揭煤方法

揭煤方法（共7篇）

揭煤方法 篇1

1 概况

1.1 矿井概况

永安宏泰煤业为在建资源整合矿井, 由4座矿井整合而成, 矿井位于沁水县嘉峰镇, 井田面积6.510 1km2, 开采为3号煤层, 开采深度由529.95 m至179.95m标高, 生产规模90×104t/a, 地层倾角约2°~14°, 构造形迹主要表现为宽缓的褶皱构造, 断裂不发育, 未见岩浆岩侵入, 井田构造属简单类型。

1.2 煤层及瓦斯赋存情况

井田内3号煤层为无烟煤, 煤层倾角小于15°, 煤层位于二叠系下统山西组中下部, 据井田内钻孔、见煤点工程揭露, 煤层厚6.10 m~6.80 m, 平均厚6.34 m, 全区稳定可采, 煤层结构简单, 夹0层~2层矸石, 矸石成分为炭质泥岩或泥岩, 煤层具有突出危险性;据瓦斯含量实测结果, 煤层瓦斯含量受煤层埋藏深度控制, 瓦斯含量随埋藏深度增大而加大, 增长梯度为1.05 m3/t/100 m (见图1) 。

虽然矿井在施工建设过程中没有发生过突出事故, 但是在巷道掘进揭穿煤层过程中, 应制定严格的区域和局部防突措施, 加强煤层突出危险性的预测。

1.3 井筒施工技术特征

永安宏泰煤业井田内共布置井筒6个, 分别为:主斜井、一号行人斜井、副斜井、二号行人斜井、瓦斯管道井、回风立井, 副斜井位于井田东北方向, 与二号行人斜井平行, 井筒坐标:X=3 939 702.704, Y=19 635 268.320, Z=643.771;方位角为90°30′40", 斜长797 m, 井筒断面为半拱圆型, 净宽4.5m, 净高3.85 m, 净断面15.15 m2, 井筒按倾角26°施工揭穿3号煤层。

2 煤层突出危险性预测

2.1 区域突出危险性预测[1]

a) 突出危险性预测。根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 取P<0.74 MPa, W<8 m3/t, 采用临界值法对煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行突出危险性预测 (见表1) 。

当测定的瓦斯含量W≥8 m3/t, 煤层瓦斯压力P≥0.74 MPa, 钻孔施工中出现喷孔等动力现象时, 要采取防治突出措施, 延长钻孔抽采时间;

b) 防突措施。当井筒揭穿煤层经预测有瓦斯突出危险性时, 实施穿层钻孔预抽作为揭煤工作面区域防突措施;在当掘进至煤层顶板法距7 m位置时, 在工作面实施打穿层区域防突抽放钻孔, 钻孔控制范围为揭煤处巷道轮廓线外15 m, 共布置抽放钻孔15个。

钻孔布置要求:孔底水平排间距设计为10 m, 孔距8 m;钻孔控制到揭煤处巷道轮廓线外15 m以上, 并穿透煤层底板0.5 m以上;同时, 要保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线距离要大于5 m;

c) 效果检验。瓦斯抽放孔施工完成后, 观测煤层残余瓦斯压力表压力值变化, 在压力表压力值<0.74 MPa时, 要在煤层中施工残余瓦斯含量孔, 检测瓦斯含量, 并填写效果检验评价报告。

2.2 局部突出危险性预测

a) 突出危险性预测。采用钻屑瓦斯解吸指标法预测副斜井揭煤工作面突出危险性时, 在法距5 m、3 m、1.5 m, 按设计施工检测孔, 当钻孔钻进煤层后, 每钻进1 m, 采集一次孔口排出粒径为1 mm~3 mm的煤钻屑, 根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 按指标临界值测定其瓦斯解吸指标K1值, 预测煤层突出危险性 (见表2) ;

b) 防突措施。当井筒揭穿煤层经预测有瓦斯突出危险性时, 根据实测得到的所有K1测定值, 选用超前预抽钻孔或超前排放孔作为工作面防突措施, 并制定预抽钻孔或排放孔设计;

c) 效果检验。采取钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验, 检验孔数为3个, 分别位于工作面的两侧、中部, 防突措施钻孔必须大于检验孔深度;检验后要填写效果检验评价报告。

3 揭穿煤层施工

3.1 法距段施工

在法距掘进至5 m时, 采用瓦斯解吸指标法进行K1值测定。若K1值不超标, 要保持2 m预测孔水平投影孔深超前距和采取安全防护措施的条件下掘进;若K1值超标, 必须施工抽放孔或排放孔, 当抽、排放施工完成, 并进行效果检验不超标后, 方可向前掘进。

3.2 揭穿煤层施工

a) 炮眼布置。在对煤层突出危险性进行预测, 确定无突出危险性后, 开始组织对工作面布置揭煤炮眼, 布置揭煤炮眼30个, 楔型掏槽, 间排距0.5 m×0.5 m;掏槽眼分别布置在工作面中线两侧, 每排2个;周边眼按正规掘进炮眼布置;所以揭煤炮眼深1.5 m~2.4 m, 均进入煤层1.0 m~1.5 m;

b) 爆破材料选择。雷管选用毫秒延期电雷管, 提前对雷管进行电阻测定, 误差不超过0.1Ω, 超过0.1Ω不得使用, 3.0 m长脚线需用个数为32个。炸药选用矿用乳化炸药, 直径Ф35 mm, 长度200 mm, 重量200 g;

c) 通风方式。通风采用压入式通风, 选用两台2×15 k W局部通风机向工作面通风, 一备一用, 风机必须实现自动切换和三专两闭锁。采用Ф600 mm优质双抗胶质阻燃风筒, 风筒出风口距掘进工作面迎头距离不得大于10 m;

d) 揭煤施工。揭煤炮眼施工完毕后, 必须将炮眼内煤、矸吹尽, 孔底要装填炮泥约0.1 m, 孔口填装黄泥、水炮泥, 封堵深度为1 m (炮眼深度小于1.5 m的封堵0.5 m) , 必须按照炮眼深度确定装药量, 所有炮眼连线方式采用大串联, 远距离爆破, 一次揭开煤层。

4 施工管理措施

a) 实施揭煤前, 揭煤巷道必须有独立可靠的通风系统, 并保证回风系统中风流畅通;瓦斯监控装置必须灵敏、可靠, 并要按要求定期校验;工作面必须设置专职瓦斯检查员随时检查工作面瓦斯情况, 出现异常, 及时汇报、处理;严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮、四员交换牌”制度;

b) 揭煤预测钻孔、措施孔、效果检验孔的布置要进行现场监督, 要确保钻孔的倾角、方位、数量符合规定, 所有数据参数必须详细记录, 并报送技术负责人审签;

c) 实施揭煤防突预测时, 要建立进度管理台帐, 有效控制允许掘进距离, 防止超挖超掘安全屏障;尤其在法线距施工时, 要采取“浅掘浅进”措施, 严格控制循环进度;

d) 现场施工实行防突汇报制度, 在执行防突技术措施过程中, 出现异常情况或完成防突钻孔后, 防突员要及时向调度室汇报详细情况。必要时, 要组织通风部、安全部、防突队不定期的检查揭煤防突技术、安全措施的落实和执行情况, 发现与现场实际不符时, 要及时补充针对性的安全技术措施;

e) 揭煤后, 过煤段仍必须执行“四位一体”防突措施, 采用超前钻探防突措施, 继续进行效果检验[2]。

5 实施效果

a) 采用指标法、密钻孔预测煤层突出危险性, 增加了预测次数和孔数, 提高预测的准确度;同时, 密钻孔也起到了排放瓦斯、释放集中应力的作用, 为揭煤提供了安全保障;

b) 采用预抽预测煤层突出危险性后, 应用“浅掘浅进”揭煤技术, 减少了采动应力的影响和强烈震动诱发的煤与瓦斯突出的可能, 安全可行地揭开突出煤层[3]。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤碳工业出版社, 2011:106-120.

