利用300型大功率钻机试验实施了深孔抽放钻孔。钻孔沿煤层倾斜方向布置, 在原有钻孔中间每隔2.1 m补打1个抽放钻孔, 布置方式同样为平行孔, 孔深100～110 m, 与回风巷下行孔40 m搭接抽放, 钻孔直径为97 mm, 采用Ø38 mm钢管封孔, 封孔长度6 m。

2.4石门揭煤抽放

石门揭煤工作面采取集中抽放瓦斯的防突措施, 即在石门揭煤工作面巷道两侧预留5 m岩柱各掘进1个钻场, 在钻场布置空间交叉钻孔, 钻孔总数量为128个, 每个钻场内布置64个孔, 控制揭煤方向巷道轮廓线外8～12 m、顶部21 m、底部5 m。预抽一定时间后掘进揭煤导硐, 导硐以-24°平行煤层底板掘进, 长度5 m。然后导硐内注射马丽散以加固顶板煤体, 经效果检验指标不超后, 采用震动放炮揭开煤层。作业工序:掘进巷旁钻场→钻场内打抽放钻孔→平行煤层顶板做导硐→防突效果检验→导硐内顶板加固→震动放炮揭开煤层→清理、支护→煤门掘进, 完成揭煤工作。

该技术一方面截流巷道两帮瓦斯, 另一方面抽排上部煤层瓦斯。通过对揭煤工作面前方瓦斯的集中抽放, 消除抽放“空白带”, 同时抽放与掘进可以平行作业, 在揭煤全过程进行连续抽放。

2.5封孔工艺改进

对抽放浓度低于20%的所有钻孔进行掏孔 (将孔内塌落的岩石或煤全部清除) , 保证孔内畅通;然后在原来封的Ø25 mm钢管内重新续接1根10 m长、Ø15 mm的铝塑管 (新型封孔材料) , 并预先对外口进行临时封堵。封堵后, 采用专用封孔泵利用两封孔管间隙向孔内注马丽散重新封孔。封孔结束后, 将原来封堵的Ø15 mm封孔管外口打开, 与抽放管连接进行抽放。经过对原抽放钻孔封孔质量改进, 原抽放钻场抽放浓度提高至30%以上。

3抽放技术应用

目前, 八矿回采工作面主要采取了本煤层抽放、高位裂隙钻孔抽放、上隅角埋管抽放并配合水力挤出、松动爆破和打排放孔防突措施。煤巷掘进主要采取边掘边抽配合松动爆破、排放孔、浅孔抽放及水力挤出防突措施。

3.1回采工作面

八矿31011工作面采取了水力挤出防突措施, 32011南工作面主要采取了打排放孔防突措施。

在工作面布置穿层钻孔、本煤层钻孔预抽的基础上, 回采期间采用水力挤出防突措施, 注水孔沿工作面的倾斜方向布置, 从工作面上安全口向下2 m处开始, 每隔3.0 m打1个注水孔, 距顶板往下1 m, 仰角45°, 孔深6 m, 孔径42 mm。回采时, 保留3 m的措施超前距和2 m的效果检验超前距, 工作面每进行1个循环注水, 最多允许回采2 m。

在工作面防治瓦斯上, 采取了高位裂隙钻孔抽放、上隅角埋管抽放措施。

(1) 高位裂隙钻孔抽放。

在回采工作面回风巷距切眼90 m处掘第1个高位钻场, 沿工作面走向向外每隔70～80 m掘一高位钻场, 高位钻场底板高出工作面煤层顶板5 m。在钻场内向采面切眼方向布置10个抽放钻孔, 呈扇形布置, 孔径为110 mm, 终孔位置距煤层顶板6～10 m, 沿工作面倾斜方向控制范围为30 m, 钻孔间距为0.5 m, 钻孔与钻孔相互压茬距离为20 m, 钻场采用水泥砂浆封孔, 封孔长度5 m。

钻场打好后, 由采煤队在钻场下口打木垛, 通风区用木板进行临时密闭。当工作面推进到距前1个钻场20 m时, 后1个钻场开始抽放。工作面过钻场时, 很容易造成工作面上安全口附近20 m范围内瓦斯增大, 为了防止高位裂隙钻孔向外涌出瓦斯, 在钻场临时密闭周围注罗克休, 解决了采煤工作面过钻场期间瓦斯超限问题。

(2) 上隅角埋管抽放。

沿工作面回风巷预埋1趟直径大于250 mm钢管, 每间隔20 m安设同一直径立管, 立管设计为T字型, 在T字型上端打花眼, 花眼孔径为10 mm, 长0.5 m, 并在花管四周打好木垛加以保护。上隅角埋抽放管时, 必须与注浆管沿走向错开, 至少相距5 m, 沿倾斜方向至少错开2 m, 防止抽放管离注浆管太近使抽放管吸入水, 影响上隅角瓦斯抽放效果。

3.2煤巷掘进

煤巷掘进主要采取边掘边抽配合松动爆破、排放孔防突措施。目前31011北切眼、32011南2胶带运输巷采用的是松动爆破防突措施, 同时配合边掘边抽措施。

(1) 边掘边抽钻场的布置。

在掘进工作面两侧每隔40～50 m掘进1个钻场, 每个钻场布置6～8个抽放钻孔, 孔深50～60 m, 孔径75 mm, 钻孔扇形布置, 控制掘进巷道轮廓线外上帮7 m、下帮和底部3 m, 掘进时, 保留10 m的抽放超前距。

(2) 松动爆破防突措施。

在掘进工作面布置爆破孔3～5个, 控制孔5～8个, 爆破孔和控制孔控制到巷道轮廓线外3 m, 爆破孔和控制孔设计孔深15 m, 孔径42 mm, 装药段为6.9 m, 封孔段为8.1 m;装药时, 每孔装18卷 (300 mm/卷) 三级矿用水胶炸药, 每6卷药采用PVC材料包裹捆成1个长药卷, 药卷之间要紧密接触, 每组药卷外装0.5 m长的水炮泥, 每个爆破孔内装3组长药卷, 每组药卷装配2个并联同段号的矿用毫秒电雷管, 组间和孔间采用串联方式连接。炮孔底部装药, 接着装水炮泥, 外口4.0 m段封黄泥, 中间剩余部分用沙管装满, 爆破方式采用全断面一次起爆, 效检指标不超, 每个循环允许掘进4.2 m。

4结语

随着矿井的延伸, 矿井瓦斯越来越不易散失, 瓦斯压力、含量逐渐增大, 从而严重威胁着矿井的安全生产, 尤其是煤与瓦斯突出矿井, 而严格落实国家安全生产监督管理总局下达的第19号令, 是煤与瓦斯突出矿井安全生产的保证。鹤煤公司八矿通过区域和局部防突措施的综合抽放技术研究与实践的不断深入, 在区域防突工作取得了一定经验。为了真正实现突出矿井不掘突出头, 不采突出面, 应继续探索新的区域防突措施和综合抽放技术, 确保矿井的安全生产。

