揭煤施工技术

揭煤施工技术（通用9篇）

揭煤施工技术 篇1

一、煤层固化技术的目的

为提高石门四周煤 (岩) 体的强度, 在石门揭开煤层之前, 除采取抽放瓦斯措施外, 另施工注浆钻孔, 向石门四周煤 (岩) 体内及周边围岩裂隙中注射矿物树脂, 将松散破碎的煤 (岩) 体胶结成一个整体。

石门在揭穿突出煤层前, 向原煤 (岩) 体注入高强度浆液后将形成强筋骨, 提高煤 (岩) 体自身强度, 有效地改变煤 (岩) 体的物理力学性质, 且作为支护结构的一部分, 将大大增加煤 (岩) 体的自身承载能力, 从而人为地构建了一个防止发动煤与瓦斯突出的高势能瓦斯突然向石门工作面涌出的安全屏障。

二、使用方法

(一) 注浆材料选择。

为了有效地提高石门揭穿的突出煤 (岩) 体的强度, 设计选用德国巴斯夫公司生产的美固364 (MP364) 注浆材料。美固364材料是一种双组分可溶性硅酸盐树脂, 适用于稳定煤层和岩层、固化破碎煤层及岩层, 其渗透性极强, 可渗透到0.14mm以上宽度的缝隙, 在对结构强度和韧性要求较高的条件下具有超快速反应特性。美固364材料具有阻燃性 (反应最高温度低于100℃) , 流动时间为1min左右, 凝固时间为2min。注射15min后粘结强度可达到1MPa, 半小时后达到3MPa, 7天后抗压强度达到30MPa。由于注浆后改变了围岩的松散结构, 提高了粘结力和内摩擦角, 因此对封闭裂隙, 阻止水、空气对煤 (岩) 体的侵蚀, 以及对提高煤 (岩) 体强度效果显著。

(二) 预注浆钻孔的施工。

针对17#、18#突出煤层进行固化时, 注浆孔设计在瓦斯抽放达到预期效果、对抽放钻孔用水泥砂浆完全堵塞后施工。

1、距煤层5.5m (垂距) 至2m (垂距) 范围注浆钻孔的施工。石门工作面掘至距突出煤层 (垂距) 5.5m时, 向顶或帮打2个直径为32mm、孔深为7m的探测孔, 用岩层探测仪观测巷道顶部围岩裂隙发育情况。当巷道顶部围岩裂隙较发育时, 设计对石门工作面从距突出煤层 (垂距) 5.5m到距突出煤层 (垂距) 2m的范围, 每隔2m设置一个注浆钻场, 向石门掘进前方巷道顶部岩 (煤) 体预注固化液。参照图1

2、距煤层2m (垂距) 至揭穿穿过煤层段注浆钻孔的施工。设计在石门工作面掘至距突出煤层2m (垂距) 时, 开始每隔4m设置一个注浆钻场, 向石门掘进前方巷道顶部煤 (岩) 体及两帮煤体布置钻孔注浆。石门揭穿18、17煤层前的煤 (岩) 体固化范围见图2。

(三) 注浆加固措施的效果检验。

石门揭煤工作面在执行注浆加固措施后, 采用岩层探测仪检验措施效果。利用采取瓦斯抽放等防突措施后的效果检验孔, 用岩层探测仪观察顶、两帮孔深7 m处的岩层裂隙及浆液渗透情况。如果发现有较大面积的煤 (岩) 体漏注, 则应增加注浆孔, 实施补注措施。

(四) 注浆作业注意事项及防护措施。

注浆作业四分技术六分管理, 管理不到位则技术不可能指导生产, 由于注浆作业隐蔽工程的特殊性, 因此安全技术管理尤为重要。

1、保证A、B组分1:1的比例混合, 在出现漏浆时 (不大时) , 先停止注浆1min, 待凝固不漏时再继续注浆。当一个孔注浆达到300L时, 注浆压力未变化, 也未出现漏浆应停止注浆, 改注其它孔;

2、开泵前应检查泵和管路连接是否正确, 管路是否畅通, 管路接头要牢靠、严密、有效;

3、注浆作业应组成专门正规队伍, 注浆泵由专人负责, 有专人监督压力表, 注浆要加强信号联系, 保证注、停及时, 反应快速;

4、每班注浆完毕, 要及时清洗注浆泵及其管路、及时维护;

