突出矿井论文

突出矿井论文（精选9篇）

突出矿井论文 篇1

摘要：矿井通风系统的可靠性直接关系到矿井通风安全及矿井防灾抗灾能力。为了保证安全生产,矿井的通风系统必须随着矿井瓦斯等级的变化而提升,满足矿井瓦斯治理、防治突出的新要求。不同瓦斯等级的矿井对通风系统的要求不同,结构简单、安全可靠、经济合理、与矿井瓦斯等级相适应的通风系统,可以保障矿井安全生产、实现矿井的可持续发展。为此,总结了陈四楼煤矿瓦斯矿井升级突出矿井的通风系统设计优化过程,简要分析陈四楼煤矿通风系统优化经验,以期为矿井通风系统改造提供借鉴。

关键词：瓦斯矿井,突出矿井,通风系统,煤与瓦斯突出

0 引言

通过陈四楼煤矿通风系统的优化过程,总结出一种具有指导性的通风系统完善方案,意在对矿井升级优化过程提供可靠的参考。如果一个矿井的通风系统与其实际的瓦斯级别不相符,那将给生产安全带来极大的隐患,直接制约矿井的安全发展,同时还会给矿工的生命安全带来威胁[1,2]。通风系统的可靠性关乎着矿井的安全生产[3]。矿井通风的任务是利用通风动力、通风网络以最经济的方式供给井下各用风地点新鲜空气,以保证工人的呼吸,并且能够稀释并排除煤矿井下的瓦斯、粉尘等各种有害物质,为井下工作提供舒适的劳动环境[4]。除此之外,当煤矿井下发生灾变事故,如煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸、煤层自燃时,可靠的通风系统能够及时、有效地控制风流的方向和风量,以防止灾害事故扩大,最终消灭事故[5]。

矿井通风系统是一个动态的、复杂的系统,随着矿井采掘生产的进行,不断发生变化,还伴随瓦斯级别的提高而需要不断提升。如煤与瓦斯突出矿井,要求每个采区都必须有专用回风巷,且专用回风巷内不能兼做运输、行人巷道,也不能有任何电气设备。因此,由瓦斯矿井升级突出矿井的施工中,方案设计优化显得尤为重要。通过对近年来国内外通风系统升级矿井改造案例的学习,发现很多矿井由于改造升级的设计不合理,导致矿井完善时出现工程量大、施工工期长,不能够有效利用矿井已采区域的废弃巷道、辅助巷道,最终给企业带来了巨大的经济压力;有些矿井由于改造不合理,导致矿井升级后通风系统难以满足新的要求,导致矿井迟迟难以复工复产。

1 矿井及通风概况

陈四楼煤矿位于永城市区北偏西13 km,隶属于河南能源化工集团永煤公司。井田面积约61.69km2。矿井1997年11月6日投产,矿井设计生产能力240万t/a,2015年核定生产能力360万t/a,矿井开拓方式为立井单水平上下山开拓,水平运输大巷布置在-440 m水平。2015年矿井由瓦斯矿井升级为突出矿井,为适应突出矿井对通风系统的新要求,矿井通过采区巷道功能优化或新掘巷道,进行了通风系统升级。现就通风系统升级前后的通风情况分析,简述矿井通风系统优化成果。

矿井通风方式为两翼对角式,通风方法为抽出式。矿井有3个进风井,即副井、主井、中央风井,总进风量为17 999 m3/min;2个回风井,即北风井、南风井,其中北风井回风量9 252 m3/min,南风井回风量9 108 m3/min。矿井有效风量16 344 m3/min。矿井北风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 200 V,转速740 r/min;北风井主要通风机负压为2 130 Pa,北风井主通风机排风量为9 407 m3/min,矿井北翼总进风量为9 070 m3/min(其中,北翼轨道运输大巷进风量6 149 m3/min,北翼胶带运输大巷进风量2 921m3/min)。北风井通风等积孔4.18 m2,属通风容易。北风井的外部漏风率为1.65%。矿井南风井配备FBCDZNo28/2×355型对旋轴流通风机2台,电机功率2×355 k W,电压6 000 V,转速740 r/min;南风井主要通风机负压为2 270 Pa,南风井主要通风机排风量9 249 m3/min,矿井南翼总进风量8 929m3/min(其中,南翼轨道运输大巷进风量为6 025m3/min,南翼胶带运输大巷进风量2 904 m3/min)。南风井通风等积孔3.75 m2,属通风容易。南风井的外部漏风率为1.52%。

2 通风系统设计优化

2.1 通风系统优化方案

作为突出矿井,通风系统升级中要求满足突出矿井对矿井通风的特殊要求,设置专用回风巷。专用回风巷施工中,要兼顾安全、经济、高效的原则。

①针对突出煤层,掘进作业时必须严格执行《防治煤与瓦斯突出规定》,制订区域综合防突措施和局部综合防突措施[6]。坚持区域不消突不进煤巷,不掘突出头的原则。②在保障安全投入的前提下,通过优化改造方案设计节约工程成本,岩巷掘进工程成本较高,但安全性比在突出煤层中掘进要好,煤巷掘进较岩巷成本低,但对于突出区域,不但消突成本高,治突时间久,而且在安全方面还不易得到保障。因此必须综合分析区域煤层瓦斯赋存条件,然后选择合理的改造方案。③要尽量缩短系统改造工期,减少不必要的消耗[7,8,9,10]。

根据以上要求,结合矿井巷道布置实际,选择岩巷掘进与煤巷掘进相结合,并充分利用各采区、工作面的废弃巷道,通过扩帮、拉底、挑顶和加强支护等改造,使其满足矿井通风要求,再调整一些在用巷道的功能,完成巷道改造工程。采区专用回风巷及工作面回风联络巷充分利用沿空掘、留巷技术,降低消突成本,提高煤巷掘进施工安全性。

矿井优化情况:北部东、西翼辅助胶带巷分别作为10采区和12采区专用回风巷,增加北翼-640 m上部回风巷作为北翼-640 m辅助水平(北6采区)专用回风巷,将北翼-605 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-605 m轨道暗斜井中),同时增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务,将南翼-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井(将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720m轨道暗斜井),同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务;延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负17采区回风任务。

其中,北部西翼原12采区普遍测定的瓦斯含量较高,但由于该区域的辅助胶带巷开掘时间较久,附近瓦斯含量较低,因此选择该巷道改造,形成北部西翼专用回风巷。并在北部西翼回风联络巷掘进前采取穿层钻孔预抽煤层瓦斯,区域消突后,再进行煤巷掘进工作。矿井南翼测定的原始瓦斯压力均为0,原始瓦斯含量也普遍小于2 m3/t,在严格执行“四位一体”防突措施的前提下,可省略底抽巷的设计。其他区域根据测定的瓦斯含量、瓦斯压力,确定采取煤巷掘进或岩巷掘进,确定的原则为:专用回风巷尽量少揭露断层,煤巷掘进前必须消突。

2.2 井巷工程与设施构筑齐头并进

在井巷工程开始后,通风部门及时跟进制订通风设施构筑计划,充分利用原有的轨道、胶带进行物料运输,通过构筑临时设施、拆除多余设施、构筑新设施的步骤,加紧进行通风设施构筑工作,矿井通风系统完善期间,构建各类通风设施(防突风门、调节风窗、密闭)总计67组/道,拆除各类通风设施(风门、调节风窗、密闭)共计29组/道,矿井巷道工程施工结束前,通风部门已通过部分新构筑的永久设施和部分临时设施,分单元、分步骤先后完成了矿井南翼通风系统调整,矿井-605 m水平通风系统调整和矿井北部东、西翼通风系统调整工作。在井巷工程全部完成后,及时完成剩余通风设施构筑工作,并拆除临时通风设施。