摘要：鹤煤公司八矿开采的二1煤层属勉强可抽放煤层, 为确保认真落实《防治煤与瓦斯突出规定》, 八矿根据自身特点, 对较难抽放煤层的采区采取一系列有效的区域防突措施, 确保了八矿较难抽放煤层的抽放效果和《防治煤与瓦斯突出规定》的严格落实。

抽放瓦斯泵司机操作规程 篇5

一、适用范围

第1条　本规定适用于顶拉公司抽放瓦斯泵司机。

第2条　抽放瓦斯泵司机应完成下列工作：

1、负责抽放瓦斯泵的停、开和日常维护管理。

2、运行参数的调整、记录工作。

二、上岗条件

第3条　抽放瓦斯泵司机必须经过培训，取得安全技术工种操作资格证后，持证上岗。

第4条　抽放瓦斯泵司机需要掌握以下知识：

1、掌握瓦斯泵的结构、性能。

2、会进行一般的维护保养及故障处理。

3、掌握抽放瓦斯系统中设备的操作等有关规定。

4、熟悉抽放瓦斯系统的工作原理。

5、熟悉入井人员的有关安全规定。

6、了解有关煤矿瓦斯、煤尘爆炸的知识。

7、熟悉《煤矿安全规程》对抽排瓦斯的有关规定。

三、安全规定

第5条　地面泵房的建筑要符合《煤矿安全规程》第146条规定要求。

第6条　地面泵房必须符合防火、防雷电、防管路回火爆炸的安全装备，必须配齐通讯设备和必要的检测仪表。

第7条　采用地面泵房抽放瓦斯的，其管路应尽可能敷设在回风巷和风井中，管路离巷道底部保持一定高度并相对稳固，尽量减少弯头和直角弯。必须安装管路防回火、防回气、防爆炸的安全装备。

第8条　临时瓦斯抽放泵站的安设、使用，必须符合《煤矿安全规程》第147条规定要求。

第9条　临时瓦斯抽放泵站的安设，应选择在巷道规整、支护良好（不得有可燃性支护材料）处，还要充分考虑行人等安全间距。

第10条　泵房值班人员必须坚守岗位，不得擅离职守。

第11条　操作电器设备时，必须穿戴绝缘鞋和绝缘手套。

第12条　对于反映抽放泵运行状态的各种参数（瓦斯浓度、设备温度、压力、孔板流量计静压差、流量等）及附属设备的运转状态、机房内的瓦斯浓度，在正常情况下应按各局规定的间隔时间进行观测、记录和汇报，特殊情况下必须随时观测、记录和汇报。

第13条　要经常检查维护抽放系统各种计量装置、阀门和安全装置等，保证灵活可靠。

四、操作准备

第14条　检查泵站进出气阀门、循环阀门、配风阀门、放空阀门和利用阀门，保证其处于正常工作状态。

第15条　检查抽放泵地脚螺栓，各部连接螺栓以及防护罩，要求不得松动。

第16条　检查并保持油路、水路处于良好工作状态。

第17条　各部位温度计应齐全，温度计指示值符合规定要求。

第18条　泵站的测压、测瓦斯浓度装置及电流、电压、功率表均应正常工作，无异常。

第19条　检查泵站进、出气侧的安全装置，要求保证完好；采用水封式防爆器的，要保证水位达到规定要求。

第20条　用手转动泵轮1～2周，要求泵内应无障碍物。

第21条　检查配电设备，应完好。

五、操作顺序

第22条　本工种操作应遵照下列顺序进行：

交接班检查开机停机

六、正常操作

第23条　接到启动命令后，抽放瓦斯泵司机应1人监护、1人准备操作。

第24条　启动带有润滑系统和冷却系统的抽放泵时，应首先启动润滑系统和冷却系统，并适当调整流量。

第25条　启动带有供水系统的抽放泵时，应先启动供水系统，并开、关有关阀门。

第26条　回转式抽放泵的启动顺序如下：

1、开启泵的进、出气阀门和循环阀门、配风阀门、放空阀门。

2、操作电气系统，使抽放泵空载运行5～15分钟。

3、抽放泵空载运行正常后，打开连通井下的总进气阀门，同时关闭配风阀门，并逐步关闭循环阀门，使抽放泵带负荷运行。

第27条　真空泵的启动顺序如下：

1、关闭进气阀门，打开出气阀门、放空阀门和循环阀门。

2、操作电气系统，使抽放泵投入运行。

3、缓缓开启进气阀门。

4、调节各阀门，使抽放泵正负压达到合理要求，向泵体、气水分离器等供给适量的水。

第28条　使用临时瓦斯抽放泵站，在开机以前必须首先检查瓦斯、一氧化碳检测状况，浓度符合规定要求时，方可按照操作说明书启动。

第29条　抽放泵启动后，应及时观测抽放正、负压及流量、瓦斯浓度、轴承温度、电气参数等，并监听抽放泵的运转声。

第30条　按规定按时记录各种检查数据。

第31条　抽放的瓦斯进行再利用时，当抽放泵抽放的与其浓度达到30%以上时，应向调度室汇报，并通知用户主管单位，准备向用户输送瓦斯；在接到输送瓦斯命令后，开启总供气阀门，同时关闭放空阀门。