5、操作人员要佩戴橡胶手套、防护眼镜等安全防护用品, 以防止浆液溅洒眼内及皮肤上。注浆人员不得站在注浆孔的正下方, 以防由于钻孔密封不严, 注浆管滑落而高压浆液击伤;

6、在注浆结束后, 须用机油将泵及注浆管冲洗干净, 防止泵及管路堵塞;

7、每次注浆结束, 及时将混合管内的搅拌器取出冲净, 防止混合液在混合管内凝固;

8、在注浆过程中, 在注浆施工点10m范围内应避免其他无关人员进入, 以防止渗漏的浆液或压力浆液击伤。

三、结语

利用固化技术能更好的将突出煤层中的瓦斯进封闭, 增强煤体的硬度, 以便更好的支护和瓦斯抽放工作, 能更有效地防治煤与瓦斯突出事故的发生。

摘要：本文探讨了石门揭煤固化技术的目的及使用方法

关键词：固化,安全屏障,渗透及注浆加固

参考文献

《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出细则》及《矿业安全与环保》

揭煤施工技术 篇2

1128A02回风巷斜巷段揭

煤设计及措施

2013.7.2

2编审人员签字

编制：

施工队：

机电矿长：

生产矿长：

安全矿长：

总工：

矿长：

营脚煤矿

回风斜巷揭煤措施

回风斜巷掘进迎头现处于28#煤层底板中，由煤层底板进入煤层。根据煤与瓦斯突出重点分布规律，石门揭煤区域极有可能诱导煤与瓦斯突出，防止揭煤过程中煤与瓦斯突出是防突工作的重要一环。

一、探明石门距煤层的相对位置

1、根据井巷工程布置，按所处高程及岩层岩性对应煤层底板板等高线预计大致相距位置，上高，确定采取前探钻进的位置。

2、由于回风斜巷开口距离揭煤只有13米的距离，因此在施工前打9个释放钻孔（抽放）进行释放（抽放）瓦斯、卸压。

893、当石门施工至停掘前探位置时，按下列方法确定：

①距煤层法线距离10米(垂直距)打两个穿透煤层全厚且进入煤层顶(底)板不小于0．5m的地质前探孔，并详细记录前方岩性及厚度。

②在石门工作面距煤层7m(法向距)时再打2个穿透煤层全厚的测压孔，测定煤层瓦斯压力，煤的放散初速度指标和钻屑瓦斯解吸指标，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的距离不得小于5m，③为防止误穿煤层，在石门工作面距煤层5m垂距时，应在石门工作面顶(底)部两侧补打3个小直径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2米。

4、前探钻孔布置如图

A--AB--B

说明：①前探钻孔仰角据煤层倾角确定。

②钻孔垂直见面。

5、石门揭穿煤层前所留岩柱必须保持足够一槽炮爆破能量所需距离，同时也必须保证一槽炮能够全断面揭穿煤层，根据我矿底板岩性特征由煤钻孔不进入煤巷顶至巷底全断面留设1.2～1.5m岩距最为适宜。

二、当前探钻孔或检测钻孔检测为有突出危险，放散速度较大，瓦斯压力较高或k1值超过临界值时，打钻时顶钻，有突出等现象时应采取补打、增加排放孔（抽放孔）排放瓦斯与卸压措施。

排放卸压钻孔布置如图：

说明：①排放卸压钻孔选择直径75-100mmTL径排放。②卸压排放时间不得小于7天。③排放钻孔孔底间距不大于2米。

2、当长时间排放不能降低突出危险时，应进行瓦斯抽放，抽

放时间不少于15天。

三、石门揭煤爆破

1、揭煤钻孔不得利用检测孔和排放孔、抽放孔。

2、揭煤钻孔孔底距煤底板保持100～200mm的岩石距离。

3、石门揭煤炸药较正常岩石断面用药量适量增加，即每眼增加一筒药。

4、石门揭煤爆破要求是全井撤人，地面启炮，调度室全程监测。

5、切断回风流所有电源。

6、石门揭煤由技术负责人指挥。

7、其他未尽事项执行一采区回风巷综合防突措施。

揭煤施工技术 篇3

关键词：松动爆破快速揭煤增透应用

0 引言

淮南矿业集团潘三矿目前所开采各煤层均属低透气性煤层，抽采半径小，抽采效果差，为提高煤层透气性，提高瓦斯抽采消突效果，最终实现安全快速揭煤，分别在东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤层、东四B组皮带机下山揭7-1煤层、东四B组轨道下山揭5-2煤层进行了松动爆破，考察了深孔松动爆破有效半径，且进行了现场应用试验，取得了较好的成果。