2.3 完善系统防突功能

为满足生产时期矿井防突功能,新构筑通风设施均同步安设防逆风装置。为此,矿通风部门与机修厂合作,设计研制了多种防逆风装置,包括自坠式风窗—水沟防逆风装置、圆筒式防逆风装置,配合构筑了跨刮板机风门、跨胶带机风门,并对部分不满足要求的通风设施进行了改造和重构。在通风设施防突功能提高的同时,其内部漏风率也显著降低。

根据矿井升级完善设计要求,增加了防突风门、防突风墙、防突风窗、避险硐室、隔爆水棚、压风自救,满足了突出矿井防护硬件要求、升级。

3 通风系统调整方案

3.1 改造方案

(1)将北部东、西翼辅助胶带巷胶带拆除,担负着北翼10、12采区回风任务,并将北部西翼辅助胶带巷的断面由10.1 m2扩到15.1 m2,北翼主运输由-470 m水平胶带大巷(北翼集中胶带大巷)担负。

(2)增加北翼的-640 m上部回风巷,担负北翼-640 m辅助水平(北6采区)回风任务。

(3)将北翼的-605 m集中行人下山调整为回风下山,将原来行人下山内架空乘人装置安装在北翼-605 m集中轨道下山内,且增加北翼-605 m下部回风联络巷,担负矿井北翼8、20采区回风任务。

(4)将南翼的-720 m行人暗斜井调整为回风暗斜井,将原行人暗斜井内的架空乘人装置安装在-720 m轨道暗斜井中,同时增加-720 m下部回风巷,担负矿井南翼5、19采区回风任务。

(5)延伸-720 m辅助水平回风大巷,担负南翼17采区回风任务。

以上专用回风巷增加后,在各工作面轨道(回风)巷、各采区变电所增加回风联络巷,与专用回风巷相连。

3.2 采区通风系统

(1)北翼采区通风系统。矿井采用分区式通风系统,北翼采区由-470 m水平东、西翼轨道大巷、-470 m水平东、西翼胶带大巷进风,-470 m水平东、西翼回大巷回风,经总回风巷由北风井排出。掘进工作面采用局部通风机压入式通风。

(2)南翼采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-720m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m下部回风巷→-720m回风暗斜井→-440 m水平回风大巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

(3)17采区通风系统。新鲜风流经副井(主井、中央风井)→副井井底车场→南翼轨道运输大巷(南翼胶带运输大巷)→-7 2 0m轨道暗斜井(-720 m胶带暗斜井)→-720 m辅助水平轨道巷(-720 m辅助水平胶带巷)→胶带运输巷→工作面→轨道运输巷→-720 m辅助水平回风巷→-720 m辅助回风斜巷→南翼总回风巷(南翼2号总回风巷)→南风井排至地面。

4 通风系统改造前后系统抗灾能力对比

通风系统改造之前,矿井各采区的回风一般通过胶带巷汇入矿井总回风巷,回风流中有电气设备,一旦同时发生电气失爆故障和瓦斯突出,则可能会发生瓦斯爆炸事故,威胁到回风流作业的人员。

通风系统完善之后,矿井各采区回风巷为专用回风巷,巷道内既无各类电气设备,也无人员,即使发生煤与瓦斯突出事故,突出的瓦斯直接汇入专用回风巷排出矿井,不会给矿井带来损失扩大的隐患。

5 通风系统改造后通风能力验证

5.1 通风负压

(1)摩擦阻力[11,12,13,14,15]。根据矿井采掘接替安排,矿井北翼生产时北风井回风量为156 m3/s,南翼生产时南风井回风量为134 m3/s,通过负压计算,北风井通风容易时期摩擦阻力为1 958.6 Pa,通风困难时期摩擦阻力为2 181.3 Pa;南风井通风容易时期摩擦阻力为1 690.7 Pa,通风困难时期的摩擦阻力为2 128.0 Pa。

(2)局部阻力。局部阻力按照摩擦阻力的15%考虑[16],则北风井通风容易时期局部阻力为293.8Pa,通风困难时期局部阻力为327.2 Pa;南风井通风容易时期局部阻力为253.6 Pa,通风困难时期局部阻力为319.2 Pa。

(3)自然风压。矿井自然风压按“科马洛夫”公式计算:

式中,Hn为地面井口大气压力,根据永城市气象局提供的2000—2003年平均气象参数,7月份地面平均气压为0.99×105Pa,1月份地面平均气压为1.019×105Pa;H为矿井开采深度,取650 m;T1为进风侧平均温度,根据风温预测,进风侧7月份平均温度为(273+26.7)K,1月份平均温度为(273+2.6)K;T2为回风侧平均温度,根据风温预测,回风侧7月份平均温度为(273+25.3)K;1月份平均温度为(273+3)K;R为矿井空气常数,干空气的常数为287 J/(kg·K)。

经计算,7月份最小自然风压为-6.4 Pa,1月最大自然风压均为56.6 Pa,显示1月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力大,7月份时进风井空气静压力始终比回风井静压力小。由于该矿井为抽出式通风方式,因此在该矿井中自然风压在1月份能克服阻力帮助通风,相反7月份较热的时期则增大了矿井通风阻力。

(4)通风负压。该矿井为抽出式通风方式,1月份帮助通风,7月份自然风压增大矿井通风阻力,矿井通风总阻力按以下公式计算:

式中,H初期为矿井通风容易时期总阻力;H后期为矿井通风困难时期总阻力;h摩小为矿井通风容易时期最小摩擦阻力;h摩大为矿井通风困难时期最大摩擦阻力;h局小为矿井通风容易时期局部阻力,按最大摩擦阻力的15%考虑;h局大为矿井通风困难时期局部阻力;按最大摩擦阻力的15%考虑;hn1为帮助通风最小自然风压,-6.4 Pa;hn2为帮助通风最大自然风压,56.6 Pa。

经计算,矿井北风井通风容易时期总阻力为2 258.8 Pa,通风困难时期总阻力为2 451.9 Pa;南风井通风容易时期负压为1 950.6 Pa,通风困难时期负压为2 390.6 Pa。

5.2 等积孔

矿井等积孔按下式计算:

式中,A为矿井等积孔;Q为矿井需要风量;h为矿井通风负压。

计算结果:北风井通风容易时期通风等积孔为3.91 m2,通风困难时期通风等积孔为3.75 m2;南风井通风容易时期等积孔为3.61 m2,通风困难时期等积孔为3.26 m2,属通风容易矿井。

6 结论

(1)陈四楼煤矿突出矿井升级完善的优化与实践,采取科学的安全评价和充分可靠的安全技术措施,系统升级全部22项巷道工程施工过程中,未发生瓦斯超限及动力现象。

(2)通风系统设计优化有效避免了过多的岩巷作业和揭煤作业工程,充分利用了原有的联络巷改造后作为采区避难所或水平充电硐室,节约增效效果明显。

(3)通风系统设计优化、通风设施构筑与巷道施工同步进行,充分利用临时通风设施提前分区域进行通风系统调整,有效缩短了施工工期,所有井巷工程和设施构筑比原计划提前2个月完工。

(4)陈四楼煤矿通风系统升级完善工程的井巷工程、设施构筑工程顺利通过了河南省煤矿安全监察局和河南省煤炭行业协会的联合验收,为其他瓦斯矿井升级突出矿井的完善工作提供借鉴。

突出矿井论文 篇2

一、机构设置

设立防突机构，配齐人员。设立专业防突队伍。

1、防突工：对每个生产地区进行突出预测需要2名防突工操作。**矿4个采区，需用防突工8人；17个采掘队，需用防突工34人；按每人每月21个工作日计算，共需防突工61人。

2、瓦斯员：每个地区设置1名专职瓦斯员，随时观察突出预兆。我矿四个采区每天共需瓦斯员12个；现有8个掘进队每天共需瓦斯员24个；开拓区现有6个队每天共需瓦斯员18个；3工程处头面每天共需瓦斯员9个；南、北翼地区每天需6瓦斯员；全矿每天共需瓦斯员72个，瓦斯员按工作日21个计算，通风区共需瓦斯员104人。