[2]重庆市煤炭学会.重庆地区煤与瓦斯突出防治技术[M].北京:煤炭出版社, 2005:40-43.

[3]华福明, 王树玉.防治煤与瓦斯突出培训教材[M].北京:科海电子出版社, 2005:33-35.

揭煤方法 篇2

1 不同地质条件下石门揭煤的方法

根据煤层厚度、倾角变化、煤层突出危险性、区域防突措施采取后对煤层的影响、揭煤方式、揭煤点的选择及揭煤作业后存在问题等划分以下几个地质条件下的揭煤方法: (1) 煤层厚度小于0. 3m的揭煤方法, 在煤层厚度小于0. 3m的情况下, 可直接采用远距离爆破法直接揭开煤层; (2) 倾斜巷道, 煤层厚度为0. 3m ~ 3. 5m, 倾斜煤层, 沿煤层倾向、走向正向揭煤方法, 该石门揭煤工作面由煤层底板进入煤层顶板, 煤层倾角为25°以下, 煤厚为0. 3m ~ 3. 5m; (3) 倾斜巷道, 煤层厚度为0. 3m ~ 3. 5m, 倾斜煤层, 沿煤层倾向、走向反向揭煤法, 该石门揭煤工作面由煤层顶板进入煤层底板, 煤层倾角为25°以下, 煤厚为0. 3m ~ 3. 5m; (4) 倾斜巷道, 煤层厚度为0. 3m ~ 3. 5m, 急倾斜煤层, 沿煤层倾向正向揭煤法; 上述四种地质条件下的揭煤方法与第 (2) 、 (3) 地质条件下揭煤方法基本一致, 主要应注意导硐距离煤层顶底板法向距不得小于2m; (5) 倾斜巷道, 煤层厚度为3. 5m以上, 倾斜煤层, 沿煤层倾向、走向正向揭煤法, 该石门揭煤工作面由煤层底板进入煤层顶板, 煤层倾角为25°以上, 煤厚为3. 5m以上; (6) 倾斜巷道, 煤层厚度为3. 5m以上, 倾斜煤层, 沿煤层倾向、走向反向揭煤法, 该石门揭煤工作面由煤层顶板进入煤层底板, 煤层倾角为25°以上, 煤厚为3. 5m以上; (7) 倾斜巷道, 煤层厚度为3. 5m以上, 急倾斜煤层, 沿煤层倾向正向揭煤法, 上述四种地质条件下的揭煤方法与第 (5) 、 (6) 地质条件下揭煤方法基本一致; (8) 倾斜巷道, 煤层厚度为0. 3m ~ 3. 5m或3. 5m以上, 倾斜煤层、急倾斜煤层, 顺煤层倾向正向、反向揭煤法, 该石门揭煤工作面由煤层底板进入煤层顶板或由煤层顶板进入煤层底板, 煤层倾角为12°以上, 煤厚为0. 3m ~ 3. 5m或3. 5m以上; (9) 水平巷道, 煤层厚度为0. 3m ~ 3. 5m或3. 5m以上, 倾斜煤层、急倾斜煤层, 沿煤层倾向正向、反向揭煤法, 该石门揭煤工作面由岩层穿过煤层进入岩层, 煤层倾角为15°以上, 煤厚为0. 3m以上。

2 石门揭煤各类主要技术参数的计算

2. 1 导硐

( 1) 导硐长度: 为保证震动放炮能一次揭开石门全断面进入煤层前的全部岩柱, 导硐长度应参照下式计算。

式中: L - 导硐长度, 从石门底板起坡点算起, m; H - 石门高度, m; α - 煤层倾角, ( °) 。

( 2) 导硐宽度应比煤石门宽度窄, 高度应不小于1. 6 - 1. 8m。

2. 2 炮眼数目

炮眼数目应参照下式计算: n计= BL / a2

式中: n计- 计算炮眼数目, 个; B - 导硐宽度, m; L - 导硐长度, m; a - 炮眼排间距, m。 一般0. 4m - 0. 5m。

2. 3 装药量

( 1) 单孔药量计算

每孔装药量计算公式为: Q = q·a·b·H

式中各符号意义如下: Q - 每孔装药量 ( kg) ; q- 单位耗药量, 对于本工程岩石, 拟取为0. 5kg /m3; a - 炮眼排间距取常数m; b - 炮孔排距取常数m; H - 孔深取常数m; 炸药消耗量计算后, 应根据每眼装药量分配结果, 对装药量作适当增加。

( 2) 注浆量计算

小导管注浆单管浆液扩散半径一般为0. 5m~ 2. 0m。

据实际验证, 以下计算公式相对符合实际单孔注浆量。

式中: Q1- 注浆量, m3; S - 小导管中心距离, m; L - 小导管有效长度, m; R - 考虑到注浆范围相互重叠的原则, 扩散半径取 ( 0. 6 ~ 0. 7) × S, m; G- 岩体空隙率, % 。

实际施工中因钻孔偏差或钻眼内的地质原因, 注浆液窜浆或跑浆经常出现, 每个注浆管内的注浆量很不均匀。因此, 理论单眼注浆量尚不能作为单孔注浆的一个控制指标, 应以整排小导管的理论推算总量作为控制指标。应以下列公式估算注浆总量。

式中: Q2- 注浆量, m3; H - 拱部小导管布设范围相对于圆心的角度; R - 小导管位置相对于圆心的半径; t - 浆液扩散半径, m; L - 小导管有效长度, m; G - 岩体孔隙率, % 。按此理可推算同一断面上单排或多排小导管的注浆总量。

3 倒硐法在石门揭煤的应用

安阳主焦煤业2305 车场施工至距煤层最小法向距离2. 0m时 ( 预计测H19 点前17m) , 开始施工5. 4m长的导硐, 导硐按146°的方位角施工, 其中1. 4m长为平巷, 剩余4. 0m段以- 18°的坡度 ( 与煤层保持法向距离不小于2m) 施工。导硐采用11#工字钢梯形断面支护, 该段巷道断面规格为: 上净宽2. 4m, 下净宽3. 68m, 净高2. 3m。