第32条　若泵站内设有加压泵，在接到向用户输送瓦斯的命令后，应按本工种第26条或第27条有关抽放泵的启动顺序启动加压泵，并开、关有关阀门，向用户送气。

第33条　采用干式抽放泵的，当抽放瓦斯浓度低于25%时，应及时停机，并向调度室汇报。

第34条　多台抽放泵并联运行时，其启动和停止应按照本工种有关抽放泵的停止、启动顺序进行操作。

第35条　多台抽放泵并联运行时的操作顺序如下：

1、先启动1台抽放泵，待运转正常后，再启动另一台抽放泵。

2、抽放泵运转正常后，再进行带负荷操作。

第36条　停抽放泵和加压泵之前，必须通知用户和调度室。

第37条　停抽班泵前，必须首先停加压泵及其附属系统。利用加压泵排除民用管道内的瓦斯时，必须先将抽放泵泵体及井下总进气阀门间的管路内的瓦斯排除干净。

第38条　接到停止抽放泵运行的命令后，应1人监护、1人准备进行停机操作。

第39条　抽放泵的停机操作顺序是：

1、开启放空阀门、循环阀门，关闭总供气阀门和井下总进气阀门，同时开启配风阀门，使抽放泵运转3～5分钟，将泵体内和井下总进气阀门间的管路内的瓦斯排出。

2、操作电气系统，停止抽放泵运转。

3、停止供水、供油。

第40条　抽放泵停止运转后，要按规定将管路和设备中的水放完。

第41条　抽放瓦斯的矿井，在抽放工作未准备好前，不得将井下总进气阀门打开，以免管路内的瓦斯出现倒流。

七、特殊操作

第42条　如遇停电或其他紧急情况需停机时，必须首先迅速将总供气阀门关闭，然后将所有的放空阀门和配风阀门打开，并关闭井下总进气阀门。

第43条　抽放泵每次有计划的停机，必须提前通知用户或其主管单位；紧急情况下，停机后应及时通知用户或其主管部门。

第44条　抽放泵需要互换运行时，必须报告调度室同意后方可按计划进行。

第45条　互换抽放泵的操作顺序如下：

1、备用泵空载运转正常后，调小运转泵的流量，并相应调整抽气量。

2、开启备用泵和运转泵系统间的联系阀门，并关闭备用泵的配风阀门，使备用泵低负荷与运转泵并联运行。

3、当备用泵带负荷运转正常后，关闭其放空阀门。

4、停止原抽放泵运转，并开、关有关阀门，调整备用泵的流量。

第46条　无论是抽放泵还是加压泵的互换运行，均不允许间断瓦斯利用；否则必须提前通知用户或其主管单位。

第47条　抽放泵的互换运行应避开用气高峰时间。

第48条　2台并联运行的抽放泵需要与另外2台抽放泵互换运行时，必须停泵后进行。

八、收尾工作

第49条　对全部设备的外表进行1次擦洗。

综合抽放 篇6

关键词：创新视角；地下煤矿瓦斯；抽放方式；管理研究

1.瓦斯抽放方式选择及钻场布置

某煤矿矿区有3煤可采，在+435m水平掘石门平巷布置3煤采煤工作面，在己布置+435m运输底板大巷，本矿的移动式抽放系统先设在矿井+435m区域。抽放钻场布置：根据现有开拓生产布置情况，矿井现有+435m石门3煤已揭开煤层，决定在此处进行煤巷抽放，采取先抽后掘的抽放和采煤工作面顺层抽放相结合的方式。先抽后掘的方式从轨道下山435标高已掘进一底板岩石平巷，并与总回风巷连通，形成分区通风系统，巷道全部采用砌碹支护，抽放泵及管路安装置于435底板巷道中形成435水平煤层瓦斯预抽系统。以每个钻场控制走向长20m，倾斜高5m，按抽放半径1.5m计，终孔点按3×3m网格式布孔3个。采煤工作面顺层抽放以抽放半径3.5m，孔底间距为7m，终孔点按7×7m网络式布孔的方式进行布置。现该巷可布置两个抽放钻场。经抽放后其抽放率达到30%时，再经效检△h2值在临界值以下，认为措施有效。可以按煤巷掘进进行采掘工作。

2.抽放管网系统选择与阻力计算及设备选型

瓦斯抽放系统辅助设施，应包括流量测试仪、瓦斯检测仪、副压传感器、缺水保护器、智能断电仪及通讯设施等。流量测试仪：孔板流量流计100mm1台；瓦斯检测仪：100%高浓瓦斯传感器1台；4%瓦斯传感器3台；副压传感器：配KJ90设备型号，1台；缺水保护器：1台；智能断电仪：1台；电话机：直通矿调度室；泵站供电参照井下局部通风机的供电管理，要求“三专”，即专用变压器、专用线路、专用开关。采用660V的电压对抽放泵站供电。瓦斯泵房设防爆馈电总开关1台，防爆起动开关1台，1台瓦斯泵起动接远控防爆按钮，便于开泵操作，泵房照明设防爆灯。瓦斯抽放泵的供水采用地面清洁水（PH值6～8），供水压力80～147kPa，补充水供水量大于15L/min。水环式真空泵的排放水，经水沟外排放到附近的水沟内。在抽放站内设置直通矿调度室的隔爆型电话分机。在瓦斯泵站内选用隔爆型灯具。

3.瓦斯抽放泵房设计

瓦斯抽放泵房设计选在矿井+435m车场大巷内，距分区回风巷风门20m以内。泵房面积7.7㎡，规格为长×宽×高为3.5×3.2m×2.0，泵房为混泥土结构，包括一台瓦斯泵基础位置，配电开关，要求建在新鲜风流中。要达到先抽后采，抽放钻孔施工工程量大，每年打穿层抽放钻孔和顺层钻孔1000—2000m，施工选择钻机性能的好坏至关重要。根据抽放钻孔的要求，钻孔孔长不大于30m，倾角0—+30°，一般孔径不大于100mm，岩石硬度系数4—8，施工场地、井下钻场，高2.2m，宽2.2m等特点，选择钻机。根据以上条件，矿井选购ZLJ-360型比较合适，能适应上述条件。

4.抽放泵站監测设计

抽放实时监测包括抽放管道实时监测和抽放泵站实时监测。抽放管道实时监测应具备以下功能：以分钟、小时、班、天为单位，统计标准瓦斯抽放混合量和纯量；安设管道瓦斯、负压、流量、温度和水位监测设施，实现对抽放管路内瓦斯浓度、负压、流量、温度和泵水位全方位的监控；监测探头经分站传输到矿井KJ90的先进监测设备，能分析瓦斯动态抽放量变化趋势，评价监测点抽放措施的有效性；当监测点瓦斯突然下降、负压不够时，能及时发出管道漏气警报。无冷却水等情况时，必须及时报警，并能自动断电。

5.抽放瓦斯组织管理及安全措施

矿井瓦斯抽放工作制度为三班制。为了保证安全、正常地进行瓦斯抽放工作，提高瓦斯抽放效果，本设计按照《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定，在安全和组织管理方面考虑了以下措施。抽放瓦斯系统工程是一项技术性很强的安全工程，必须纳入矿井的年、季、月计划，做到抽、掘、采平衡，充分发挥瓦斯抽放工程的安全效力，企业安全第一责任人，必须亲自抓好该项工作，统筹安排，矿总工程师技术上负责，保证抽放工程的合理布置。矿井要配齐专职防突技术员，负责防突措施、抽放设计、瓦斯参数收集整理工作。建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工程的施工和现场管理工作。所有人员必须经过培训合格后才能上岗。瓦斯泵房的设备和管路系统除日常检查外，应建立定期检查维修制度。在各抽放主管和支管路上安设有瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同时还配备专人定期进行巡回检测，以便掌握不同地点的抽放状况。此外，还配有专人进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通无阻。对抽放方法及其有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽放方法。达到合理布置钻孔，提高抽放效果。抽放泵站的司机及值班人员必须经过专门培训，使其熟悉瓦斯抽放的有关规定，掌握各种安全、监控仪表和设备的用途及其操作程序。在井下打钻地点，必须装置“三专两闭锁”，一旦停电停风，自动切断钻机电源并发出警报。打钻人员应及时撤离施工地点。在打钻过程中，如遇钻孔瓦斯压力和涌出量较大时，应加强通风并采取防止瓦斯喷出的措施，以保证施工人员的安全。打钻电器设备必须按煤安合格产品，三大保护齐全以消灭失爆现象。钻机的操作人员必须经过专门培训后方可上机操作，并须严格遵循钻机的操作规程和安全注意事项。钻孔布置严格按设计施工，掌握钻进煤岩变化情况，准确作好记录。瓦斯抽放钻孔在施工完毕后，应及时封孔并接入抽放，防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故。抽放泵站20m范围内，不得有瓦斯超限地点、不得有易燃、易爆物品，并安装2只干粉灭火器和不少于0.5m3的黄砂。泵房内的所有设备和仪表均选用矿井井下允用防爆型。泵站内配有自动监测装置，监测抽放管内的瓦斯流量、浓度、负压和泵房内的瓦斯浓度、抽放泵供水状态等参数，一旦出现异常，自动切断抽放泵电机电源。