3、放炮员：《******集团有限公司矿井一通三防管理规定》第121条，为开采保护层的突出煤层掘进工作面不得使用综掘机，采煤工作面应采用浅截深采煤机采煤。故所有开掘队伍均需要放炮员。

按每人21个工作日计算。井下现有4个采区，如按照中、夜班放炮计算共需11人；开掘队伍17个按照早、中、夜三班计算所需74人；9个坑修队按照中班、夜班生产计算所需26人；通风区共需放炮员111人。

二、制度建设

防突管理制度、各级人员防突岗位责任制健全。

设置防突机构后，根据机构人员设置，制定相应的管理制度和岗位责任制。

三、培训管理

符合《防治煤与瓦斯突出规定》第32条。

四、装备管理

防突装备满足矿井需要。主要包括：瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数、瓦斯解析指标、钻屑量等测定装备以及防突钻机等打钻装备。

GB/T50518-2010矿井通风安全装备标准：防突钻机每个采掘工作面配备1—2台；用于预测区域突出的仪器每个矿井1—2台；用于预测采、掘工作面突出的仪器每个采区配备2—3套；有突出煤层的采区必须设置采区避难所，突出煤层的采掘工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。

1、突出危险性预测设备：用于突出危险性预测的设备，每个采掘工作面配备至少1台用于防突工进行现场预测的仪器。其他仪器配备详见“建立防突实验室报告”。

现场预测瓦斯解析仪需用资金16.8万元，防突实验室需用资金148.5万元。

2、防突钻机：每个采掘工作面配备1台大直径钻机及配套钻杆，每个采区至少备用1台大直径钻机，根据采掘工作面情况，使用不同型号钻机；每个采掘工作面配备一台风动防突钻机及配套钻杆。

防突钻机及配套钻杆需用资金400万元。

3、抽放泵站及管路：每个采掘工作面配备2套移动抽放泵，一套使用、一套备用，并根据巷道设计长度配备足够的瓦斯抽放管路；地面永久抽放系统不能够满足要求，增加2台地面抽放泵，增加抽采能力。

移动抽放泵需用资金1260万元，地面永久抽放泵需用资金200万元。

4、防突设施：建立采区避难硐室，突出煤层的掘进巷道长度及采煤工作面长度超过500m，应在距离工作面500m范围内建设临时避难硐室或设置可移动式救生舱；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。

工作面临时避难硐室建造需用资金31.5万元，防突反向风门建设需用资金45.9万元。

5、压风自救装置：采煤工作面距切眼25—40m至少设置一组，往外每隔50m至少设置一组；掘进工作面距前头25—40m至少设置一组，往外每隔50m至少设置一组；爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置以及回风道有人作业处均应设置压风自救装置。

压风自救装置需用资金108.8万元。

6、所有入井人员必须携带不少于30min隔离式自救器。并定期更换。

设备资金：16.8+148.5+400+1260+200+31.5+45.9+108.8=2211.5万元。

五、资料管理

各项图纸、设计、规程措施、瓦斯异常涌出、动力现象记录、突出卡片以及报表按规定存档。

六、系统管理

1、通风系统

符合《防治煤与瓦斯突出规定》第23条。

系统改造共需资金：280+420+336+420+91+560=2107万元。

2、抽采系统

建立有满足矿井防突工作要求的瓦斯抽采系统。

3、安全监控

建立有完善的监控系统，且必须构成矿井局域网络，并与集团公司实现联网。

煤与瓦斯突出矿井应在发生煤与瓦斯突出事故后可能造成风流逆转的进风巷道中安设甲烷传感器。

七、技术管理

1、突出鉴定

突出矿井煤层和突出矿井的鉴定由煤矿企业委托具有突出危险性鉴定资质的单位进行。

煤矿企业应当将鉴定结果报省级煤炭行业管理部门、煤矿安全监管部门、煤矿安全监察机构备案。

2、专项设计

突出矿井的新水平、新采区，必须编制防突专项设计，经冀中能源集团主要技术负责人签字，由省级煤矿安全监管部门组织审批，并按监管权限报煤矿安全监察机构备案。防突专项设计包括地址报告和煤层突出危险性基础资料、区域预测结果、煤层开采程序、开拓方式和采区巷道布置、防突有关的安全保障系统、采掘作业方法、区域与局部综合防突措施的内容和方法、防突工程计划、设备、器材及明细。

3、生产能力

矿井生产能力核定符合要求。

4、图纸管理

矿井通风系统图、瓦斯抽采系统图、安全监控系统图等齐全。矿井编制有瓦斯地质图，并按要求进行更新完善。

5、参数测定

瓦斯、防突参数测定符合要求，并按要求更新测定范围。

6、防突设计措施管理

各项防突设计和措施的编制、审批、贯彻、执行符合要求。

7、巷道布置

巷道布置符合《防治煤与瓦斯突出规定》第16条。

8、采掘作业

采区作业符合《防治煤与瓦斯突出规定》第19条。

八、区域综合防突措施

1、基本要求

突出矿井必须采取区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验和区域验证的综合防突措施。

2、区域预测

突出矿井应当对突出煤层进行区域突出危险性预测，区域预测分为新水平、新采区开拓前的区域预测和新采区开拓完成后的区域预测，区域预测结果应当由煤矿企业技术负责人批准确认。

3、区域防突措施

区域防突措施应当优先采用开采保护层。突出危险区的煤层不具备开采保护层条件的，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施进行区域消突治理。

4、区域措施效果检验

开采保护层的保护效果及采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时必须进行区域措施效果检验，其检验方法符合《防治煤与瓦斯突出规定》有关规定。

5、区域验证

实施区域防突措施后，必须进行区域验证，其验证方法符合《防治煤与瓦斯突出规定》第57条、58条要求。

九、局部综合防突措施

1、基本要求

突出矿井必须采取工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面防突措施效果检验和安全防护措施。

突出煤层的每个煤巷掘进工作面和采煤工作面都应当编制工作面专项防突设计，报矿技术负责人批准。

石门等揭穿突出煤层必须有专项防突设计，并经煤矿企业技术负责人批准，并具有相应技术能力的专业队伍施工。

2、突出危险性预测 石门等揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面必须进行突出危险性预测，工作面预测应当在工作面推进过程中进行，未进行工作面预测的采掘工作面，应当视为突出危险工作面。

各类预测方法应符合《防治煤与瓦斯突出规定》的要求。

3、工作面防突措施

有突出危险的工作面应当符合《防治煤与瓦斯突出规定》要求的局部防突措施。

4、工作面防突措施效果检验

突出危险工作面采区工作面防突措施后，必须进行措施效果检验，效果检验的方法要符合《防治煤与瓦斯突出规定》第99条—101条要求。

5、安全防护措施

无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距和防突措施超前距的条件下进行采掘作业。安全防护措施要符合《防治煤与瓦斯突出规定》第102—106条要求。

所有入井人员佩戴隔离式自救器；井下不存在架线电机车运行情况。

十、设备及系统改造资金

突出矿井论文 篇3

摘 要：超化煤矿多年来通过对“三软”不稳定煤层自燃防治进行了不断的探索与实践，除了采用常规的喷洒阻化剂、使用双层夹心密闭封堵采空区、喷浆等防煤层自燃发火常规措施外，开展了一系列煤层自燃发火防治新技术的研究，在矿井防煤层自燃发火工作中取得了良好效果。

关键词：煤层自燃；综合防火

1 问题的提出

超化煤矿主要开采的二1煤层，经煤炭科学研究总院重庆分院鉴定，煤层自燃倾向等级属Ⅲ类（不易自燃），自然发火期最短为72天，但随着矿井开采进入后期，采掘工作面多临近老空区容易产生煤层自燃现象，直接影响了矿井安全生产；同时制约了在已采区布置采面进行复采，造成了煤炭资源的浪费；给矿井采掘接替形成了很大的压力。因此，解决“三软”煤层防煤层自燃发火问题已经到了刻不容缓的地步。