3. 1 石门揭煤炮眼布置

( 1) 一排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距300mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°; ( 2) 二排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距400mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°; ( 3) 三排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距300mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°; ( 4) 四排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距400mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°; ( 5) 五排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距300mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°; ( 6) 六排眼7 个, 眼深3300mm, 眼间距300mm, 排间距200mm, 每眼装药量5. 0 卷, 炮眼角度水平90°, 垂直54°。

3. 2 电爆网络计算

根据《煤矿安全规程》第三百三十六条规定“每次爆破作业前, 爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通”。

3. 2. 1 放炮母线铺设及长度

放炮操作人员及警戒范围人员位于- 350 水平皮回石门第一联络巷反向风门外。

3. 2. 2 炮眼个数、连线方式、雷管数

石门揭煤时布置42 个炮眼, 使用炸药42kg, 雷管42 个。连线方式采用串联连接方式, 爆破时雷管段数使用1 段。

3. 2. 3 电爆网路电阻值计算

根据以上断面每次爆破使用雷管数量做以下计算, 雷管最大电阻值为5. 0Ω ( 其中包括脚线电阻) 。

根据放炮母线使用说明书可知: 放炮线电阻为15. 68Ω/km, 2305 上巷车场回风巷使用放炮母线为2 芯电缆, 按最大值600m计算。

则爆破网路电阻:

揭煤: R总3 = R线+ nr = 15. 68 /0. 6 × 0. 6 ×2. 5 + 5. 0 × 42 = 249. 2Ω

式中: R线为母线电阻 Ω, r为每发雷管的电阻 Ω, n为串联雷管数。

现使用的全电阻测定仪为CHB - 2000 型, 电阻测试范围为1 - 1999. 9Ω, 根据电阻计算结果, 符合使用要求。

3. 3 石门揭煤爆破体积

2305 上巷车场回风巷石门揭煤炮眼间距控制长度为2. 1m, 巷道宽度为2. 6m, 施工钻孔深度为3. 3m, 石门揭煤爆破体积为18m3。钻孔深入煤体深度为0. 8m, 石门揭煤爆破煤体体积为4. 37m3, 炮眼利用率按90% 计算, 实际揭露煤体体积为3. 93m3。

4 结论

石门揭煤防瓦斯突出技术研究 篇3

关键词：瓦斯突出,石门揭煤,防突措施

1 概述

石门揭煤是指通过岩石巷道揭露煤层,井下穿层掘进由岩石巷道进入煤层的过程叫揭露煤层或揭煤。瓦斯突出是煤矿的五大灾害之一,为了确保煤矿安全生产,减少煤矿瓦斯突出带来的灾害因此加大对揭煤过程中瓦斯突出的研究具有重要的意义。

2 突出危险性预测

石门揭煤工作面的突出危险性预测,选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法、瓦斯含量法。

2.1 综合指标预测法

采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时,应由石门揭煤工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层瓦斯压力P,在近距离煤层群中,层间距小于5m或层间岩石破碎时,应测定各煤层的综合瓦斯压力。测压钻孔每米煤孔采取一个煤样,测定煤的坚固性系数(f),把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度(ΔP),则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。根据煤层瓦斯压力、软分层煤的坚固性系数、煤的瓦斯放散初速度、煤层埋藏深度等,计算出综合性指标D和K值,进行石门揭煤工作面的突出危险性预测。综合指标D、K值的突出临界指标值应根据本矿区实测数据确定。如无实测资料,可参照表1所列的临界值预测突出危险性。当测定的综合指标D、K都达到或超过临界值时,该工作面即为突出危险工作面;否则,如未发现其他异常情况即可判断为无突出危险工作面。

2.2 钻屑瓦斯解吸指标预测法

采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时,由石门揭煤工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔,在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1~3mm的煤钻屑,测定其瓦斯解吸指标△h2值或K1值。测定时,应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值应根据实测数据确定;如无实测数据时,可参照表2中所列的指标临界值预测突出危险性。所有实测的指标中如果有任何一个数据超过了临界值,该工作面即为突出危险工作面;否则,如未发现其他异常情况即可判断为无突出危险工作面。

2.3 瓦斯含量法预测法

采用瓦斯含量法预测石门揭煤工作面突出危险性时,应根据条件由石门揭煤工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层的可解吸瓦斯含量指标Wj,并且每个钻孔在煤层中每钻进1m分别取煤样测定煤的坚固性系数f,煤层厚度2m以上的煤层每个钻孔至少测定两次可解吸瓦斯含量指标。可解吸瓦斯含量的突出临界值,应根据实测数据确定;如无实测数据时,可参照表3中所列的指标临界值预测突出危险性。

3 防治突出技术措施

石门工作面距煤层顶板10m法距之前,施工地质探煤钻孔,并初步预测突出危险性:煤的瓦斯放散初速度指标(P)和煤的坚固性系数(f)。

石门工作面施工至煤层法距5m以前,施工穿透煤层全厚的测压(预测)钻孔,测定煤层瓦斯压力(P)、煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数(f),预测煤层突出危险性,如果有突出危险性,施工排放钻孔进行瓦斯抽排,一段时间后,再进行效果检验。如无突出危险性,继续向前施工。

石门工作面施工至煤层法距3m时,施工3个钻孔,采用钻孔法测定每个钻孔的最大钻屑量S和最大瓦斯涌出初速度q,预测煤层的突出危险性,如果有突出危险性,施工排放钻孔进行瓦斯抽排,一段时间后,再进行效果检验直至有效。如无突出危险性,继续向前施工。石门工作面施工至法距1.5m时,再采用钻孔法测定每个钻孔的最大钻屑量S和最大瓦斯涌出初速度q,预测煤层的突出危险性,如果有突出危险性,施工排放钻孔进行瓦斯抽排,一段时间后,再进行效果检验直至有效。如无突出危险性,继续向前施工。大型突出往往发生于石门揭开突出危险煤层时。所以石门揭煤及有突出倾向的建设矿井或突出矿井开拓新水平时,井巷揭开突出煤层都必须编制专门设计,并按管理权限报县级以上煤炭管理部门审批。要求做到:a.石门避免布置在地质构造复杂和破坏地带。b.揭穿突出煤层前,要进行突出危险性预测。c.掘进工作面距煤层法线距离10m以外时,至少打两个穿透煤层全厚的钻孔,以确切掌握煤层赋存和瓦斯情况。d.掘进工作面距煤层法线距离5m以外时,至少打两个穿透煤层全厚或见煤深度不小于10m的钻孔,测定煤层的瓦斯压力和预测煤层突出的危险性。e.掘进工作面和煤层之间,必须保持一定厚度的岩柱,以便实施防突措施。岩柱厚度据防突措施的要求、岩石性质、煤层倾角等确定。采用震动放炮措施时,掘进工作面距煤层法线距离的最小值为:急倾斜煤层2m;倾斜、缓倾斜煤层1.5m。如果岩层松软、破碎,还应适当加大法线距离。f.石门揭穿突出煤层预测有突出危险时,必须采取抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其他经试验有效的预防突出措施。经措施效果检验,确认无突出危险时,报矿务局批准,采用远距离放炮揭穿煤层;否则;须采用震动放炮揭穿煤层。g.只能从煤层的顶板或底板一侧揭穿煤层,并尽可能一次揭穿煤层全厚。

4 结论及意义

在煤矿开采过程中对于煤与瓦斯突出,石门揭煤的监测、预测、预防和治理非常重要,在矿井的开采过程中有必要加强管理,采取必要的针对性治理措施,建立健全各项规章制度,配齐各种监测、预测是设备,将灾害控制在最低程度。

参考文献

[1]程伟.煤与瓦斯突出危险性预测及防治技术[M].徐州:中国矿业大学出版社,2003.