瓦斯抽放系统运行前，必须对瓦斯抽放泵及管路系统进行全面检查维修，检查内容：瓦斯抽放泵电器设备的完好，水电闭锁、瓦斯电闭锁、供水及排水系统等。正负压侧管路的密封，管路内的锈垢等，确认无问题方可正常运行。抽放地点必须建立专用的瓦斯检查记录牌，实行巡回检查，次数不少于3次。瓦斯抽放泵运行过程中，应确保有专职瓦斯抽放泵司机值班、操作，抽放泵司机应由经过培训新工艺工取得合格证的人员担任，严格按照抽放泵的操作规程操作，严格执行现场交接班制度。加强瓦斯抽放泵正、负压侧管路检查和维修，每天安排专人对所有管路进行巡回检修，发现问题及时处理，确保抽放管路处于完好状况。瓦斯抽放峒室为要害场所，非工作人员不得入内。严格保护好瓦斯抽放管路（方便识别，抽放管路涂红色防腐漆），严禁砸撞管路，一旦撞坏，应立即通知泵站司机停泵，及时汇报调度室处理。（作者单位：1.皖北煤电临汾天煜能源恒昇煤业；2皖北煤电五沟煤矿）

参考文献

[1]许满贵.煤矿动态综合安全评价模式及应用研究[D].西安科技大学.2006年.

[2]张军.建筑施工危险源安全评价及管理的方法研究[D].大连理工大学.2007年.

综合抽放 篇7

关键词：瓦斯,仰斜孔,高位孔,钻场,负压,抽放浓度

新陆煤矿为低沼气矿井, 2007年瓦斯鉴定:绝对瓦斯涌出量12.86m3/min, 相对瓦斯涌出量6.43 m3/T。2008年瓦斯鉴定:绝对瓦斯涌出量12.099m3/min, 相对瓦斯涌出量5.79m3/T。新陆煤矿主采煤层11井层, 属易自燃煤层, 自燃发火期3-6个月, 最短发火时间23天。随着开采深度的增加局部区域出现高瓦斯工作面, 瓦斯与火并存, 如何解决好治理瓦斯与防火的关系成为一通三防的重要课题。-440南11层二区274工作面开采19个月, 有效的解决了瓦斯抽放与防火之间的矛盾, 即消除了瓦斯危害又防治了采空区自燃发火。安全采出煤量56.2万吨, 抽放纯瓦斯303.63万立方米, 有效的解决了瓦斯抽放与防火之间的矛盾。

1 放顶煤工作面优缺点

放顶煤开采新技术在经济效益上有着巨大的优势, 使采煤方法产生了根本性的变革, 节约材料消耗, 工人劳动强度低, 单面采量高, 适合高产高效形势要求。但是, 放顶煤开采新技术对工作面采场围岩的破坏范围大, 但回采率较分层开采低, 工作面推进速度慢, 采空区遗煤多, 极易造成煤炭自燃, 对放顶煤工作面开采带来极大危害, 严重时, 引爆采空区瓦斯, 封闭工作面, 冻结煤炭, 造成煤炭资源和煤炭设备的损失, 甚至威胁现场作业人员的人身安全。

2 煤炭自然发火原因分析

2.1 煤炭自燃原因

煤的自燃发火规律与煤的内在因素和外在条件有密切的关系, 呈现以下规律。

2.1.1 厚煤层及特厚煤层发火次数多, 中厚煤层少, 薄煤层一般不发火。

2.1.2 非正规采煤方法发火次数较多, 正规采煤方法则较少。

2.1.3 自燃发火在采区周边较多, 采区中间则较少。

主要可采煤层均有自燃发火倾向, 9号煤层自燃发火期6-8个月, 11号煤层自燃发火期3-6个月, 18号煤层自燃发火期4-6个月。

2.1.4 煤层本身具有自燃倾向性, 且煤层碎裂状态堆积存在。

2.1.5 有良好的供氧条件, 维持煤氧化过程不断地发展。

2.1.6 煤氧化过程中生成的热量能够蓄积。

2.1.7 上述条件要维持足够长的时间。

2.2 厚煤层放顶煤工作面自然发火原因分析

2.2.1 厚煤层放顶煤工作面开采方法, 需选

择煤质较脆, 可放性好的煤层布置, 掘送入回风道需沿煤层底板掘进, 掘送过程中入回风道易抽冒, 造成煤体碎裂堆积, 且系统形成后, 工作面开采推进速度慢, 入回风道暴露时间长, 易发生自然发火。

2.2.2 采空区遗煤多, 工作面配风大, 氧化

带宽度长, 易发生自然发火。

2.2.3 工作面上隅角瓦斯大, 上隅角放煤不彻底, 易发生自燃发火。

2.2.4 采后石门封闭不严造成采空区漏风, 易发生自燃发火。

2.2.5 厚煤层放顶煤工作面上隅角瓦斯超

限, 采取采空区瓦斯抽放, 造成采空区供氧量增加, 易发生自燃发火。

3 瓦斯的性质与危害

瓦斯是一种无色、无味、无嗅的气体, 比重0.554, 微溶于水, 具有爆炸性、窒息性、燃烧性。扩散性极强, 是空气的1.6倍。浓度在5~16%氧气12%以上, 遇高温火源爆炸。40%-60%来源于采空区。

4-440南11层二区274工作面采区概况该区走向415米, 倾斜105米, 采高10.3米, 可采储量62.8万吨, 该区依据上段瓦斯涌出量, 预计开采时绝对瓦斯涌出量5.4m3/min, 相对瓦斯涌出量5.2m3/min。属易自燃煤层, 自燃发火期3-6个月。为确保该工作面安全生产, 开采前在外部新鲜风流中设两台型号SKA-303型最大流量52m3/min移动抽放泵两套对该工作面上部采空区进行边采边抽, 解决工作面瓦斯超限问题。

5 瓦斯抽放方式、方法

5.1 钻孔布置:

采用风道布置仰斜钻及走向高位钻孔, 钻场间隔70~80米, 每个钻场设计6-8个高位钻孔, 沿煤层走向方向呈扇形布置。终孔平面位置在上隅角以下至工作面30m软帮内, 每孔终孔间距5m左右, 为避免长期抽放采空区深部瓦斯, 增加氧化带宽度引起采空区自燃, 钻孔终点布置在冒落带, 高度控制在工作面煤层顶板抬高5-15米范围内, 抽放采空区冷却带15-25内瓦斯。风道仰斜孔每30米一排, 一排8-10个, 孔长40米左右向工作面高顶打仰斜钻孔。终孔平面位置在上隅角以下至工作面20m软帮内, 高度在工作面顶板抬高3m~煤层顶板, 孔内下全孔2寸漏气钢管, 外端10米下设无眼套管, 最后封孔。后排仰斜钻孔超过前排开孔位置10~15m以保证连续抽放。