2 自燃火灾的征兆及其危害

2.1 人的直接感觉：巷道壁上出现水珠、煤油味、观察出水温度的变化、人的感觉头晕等不适的感觉，见烟见火等。

2.2 一氧化碳是一个较为常用的指标，而且检测手段简单，被广泛使用，主要是研制成功了一氧化碳鉴定管，并实现工业化批量生产，对煤矿检测一氧化碳带来了方便。二氧化碳也是一个主要的指标，但在日常检查中只作为一个辅助指标。

2.3 测量煤体内的温度预测，煤体开始氧化必然引起煤温的变化，因此，检测煤体内的温度变化，就可以预报煤体氧化自燃情况。现在是火灾主要检查预报指标之一。

3 综合防火技术手段

3.1 罗克休新型防灭火剂防火技术

通过采用罗克休泡沫对老空区及密闭内巷道进行充填以达到防火的目的。罗克休作为中空充填材料，具有良好的抗压性能（0.2MPa），反应迅速，高膨胀率，采用专用气动注浆树脂和催化剂以4：1的比例，通过高压风管连接的多功能气泵管路系统同时压入注射枪后喷出，注入要堵漏的地点，发泡的膨胀指数为25-30倍，注入使用地点后20分钟左右硬化从而达到防火的效果。

3.2 MEA防灭火剂防火技术

通过向工作面上隅角及老塘加注MEA防灭火剂以达到堵漏风防灭火的目的。MEA防灭火剂呈白色粉末状，无毒、无味、无污染、无腐蚀性，单料配水、工艺简单，主要使用方式为直接向煤体表面喷洒，吸热能力大，降温性能好， MEA防灭火剂成胶后具有致密性、成膜性和附壁性，使燃烧体表面形成隔热、隔气的焦化层，同时材料含有抑制燃烧时的烟雾及阻断自由基链式反应的物质、可全面提高灭火效能和灭火速度，有效提高阻燃效果和阻止复燃。

3.3 瑞米喷涂防火技术

瑞米喷涂防火技术主要是采用瑞米喷涂II号材料（Tekseal）对密闭墙体或漏风巷道表面进行全面喷涂后达到堵漏防灭火的目的。本产品是一种新型的防灭火材料，具有较好的膨胀性，最大膨胀是原体积的10倍左右，凝结硬化时间短，渗漏小，能够将裂隙封堵严密，喷涂层固化后具有较高的抗拉强度和很高的粘结力，能随巷道变形而不会开裂、脱落，从而减少漏风，且操作简单便利。

3.4 灌浆防灭火技术

灌浆防灭火技术是煤矿传统的防灭火方法。主要采用埋管灌浆法，在矿井生产过程中，提前预埋管路，一端连接采空区，一端连接胶管，利用黄土和清水以4：1比例混合并加入适量水泥搅拌形成近胶体物质，具有成本低、析水量小，制作简单、危害和隐患小的特点。从五十年代以来，灌浆工艺已发展成为“采前预灌、随采随灌和采后封闭灌浆”等多种开工；机械化程度逐步提高，提高了制浆质量，减轻了劳动强度。应用灌浆防灭火的矿井，自燃火灾数量明显下降。

4 日常防火管理措施

4.1 加强掘进面工程质量管理，杜绝空帮、空顶作业。对顶煤高冒区要加强观测，发现异常，立即采取喷浆、注水等防火措施。

4.2 在保证煤质的情况下，尽量提a高采煤工作面回收率，不留浮煤和老塘积煤，上、下尾巷坑木要回收干净，特殊情况需要预留煤底时必须制定专项措施。回采工作面回采结束后，在停采线上撒阻化剂，及时调整通风系统，减少进回风侧之间的压差，并在45天内进行永久性密闭。

4.3 加强防火管理，瓦检工必须定期检查密闭外和采掘面回风流中瓦斯和二氧化碳浓度及煤壁、空气温度。救护队要加强一氧化碳检查以及出水温度的测定，并重点做好各掘进工作面过老巷、沿空送巷及各密闭内的温度及气体浓度检查，发现异常现象，立即报告，及时采取措施，进行处理。

4.4 加强通风管理，合理调整主扇负压，保证通风系统安全、可靠、经济运行。通风建筑物的位置要有利于防火，杜绝微风作业，保证合理供风。

4.5 加强防火预测预报工作，矿救护队每10天对易出现高温火点的地点组织一次检查，发现异常，及时汇报矿有关部门、领导，采取措施处理，并有记录可查。

5 结论

“三软”不稳定自燃煤层综合防灭火技术的试验、应用，填补了我国“三软”不稳定自燃煤层自燃发火综合防灭火技术的空白，也是我国防火技术的一项重大突破，配合常规的防火措施取得了如下结论：

5.1 综合防灭火技术应用在综采工作面，为自然发火煤层综采工作面防火工作面找到了一套切实可行的办法，使自燃煤层综放工作面的安全生产有了保障。

5.2 矿井防火是一项长期性工作，要求矿井各级人员必须时刻保持高度警惕性，坚持“安全第一，预防为主，综全治理”的方针，提前制定可靠的安全措施，防患于未然，只有在预防上舍得投入，才能从根本上预防自燃发火事故，保证矿井安全生产。

5.3 综合防灭火技术是一套科学的防灭火技术，保证了矿井正常的开采秩序，保证了复采区回采工作面的安全生产，缓解了矿井采掘接替紧张局面。

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突出矿井论文 篇4

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

突出矿井论文 篇5

1 风门助力装置结构及工作原理

1.1 工作原理

对于难开启风门的助力装置采用与斜巷运输中挡车器配重相同的原理, 同时在大风门中间设置一个合适的小风门, 正常期间整个系统处于一个力的平衡状态, 当人员需要通过时, 首先打开小风门进行部分卸压, 然后轻轻用力拉开大风门, 借助配重的重力抵消部分拉力, 使风门打开时灵活省力, 同时关闭时会减少对门框和底坎的冲击力。在无人员工作的地点反向风门处于常闭状态, 确保灾变反风时风门不被吹开。这样, 通过配重的牵引力和小风门卸压共同实现了风门的轻便开启。

1.2 风门结构

助力装置的整个系统主要由大风门、卸压小风门、平衡机构及配重等主要部分构成, 具体如图1。风门与钢丝绳连接, 通过滑轮调节配重, 实现风门的安全关闭。

1.3 结构特点

助力装置的整个系统能保证大风门在开启时用力较小, 消弱了风门前后压差的影响, 同时能够使风门开启稳定, 关闭可靠, 减少了对门框的冲击力, 延长了风门的使用寿命。

2 现场应用及对比分析

在矿井升级为突出矿井后, 为保证现场瓦斯的治理效果, 减少巷道中瓦斯含量的浓度, 矿井风量增加了近2000m3/min, 风门数量也有所增加, 造成部分地点风门前后的压差越来越大, 特别是主要进风巷和专用回风巷之间的风门, 严重影响人员的通过安全。例如24皮带巷掘进期间, 虽然在风门上设置了调节窗, 但风门前后压差还是达到了600Pa, 一名职工很难开启, 容易对人员的手指和腿脚造成伤害。

我们通过观察斜巷运输中挡车器的设置, 在24轨道进行了安装和实验, 正常投入使用后取得了一定的效果:

(1) 保证了风门开启的安全性。安装使用了风门开启助力装置系统后, 很好的克服了由于压差大造成的防突风门一人难以开启的现象, 避免了风门挤伤人员事故的发生, 切实保障了职工的利益。

(2) 取得了一定的经济收益。原来的风门由于风压大, 关闭时容易对风门造成损坏。根据统计分析, 每道风门平均维护投入2个工时 (1个工时100元) , 风门维护周期3个月, 需维护风门6组, 每组3道, 则每年投入维护费用6×3×2×100×4=14400元, 材料费用约6×3×4×1000=72000元。在使用风门开启助力装置后可以保证1年的维护周期, 节约费用约64800元。