[2]叶青,李宝玉,林柏泉.高压水射流防突技术[J].煤矿安全,2005,36(12):11-14.

[3]孙立峰.煤矿安全预警系统的研究[J].露天采矿技术,2005(4).

[4]杨志强,赵千里,高谦.地下采矿生产事故预报专家系统[J].岩石力学与工程学报,2000.

立井揭煤防突技术研究及应用 篇4

1 研究背景

以某矿井在工业场地范围内新建副井为例。井筒内布置1对双层4车罐笼梯子间, 表土段采用钢筋混凝土复合井壁, 基岩段为素混凝土支护。井筒累深855.55 m, 净直径为6.5 m, 其具体特征参数如下:井口设计标高+25 m, 方位角90°, 净直径6.5m, 净断面33.183 m2, 表土层厚度322 m, 基岩段厚度523.55 m, 井筒全深855.55 m。井壁厚度: (1) 冻结段550~1 650 mm; (2) 基岩段550 mm。在揭煤过程中, 井筒需经过多个煤层, 本文仅以过82煤为例对立井揭煤防突方法进行分析。

2 立井揭煤防突体系建立

在立井掘进作业时, 工作面下方的煤体处于卸压状态, 而在井筒四周的煤岩体则处于应力集中区。巨大的集中应力使煤体受压, 加大了煤体孔隙压力, 使得瓦斯压力梯度增大, 煤与瓦斯突出危险性增高。因此, 要保证立井安全揭穿煤层, 在立井工作面穿过煤层前, 应消除煤层煤与瓦斯突出危险性。钻孔预排瓦斯正是满足条件的理想选择。

钻孔预排瓦斯消除突出的原理是利用钻孔增加应力集中区煤岩体的损耗, 在非弹性变形能作用下造成钻孔周围煤体卸压变形, 使应力集中峰值降低、井壁四周应力集中峰值点外移。同时利用工作面前方煤体卸压变形、煤体的透气性大大增加的有利条件, 通过对井筒周围一定范围内煤体瓦斯的抽采, 降低煤体中积蓄的瓦斯膨胀能、煤体孔隙瓦斯压力, 使煤体部分孔隙闭合, 增大煤体强度。当煤体瓦斯预排达到一定程度后, 瓦斯膨胀能减小到不足以粉化、抛射煤岩体时, 预排范围内的煤体便失去了突出危险。从而在井筒周围形成一定范围的安全区, 防止了立井煤与瓦斯突出的发生[4]。

根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》等相关规定要求[5,6], 以距煤层法距为分界线将立井揭煤流程分为3个阶段 (图1) , 分别在距煤层法距10~15 m处、距煤层法距5 m处及距煤层法距1.5~2.0 m处施工安全技术措施。主要包括超前探测、指标预测、防突措施、效果检验和放震动炮揭煤[7,8]。

(1) 施工前探钻孔。在距离揭开煤层法距为10~15 m处时, 先施工3至5个前探钻孔, 其主要目的是探明煤层的具体位置, 可作为地质勘探孔;其次, 可以利用前探钻孔来测定煤层的瓦斯压力、瓦斯放散初速度和坚固性系数等煤体参数, 从而综合分析煤体的突出危险性来指导区域防突措施设计。

(2) 测试钻屑解吸指标。掘进至距煤层法距5m处, 施工测试钻孔, 测定钻屑解吸指标K1及Δh2值, 这些指标是预测局部突出危险性或者检验区域防突措施效果的重要参考。

(3) 防突措施。防突方法有钻孔瓦斯排放、钻孔瓦斯排放和金属骨架法及钻孔瓦斯抽放法等。

(4) 效果检验。采用钻屑解吸指标 (K1及Δh2) 进行效果检验, 同时考察煤层残余瓦斯压力和残余瓦斯含量及瓦斯排放率。上述各项指标全部符合要求时, 方可恢复掘进;否则必须采取防突补救措施, 直至消除突出危险性。在效果检验有效后, 在排放钻孔内安放金属骨架, 同时注入马丽散, 加固煤体。然后恢复掘进, 每一循环施工前必须进行效果检验, 如有突出危险, 则必须采取补救措施, 直至完全消除突出危险。

(5) 震动炮揭煤。施工至距煤层法距1.5~2.0m处, 再次进行指标测试, 当所有测试指标均小于临界值且采取安全措施后, 方可利用震动放炮揭开煤层。

3 钻孔布置

在钻孔布置时, 需根据煤层瓦斯实际赋存特征设计。设计参数主要包括钻孔数量、钻孔位置、控制范围、钻孔角度、钻孔长度等。根据钻孔的不同用途可以将钻孔分为前探钻孔、排放孔、效检孔这3种[9,10,11]。

3.1 前探钻孔

在揭煤的第1阶段, 施工前探钻孔。井筒掘进到距82煤顶板法距10 m左右时, 停止施工, 打4个前探钻孔, 孔径为90 mm, 控制范围8 m。钻孔施工穿透煤层底板0.5 m。考虑钻机实际施工情况, 井筒周边的探煤孔可从井壁内0.3 m处开孔 (图2) 。前探钻孔在作为测压孔时, 钻孔必须避开立井工作面下方的卸压区, 选用终孔位置位于井筒外8 m的前探钻孔作为测压孔。

3.2 排放孔

排放孔主要用于排放瓦斯, 在施工至距煤层5m (法距) 处对该煤层进行突出危险性预测, 如果煤层有突出危险性, 则施工排放孔;排放钻孔应根据煤层实际瓦斯压力、含量等煤层指标设定, 采用均匀布孔的原则, 同圆心成圈布置。在本例中共布置4圈钻孔 (不含伞钻) , 最外圈钻孔见煤点距井筒轮廓线为8 m, 钻孔终孔间距2 m, 所有施工钻孔须穿透煤层0.5 m。排放孔最外圈 (第1圈) 钻孔开孔位置在井壁上距工作面0.5 m处, 第2圈开孔位置在井壁角, 在其他圈钻孔依次向内以圈间距0.3 m进行施工;井壁以内的钻孔用伞钻施工。