1 增透原理

深孔松动爆破就是使炸药在煤体爆破孔内爆破过程中产生应力波和爆生气体，在爆破近区产生压缩粉碎区，形成爆炸空腔，煤体固体骨架发生变形破坏，在爆炸空腔壁上产生长度约为炮孔半径数倍的初始裂隙(不同于原生裂隙)；此外，空腔壁上部分原生裂隙将会扩展、张开。在爆破中区，应力波过后，爆生气体产生准静态应力场，并楔入空腔壁上已张开的裂隙中，与煤层中的高压瓦斯气体共同作用于裂隙面，在裂隙尖端产生应力集中，使裂隙进一步扩展，进而在爆破孔周围形成径向“之”字形交叉的裂隙网。在爆破远区，由于爆破孔附近存在辅助自由面－控制孔的作用，形成反射拉伸波，当拉伸波大于介质的抗拉强度时，使介质从自由面向里剥落。同时，反射拉伸波和径向裂隙尖端处的应力场相互叠加，促使径向裂隙和环向裂隙进一步扩展，大大增大裂隙区的范围。同时，原生裂隙中的瓦斯，由于爆炸应力场的扰动将作用于已产生的裂隙内，使裂隙进一步扩展。最后，在爆破孔周围形成包括压缩粉碎圈、径向裂隙和环向裂隙交错的裂隙圈及次生裂隙圈在内的较大的连通裂隙网，从而有利于消除煤体结构的不均匀、减小地应力，降低能量梯度，提高煤体的透气性，增大煤体抽采钻孔的抽采效果，從而达到增透消突的效果。

2 有效松动半径考察

以东四B组煤皮带机下山揭7-1煤为例， 2008年3月18日～3月25日在潘三矿东四8煤皮带机上山对7-1煤进行深孔松动爆破有效松动半径的考察。设计两组方案：第一组考察半径为3m和3.5m；第二组考察半径为3.5m和4m。

对各考察孔分析，确定深孔松动爆破的松动半径为3～3.5m。

3 现场应用

在东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤和东四B组轨道下山揭5-2煤层时进行深孔现场松动爆破应用，重点以东四B组轨道下山揭5-2煤层爆破应用情况为例：

3.1 东翼-650～-750新增进风下山揭13-1煤

3.1.1 煤层情况。13-1煤厚4.5m，水平层理，以块状暗煤为主，夹亮、镜煤条带，属半暗～半亮型煤。13-1煤顶板为灰色～浅灰色泥质粉砂岩，薄层状，水平层理，层面含大量植化碎片，厚6.2m；底板为深灰色泥质粉砂岩，块状构造，较坚硬，厚3.1m。

实测13-1煤层瓦斯压力3.8MPa，瓦斯放散初速度△p为4，煤的坚固性系数f为0.61，综合指标D为16，K为6.6，预测具有突出危险性。

3.1.2 在东翼-650～-750新增进风下山对13-1煤层共施工了5个爆破钻孔进行松动爆破，并且进行了水力冲孔试验，由于松动爆破对煤体的松动效果，单孔冲出煤量达3t以上。

3.1.3 结果 ①揭煤前瓦斯抽采量为57585m³，抽采率达72%，测得残余瓦斯压力为0，整个揭煤过程中巷道回风瓦斯浓度始终在0.2%以下。②在揭煤过程中对巷道顶板采取了金属骨架及注马丽散加固措施，有效防止了巷道揭煤过程中由于顶板破碎造成片帮掉顶等事故。③本次揭煤前探孔施工时间为5天，测压时间为7天，消突钻孔施工和抽采时间共44天，采取远距离放炮揭煤时间为20天，去除其他因素影响的等待时间，总共揭煤时间为5+7+44+20=76天，揭煤过程中未出现任何动力现象，且瓦斯涌出正常，实现76天安全揭煤。

3.2 东四B组轨道下山揭5-2煤

3.2.1 煤层情况 5-2煤厚约2.6m，与下伏5-1煤层层间距约1.5m；煤层顶板为泥岩，厚6.0m，浅灰～灰色，含植化碎片，顶底部较破碎，中部含砂质，局部夹有粉细砂岩薄层；底板为泥岩，厚2.0m，含植物根部化石，局部含砂质。实测5-2煤层瓦斯压力2.9MPa，瓦斯含量9.5m³/t，瓦斯放散初速度△p为12，煤的坚固性系数f为0.5，综合指标D为6.98，K为14.86，预测具有突出危险性。