3 结语

风门开启助力装置适用于井下风压较高、较难开关的地点, 具有安装方便、维护简单、节约成本、体积小、安全系数高等优点, 同时提高了人员通过性, 减少了风门挤压人员的危险, 创造了良好的安全生产环境。

摘要：葛店煤矿井下现有风门主要为人力开启的普通风门, 在局部与总回风巷沟通处风压较大, 开启困难且易挤伤职工, 存在一定的隐患。为解决该问题, 设计了一种手动风门开启助力装置, 很好的克服了普通风门难开启、易损坏的缺点, 取得了良好的经济和安全效益。

新建矿井瓦斯突出危险性预测方法 篇6

新河矿井位于焦作煤田深部, 处于北东向区域大断裂九里山断层上升盘 (下盘) , 南部紧依近东西向大断裂凤凰岭断层, 本区基本构造形态为地层走向大致呈北20~40°, 倾向南东, 倾角7~14°的单斜构造, 伴有中小正断层多条。

2 本区瓦斯赋存特征

区内构造决定了该区瓦斯成分, 含量及其运移和分布规律:

2.1 瓦斯成分、含量及分带

(1) 瓦斯成分和含量。本区煤层瓦斯成分变化较大, 主要由CH4、N2、CO2组成。氮气 (N2) 成分较高者分布于F212断层附近, 35和37勘探线–450m以浅。煤层瓦斯含量则具有埋深增加而含量大致增大的趋势。

(2) 瓦斯分带。根据瓦斯分带原则:一般以成分80%为界线, 小于80%者为瓦斯风化带, 大于80%者为沼气带范围, 本区瓦斯风化带大致分布在3702孔周围, 其余地段均为沼气带范围。

2.2 瓦斯地质特征

(1) 煤层特征。本区煤层具有较高的瓦斯容量、雄厚的生气源岩、较高的生气量和较大的瓦斯吸附容量特征。

(2) 煤层埋藏深度对瓦斯赋存的影响。煤层的埋深不仅影响着煤的生气量, 而且影响着煤层气的储藏量。

(3) 顶底板对瓦斯的封闭。煤层顶底板岩性的差异对瓦斯封闭作用有所不同, 本区煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主, 透气性较差, 对瓦斯的扩散起封闭、阻隔作用, 不利于瓦斯的扩散。

(4) 煤与瓦斯突出指标。本区在地质勘探期和基建期间分别对煤与瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数和煤层瓦斯压力进行了测试。据测定参数分析本区二1煤层应为临界突出危险和具突出危险煤层。

(5) 瓦斯含量分布及预测研究。根据测定样本参数分析, 本井田内二1煤层的瓦斯含量随其埋藏标高变化趋势见公式1。

由公式1预计, 在本井田内, 二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯含量预测在15.25~25.95m3/h之间。

(6) 瓦斯压力及预测研究。根据测定样本参数分析, 本井田内二1煤层的瓦斯压力随其埋藏标高变化趋势见公式2。

由公式2预计, 在本井田内, 二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯压力预测在0.9~2.0MPa之间。

3 煤与瓦斯突出危险性预测

3.1 煤与瓦斯突出危险性参数测定及统计

根据本矿井瓦斯含量的预测结果, 该矿井二1煤层瓦斯含量y1随其标高x1的变化规律为y1=-0.0223x1+8.1107, 瓦斯压力y2随其标高x2的变化规律为y2=-0.0022x2+0.2181, 在本井田内二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯含量预测在15.247~25.951m3/h之间;二1煤层 (-320~-800m) 的瓦斯压力预测在0.9~2.0Mpa之间。

3.2 煤与瓦斯区域突出危险性预测

根据所测得的瓦斯参数结果, 在本井田内二1煤层 (-320~-800m) 瓦斯压力为0.9~2.0MPa, 瓦斯含量为15.247~25.951m3/h, 超过了临界值。结合实际生产中在进行瓦斯区域治理时在第一揭煤钻场, 12091上、下顶抽巷瓦斯喷孔现象, 因此判断本井田全部为突出危险区。

4 结论及建议

4.1 主要结论

(1) 根据本井田地质构造特征分析, 煤层瓦斯与断层的性质、落差大小有密切关系, 落差大的开放性断层, 使煤层与含水性或透气性较好的太原组、奥陶系地层和上覆砂岩段对接, 从而有利于瓦斯的逸散而出现瓦斯含量低值带。

(2) 煤层顶底板岩性的差异对瓦斯封闭作用有所不同, 本区煤层顶、底板以泥岩、砂质泥岩为主, 透气性较差, 对瓦斯的扩散起封闭、阻隔作用, 不利于瓦斯的扩散。

(3) 根据已测定的瓦斯参数, 开采的二1煤层属于煤与瓦斯突出煤层。

4.2 主要建议

(1) 该矿井构造条件复杂, 均为临界突出危险和突出危险区, 故开采过程中应加强瓦斯地质工作, 掌握瓦斯规律、提前瓦斯抽放、加强通风管理和瓦斯浓度监测工作等, 以保证矿井安全生产。

(2) 矿井煤与瓦斯突出矿井, 在构造应力集中部位和松软煤地带, 加强瓦斯防治工作。

(3) 瓦斯赋存是不均衡的, 要首先掌握瓦斯的富集规律, 划定富集区, 把瓦斯富集区、构造应力集中部位、松软煤分层发育地带作为重点防治范围。

矿井防治煤与瓦斯突出技术探讨 篇7

1 目前国内煤矿企业煤与瓦斯防突工作的现状煤与瓦斯突出机理与多个因素有关, 而且常常是没有明显的征兆, 多发生在煤炭采掘过程中。

为了有效地防治煤与瓦斯突出, 必须以钻孔、爆破等技术措施与边抽边掘相结合的综合防突措施, 最大限度减少煤与瓦斯突出次数。目前发生煤与瓦突出事件的原因大致有以下几类:

1.1《防治煤与瓦斯突出细则》执行不严。

从突出伤亡事故的调查分析可以得出:有与防突基本规定相悖的, 有措施制定不符合生产实际的, 也有措施落实不到位的情况。

1.2 巷道布置、掘进安排、施工过程不利于防突。

许多矿井的通风系统没有独立, 巷道布置频繁穿过突出的煤层。现场在巷道布置上注重揭煤系统的独立性, 对其布置的合理性研究不够。

1.3 没有按照井下防突的技术要求实施地质测量。

煤与瓦斯突出与地质构造的关系十分紧密。大构造对矿井突出危险性分布有着十分显著的控制作用, 小构造一般是突出发生点最明显的地质标志。有些未曾发生突出的非突出煤层, 遇构造时也极有可能发生突出。

1.4 未能及时发现突出发生前的征兆。

煤与瓦斯的突出决不是偶然的、无需的, 而是需要量的积累, 要经历一个准备、发动、发展的阶段, 而且煤与瓦斯突出有一定时间段。这就需要相关人员及时时采集、分析、反馈突出征兆, 以备防突工作。

2 矿井煤炭与瓦斯防突的基本原则

2.1 强制性。

煤矿企业要在当前体制机制的实际情况下, 在理顺和规范煤矿防突的基础上, 加大力度出发违反有关防突规定的行为, 增强防突制度的刚性压力, 提升防突技术和管控水平。要深刻理解《防治煤与瓦斯突出规定》与《防治煤与瓦斯突出细则》的共同点和差异, 认真遵照执行, 严格工作落实。

2.2 超前性。

突出煤层必须采取按照制度要求, 预先确定好防突措施并且要求措施符合生产要求后方可进行煤层开采。在采掘作业过程中还必须对煤层的突出危险性进行验证, 对局部仍存在突出危险的煤层, 必须补充局部防突措施并达到规定标准方可继续进行采掘作业。