3.3 效检孔

煤层经过一段时间的瓦斯抽采或排放后, 如果抽采或排放区域效果达到以下要求即可安全揭煤: (1) 钻孔瓦斯解吸指标 (Δh2、K1) 达到文献[6]的要求; (2) 煤层残余瓦斯压力P小于0.74 MPa; (3) 瓦斯排放率至少在50%以上。

效检孔用于检验煤层抽采或排放效果, 其布置方法是在立井最外圈排放钻孔中取3个间隔均匀的钻孔, 对其封孔后测定煤层残余瓦斯压力。当残余瓦斯压力降低到0.74 MPa以下时, 在煤层最外圈排放钻孔之间再至少打4至6个孔, 测定煤层揭煤区域的钻屑解析指标 (Δh2、K1) 。当指标超过临界值时, 补打排放钻孔, 直到消除突出危险性。

4 抽采效果

经过一定时间排放, 对煤层瓦斯排放率、残余瓦斯含量、残余瓦斯压力及钻屑解吸指标进行检验, 结果如下:82煤层原始瓦斯含量14.49 m3/t, 原始瓦斯压力4.64 MPa, 剩余瓦斯含量5.29 m3/t, 残余瓦斯压力 (实测) 0.02 MPa (抽采规定的瓦斯含量8 m3/t, 瓦斯压力0.74 MPa, 达到要求) ;预测指标Δh2最大为250 Pa, K1为0.4 m L/ (g·min-0.5) ;效检指标Δh2最大为90 Pa, K1为0.01m L/ (g·min-0.5) (规定 (湿煤) Δh2为160 Pa, K1为0.4 m L/ (g·min-0.5) , 达到要求) 。煤层瓦斯各项指标均降至规定的临界值以下, 井筒已经具备安全揭82煤的条件。

5 结论

(1) 立井揭煤井筒周围为应力集中区, 巨大的集中应力使煤体受压, 加大了煤体的孔隙压力, 使得瓦斯压力梯度增大, 煤与瓦斯突出危险性增高, 极易发生突出事故。

(2) 钻孔预排瓦斯可使井筒周围应力集中峰值降低外移, 同时增大煤体的透气性, 增强煤体强度, 可有效释放突出能量, 是防治煤与瓦斯突出的有效办法。

(3) 合理设计钻孔参数、保证钻孔抽采及时有效是防突工作的重中之重。

摘要：为了降低立井揭煤过程中发生煤与瓦斯突出的危险性, 指导立井防突工作开展, 采用理论分析与工程实践的方法, 以某矿立井揭82煤为例, 对立井揭煤防突技术的具体流程、钻孔布置以及效果考察等进行了系统的论述。得出结论:钻孔预抽是立井防突工作的重中之重, 只有钻孔有效、系统合理, 才能从根本上遏制立井突出事故。

关键词：立井揭煤,防突,突出指标,钻孔布置,效果检验

参考文献

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[2]程远平, 俞启香.竖井揭穿突出危险煤层的预排瓦斯防突方法[J].煤炭科学技术, 1989 (1) :32-34.

[3]于不凡.石门揭煤时突出危险性预测新技术、新装备[J].长江科学院院报, 1996, 13 (S1) :74-76.

[4]刘洪永, 程远平, 周红星, 等.竖井煤与瓦斯突出危险性分析及防突措施[J].采矿与安全工程学报, 2007, 24 (2) :173-177.

[5]国家安全生产监督管理局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

[6]国家安全生产监督管理总局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.

[7]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

[8]俞启香.立井安全穿过煤与瓦斯突出煤层技术[C]//俞启香.煤矿瓦斯灾害防治理论研究与工程实践.徐州:中国矿业大学出版社, 2005.

[9]卢平, 李平, 周德永, 等.石门揭煤防突抽放瓦斯钻孔合理布置参数的研究[J].煤炭学报, 2002, 27 (3) :242-248.

[10]洪春生, 杨连华.石门揭煤防治煤与瓦斯突出的实践[J].煤炭技术, 2003, 22 (5) :53-54.

揭煤方法 篇5

关键词：煤矿巷道,揭煤,防突预测,安全与防护

1 三种假说

煤与瓦斯突出原因目前有三种假说:“以瓦斯为主导作用的假说”;“以地应力为主导作用的假说”;“综合假说”。

(1) 以瓦斯为主导作用的假说主要认为煤内存储的高压瓦斯是突出的主要因素。它认为在煤层中存在着瓦斯包, 其瓦斯压力与瓦斯含量比邻近层高。在煤矿巷道揭穿“瓦斯包”时, 在瓦斯压力作用下将松软的煤破碎并抛出形成突出。

(2) 以地应力为主要作用的假说认为高地应力是造成突出的主要因素。一种认为自重应力和地质构造应力共同构成了高地应力。当煤矿巷道接近储存构造应变能高的硬而厚的岩层时, 地质构造应力将煤破坏和粉碎, 导致突出。另一种认为采掘工作面前方存在着应力集中, 当厚顶板悬顶过长或突然冒落时, 可能产生附加应力, 煤发生破坏和破碎时, 会伴随大量瓦斯涌出而构成突出。

(3) 综合假说认为突出是由地应力、瓦斯、煤的力学性质等因素综合作用的结果。主要有:能量假说, 应力分布不均匀假说等。能量假说认为, 煤与瓦斯突出是由煤的变形潜能和瓦斯内能引起的, 在煤层应力状态发生突然变化时, 潜能释放引起煤体高速破坏, 煤体发生移动, 瓦斯由已破坏的煤层中解析、涌出、形成瓦斯流, 把已粉碎的煤抛向煤矿巷道。应力分布不均匀假说认为, 围岩中不均匀分布的地应力、高的煤层瓦斯压力和低的透气性、松软的煤体是发生突出的有利条件。

2 防止煤与瓦斯突出办法及安全与防护措施

2.1 预测突出危险性

目前我们经常采取的预测手段有:①打穿层孔测定煤层瓦斯压力;②用WTC防突预测仪和MD-2测煤的解吸指标;③取煤样送试验室测的坚固性、瓦斯放散初速度;④打孔过程中是否有喷孔、卡钻、顶钻等动力现象, 然后根据这些指标和现象判定其突出危险性。而以上数据只是可了解到煤层的瓦斯压力和煤的一些物理性质, 而煤层中的瓦斯包和地应力是无法知道的, 有些发生了突出事故的工作面, 虽然抽放了瓦斯, 但还是发生了事故, 应该就是地应力作用或有瓦斯包而未得到释放的原因。当在掘进中, 由于爆破扰动, 瞬间吸附瓦斯变为游离状, 在极小的空间内释放而破坏周边的煤层, 受破坏的煤层, 其内的瓦斯又从吸附状态变为游离状态, 又将破坏新的煤层, 这样循环作用, 于是大量的瓦斯和煤层将被带出, 于是发生突出。因此, 在做煤层突出预测时, 必须按照 ( (防突规定) ) 要求进行鉴定其突出危险性, 或邻近矿井发生过突出危险, 就必须慎重对待同层煤层。