5.2 抽放效果

该区在初期调整期间, 回风流瓦斯含有率在0.7-1%之间, 上部40m内软帮CH41.5-5%之间, 工作面配风550m3/min。经抽放后, 瓦斯排放口浓度18%, 混合流量22m3/min, 纯瓦斯流量3.96m3/min, 工作面回风量减至420m3/min, 回风流瓦斯0.2%, 风排瓦斯0.8m3/min绝对瓦斯涌出量4.8m3/min, 工作面上隅角及以下软帮瓦斯0.2-0.4%达到了治理瓦斯的目的。

5.3 调整采空区抽放负压, 确保抽放与防火两正常。

对采空区实施卸压抽放, 卸压抽放时

采取在抽放泵负压侧设置调节阀门, 调节采空区抽放负压, 在上隅角瓦斯不超0.7%的情况下, 抽放负压在0.03-0.04兆帕为宜。

6 采空区防火

6.1 建立健全灌浆系统

该区属一类发火煤层, 在开采前按重点发火块段管理, 解决瓦斯超限的同时相应地给防治采空区自燃发火带来了不利因素, 由于不同程度的负压增减, 而使工作面采空区残留煤炭极易氧化形成自热, 使发火因素增加。针对这一实际问题, 正确处理抽放与防火之间的关系是解决采空区自燃发火问题的关键所在。首先超前做好防火工作。施工专用消火道340m, 灌浆钻场7个共计112m, 在灌浆道对采空区布置消火钻孔, 终孔距离15米一个, 终孔抬高至风道顶板。工作面软帮随采随注阻化剂, 每天注阻化剂不少于12袋 (600公斤) , 并由当班瓦检员负责监督。超前打消火钻。在工作面采过40米后实施灌浆。

6.2 高位钻场的处理

工作面在采过高位抽放钻场时, CO有上升趋势, 其主要原因是采后上山抽放钻场, 有保持原有钻场支架, 容易把钻场周边残煤遗漏在采空区内。走向高位钻场因由煤层底板掘送到煤层顶板, 开门点附近压力大, 易造成煤体碎裂, 且采取局扇供风, 加之暴露时间长, 极易形成开门点左右煤体自热, 消除钻场附近高温不将高温隐患滞留到采空区, 也就解决了抽放给防火带来的巨大隐患。针对这一情况, 在该区灌浆道超前对抽放钻场处布置隐患加密孔, 终孔抬高至煤层顶板。在过上山抽放钻场之前, 在该区灌浆道利用超前消火隐患孔对上山抽放钻场实施注水降温, 注阻化剂。

6.3 利用束管监测系统对采空区进行连续

综合抽放 篇8

鹤壁煤电公司三矿主采煤层为二叠系山西组二1煤, 煤层厚度8.0～8.6 m, 煤尘爆炸指数为10.25%～17.25%, 煤炭自然发火期为5.5个月。煤层透气性系数为0.012～0.018 m2/ (MPa2 ·d) , 透气性较差。

3008综放面位于三矿井田北翼30采区的下部, 煤层底板标高-444～-489 m, 地面标高+170～+197 m。工作面走向长度960 m, 倾斜长度157 m。工作面煤层结构稳定, 倾角15～23°, 平均厚度8.4 m, 煤炭地质储量162万t, 可采储量130万t, 瓦斯含量为15～17 m3/t, 瓦斯储量2 587万m3。位于煤层顶板11.92 m之上有一层细粒砂岩, 平均厚度36.42 m。

2 瓦斯抽放技术

工作面瓦斯抽放采取分源抽放的格局。地面瓦斯抽放泵站安装2台2BEC52型水环式真空泵 (1台运转, 1台备用) 抽放顺层钻孔, 主管路采用Ø325 mm复合钢管, 进回风巷采用Ø280 mm聚乙烯抽放管。二水平北翼瓦斯抽放泵站装备3台2BE1303型水环式真空泵 (2台运转, 1台备用) 抽放工作面高位顶板钻场和采空区瓦斯, 主干管路均采用Ø280 mm聚乙烯抽放管。

2.1 顺层钻孔抽放

3008工作面从2002年10月开始掘进, 至2004年3月形成回采系统。根据煤层透气性差的特点, 采用较密集的钻孔布置方式, 施工地点为进回风巷、联络巷以及切眼。进回风巷施工平行钻孔, 孔间距1.4 m, 回风巷单孔深度60 m, 钻孔量21 407 m;进风巷单孔深度80 m, 钻孔量48 706 m;联络巷走向钻孔深度80 m, 切眼走向钻孔深度35 m, 钻孔量为32 945 m, 工作面吨煤钻孔量达到0.06 m/t。

2.2 采空区瓦斯抽放

为解决工作面上隅角瓦斯可能临界或超限的问题, 上隅角采用预埋“干”字形抽放花管及施工穿层煤孔进行抽放。工作面回采时, 从上隅角沿回风巷预埋一趟抽放管, 终端采用“干”字形花管埋在上隅角, 并在花管周边打防护木垛, 每隔15～20 m预埋一段花管。为进一步提高上端头附近抽放效果, 在工作面上安全口30 m范围内回风巷下帮打穿层煤孔, 孔径60 mm, 角度30°, 孔间距1.5 m, 钻孔穿透全煤进入伪顶2 m。采用这两种抽放方法配合高位顶板走向钻孔抽放, 能够彻底解决上隅角瓦斯临界及超限的问题。

2.3 高位顶板走向钻孔抽放

高位顶板走向钻孔抽放技术是从工作面回风巷沿走向在煤层顶板向采空区上方施工钻孔, 利用抽放泵产生的负压将采空区裂隙及冒落带的瓦斯抽出来, 以减少工作面的瓦斯涌出, 确保安全生产。

(1) 钻场和钻孔布置。

①钻场布置。为保证高位顶板走向钻孔施工质量及抽放效果, 根据邻近工作面的抽放经验, 钻场布置如下:从采煤工作面回风巷下帮起坡, 向斜上方掘进岩石钻场, 钻场距煤层顶板垂距10 m, 与回风巷平距15～18 m。钻场采用锚、网、喷联合支护, 长宽高分别为4.0, 4.0, 2.3 m。②钻孔布置。钻孔采用迎工作面推进方向布置, 终孔位置位于回风巷位置向下15～40 m, 呈扇形布置, 以利于抽放高瓦斯区域 (图1) 。