3.2.2 消突钻孔参数 在巷道迎头距5-2煤层顶板法距5米时共设计144个钻孔，其中设计16个钻孔作为深孔松动爆破钻孔。钻孔布置平面图中红色为深孔松动爆破孔，先施工完毕爆破孔两边的所有抽采钻孔，并进行合茬抽采，然后施工19、20、99、100号钻孔装药爆破并进行效果考察。

3.2.3 装药参数（见下表）

备注：其中装药量为3kg/m，4个爆破孔共装药90kg。

3.2.4 效果考察 从爆破前后瓦斯抽采量对比表格中可以看出，爆破后24小时内瓦斯抽采纯量增加了5陪，以后每天的抽采瓦斯浓度和抽采瓦斯量均为爆破前的2～3陪，大大提高了钻孔瓦斯抽采半径、瓦斯抽采量，缩短了瓦斯抽采时间。

钻孔设计控制面积为35×48=1680m2， 按常规钻孔终孔间距不大于3m布置钻孔，共需要192个抽采钻孔。现钻孔设计：巷道轮廓线投影范围内，按终孔间距按3m布置抽采钻孔；巷道两帮5m处布置爆破孔，爆破孔终孔间距按6m布置，在爆破孔周围布置抽采钻孔，终孔间距按6～7m布置；巷道轮廓线外8m以外（爆破孔影响较小范围）钻孔布置孔底间距按3.5m布置抽采钻孔，共144个钻孔，对比常规钻孔布置方式减少了48个钻孔。

4 结论

4.1 采用深孔松动爆破技术方案，减少了48个抽采钻孔，按3台钻机同时施工，每天每台钻孔施工3个钻孔，减少48个钻孔缩短了6天钻孔施工时间。

4.2 抽采瓦斯纯量前8小时提高了5陪，以后每天平均提高了2.5陪。按抽采瓦斯45%计算，共需抽采瓦斯量35×48×2.6×1.35×9.5×0.45=25208m³，如不采取松动爆破每天抽采瓦斯410m³，共需抽采瓦斯25208÷410=61天；松动爆破后每天抽采瓦斯量860m³，共需抽采瓦斯25208÷860=29天，缩短了抽采瓦斯时间32天。

高瓦斯隧道揭煤施工技术研究 篇4

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。

立井揭煤防突技术研究及应用 篇5

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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[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.

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[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.

超千米井筒深部揭煤防突技术 篇6

1 揭煤区域瓦斯地质情况

揭煤区域位于-735.7 m,周边主体构造为向斜构造,新副井位于背斜轴部附近。三矿开采情况表明:背斜轴部瓦斯涌出量明显大于两翼,瓦斯涌出量沿远离背斜方向大致呈线形关系递减。

根据三矿二1煤层瓦斯地质规律,煤层瓦斯含量与煤层底板标高关系表达式为W=-0.028 3H-1.872 1。经预测,新副井揭煤深度在标高-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t。

根据区域防突要求,井筒揭煤区域瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外12 m,井筒揭煤区域消突内覆盖的二1煤层地质储量为11 860 t。区域防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量130 460 m3。

根据局部防突要求,井筒揭煤瓦斯抽放钻孔控制井筒轮廓线以外5 m,井筒揭煤局部消突内覆盖的二1煤层地质储量为3 473.4 t。局部防突消突标准是要求井筒揭煤前二1煤层瓦斯含量降低到8 m3/t,需要抽取瓦斯量38 207.4 m3。

2 瓦斯抽放钻孔布置

2.1 区域瓦斯抽放钻孔布置

依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层法距7 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,区域综合防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外12 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距300 cm×300 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见区域方案设计(图1)。根据设计结果,抽放钻孔共10组,钻孔总数累计215个,岩孔长为2 669.4 m,煤孔长为1 991.9 m,总长为4 591.3 m。

经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.162 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。