2.2 消突

按照《防突规定》要求, 首先需进行区域消突, 然后局部仍有突出危险, 再进行局部消突, 这是非常必要的, 在打孔消突时, 就可降低瓦斯含量, 降低地应力, 还可找到瓦斯包。目前消突办法有打孔自然排放、打孔抽放、水力冲孔和在掘进工作面打超前金属骨架等办法, 而最好办法是抽放。在施工抽放孔时, 严格按照《防突规定》要求布孔, 控制范围恰当, 即使有地应力和瓦斯包存在, 就可降低其危险程度。在打抽放孔时, 严格按照设计布孔, 控制好偏角、仰角, 安装抽放孔时, 必须用压力水冲洗干净抽放孔, 防止煤屑堵孔影响抽放效果。堵孔材料可用马丽散或水泥浆, 水泥浆效果比马丽散好, 但操作没有马丽散堵孔方便。穿层孔至少堵4.0米以上, 如顺层抽放至少堵6.0米, 确保最佳抽放效果。抽放瓦斯是防突预测工作的关键, 根据以上分析瓦斯突出的原因, 每一种突出, 都有大量瓦斯喷出, 如果区域或局部抽放瓦斯达标, 无论哪种情况的突出都可避免或者是可把危险程度降低到最低。

2.3 效果检验

按照《防突规定》布孔进行效果检验, 检验孔宁多勿少, 这样可全面了解防突预测区域瓦斯变化情况, 以及取样试验, 准确掌握到各种临界指标, 另外, 在打效果检验孔期间, 要善于观察打孔中的动力现象, 与打消突孔的现象是否有所区别, 从而做出准确的突出性判定。如仍有突出危险, 将继续进行消突, 严禁冒险掘进。

2.4 安全与防护

①在掘进中, 要求浅掘浅支, 打浅眼, 少装药, 放小炮, 至少装上两个水炮泥, 并用黄泥堵满炮眼, 煤中尽量不打眼放炮, 以减少对煤体的扰动;②在顶板打超前钢管, 防止冒顶, 诱导突出;③采取用溜子出矸或人工装矸, 严禁用耙渣机装矸, 防止产生火花;④严禁使用风动工具, 防止震动煤层, 诱导突出;⑤在未全风压通风而采取局扇通风时, 揭煤期间的放炮, 与之工作面连通的煤矿巷道, 人员全部撤出到地面, 井下电器设备断电, 并在正对井口50米和两侧20米内设立警戒, 并严禁烟火;⑥在形成全风压掘进的工作面, 如果揭煤, 必须具备独立的回风系统, 并在进风煤矿巷道内按规定砌筑坚固的两道反向风门, 设立避难硐室和距离迎头每50米安装压风自救装置;⑦在施工过程中, 严禁烟火, 严禁穿化纤衣服入井, 严禁金属物撞击, 严禁电器设备失爆;⑧监测监控装置齐全, 风电、瓦斯电闭锁装置完善。

3 结语

高瓦斯隧道揭煤施工技术研究 篇6

新建成贵铁路庙埂隧道位于云南省镇雄县以勒镇, 隧道进口里程D3K321+668, 出口里程D3K326+509, 全长4 841 m, 属长隧道。根据其“地质说明”, 隧道D3K324+888~D3K325+312段洞身穿越二叠系上统峨眉山玄武岩组、龙潭组、长兴组 (P2β+l+c) , 主要岩性为砂岩、泥岩、灰质页岩、铝土岩夹煤层及灰岩、凝灰岩、火山碎屑岩等, 该地层煤层层数多, 有7~10层, 厚薄不一, 施工按照高瓦斯工区进行管理。

由于地勘资料缺少煤层具体里程及瓦斯参数等详细资料, 且邻近矿井为高瓦斯矿井, 为了确保施工安全和准确掌握隧道穿越煤层及瓦斯赋存情况, 施工期间严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》等相关标准及成贵公司对高瓦斯隧道揭煤管理制度等进行探煤及预测工作[1,2,3], 隧道过煤系地层期间围岩破碎, 采用三台阶法开挖, 台阶间距5~10 m, 通过在上台阶开挖工作面施工超前探孔, 探明煤层多、倾角及厚度大、层间距小, 且瓦斯涌出量大, 施工条件复杂, 严重影响了施工安全。为了有效防治庙埂高瓦斯隧道揭煤作业带来的风险, 实现风险的安全有效控制, 本文主要针对庙埂高瓦斯隧道揭煤作业进行探讨, 从技术和管理上进行探讨和分析一些实践经验, 对类似高瓦斯或瓦斯突出隧道具有一定的借鉴意义。

1 煤与瓦斯突出的原因及危害

影响煤与瓦斯突出的原因有多种, 从煤层本身分析, 我国煤层地质条件复杂, 瓦斯压力大, 突出风险高。从多起煤与瓦斯突出案例分析, 事故的发生和安全管理观念、技术、管理制度等相关联, 如防突任务和工程进度冲突时, 未严格按照相关标准采取防突措施;防突技术力量薄弱, 对煤层瓦斯含量、压力、钻屑瓦斯解吸指标等基础参数缺乏的条件下, 盲目组织施工;安全管理制度落实不到位, 职工未经过正规培训, 仪器失灵、操作不规范、预报信息量少、对突出预兆信号不重视、上报不及时等。煤与瓦斯是一种严重的动力现象, 在煤矿生产中已造成大量人员伤亡, 如2016年3月6日松树煤矿发生一起煤与瓦斯突出事故致12人死亡。影响较大, 目前煤与瓦斯突出的机理尚未厘清, 必须引起高度重视。

2 揭煤防突技术措施

隧道揭煤工作是一项危险的工作, 若误揭煤层发生煤与瓦斯突出, 将会造成大量人员和设备损失, 因此, 必须严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》程序进行揭煤, 同时聘请专业技术人员现场指导作业, 庙埂隧道为大断面高瓦斯隧道, 施工前编制了《庙埂隧道揭煤防突施工预案》, 并制订了严格的揭煤防突程序, 揭煤防突施工工艺流程如图1所示[4,5,6,7]。

2.1 超前探测

遵照瓦斯隧道揭煤“先探后掘”安全理念, 根据庙埂隧道地质资料, 在距设计煤层法距30 m处对超前钻孔进行合理布置, 为了准确掌握隧道穿越煤层的分布情况, 同时考虑隧道施工进度及减少钻孔工程量, 在隧道开挖工作面共布置3个超前钻孔, 分别为1个仰孔控制隧道轮廓线上部, 1个俯孔控制隧道轮廓线下部, 1个水平孔控制隧道轮廓线左帮兼掘进方向, 通过钻孔返渣记录, 推算煤层的厚度、走向、倾角等赋存参数, 准确定位煤层与隧道的几何关系。施工期间严格按照设计参数进行施工, 庙埂隧道超前探孔竣工图及探明煤层分布如图2所示。