2.3 完整性。

要做到有效防治煤与瓦斯突出, 各类煤矿企业必须形成煤与瓦斯防突的设计、鉴定、基建、开采、装备、机构设置及管理等一体化配套体系。

3 综合防突的技术措施

3.1 区域性预防:首先开采一层没有瓦斯、较小或没有瓦斯突出危险的煤层;使后开采的有瓦斯突出煤层的地压减少, 弹性潜能缓慢地释放, 从而使瓦斯压力和瓦斯含降低, 使煤的强度增加, 就能解除开采突出煤层时煤与瓦斯突出的威胁。

3.2 局部性预防:可采用震动性放炮, 打大直径 (200-300mm) 超前钻孔, 以及用钻孔排放瓦斯及水力冲孔方法来预防煤与瓦斯突出。

3.3 瓦斯抽放:矿井瓦斯地面抽放最好在高瓦斯煤层开采前的2-3年进行;矿井瓦斯抽放的办法可分为本层抽放, 邻近煤层 (指回采过程中被开采煤层的邻近煤层) 抽放和采空区抽放。

3.4 在有煤与瓦斯突出危险的采、掘工作面必须采用套钎打不少于4.0米的瓦斯释放应力的探眼, 探眼的直径不得小于42mm, “切忌”探眼绝对不可当炮眼使用。

3.5 探眼的数量与眼距要根据采、掘工作面的煤层厚度、施工断面来确定, 具体数据可在采、掘规程中详细规定。

3.6 煤壁注水:在有煤与瓦斯突出的回采工作面进行煤壁浅孔注水, 是开采煤与瓦斯突出煤层的有效措施。

4 综合防突措施的发展趋势

4.1 突出的预测。当前工作面预测采用钻孔法。《细测》中规定了用最大钻屑量、钻屑瓦斯解吸指标、钻孔瓦斯涌出初速度和综合指标来预测突出危险性。为了测定这些指标我国煤炭专业科研院所已经研制了多款突出预测仪器。这些测定仪表装置已在我国各大煤炭集团的一些突出矿井广泛应用。各突出矿井应结合本矿地质开采的具体条件, 通过实践确定适用本矿条件的敏感指标和标志突出危险的指标临界数值。实践证明, 利用瓦斯涌出变化特征来实现突出连续预测是可行的。

4.2 防突的措施在区域措施方面, 除大力推广解放层开采外, 应扩大应用大面积预抽瓦斯防突措施。但大面积预抽需工程量较大, 为推广该项措施, 应完善钻机、钻具和打钻工艺, 以实现快速打钻, 缩短施工时间。并应采取辅助煤层卸压措施, 以提高预抽瓦斯效果。为了提高防突效果, 应根据矿井实际情况, 在措施制定前通过试验确定措施的合理参数, 并在措施执行后进行防突效果检验。同时, 要采取加固工作面等安全措施外, 应研制遥控钻机, 以便远方操作。

4.3 开采设计、巷道布置及日常地测工作的重要性日益提高。开采设计必须为落实防突措施创造条件, 巷道布置应力求从技术源点抓起。建立可靠的地测防突服务机制, 地测技术必须超前、及时细致、准确。

4.4 提高矿井防突队伍的素质成为常态。很多企业采取“走出去、引进来”的办法, 学习煤与瓦斯突出严重地区在防突方面的一些做法。有针对性地定期开展安全管理人员职工防突基本知识培训和井下作业人员的防突职工技能培训, 全面提高他们的防突意识和实践技能。

5 结论

在煤矿开采过程中, 对于煤与瓦斯突出的检测、预测、预防和治理非常重要, 在矿井的施工开采中有必要加强管理, 采取必要的针对性治理措施, 建立健全各项制度, 配齐上全监、预测设备等, 将灾害控制在零点, 对煤炭企业和职工都是一笔大的经济效益。

摘要：本文分析了煤与瓦斯防突的现状和原则, 重点探讨了防治煤与瓦斯突出的技术措施, 对防治煤与瓦斯突出技术的发展提出了建设性方向。

突出矿井论文 篇8

中煤集团大屯煤电公司孔庄煤矿地处江苏省沛县和山东省微山县境内, 位于沛县城北4 km处, 位于大屯矿区最南端。2011年矿井核定生产能力为150万t/a, 三期改扩建新增产能75万t, 7号、8号煤层为矿井主要可采煤层。矿井为低瓦斯矿井, 但该矿曾经在-785 m水平测得7煤瓦斯压力1.7 MPa, 超出了《防治煤与瓦斯突出规定》的临界值0.74 MPa。现孔庄煤矿正在实施三期改扩建工程, 设计延伸水平为-1 015 m。周边徐矿集团夹河矿和张集矿在进入深部开采后, 瓦斯分别升级到高瓦斯和突出矿井。为掌握深部水平煤层突出危险性, 指导矿井安全生产, 孔庄煤矿在改扩建深部开拓掘进过程中必须进行煤层深部突出危险性研究。

1 煤层基础参数测试

1.1 煤层瓦斯压力

煤层瓦斯压力是煤层发生突出的动力之一, 准确测定煤层瓦斯压力对于测试煤层的突出危险性十分重要[1]。

采用测压法, 通过施工穿岩钻孔来测试瓦斯压力。由底板巷道向煤层施工一钻孔, 穿过煤层, 在钻孔内布置一根瓦斯管, 按规范封孔后在煤层内形成测压室。上压力表后, 测压室周围空间煤体内的瓦斯不断向测压室运移, 保证封孔后凝固时期 (上表前) 逸散的瓦斯得以补充, 孔内瓦斯压力上升至一定数值后保持稳定, 该稳定数值可认为为煤层的原始瓦斯压力。

测压地点考虑选在不受断层影响和岩性完好的地方, 并且保证岩柱长度大于15 m, 确定测压点的位置位于Ⅳ1采区行人上山内。煤层瓦斯压力测定结果如表1所示。

由表1可以看出, 除6#钻孔外其它孔的测定结果瓦斯压力均较大。

通过对现场封孔和孔内瓦斯浓度测试, 发现封孔效果良好、附近无构造, 打开压力表后, 出现连续不断的流水, 而且孔内瓦斯浓度较低, 分析可能是测压钻孔穿过了含水层, 所测定的压力主要为承压水水压。考虑采用测定煤层瓦斯含量进行验证和推算煤层瓦斯压力。

1.2 工业分析与瓦斯吸附常数

煤的工业分析包括对水分、灰分、挥发分的测定和固定碳的计算4项内容。瓦斯吸附常数包括a、b两值, 其中a为瓦斯极限吸附量, 代表给定温度下单位质量固体的极限吸附量;b为与温度和被吸附气体有关的参数[2]。将深部采区煤样用粉碎机粉碎后, 用0.2 mm粒径的标准筛筛取1 g和50 g试样进行分析。

孔庄煤矿Ⅳ1采区7煤层和8煤层煤样工业分析及瓦斯吸附参数测定结果如表2所示。

1.3 煤样的破坏类型[3]

煤的破坏类型是指煤体结构受构造应力作用后的煤体破坏程度。通过深部煤层取样, 煤的条带明显, 不规则块状, 多棱角;次生节理面多, 而且不规则, 节理面有擦纹、滑皮, 节理平整, 中等硬度。经分析, 孔庄煤矿Ⅳ1采区7、8煤层正常区域的破坏类型为Ⅱ类, 在地质构造破坏带内煤体破坏类型达到Ⅲ类。

1.4 煤的坚固性系数

煤的硬度用坚固性系数来表达。采用常用的落锤破碎测定法, 所测结果采用一种假定指标称为f值[3]。煤的坚固性系数f值的测定结果如表3所示。

1.5 瓦斯放散初速度

煤的瓦斯放散初速度△p也是预测煤与瓦斯突出危险性的指标之一, 该指标反映了含瓦斯煤体放散瓦斯快慢的程度[3]。瓦斯放散初速度△p的大小与煤的瓦斯含量大小、孔隙结构和孔隙表面性质等有关。在煤与瓦斯突出的发展过程中, 瓦斯的运动和破坏力, 在很大程度上取决于含瓦斯煤体在破坏时瓦斯的解吸与放散能力。具体测定结果如表3所示。