2.2 局部瓦斯抽放钻孔布置

依据《防治煤与瓦斯突出规定》要求[1],井筒距煤层最小法距5 m时,停止掘进施工穿层预抽钻孔,局部防突措施要求立井穿层钻孔控制井筒轮廓线以外5 m。根据鹤煤公司三矿目前钻机配备状况,钻孔选择Ø89 mm,穿层钻孔开孔间距40 cm×40 cm,孔底间距为200 cm×200 cm,钻孔孔底要求进入煤层底板1 m左右,钻孔布置见局部防突方案设计(图2)。根据设计结果,共布置抽放钻孔10组,钻孔总数累计193个,岩孔长1 913 m,煤孔长1 633 m,钻孔总长为3 546 m。

经计算,瓦斯抽放吨煤钻孔工程量为0.47 m,符合鹤煤公司吨煤钻孔工程量0.05 m的要求。

3 辅助增透

3.1 增透原因

由于三矿主采的二1煤层本煤层预抽效果较差,平均百米钻孔抽放量只有0.011 m3/min。如果只采用预抽实现区域防突,煤孔长1 991.9 m时钻孔瓦斯纯流量为0.22 m3/min,预抽瓦斯量130 460 m3需要428.5 d,约14.3个月(局部防突实现消突,煤孔长1 633 m时钻孔瓦斯纯流量0.18 m3/min,预抽瓦斯量38 207.4 m3需要147 d,约5个月),严重影响井筒进度,导致三矿深部开拓、准备滞后,不能满足生产需要,必须实施辅助增透,增加煤层透气性,提高瓦斯抽放效果。

3.2 增透技术选择

目前国内外煤层增加透气性技术主要是增加钻孔密度、深孔预裂爆破、水力冲孔、水力掏槽、水力挤出和水力压裂等[2]。由于井筒施工范围有限,增加钻孔密度就不能保证钻孔开孔距离,影响封孔效果和瓦斯抽放效果。相比较而言,深孔预裂爆破技术施工条件简单,适用于坚固性系数相对较高的煤层。

4 效果检验与区域验证

瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验[3],效果检验采用直接法测定煤层的残存瓦斯压力P。若煤层残存瓦斯压力P残<0.74 MPa,则说明瓦斯抽放有效;否则,补打抽放钻孔,增加抽放瓦斯时间,直至效果检验有效为止。在效果检验有效后,井筒可以继续掘进,当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。效果检验与区域验证结果见表1。

5 结论

(1)通过对三矿二1煤层瓦斯地质规律分析预测,三矿新副井揭煤深度-735.7 m处瓦斯含量为19 m3/t,瓦斯压力预测值为1.2 MPa。

(2)经计算,区域瓦斯抽放需要428.5 d(约14.3月),局部瓦斯抽放需要147 d(约5个月),耗时较长。采用深孔预裂爆破后,区域瓦斯抽放时间缩短为5个月,局部瓦斯抽放时间缩短为2个月,提高了施工效率。

(3)瓦斯抽放之后应对实施区域防突进行效果检验,效果检验方法采用直接法测定,测定结果:残存瓦斯压力P残=0.63 MPa,瓦斯含量为7 m3/t。效果检验有效,井筒可以继续掘进。当井筒掘进至距离煤层法距5 m时,可采用综合指标法进行区域验证。验证结果:综合指标D=0.21,综合指标K=12,达到了防突要求。

参考文献

[1]国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社,2009.

[2]杨永琦.矿山爆破技术与安全[M].北京:煤炭工业出版社,1991.

揭煤施工技术 篇7

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

新安煤矿下向导硐法揭煤技术分析 篇8

在矿井生产过程中, 由于揭煤所存在的潜在威胁较多且情况复杂, 因而也使其成为矿井开拓所需首要面临的难题之一[1,2], 其中又多以上向揭煤为主[3]。由于所揭露煤层与石门相对位置的不同, 从而导致揭煤技术及方法也有所不同[4,5]。目前, 纵观国内外矿井开采市场, 导硐揭煤技术应用良多, 尤其适合于巷道断面大、围岩破碎及巷道与煤层夹角较小的地方揭煤。

因石门位置方位的不同, 导硐揭煤技术又可分为上向揭煤技术和下向揭煤技术。本文主要以下向技术为研究视角, 通过对比以往下向揭煤技术的优缺点[6,7], 主要对下向揭煤技术中揭煤导硐设计及施工及揭煤安全防护进行了优化, 以降低巷道掘进工程量和提高技术适用性。