2.2 突出危险性预测及防突措施

煤层瓦斯含量和钻屑瓦斯解吸指标是表征煤层瓦斯赋存的2个重要基本参数, 目前煤炭行业广泛作为预测煤层突出危险性预测的重要指标, 实际应用中该两种指标具有测定快速、准确可靠等优点, 虽高速铁路和煤炭行业施工工艺有所不同, 但对于煤层的预测方法是相同的, 因此, 在瓦斯隧道中同样具有较强的适用性。

根据庙埂隧道揭煤防突施工预案及成贵公司对高瓦斯隧道揭煤管理制度, 结合庙埂隧道超前探煤成果分析, 在距探明煤层法距10 m处进行煤层瓦斯含量测定, 判识煤层区域突出危险性预测, 若测定煤层瓦斯含量≥8 m3/t, 判定煤层具有突出危险, 在距煤层法距7 m处实施瓦斯抽放防突措施, 抽放钻孔半径参照邻近矿井抽放效果考察定为3 m, 钻孔控制隧道轮廓线外至少12 m, 抽放后采用残余瓦斯含量进行效果检验, 瓦斯含量降到突出预测指标以下表明防突措施有效;若测定煤层瓦斯含量<8 m3/t, 判定煤层具无突出危险。

隧道揭煤工作面区域预测煤层无突出危险后, 工作面掘进至距煤层法距5, 2 m处, 采用钻屑瓦斯解吸指标还必须进行工作面突出危险性预测及验证。若预测有突出危险, 则停止掘进增加防突措施, 然后进行效果检验, 直到效果有效为止;若预测无突出危险, 在采取安全防护措施前提下, 远距离放炮揭煤。

2.3 预测结果分析

现场施工期间, 测定煤层瓦斯含量及钻屑瓦斯解吸指标K1值数据汇总见表1。通过表1可看出, 距煤层法距10 m测定各煤层最大瓦斯含量远小于突出指标8 m3/t, 距煤层法距5, 2 m测定各煤层最大钻屑瓦斯解吸指标K1值远小于突出指标0.4mL/ (g·min0.5) 。

由于煤层间距较小, 属于同一地质单元, 煤层赋存规律具有相似性, 且现场测定各煤层瓦斯含量及钻屑瓦斯解吸指标相近, 说明现场实测数据误差小, 数据准确可靠, 同时也反映及相互验证了煤层无突出危险, 因此, 预测ZD-1、ZD-2、ZD-3煤层均无突出危险。

3 安全防护措施

煤层预测无突出危险, 但揭煤段围岩破碎, 瓦斯涌出量大, 给施工带来的不安全因素较多, 如坍塌、瓦斯超限遇到火源燃烧或爆炸等。因此, 应做好通风、瓦斯检测、支护及进洞人员管理等安全防护措施, 确保揭煤施工期间, 安全、高效施工[8,9,10,11,12,13,14,15]。

3.1 通风管理

通风是排除瓦斯最直接、最有效的方式, 庙埂隧道揭煤段瓦斯涌出量大, 为确保隧道的施工安全, 经计算隧道正洞配置2台通风机, 额定风量为1 500~3 000 m3/min, 风压1 375~5 355 Pa, 电机功率2×110 k W。隧道实施24 h不间断通风, 当常用风机出现故障时, 备用能及时启动, 确保通风量。风机安装在洞口外距洞口20 m新鲜风流处, 采用1.6 m的抗静电、阻燃的柔性风筒供风, 风筒距离掌子面不大于10 m, 对于二衬台车等风流不畅处, 增设局部通风机, 加强临时通风防止瓦斯积聚。此外, 风机开关实行落锁制度, 并有专人保管, 以杜绝施工班组任意开停风机;风筒要求吊挂平直, 特别是二衬台车和仰拱处, 由于施工工序影响, 风筒弯度大且易破损, 应及时维护或更换, 减少漏风率。

3.2 瓦斯监控

庙埂隧道施工期间安装1套独立的KJ90NB瓦斯监控系统, 配置瓦斯传感器, 分别监测掘进工作面、二衬台车、回风流等地点瓦斯浓度。并建立了隧道施工瓦斯监测预警机制, 实现监控室24 h有人监控, 在监测到瓦斯异常变化情况时, 及时通报相关负责人, 以便及时采取有效措施, 防止瓦斯事故的发生。同时瓦斯监控系统具备瓦斯报警及风电、瓦电闭锁功能, 除了采用自动监测系统外, 现场还专门成立了瓦斯检测小组, 在隧道施工过程中动态巡回监测, 实现了监测监控自动和人工相互验证的多双重保障模式。

3.3 加强支护

庙埂隧道过煤段围岩破碎, 支护遵守管超前、强支护、快封闭的原则进行施工, 采用复合式衬砌, 即初期支护和二次衬砌, 当施工过程中围岩松软, 支护难度较大, 设计还考虑采用注浆固化措施来增大围岩的强度, 隧道过煤段支护方式如图3所示。

3.4 加强进洞人员管理

目前非煤炭行业隧道施工队伍对揭煤作业的危害认知不足, 盲目施工风险高。因此, 隧道施工人员必须进行做好岗前及日常安全知识培训, 通过培训, 使施工人员清楚在是什么情况下是安全的, 遇到突发事件如何应对等, 特殊作业人员做到持证上岗, 从而提高隧道全体人员的安全意识。同时门岗做好安全检查工作, 杜绝进洞人员携带烟火等。

4 结论

(1) 通过施工探测及预测钻孔, 准确掌握了隧道开挖工作面前方的煤层、瓦斯赋存参数, 为制订施工安全技术措施及揭煤防突施工预案提供了详细资料, 也为未施工段煤系地层施工积累了经验。

(2) 庙埂隧道断面大, 揭煤作业风险高, 通过快速测定煤层突出危险性指标, 判识煤层无突出危险后, 在采取安全防护措施下, 顺利揭开了煤层, 提高了工程进度, 确保了施工安全。

(3) 隧道揭煤施工过程中, 安全隐患多, 如何做好安全、高效施工, 技术是施工的重要手段, 安全防护措施是重要保障, 同时隧道过煤系地层段地质条件复杂, 若遇地质构造等不良地质, 应增加钻孔数或辅助其他超前地质预报手段, 为隧道安全施工提高科学依据。

摘要：庙埂隧道为高瓦斯隧道, 其在煤系地层施工过程中, 为探明煤层赋存参数及确保揭煤施工安全, 制订了严格的揭煤工序及施工超前探测钻孔、预测钻孔, 准确掌握了隧道穿越煤层、瓦斯的赋存情况, 并在快速判识探明煤层的无突出危险性后, 采取相应安全防护措施, 安全、高效地揭穿煤层, 提高了工程进度。

揭煤方法 篇7

关键词：突出矿井,快速,揭煤

1 工程及地质概况

山西平舒煤业有限公司翟下庄分区通风系统改造项目立井井筒工程位于山西省晋中市温家庄乡翟下庄村, 该矿进风立井井筒净径9m、净断面63.585m2、基岩段掘进直径10.4m断面84.91m2, 井口地坪标高+1246.000m, 井深637.45m。采用普通法施工, 基岩段支护厚度700mm, 采用素砼支护强度等级C30。该进风立井井筒由中煤第四十九工程处承建。