1.6 煤层瓦斯含量

由于此次测试的井下煤层瓦斯压力均显示为水压, 为了验证煤层瓦斯赋存情况, 采用测定煤层瓦斯含量进行验证工作。煤层瓦斯含量是指煤层原始赋存状态下的 (瓦斯) 气含量, 通常包括三部分的瓦斯量:逸散瓦斯量、自由解吸瓦斯量和残存瓦斯量。以直接法测定瓦斯含量和压力的推算结果如表4所示。由表4可看出, 7煤层实测瓦斯含量最大值为4.48 m3/t, 反推的最大瓦斯压力为0.82 MPa;8煤层实测的瓦斯含量最大值为4 m3/t, 反推的最大瓦斯压力为0.6 MPa。

2 深部煤层突出危险性分析

2.1 有瓦斯动力现象的煤层突出危险性

(1) 根据瓦斯动力现象特征判定。矿井在采掘过程中只要发生过一次符合煤与瓦斯突出基本特征的瓦斯动力现象, 发生瓦斯动力现象的煤层就定为突出煤层。

(2) 根据抛出煤炭的吨煤瓦斯涌出量判定。当瓦斯动力现象的煤与瓦斯突出基本特征不明显, 尚不能确定或排除煤与瓦斯突出现象时, 应计算瓦斯动力现象发生过程中抛出煤的吨煤瓦斯涌出量, 抛出煤的吨煤瓦斯涌出量大于等于30 m3/t或为本区域煤层瓦斯含量的2倍以上的瓦斯动力现象, 应定为煤与瓦斯突出, 该煤层定为突出煤层[4]。

2.2 无瓦斯动力现象的煤层危险性

无瓦斯动力现象煤层突出危险性指标临界值参考表5所列数据。当全部指标达到或超过临界值时, 方可将发生动力现象的煤层定为突出煤层。

孔庄煤矿Ⅳ1采区7、8煤层未发生过瓦斯动力现象, 因此, 不能以瓦斯动力现象作为突出判定的依据, 只能依据煤层的突出危险性指标进行预测。

3 突出危险性预测结果

根据以上煤层基础参数的测试和分析, 孔庄煤矿深部-1 015 m水平煤层突出危险性单项指标如表6所示。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 对照表5可认定, 只有全部指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层, 因此, 从单项指标来看, 孔庄煤矿Ⅳ1采区-1 015 m以上的7煤层及其8煤层无煤与瓦斯突出危险性。

4 结论

孔庄煤矿深部煤层突出危险性预测, 由于煤层顶底板存在含水层, 很难准确测出煤层原始瓦斯压力, 但实测的煤层瓦斯含量和推算的煤层瓦斯压力均小于突出危险的临界值。依据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定, 不能将7、8煤层鉴定为突出危险煤层, 但考虑到孔庄煤矿开采深度大, 该矿在石门、斜巷揭煤时, 应采取石门、斜巷揭煤消除突出危险性措施。

摘要：为掌握深部水平煤层突出危险性, 指导矿井安全生产, 孔庄煤矿在改扩建深部开拓掘进过程中必须进行煤层深部突出危险性研究。通过对孔庄煤矿深部煤层瓦斯压力、煤的破坏类型、煤的坚固系数、瓦斯放散初速度、瓦斯吸附系数、煤的孔隙率、煤层瓦斯含量等的测试和评定, 预测了该矿深部煤层的突出危险性, 为矿井的安全生产管理提供了指导。

关键词：矿井深部开拓,煤层瓦斯,突出危险性

参考文献

[1]李志胜.孟津煤矿二2煤层突出危险性研究[J].煤炭技术, 2009 (12) :100-102

[2]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2000

[3]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

突出矿井论文 篇9

糯东矿井是由淄博矿业集团公司控股的新建矿井, 位于黔西南普安县境内, 设计生产能力240万t/a, 矿井采用平硐和斜井联合开拓方式, 主、副平硐井口标高+1 320 m, 斜井井口标高+1 480 m~+1 492 m (一进二回) , 矿井投产时为2个盘区, 2个工作面。矿井有可采煤层5层, 分别是17, 18, 19, 20, 26号煤层, 主采煤层为17号煤层。矿井设计为高瓦斯矿井, 自2006年开工以来, 为了防止矿井发生突出事故, 确保矿井顺利建设, 主要从以下几个方面入手, 开展了防突治理工作。

1 矿区地质及瓦斯赋存状况调查

由于该矿井处于乌蒙山区内, 山高沟深, 地质复杂, 勘探钻孔少, 地质普查、精查不够全面, 煤层瓦斯赋存情况不够清楚。为全面掌握煤层瓦斯赋存状况, 在开工初期及时开展了瓦斯和地质调查。

1.1 地质调查

井田位于老鬼山背斜和鱼龙向斜之间, 属老鬼山背斜南东翼或鱼龙向斜北西翼, 总体呈一单斜构造。地层走向倾向变化较大, 鱼龙向斜:位于井田南东边缘, 轴线走向约45°, 从楼下镇南西的渔龙村经德依村伸出界外, 区内走向长约11 km。北西翼即老鬼山背斜南东翼, 倾角为7°~16°, 为开阔宽缓的不对称向斜, 轴线在地表位置摆动范围较大。火草坪—补马隆起带:位于井田中部, 1504—2001号钻孔一带, 轴线东西, 其枢纽向东倾伏, 西部相对紧密。此外, 在井田西部13线浅部一带, 伴有较小幅度的波状起伏。

区内井田断层较发育, 共发现断层24条, 其中正断层18条, 逆断层6条。断层落差为7~15 m, 对煤层有一定的破坏。

综上所述, 井田内主要以褶曲构造为主, 并伴有较大的波状起伏。断裂构造较发育, 断层是影响煤层的主要构造, 构造复杂程度属中等类型。

1.2 瓦斯赋存状况调查

根据矿区周边小煤矿的瓦斯赋存情况, 为尽快掌握矿区的瓦斯赋存情况, 及时开展了矿区煤层瓦斯赋存状况的调查。

1.2.1 对邻近小煤矿的调查

楼下煤矿位于糯东煤矿井田南部, 井田面积约为4.9 km2。矿井设计生产能力0.3 Mt/a, 于2004年1月建成投产, 目前已达到设计生产能力。矿井开拓方式为平硐、斜井开拓, 单一水平上、下山开采, 水平大巷标高+1 315 m。该矿主采17号煤层, 2003年10月29日, 该矿在1703溜子道掘进过程中发生过瓦斯动力现象 (埋藏深度约250 m) , 突出煤量80 t, 涌出瓦斯量12 000 m3, 并造成3人窒息死亡。经煤炭科学研究总院重庆研究院鉴定, 17号煤层为突出煤层, 楼下煤矿为突出矿井。

宏兴煤矿位于糯东煤矿井田西南部, 井田面积约1.433 1 km2, 设计生产能力为0.6 Mt/a, 服务年限约35 a。矿井开拓方式为平硐、斜井开拓, 全矿井分为2个采区, 主采17号煤层, 该矿在2004年一采区煤巷掘进过程中曾发生过瓦斯动力现象, 但动力现象特征不明显。为此, 煤科总院重庆研究院在宏兴煤矿井下对17号煤层的有关参数进行了测定。测定结果表明, 17号煤层的各单项指标都超过了突出危险煤层的临界值, 由此确定宏兴煤矿17号煤层为突出煤层。

1.2.2 对地勘钻孔瓦斯参数分析

在地质勘探期间, 通过钻孔取样测定了部分煤层瓦斯参数。由于受采样技术和测定方法的限制, 所测定的煤层瓦斯含量大部分偏低, 瓦斯放散初速度和煤的坚固性系数由于采取的样品较少, 未能真实反映糯东煤矿各煤层的瓦斯赋存状况。但从地质勘探时期对煤层瓦斯参数测定结果的分析可知:煤层中瓦斯含量较高, 主要可采煤层的瓦斯含量 (干燥无灰基) 为4.88~30.89 m3/t, 平均含量为14.85 m3/t;煤层的坚固性系数普遍较小。