1 常规导硐法揭煤技术

1.1 导硐设计

为了防止误揭煤, 待巷道掘进至煤层顶板法向7.0 m时, 采取一炮 (炮掘) 一探的方法施工至距煤层2.0 m的位置。探明巷道前方煤层赋存情况, 开始平行掘进施工导硐, 导硐宽高深不低于3.4 m×2.0 m×10.0 m, 以方便炮眼布置。导硐施工完毕后, 使用风镐清理导硐底板, 施工至煤层法距1.5 m距离。揭煤导硐及炮眼布置如图1所示。

1.2 揭煤安全防护技术

揭煤所采用的技术为爆破震动一次揭煤, 为降低因爆破所可能诱发的突出强度, 要求采用工字钢配合金属网在距当头15, 25 m处设2道防突栅栏, 每组栅栏不少于3根工字钢。防突栅栏设计如图2、图3所示。

2 下向揭煤技术优化

2.1 揭煤导硐设计

掘进期间按原有规定一炮一探的方法施工至距煤层2.0 m的位置, 巷顶保持原坡度前掘待掘进巷底沿煤层走向平行掘进。待掘进面巷高不足1.5 m时, 停止掘进:并沿巷道底板水平方向反向采用手镐掘进落底, 直至揭煤导硐深度不低于10 m为止。揭煤炮眼按设计于导硐内进行布置, 一次爆破震动揭开煤层所抛出的岩石, 反填于巷道反掘段内, 确保巷高及巷道底板坡度符合原设计 (图4) 。

2.2 安全防护优化

优化后的揭煤金属挡栏主要由矩形框架、挡车梯及钢丝网3部分组成, 其中矩形框架部分为Ф50mm钢管连接 (可用螺丝或其他方式) 而成, 钢丝网则通过8号铁丝捆绑在金属挡栏上, 要求钢丝网相互绞合。

揭煤金属挡栏在揭煤附近安置完毕后, 要求揭煤金属挡栏与巷道底板呈60°夹角, 并按图5所示铺设钢丝网及其他物件。揭煤金属挡板采用滑轮、配重进行升降操作, 具体设计如图5、图6所示。

3 揭煤效果分析

3.1 导硐揭煤效果对比

此次揭煤技术均采用爆破震动一次揭煤, 导硐尺寸及炮眼布置参数的选择对揭煤效果起决定作用。经对比分析, 优化后的导硐设计具有以下优点:

(1) 揭煤导硐深度可随炮眼布置的需求尺寸进行随意调整。

(2) 揭煤导硐采用反向掘进节省了导硐掘进期间挑顶工程量, 提高掘进效率。

(3) 揭煤导硐采用爆破揭煤渣块回填巷道底板技术, 可有效降低巷道掘进劳动强度。

3.2 安全防护效果对比

此次揭煤技术在采用了穿层钻孔预抽煤巷条带区域防突措施后, 均采用距揭煤区域15, 25 m处布置2组金属挡栏作为主要安全防护措施, 以降低爆破揭煤可能诱发的突出强度。经对比分析, 升降式金属挡栏较三角梯式金属挡栏具有以下优点:

(1) 升降式金属挡栏装卸及运输更加方便简洁。

(2) 升降式金属挡栏适用性良好, 能够根据巷道断面尺寸进行调整。

(3) 升降式金属挡栏在未降低安全防护效果的前提下, 升降便捷, 利于巷道行人和运输。

4 结论

通过对优化后的下向导硐法揭煤及安全防护现场试验分析得出以下结论。

(1) 揭煤导硐掘进过程中应严格执行探煤措施, 导硐施工完毕后底板距揭露煤层法向距离保持在1.5 m左右, 以确保爆破揭煤效果。

(2) 下向导硐法揭煤炮眼布置参数应根据实际情况进行调整, 避免出现炸药爆破能量过于集中消耗在煤层内, 而石门仅被震裂或煤层未揭露的情况。

(3) 升降式金属挡栏放下后与巷道底板呈60°夹角的安全防护效果最好。

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鹤煤六矿石门揭煤综合技术研究 篇9

关键词：瓦斯抽采,导硐,石门揭煤,金属骨架,带压封孔,震动放炮

随着煤矿开采深度的增加, 煤与瓦斯突出危险程度日益严重[1,2], 瓦斯成为制约突出矿井正常生产接替的主要问题。在布置生产工作面时, 考虑实施石门揭煤可以有效对采掘接替进行调整。如何一次全断面揭开突出煤层, 保证安全生产, 就需要制订科学严谨的揭煤方法。鹤煤六矿在2145外联络巷实施石门揭煤时, 在实施水力冲孔[3,4]和带压封孔技术[5]对揭煤工作面进行快速消突的前提下, 采用导硐法将揭煤工作面断面积最大化, 为一次全断面揭开煤层提供了条件, 为六矿厚煤层区域防突钻孔施工、安全快速揭煤提供了宝贵经验。