(2) 钻场间距和钻孔参数。

①钻场间距。主要依据钻机的能力和钻进施工技术来确定。只要抽放时间允许, 不影响掘、抽、采关系, 应尽量加大钻场之间的间距, 这样可以节约钻场辅助工程施工的工程量。考虑到地质断层及钻机能力, 3008工作面高位顶板钻场间距保持在100～150 m。工作面一共布置9个钻场, 施工钻孔5 785 m。②钻孔个数和长度。布孔参数的确定直接影响到抽放瓦斯的效果, 合理的布孔参数不仅可以获得最佳的抽放瓦斯效果, 而且可以缩短钻孔施工工期和减少工程费用。

每个钻场布置的钻孔数量, 应根据瓦斯涌出量和设计抽放量来确定。瓦斯涌出量在26 m3/min以下的工作面, 采用Ø94～110 mm的钻孔, 一般钻孔数为3～6个, 钻孔控制范围为工作面长度的1/4。考虑到工作面推近钻场时, 钻场内的钻孔漏气造成不能继续正常抽放, 所以2个钻场钻孔压茬长度保持20 m。

根据对邻近工作面采场顶板活动规律研究及抽放效果试验得出:钻孔终孔位置距煤层顶板应保持在20～38 m间, 钻孔深度设计为120～170 m, 位于顶板砂岩中, 钻孔的有效利用长度应大于85%。

(3) 钻进设备和工艺。

①顺层及穿层煤孔采用钻进能力150 m的液压钻机施工, 高位顶板走向钻孔采用钻进能力300 m的液压钻机施工, 一次成孔Ø94 mm。②顺层煤孔采用压风排粉, 高位顶板走向钻孔采用静压水排粉技术, 可提高钻具的使用寿命, 改善施工现场的环境条件。③严格按钻机操作规程操作钻机, 加强钻机的维护及保养。

(4) 封孔材料和工艺。

顺层钻孔和高位顶板走向钻孔采用聚氨酯和水泥砂浆联合封孔。煤孔封孔长度为5 m, 其中聚氨酯段长度3 m, 水泥砂浆段长度2 m。岩孔封孔段长度为6 m, Ø150 mm, 封孔管采用Ø80 mm钢管, 里段3 m为聚氨酯, 外段2 m为水泥砂浆, 确保了封孔强度及气密性。

3 应用效果

(1) 抽放浓度和抽放量较高。

采用顺层煤孔、高位顶板钻孔和采空区埋管 (穿层煤孔) 瓦斯抽放方法, 工作面抽放瓦斯纯量13.06～15.79 m3/min, 瓦斯抽采率52.32～65.13%。其中顺层煤孔瓦斯抽放量1.97～6.37 m3/min;高位顶板钻孔抽放瓦斯浓度18%～40%, 抽放纯量8.26～12.59 m3/min;采空区埋管 (穿层煤孔) 抽放瓦斯浓度5%～10%, 抽放瓦斯纯量0.75～1.98 m3/min。抽放和风排瓦斯情况如图2所示。

(2) 解决了上隅角瓦斯临界及超限现象。

只要高位顶板走向钻孔正常连续抽放, 上隅角瓦斯浓度一般不超过1.0%。但在工作面初采及过高位钻场期间, 上隅角容易出现瓦斯增大现象。利用采空区埋管和穿层煤孔抽放技术, 就可以有效控制上隅角瓦斯浓度。实践证明, 上隅角瓦斯浓度一般不超过0.90%。工作面生产中后期由于高位钻孔抽放效果较好, 上隅角瓦斯浓度持续走低, 上隅角埋管停抽。

(3) 降低了工作面风排瓦斯量和配风量。

因为抽放效果较好, 工作面配风量由1 978 m3/min下降至827 m3/min, 工作面配风量下降58%, 工作面风排瓦斯量由最高时的14.70 m3/min下降至5.37 m3/min, 回风流瓦斯浓度降到0.60%, 最大不超过0.80%。工作面匀速推进, 产尘量降低, 降低了自然发火危险性, 改善了作业环境。

(4) 初采期间瓦斯得到有效治理。

由于工作面切眼和进回风巷施工大量顺层钻孔进行提前预抽, 以及采用上隅角埋管和穿层煤孔进行抽放, 因此在工作面初采期间, 涌入采场风流中的游离状态瓦斯大幅度减少, 上隅角及回风流瓦斯浓度均较低, 确保了矿井初采期间的安全生产。上隅角和回风流瓦斯浓度曲线如图3所示。

4 结语

综合抽放 篇9

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。

综合抽放 篇10

关键词：大直径钻孔抽放,钻孔设计,效果分析

一、设计背景

任楼煤矿工作面的瓦斯治理方法为预先抽采, 由于煤层气储量丰富, 煤层的透气性又普遍很低, 存在瓦斯抽放钻孔工程量大, 抽放时间长, 抽放效果差, 消突效果不理想现象, 回采时工作面回风流中瓦斯浓度过大, 瓦斯治理成本高。我矿根据自身实际情况, 利用保护层开采提高煤层的透气性, 进行多煤层瓦斯抽放, 提高工作面瓦斯抽放的效果。根据保护层开采之后的矿山压力分布及瓦斯分布规律, 采空区不但积聚了本煤层的瓦斯, 其中有很大一部分来自于临近煤层 (即被保护层) , 尾巷抽放不但减少了上隅角的瓦斯积聚量, 还为后期被保护煤层的开采奠定了基础。

7258工作面是任楼煤矿的大采高综采工作面, 煤层瓦斯含量高, 日产4000吨煤, 工作面绝对瓦斯涌出量为32m3/min左右, 工作面回风流瓦斯浓度平均在0.50%左右, 如果瓦斯抽放效果不好将会制约大采高工作面高产高效。

而7258工作面转采段尾巷抽放, 需利用从中五采区埋设的抽放系统进行抽放, 不但存在抽放负压低, 抽放量达不到要求, 而且需埋设大量的φ300mm的瓦斯抽放管路, 瓦斯治理成本很高。而Ⅱ1采区抽放系统的抽放负压符合要求, 所以考虑从Ⅱ1采区实施措施进行抽放。

二、实施方案:

为治理7258工作面转采段的瓦斯, 提高工作面抽放率, 设计在Ⅱ1三车场Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层预抽钻孔, 代替尾巷埋管进行采空区抽放, 来降低上隅角及临近煤层的瓦斯浓度, 从而保证工作面正常生产而不出现瓦斯超限问题。

三、钻孔设计

施工钻孔开孔采用φ127mm无芯钻进至设计孔深, 并扩孔至φ147mm, 钻孔施工完毕后全程下套管。钻孔施工布置情况见附图1, 钻孔两端各留不少于300mm的套管, 以便合茬抽放。钻孔设计参数 (表1)

四、效果分析

前期尾巷抽放量为40m3/min, 浓度为4%, 而连接合茬Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层钻孔后, 尾巷抽放量为77m3/min, 浓度为5.1%。

前期工作面正常生产时, 回风流瓦斯浓度平均在0.65%左右, 提高尾巷的抽放量后, 回风流瓦斯浓度平均在0.5%左右, 风排量降低了3m3/min左右。说明在采空区利用大直径底板穿层钻孔, 代替尾巷埋管进行采空区抽放, 来降低回风流瓦斯浓度效果较好。