1.2.3 对矿区的突出危险性分析

根据调查, 处于老鬼山背斜和鱼龙向斜区域内的诸多小煤矿煤层瓦斯含量均高于其他区域, 并且多为煤与瓦斯突出矿井。

为进一步掌握煤层瓦斯和地质情况, 采取了“先探后掘、遇煤必抽”等措施。3条斜井在揭露煤层前, 钻孔探测到17号煤层中瓦斯含量高、压力大 (实测1~2 MPa) 、有喷孔、卡钻等瓦斯动力现象。通过采样分析:f=0.17, ΔP=20, 说明煤的坚固性系数较低, 瓦斯放散初速度较大。

通过矿区瓦斯地质调查和实际探测结果分析, 糯东矿区17号煤层具有煤与瓦斯突出的可能性, 矿井按突出矿井建设的理念逐步形成。

2 防突管理措施

1) 由于矿井建设由3家施工单位承包, 根据矿井煤层瓦斯赋存状况, 为防止对施工单位的“以包代管”, 建立了一系列瓦斯管理和防突管理制度。建设方和施工方均成立了防突领导小组, 设置专职管理人员, 理顺管理职能。在安全管理上将矿建施工单位列为二级单位进行管理, 采取安全考核和抵押金制度;双方均成立了专门的瓦斯管理和防突队伍, 配备了专职瓦检员、防突员、监测工、钻工等, 采取建设方和矿建施工队双重管理。认真开展了瓦斯地质研究、瓦斯预测预报;坚持地面放炮、全断面一次爆破、“一炮三检”、“三人连锁放炮”等一系列制度;认真开展了“四位一体”综合防突措施;开展了防突技术调研学习和聘请专家指导, 并与科研单位联合, 成立专家咨询团等。

2) 为适应矿井建设防治煤与瓦斯突出的需要, 矿井建设初期建立了一系列安全监测、生产管理系统。

①建立矿井安全监测监控系统:对5条井筒的瓦斯浓度 (安装瓦斯传感器12个) 、风速、风筒压力、设备开停等参数进行监测, 并实现了瓦斯超限断电闭锁、瓦斯超限短信通知、建设方和施工单位信息网监测监控、主机室24 h监测、外地网上信息查阅等功能。系统装备了安全监测中心室, 配备了专职人员, 落实了标校维修和巡回检查制度等。

②井筒采用“双局部通风机、自动转换供风和三专两闭锁”通风系统, 利用大功率局部通风机和大直径风筒, 满足工作面风量要求。

③在井筒开工初期就建立了移动瓦斯抽放系统, 担负井筒揭煤前抽放煤层瓦斯;提前着手建立高负压、大功率永久瓦斯抽放泵站, 在巷道进入煤层后进行大面积瓦斯抽放。

④在井筒进入煤系地层前, 建立了矿井压风自救系统。

3) 针对矿区瓦斯地质情况复杂, 地质资料少, 瓦斯赋存状况不够清楚等问题, 在井筒掘进过程中坚持“边探边掘、不探不掘、情况不明不掘”的措施, 建立“方案优化、地质先行、先探后掘、先抽后掘、技术突破、管理创新”的防突理念。采用大钻机对工作面前方进行多方位的长钻孔 (不小于100 m) 地质钻探, 及时掌握前方的瓦斯地质情况和煤层定位, 并在工作面每班利用5 m短钎探测工作面附近情况。该项工作的开展, 有效地防止了误穿煤层事故的发生, 为及时掌握地质情况、煤层及瓦斯情况提供了保障。

4) 在开展“四位一体”综合防突措施过程中, 根据分析煤的特性和瓦斯赋存情况, 确定了巷道周边保护煤柱宽度为15 m, 为瓦斯措施孔的设计提供了依据。在揭煤、过煤过程中采取“密钻孔抽放、全方位效果检验”等措施。

3 防突技术措施的建立和完善

矿井5条井筒中, 主、副平硐处于20号煤层以下, 3条斜井分别在300 m左右时从顶板方向揭露17号煤层。根据地质勘探, 3条斜井的揭煤地点均处于地质构造破坏带, 在揭煤过煤中严格执行“四位一体”综合防突措施, 在煤层突出危险预测的基础上, 强化防突措施和效果检验, 坚持地面远距离撤人放炮和放炮停电措施。在二号风井揭煤、穿煤过程中, 主要采取了以下措施:

1) 揭煤时的震动放炮揭煤措施。

在实施瓦斯抽放后, 为保证能一次全断面揭开煤层, 揭煤前首先在工作面刷斜面, 掘掉工作面上部岩石, 在短钻孔控制下, 保证工作面距煤层顶板法向距离不小于0.5 m的情况下, 将工作面上部的岩石掘出, 然后在工作面底板打眼放震动炮, 由于炮眼不能一次穿过煤层, 炮眼深度控制在2 m以内, 一次全断面揭开煤层。在揭开煤层的震动炮后, 瓦斯浓度达到0.7%, 瓦斯涌出量达到4.9 m3/min (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。

2) 渐进式掘进措施。

揭开煤层后, 通过效果检验, K1值从预测时的0.8降到0.3。安全掘进10 m后, 由于巷道前方受钻孔间距增大的影响, 瓦斯抽放效果稍差些, K1值有时仍超过0.5, 炮后瓦斯浓度逐步升高。为确保安全掘进, 采用超前排放钻孔作为补充防突措施, 在工作面前方和两侧建立起5 m“安全屏障区”, 并采取渐进式掘进穿煤方法。利用短掘短进, 循环进度控制在1.2 m左右, 炮后立即加强支护 (包括加固底板) 。在采取渐进式掘进过程中, 利用8~10 m超前钻孔排放瓦斯, 每次装药放炮前进行措施效果检验。检验后必须保证5 m安全煤柱内K1值小于0.5、炮眼内没有明显的瓦斯涌出和突出预兆时, 方可进行爆破工作。采取渐进式爆破进行掘进, 瓦斯涌出量一般在6 m3/min左右 (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。

3) 松动爆破措施。

由于煤层处于断层构造带, 煤层在地应力和断层挤压搓动下部分煤质变硬, 瓦斯释放速度缓慢。在工作面抽放后再利用排放孔排放3~5 d, 效果检验K1值仍降不到0.5以下, 则采取了松动爆破措施。松动爆破分为浅孔松动爆破和深孔松动爆破, 由于小于6 m的浅孔松动爆破容易诱发突出, 所以采取了大于6 m的深孔松动爆破, 即在工作面中下部施工10个9 m深的爆破孔, 钻孔周围布置大于10 m的压力释放孔, 钻孔装炸药4 m进行爆破。松动爆破后, 回风流瓦斯浓度达到1.7%, 瓦斯涌出量达到11.9 m3/min (双路风筒供风, 风量700 m3/min) 。松动爆破后, 煤层的透气性明显增加, 瓦斯排放加快, 保证了渐进式掘进措施的正常进行。

4 结语

在矿井的煤与瓦斯突出机理尚不清楚, 暂时无法掌握瓦斯突出规律的情况下, 必须按照《防治煤与瓦斯突出细则》和国家有关规定, 狠抓现场管理, 及时建立和完善矿井安全管理体系和管理制度, 采取切实可行的防突措施, 持之以恒地抓好防突措施的落实, 坚持“管理、装备、培训”并举和“先抽后采、监测监控、以风定产”原则, 防止矿井建设的盲目性、进程的突击性和管理的松弛性, 实现矿井的安全建设。

摘要：主要介绍了在建煤与瓦斯突出煤矿如何搞好瓦斯治理的方法。通过调整瓦斯治理思路, 落实科学的管理方法, 保证了矿井的顺利建设。