1 快速消突

鹤煤六矿开采煤层为二叠系山西组二1煤层, 揭煤地点位于2145外联络巷掘进工作面, 巷道断面3.6 m×3.0 m, 锚网喷支护, 揭煤时采用上山掘进, 揭煤巷道坡度+18°, 断面3.6 m×3.0 m。2145外联络巷揭煤附近地质条件简单, 平均煤厚10 m, 无断层等地质构造。

1.1 区域防突

河南理工大学在2145底抽巷测定的2145工作面原始瓦斯含量为12.97 m3/t, 因此揭煤地点具有煤与瓦斯突出危险性, 揭煤施工前需采取区域防突措施。根据《防治煤与瓦斯突出规定》[6]要求, 在2145揭煤工作面距离煤层最小法向距离7 m前施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯。

2145揭煤工作面前方为2145工作面胶带运输巷停掘位置, 为实现2145工作面胶带运输巷对掘, 六矿决定在2145外联络巷掘进面揭煤。揭煤前, 2145工作面胶带运输巷已施工过穿层钻孔预抽该巷轮廓线上帮20 m、下帮10 m区域条带瓦斯, 钻孔已带抽5个月。在此基础上通过补充抽放钻孔, 对揭煤工作面区域防突措施进行补充完善[7,8,9]。2145揭煤工作面老钻孔和补充钻孔预抽2145外联络巷掘进面前方揭煤处巷道轮廓线外14 m, 保证控制范围外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5 m, 其中预抽煤巷条带钻孔严格按抽放半径2.73 m设计, 确保无空白带。

由于新施工的钻孔带抽时间晚, 为提高煤层的透气性, 缩短措施实施时间, 提高石门揭煤速度, 对新施工的抽放钻孔全部实施水力冲孔措施。考虑到钻孔孔底间距较近, 在施工水力冲孔时, 对冲孔压力进行调整, 冲孔压力为10~12 MPa, 冲孔时间为0.5h, 单孔冲出煤量2~3 t。2145揭煤工作面区域防突钻孔剖面如图1所示。

1.2 带压封孔

钻孔施工完毕后进行带压封孔带抽, 封孔时利用注浆设备, 以一定压力将膨胀水泥压注到瓦斯抽采钻孔封孔段空间及周围孔壁裂隙内部, 以便彻底密封瓦斯泄漏通道。

(1) 扫孔。封孔下管前用15 mm钢管将封孔段内的煤 (岩) 屑采用压风全程清扫干净。

(2) 封孔准备工作。2145揭煤工作面距煤层法向距离7 m, 钻孔岩段较短, 因此采用全岩段封孔。封孔管用50 mm聚氯乙烯管, 返浆管选用15mm钢管, 注浆管选用15 mm软管。在封孔管前端2 m处用定向封孔材料固定在封孔管上定向封孔。将连接固定好的聚氯乙烯管及15 mm注、返浆管同时快速地送至孔中预定深度。注浆管长度为2 m, 返浆管根据钻孔岩段深度确定。采用安尔封堵钻孔孔口段, 孔口段封孔深度1.5~2.0 m, 孔口段凝固时间不少于10 min。

(3) 压注封孔材料。采用风动注浆泵注浆, 将膨胀水泥与水按1∶1比例混合后注入孔中, 当返浆管有浆液流出时, 钻孔内浆液已满, 此时关闭返浆管路球阀, 安装压力表后打开阀门继续注浆。保持注浆3 min左右、压力表显示达到0.8 MPa后, 关闭返浆管阀门, 此时钻孔内裂隙已经得到充分封堵。带压封孔如图2所示。