通过Ⅱ8210机联巷绞车窝施工一组大直径底板穿层钻孔, 以及配合上隅角埋管、钻场抽放、穿层及顺层抽放等方法。在工作面转采期间, 配风量为1500m3/min左右, 在降低风量 (原工作面配风量1700m3/min左右) 的情况下, 平均日产4000吨左右, 回风流瓦斯浓度平均在0.5%, 工作面绝对瓦斯涌出量32m3/min, 风排量为7.5m3/min, 抽采量为24.5m3/min, 抽采率为76.5%。

通过尾巷抽放可以降低采空区的瓦斯含量, 从而降低工作面回采过程中上隅角及回风流瓦斯浓度。大直径底板穿层钻孔代替埋管抽放, 降低成本, 提高效益, 降低劳动强度。

参考文献

综合抽放 篇11

关键词：底板岩巷水力冲孔瓦斯浓度

为释放突出潜能，减小或消除突出危险，利用带高压水钻头向具有自喷能力的煤层钻凿的钻孔。水力冲孔卸压增透措施是在岩柱的掩护下，施工钻孔后，采用中高水通过高效喷头冲击钻孔周围的煤体，冲出大量煤体和瓦斯，应力集中向冲孔周围移动，使冲孔附近煤体卸压增透，有效地提高了抽放效果。

1、工作面概况

龙山矿开拓方式为斜井开拓，矿井通风方式为分区式通风。大巷采用电机车运输，主井采用皮带运输，主采煤层为二1煤，平均厚度为4～6米，倾角为7°～28°，煤尘爆炸指数最高为9.04%，无煤尘爆炸危险，煤的自燃倾向性为Ⅲ类不易自燃，根据2010年瓦斯等级鉴定结果，为煤与瓦斯突出矿井，相对瓦斯涌出量为25.73m3/t，绝对瓦斯涌出量为18.76m3/min。煤层透气性系数为2.92～8.36m2/Mpa·d，煤层瓦斯压力为0.67～1.89Mpa。实验地点地区四周均未采掘。北部与21采区轨道下山相连。南部为采区保护煤柱， 西部为21011工作面（未开采），东部为21051工作面。 经河南理工大学测定21轨道下山横贯处煤层瓦斯含量为12.98 m3/t，本区21采区水仓和21采区皮带下山信号硐室位置原煤瓦斯含量最大值为15.94m3/t，实测瓦斯压力1.36兆帕。

2、 水力冲孔工艺及钻孔布置

2.1、水力冲孔工艺

1）打钻和冲孔水质必须保证无杂质，以免堵冲孔喷嘴。

2）连接管须采用耐压大于20Mpa高压胶管将液压管路与钻杆尾端连接，为防止连接处断开，连接处必须使用U型卡，严禁用铅丝代替。在水力冲孔的供水管路上，距离孔口5m内安装高压阀门（高压阀门要保证操作方便），冲孔出现异常时立即停止冲孔。

3）第一次冲孔前要进行压力试验，将10m钻杆连接好放在地上，固定牢固，用扳手上紧，当压力表达到10MPa时，可终止试压。试压期间钻杆末端严禁站人。

4）打钻使用静压水打钻，按预定孔径和角度施工钻孔，施工完毕后。后置水辫换上乳化泵提供的高压水，冲孔工作准备好后，通知乳化泵司机开泵，乳化液的初始压力要控制在3MPa左右，压力逐渐升至8MPa，进行水力冲孔。

5）冲孔先从外向里逐渐冲孔，然后从里向外再冲孔，往复循环，缓慢转动钻杆，转速不超过120r/min，同时来回拉动钻杆，直至出清水冲不出煤和瓦斯为止，为防止瓦斯浓度严重超限，可间歇式冲孔，冲孔前保持排水系统的畅通，巷道有大量积水，以保证现场有较好的工作环境。水力冲孔结束后，通知乳化液泵司机停泵。钻孔结束后，及时封孔连抽，防止瓦斯溢出。

数据及其变化趋势分别见龙山煤矿试验A组瓦斯参数对比分析图、B组瓦斯参数对比分析图及龙山煤矿水力冲孔抽放半径分析图。通过各个钻孔通过各测试孔瓦斯流量变化的观测值，可以看出钻孔瓦斯浓度变化趋势相似，根据流量的变化范围和时间的关系，首先确定具体时间的抽放半径，然后按照公式做曲线，拟合出来线性关系式，关系式中的系数就是反应煤层瓦斯动力系数；

4、结论及水力冲孔效果效益分析

根据测量钻孔测定的数据分析，龙山煤矿：当抽放时间为10d时，抽放半径可达2.75m； ：当抽放时间为15d时，抽放半径可达3.37m；：当抽放时间为20d时，抽放半径可达3.89m；当抽放时间为30d时，抽放半径可达4.76m。

浅析煤矿瓦斯的抽放 篇12

我国工业瓦斯抽放技术开始于20世纪30年代末, 随着几十年的发展, 在瓦斯抽放方法方面以及瓦斯抽放设备方面等都具有比较先进的水平。尤其是最近几年, 随着煤炭工业的快速发展, 煤炭产量以及矿井数量逐渐增加, 很多矿井向深部延伸, 将原来的低瓦斯矿井变为突出矿井或者高瓦斯矿井, 所以, 需要抽放瓦斯的煤矿数量越来越多, 促使我国的煤矿瓦斯的抽放技术快速发展, 瓦斯抽放技术在煤矿生产中得到了广泛应用。下面我们对瓦斯抽放技术经过的几个阶段进行简单介绍。

(1) 高透气性煤层瓦斯抽放阶段。20世纪50年代, 在某地高透气性煤层第一次使用井下钻孔煤层瓦斯, 结果非常成功, 取得非常的成果。解决了当地煤矿区向深部发展问题, 抽出来的瓦斯被人们当作燃料使用。

(2) 邻近层预压阶段。20世纪50年代中期, 在某一开采煤层矿井中第一次采用穿层钻孔抽放邻近层瓦斯获得成功。这一实验解决了煤层开采过程中工作面瓦斯大量涌出的问题。随着技术的提高, 抽放率逐渐达到60~70%, 邻近层预压瓦斯抽放技术逐渐得到广泛推广和应用。

(3) 低透性煤层强化瓦斯抽放阶段。我国很多地区在突出危险煤层中以及透气性较差的高瓦斯煤层中采用传统的方式进行抽放瓦斯, 达不到理想效果, 很难消除采煤过程中瓦斯带来的威胁。所以, 在瓦斯抽放技术不断发展的过程中, 不断的对强化抽放瓦斯方法进行研究和试验, 比如, 水力割缝法、煤层注水法、扩孔钻孔法、控制爆破法、密集布孔法以及交叉布孔法等多种形式, 其中很多方法在试验的过程中提高了瓦斯抽放量, 但是一直处于试验阶段, 没有进一步的推广和应用。