根据相关资料, 地层总体呈一走向NEE、倾向SE的单斜构造, 地层倾角5°左右, 其间发育次一级的宽缓褶曲, 区内无较大断层和陷落柱, 构造属简单类型。

根据山西平舒煤业有限公司地质勘探报告、进风井井检孔地质报告, 81#、82#、9#、12#、15#、15#下可采煤层瓦斯含量2.99～7.44mL/g (daf) , 瓦斯成分以CH4为主 (占54.63%～78.36%) , 根据瓦斯涌出量计算预测, 本矿井属煤与瓦斯突出矿井。

2 准备工作

在揭煤之前, 必须做好以下期间准备工作:

1、准备好探煤的ZM-120Ⅱ型潜孔钻机或150型液压钻机。

2、井筒内安装和调试好瓦斯监测设备。

3、检修好日常检查瓦斯的光干涉式瓦斯检查仪、便携式瓦检仪和风表。

4、揭煤前准备好2台GP系列煤层瓦斯压力测定仪和2台WTC突出参数测定仪。

5、根据现场施工情况备好D50-80×9型高扬程卧泵、风动潜水泵等排水设施。

6、联系矿山救护队伍, 并在施工现场24小时待命。

3 防突措施

3.1揭煤工艺流程

揭煤工艺流程主要包括煤层定位、防突设计、区域防突、区域预测预报、区域防突措施效果检验、区域验证、局部防突、突出预测、局部防突措施、揭穿煤层等步骤, 详见图1, 揭煤工艺流程图。

3.2煤层定位

当立井施工至距离煤层顶板法向距离为20m时, 停止掘进, 使用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机, 施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 孔径为Φ90mm的前探取芯钻孔, 利用钻孔观测地质产状要素、煤层厚度、倾角变化、地质构造等, 并做好详细记录, 准确掌握和控制层位。

3.3区域防突措施

3.3.1区域预测预报。当施工至距离煤层顶板10m位置处时, 使用钻机施工3个穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 孔径为Φ90mm的取芯钻孔。利用以上3个钻孔做预测预报孔, 来测定煤层瓦斯含量、瓦斯压力, 瓦斯含量及瓦斯压力的测定由通风部防突实验室负责测定, 项目部配合。采用DGC型瓦斯含量直接测定装置对3个钻孔进行瓦斯含量测定;采用MWYZ-HV型主动式瓦斯测压仪进行测定压力。当检测的瓦斯含量小于7.5m3/t且瓦斯压力P小于0.74MPa时 (稳定24小时后) , 确定煤层为非突出煤层。项目部通风队技术员将以上数据收集报公司总工程师及平舒矿总工程师审批后, 方可恢复施工。施工采用“探三进一”的施工方法掘进施工。

当瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力大于0.74MPa时, 确定煤层为突出煤层, 必须对瓦斯进行预抽放。

预测预报孔施工前, 工作面以上必须成巷, 打钻过程中观察钻孔和瓦斯变化情况, 检查是否有喷孔现象, 施工完第一个前探钻孔后先用木楔封孔, 再施工第二个探孔, 依此类推。

3.3.2区域防突措施。当掘进至法线方向距煤层7m位置时, 采取穿层钻孔对煤层进行预抽。在掘进断面上打ϕ90mm的抽放孔133个, 抽放瓦斯, 降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力, 杜绝瓦斯突出的发生。

钻孔的控制范围是:揭煤处井筒轮廓线外12m, 同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的距离不小于5m, 孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5m。

钻孔密度:根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点, 设计排放钻孔。主要技术参数如下:

井筒见煤处每平方米布置1个钻孔, 孔底间距不大于2m, 井筒轮廓线外12m孔底间距不大于4m布置根据钻孔的有效抽放效果适当增加抽放钻孔。

a、钻孔有效排放半径1000mm;

b、开孔间距:钻孔开孔间距1000mm, 孔底超出荒径12000mm;

c、钻孔直径:ϕ90mm;

d、钻孔深度:穿透煤层全厚进入底板至少0.5m;

e、钻孔总数:133个。

3.3.3区域措施效果检验。抽放完成后, 在工作面采用钻机施工5个孔径为Φ90mm的效果检验孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量和压力 (测定方式与区域预测预报相同) 。

当煤层内瓦斯含量大于7.5m3/t或瓦斯压力P大于0.74MPa时, 继续进行工作面瓦斯抽放, 直至测得煤层内瓦斯含量及瓦斯压力小于临界值以后才能允许掘进至煤层法向距离5m处。

3.3.4区域验证。当掘进至距煤层法向距离5m位置时, 在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ90mm的取芯钻孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量、残余瓦斯压力 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t或瓦斯压力P小于0.74MPa时, 确认为无突出危险, 在采取安全防护措施后进行作业。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, 则该区域应当执行局部综合防突措施。

3.4局部防突措施

3.4.1工作面突出危险性预测预报。距煤层法向距离5m位置时, 在工作面采用钻机施工3个孔径为Φ90mm的取芯钻孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t时, 确认为无突出危险, 在采取安全防护措施后进行采掘作业。只要有一次预测为有突出危险或施工超前钻孔等发现了突出预兆, 则执行局部综合防突措施。

3.4.2局部防突措施。采用ZM-120II型潜孔钻机或150型液压钻机施工直径90mm的卸压孔, 钻孔要求全断面均匀布置, 具体参数如下

钻孔的控制范围是:揭煤处井筒轮廓线外5m, 孔深超过煤层进入煤层底板岩层不小于0.5m。

钻孔密度:井筒见煤处每平方米布置1个钻孔;孔底间距不大于2m。

1.钻孔有效排放半径1000mm;

2.开孔间距:钻孔开孔间距1000mm, 孔底超出荒径5000mm;

3.钻孔直径:ϕ90mm;

4.钻孔深度:穿透煤层全厚进入底板至少0.5m;

5.钻孔总数:89个;

6.排放时间24小时。

3.4.3局部防突措施效果检验。施工完卸压孔排放瓦斯24小时候后, 工作面在采用钻机施工5个孔径为Φ90mm的效果检验孔, 深度要求穿过煤层进入底板岩层不小于0.5m, 测定残余瓦斯含量 (测定方式与区域预测预报相同) 。当瓦斯含量小于7.5m3/t时, 确认为无突出危险, 由矿通风队汇报公司调度、平舒公司通风部, 同时编制抽放记录报告, 并报审公司总工程师及平舒公司总工程师, 待批复后方可恢复爆破掘进。

3.5远距离放炮爆破揭穿煤层

揭露煤层使用远距离放炮法施工, 揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后, 若未能一次揭穿至煤层顶 (底) 板, 则仍应当按照远距离爆破的要求执行, 直至完成揭煤作业全过程。在煤层掘砌施工时同样采用远距离放炮措施进行掘进, 如煤层较软时, 降低施工段高或进行锚网临时支护, 以保证施工安全。

4 结语