1.3 区域防突效果检验

冲孔完成后对新施工的抽放钻孔进行连续观测, 施工过水力冲孔的新钻孔抽放浓度比老钻孔提高40%。新施工的抽放钻孔经3个月预抽后进行区域措施效果检验, 通过防突钻孔的实际终孔位置确定效果检验钻孔的布置。检验测试孔共布置4个, 孔径94 mm。其中1号孔位于掘进巷道断面的中部;2号孔位于掘进巷道断面的左侧, 终孔点位于揭煤巷道轮廓线外11 m处;3号孔位于掘进巷道断面右侧, 终孔点位于揭煤巷道轮廓线7 m处;4号孔位于掘进巷道断面的上部, 终孔点位于巷道轮廓线上部。检验孔布置如图3所示。

通过鹤煤工程技术中心人员现场测定, 4个效检点残余瓦斯含量均小于8 m3/t, 揭煤工作面前方煤体消除了突出危险性。具体检验结果见表1。

1.4 区域验证

区域效果检验指标未超标后, 揭煤工作面向前掘进至距煤层最小法向距离5.0 m和1.5 m时进行区域验证, 验证方法采用钻屑指标法, 在施工过程中同时测定Δh2值、S值和q值[10]。由揭煤工作面向煤层打4个直径42 mm、孔深为见煤3 m的钻孔, 在钻孔钻进到煤层时, 每钻进1 m采集1次孔口排出的粒径为1~3 mm的煤钻屑进行测定。测定结果见表2。

2 导硐法揭开煤层

区域验证结果不超标后, 在采取边探边掘的前提下, 掘进至距煤层法向距离2 m的位置采取安全防护措施。

2.1 金属骨架注浆加固

为加强揭煤工作面前方煤体稳定性, 防止煤体垮落, 在2145揭煤工作面距煤层法向距离2 m时在揭煤工作面巷顶布置2排金属骨架孔, 金属骨架材料选用50 mm钢管, 其伸出孔外端用U型钢支撑。施工金属骨架前事先在第1排的钢管上面打若干小孔, 待钢管送入孔底后, 在孔口进行封堵, 封孔长度3 m, 待封孔材料凝固后向孔内带压注水泥砂浆加固, 封孔压力3~4 MPa, 当加固材料从巷道周围挤出或注不进去时停止注料。第2排金属骨架不需注浆加固。金属骨架加固孔布置如图4所示。

2.2 导硐布置

当掘进工作面距煤层法向距离为1.5 m时, 采用远距离震动放炮揭穿煤层, 为保证一次性全断面揭开煤层, 采用导硐法揭煤。当掘进工作面距煤层最小法向距离为1.5 m时掘一段平巷, 该段巷道高度每掘1 m自顶板降低0.5 m, 共允许掘进3.9 m, 确保掘进巷道距煤层最小法向距离始终保持为1.5m, 最终掘进面断面3.6 m×1.3 m。导硐施工完毕后在煤岩层交接段采用U型钢棚和锚喷支护, 在巷道顶部见煤后, 支护方式除保证岩巷的支护方式外, 增加密集U型钢棚支护, 棚距0.5 m, 直到巷道全部进入煤层。导硐布置如图5所示。

2.3 揭煤爆破方法

金属骨架注浆加固孔施工完毕后采用远距离震动放炮揭穿煤层。揭煤爆破时, 施工炮眼104个, 眼深2.2~2.4 m。其中1号孔为空心眼;2—5号孔为掏槽眼, 炮眼间距0.3 m;6—52号孔为辅助眼, 炮眼间距0.5 m;53—104号孔为周边眼, 炮眼间距0.3m。2145揭煤工作面揭煤爆破布置如图6所示。

爆破孔中空心眼和掏槽眼孔深2.4 m, 辅助眼和周边眼孔深2.2 m, 每孔装药1 000~1 400 g。雷管采用煤矿许用毫秒段发延期电雷管, 一段管、二段管和三段管, 采用大串联连线方式。发爆器型号为MFB-200型, 采用煤矿许用三级乳化炸药。震动放炮参数见表3。

3 结论

(1) 2145掘进工作面于2013年底通过远距离震动放炮一次全断面安全、顺利揭开煤层, 为鹤煤六矿的正常生产接替提供了保证。

(2) 应用水力冲孔增透和带压封孔技术, 新施工的防突钻孔抽放浓度整体比老钻孔提高了50%, 缩短了预抽期, 效果检验和区域验证均一次达标, 揭煤工期缩短3个月。导硐揭煤法可以有效增加最后震动放炮揭煤时工作面断面积, 为一次全断面安全揭煤提供了保证。金属骨架配合注浆工艺能够防止厚煤层震动揭煤后顶板掉渣、空顶问题。

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