(4) 综合抽放瓦斯阶段。对煤矿开采工作面出现的瓦斯涌出量大、涌出源多等问题, 需要结合当地矿井的地质条件以及开采条件等进行综合的抽放瓦斯。也就是把预压临近层采后抽、采空区瓦斯采后以及开采煤层采前预抽等多种方法综合在一个开采区进行使用, 以提高瓦斯抽放量和瓦斯抽放效率。

2 影响瓦斯抽放效率因素

2.1 抽放方法比较单一

我国采矿区的瓦斯主要来自开采层或者邻近层, 有的来自围岩和采空区。实践经验总结, 煤层开采过程中, 工作面的瓦斯来自邻近层占到了瓦斯涌出量的65%以上, 对安全生产带来很大威胁。因此, 技术人员对邻近层瓦斯抽取非常重视, 邻近层瓦斯抽放方法也逐渐被推广和应用。一些矿井经常对采空区、开采区以及围岩的瓦斯抽放不重视。到目前为止, 还是有很多地区的矿井采用单一的抽放方法, 难以满足瓦斯涌出问题, 大大影响了瓦斯抽放率的提高。

2.2 抽放参数不合理

在所有的抽放参数中, 对采矿瓦斯抽放率影响较大的抽放参数是抽放钻孔工作量, 但是, 目前这一抽放参数还是没有引起人们的广泛关注。我国很多地区的采矿瓦斯抽放对抽放钻孔工程量方面一直控制的非常严格, 目的是节约生产成本。抽放钻孔不会对抽放范围造成影响, 对钻孔的合理布置会造成一定影响。另外, 一些矿井使用的钻孔设备比较陈旧, 速度慢等对工作效率的提高起到限制, 也满足不了对坚硬岩石的钻孔任务, 使钻孔工作量满足不了设计要求。其他相关参数, 比如, 钻孔长度、抽放半径、孔径以及抽放负压等参数都会对抽放效率产生不同程度的影响。

2.3 抽放时间不合理

我国很多矿井在开采过程中, 由于抽放通道设置不合理, 很容易受到采动的影响。没有对抽发通道做好维护, 就会缩短钻孔和抽放的时间。一些矿井没有把掘、抽、采三种工作任务有效结合, 没有等到该抽放的时间就回采, 这就会造成钻孔失去了最佳的抽放时间, 使抽放率大大降低。

2.4 受到抽放范围的影响

我国很多采矿区在对瓦斯抽取的过程中, 对抽放瓦斯的范围没有做好研究, 仅仅局限于开采区、邻近区、抽主采层、抽回采面以及一些有突出危险的煤层。对一些含有瓦斯的围岩煤层、掘进面、采空区以及突出层以外的煤层抽放往往忽视。

2.5 受到煤层透气的影响

一些煤矿开采区的瓦斯抽放率不高, 有可能是因为煤层透气性差引起的。为了进一步提高这些矿井的瓦斯抽放率, 需要采取有关措施增加煤层的透气性, 比如, 深恐爆破、水力割缝或者水力压裂等方法, 对不同的瓦斯地层, 采取的方式不一样最后的效果也会不一样。因此, 需要结合实际情况, 选择合适的方法降低煤层透气对抽放率的影响。

3 提高瓦斯抽放效率措施

3.1 合理选择抽放方法

瓦斯抽放方法有很多种, 选择合适的抽放方法可以大大提高抽放效率。方法的选择需要对瓦斯来源和涌出规律、煤层赋予条件、煤矿开采条件、开采布置环境以及瓦斯的利用前景等方面进行分析, 然后再选择合适的抽放方法。瓦斯的来源一般有邻近层和本煤层。本煤层抽放瓦斯主要是对井下开采工作中的瓦斯是来自开采层本身进行的, 所以, 需要对开采层本身的瓦斯进行抽放, 这种方法一般用于透气性比较好的煤层, 可以有效提高抽放效果, 如果煤层的透气性比较差, 抽放的效果就会比较差。邻近煤层瓦斯抽放方法一般适用于地质活动明显、相邻煤层内的瓦斯涌入开采层工作面的情况下, 采用这种方法可以大大消除瓦斯造成的威胁, 很多矿井普遍采用这种方法。总的来说, 具体选择哪一种抽放方法或者形式, 主要考虑煤质状况、瓦斯来源、抽放工艺以及开采条件等方面。

3.2 扩大抽放范围

提高瓦斯的抽放效率要合理的扩大抽放范围, 一方面要合理增加钻孔数量, 目的是扩大抽放面积;另一方面要合理扩大抽放区域或者扩大抽放煤层。

3.3 提高煤层透气性

所谓的煤层透气性也就是对于瓦斯流动的阻力, 一般通过透气性系数来体现。实践经验表明, 透气性系数流动越容易, 瓦斯的含量就越少;相反, 瓦斯容易保存时其含量也就越大。

3.4 采用综合抽放方法

随着我国煤矿事业的发展, 使用的煤矿机械设备逐渐提高, 开采力度也逐渐增大, 开采后的采空层和邻近层的瓦斯涌出量逐渐增多, 仅仅采用传统的、单一的抽放方式已经不能消除工作面的瓦斯威胁。所以, 要对瓦斯抽放技术进一步创新, 以提高工作面煤矿生产的高产高效, 采用综合抽放方法是未来煤矿进行瓦斯抽放的新趋势。

4 瓦斯抽放案例

某一煤矿公司发电厂曾经受到“安全杀手”的瓦斯所困扰, 通过不断的研究和学习, 决定合理抽放瓦斯并变废为宝。该公司采用5台500k W的瓦斯发电机选择合适的抽放方法从千米深的矿井中对瓦斯进行抽放, 然后向发电机提供燃料。根据统计, 该发电厂每天大约能抽取1.6万m3瓦斯, 能发电大约4.5万度, 矿井中大约60%以上的瓦斯都被转变为经济收益。这样不仅减轻井下压力、减少污染, 而且增加公司的经济效益, 是一次成功的尝试。

该公司的瓦斯发电厂项目得到很多煤矿企业的认同, 其成功经验也在不断的模仿和复制。到目前为止, 该地区已经有8家煤矿建成了瓦斯发电站, 还有5家正在建设中, 发电量达到5000多万度。

5 总结

通过以上各个方面的介绍我们了解到, 煤矿生产过程中由于瓦斯事故造成的损失非常严重, 同时也是影响煤矿开采技术发展和安全生产的重要因素。因此, 在对瓦斯抽放过程中要依据多方面的情况进行综合考虑, 选择合适的煤矿瓦斯抽放方法, 不断的提高瓦斯抽放效率, 满足煤矿安全生产的需要。

参考文献

[1]张晓雅.煤矿瓦斯抽放技术以及影响因素分析[J].山西煤矿, 2013 (16) .

[2]王俊阳.浅析煤矿瓦斯抽放技术与如何提高抽放效率[J].中国科学技术, 2014 (03) .