综采工作面防治水技术

综采工作面防治水技术（精选9篇）

综采工作面防治水技术 篇1

1 概况

1.1 工作面基本情况

3206工作面为综合机械化采煤工作面,该工作面采用走向长壁采煤法,一次性采全高,后退式回采,全部垮落法管理顶板。

该面煤类3上煤为焦煤,是优质炼焦用煤,据3206掘进巷道实际揭露煤层资料可知,3206工作面标高-892.5～-768.9m,面长191m,煤层厚度1.6m～5.5m,平均3.5m,工作面倾角在25°～51°之间,平均角度为32°。3上煤层顶板为粉砂岩及泥岩,属较稳定顶板。工作面直接底为泥岩,老底为细砂岩,工程地质条件为中等类型。

1.2 太原组下部含水层情况

太原组灰岩岩溶裂隙发育具不均一性,表现为浅部富水性大于深部,既使同一层灰岩,在不同部位岩溶裂隙的发育程度也不相同。根据区域资料,三灰若通过导水断层与奥灰对接,其富水性可增强。三灰水具有水压高、水量小,富水性不均一的特点。

三灰“突水系数”为:T=P/M=0.06MPa/m。

上式中各参数取值如下:P=5.4MPa;M=87.5m。

经计算突水系数T=0.06MPa/m,T=0.06 MPa/m小于正常块段Ts=0.1 MPa/m,符合《防治水规定》要求。

回采工作面正常涌水量:Q正常=Q砂+Q三灰+Q生产用水=20+5+5=30m3/h。

回采工作面最大涌水量:Q最大=(Q砂+Q三灰+Q生产用水)×1.5=(20+5+5) m3/h×1.5=45 m3/h。

2 突水情况

2.1 底板涌水量

2013年10月15日下午16:35,3206综采工作面开切眼轨道顺槽推进至78.6m,胶带顺槽推进至72.5m时,工作面周期来压,面内85-125号支架安全阀开启,立柱下缩,底板鼓起,出现周期来压征兆。97号支架面前底板出现裂隙水,18:34水量约5m3/h,19:55水量约10 m3/h,20:43水量在20 m3/h,截止到17日水量稳定,水温37℃,到18日16:00水量减小并稳定至16m3/h。

2.2 水压变化

根据陈蛮庄矿矿井水动态观测,距工作面推采位置1010m的三灰观5孔水压自15日起开始持续下降,由原1.75MPa下降至1.46MPa,水位下降29m,对出水点取样分析化验为三灰水。

3 底板突水对3206综采工作面的影响

由于工作面倾角较大,面前水流自出水点沿面前煤壁直接涌入胶带顺槽,机道内浮煤也随之流进胶带顺槽,造成胶带顺槽内煤炭大量淤积,行人高度不足1.8m,胶带输送机机尾受水煤影响,发生严重跑偏,顺槽皮带无法正常运输煤炭,涌水直接制约工作面正常生产。此外,由于水流对架前浮煤冲刷,造成支架前部架空,移架时支架前部下栽,液压支架推移杆被龙门架压死,造成运输机前部上漂,采煤机前部上翘,造成过机高度不足,无法进行挑顶作业,致使工作面工程质量严重滑坡。以上不利因素,严重影响了工作面的正规循环作业,致使原煤产量降低,影响全矿的生产效益。

4 治水难点

与一般工作面相比,我矿回采的3206综采工作面埋藏深、地压大、煤层厚、倾角大、采高大。由于出水点处水流大,倾角较大,造成水流不易汇集,排水困难,不易形成较好的排水系统。大倾角工作面施工作业时,工人体力劳动大,操作困难,工作面面前易片帮、飞煤滚矸,对施工人员安全威胁很大。

5 治水方案选择

5.1 根据现场会审研究,提出以下两套可行性治水施工方案

方案一:在面前打设拦水坝,安设电泵,将水流集中排至胶带顺槽排水系统。

方案二:在面前打设水坝,向轨道顺槽排水同时,在工作面下部安设一台电泵进行排水。

5.2 方案比较与分析

采用方案一将水流集中排至胶带顺槽,易造成胶带顺排水系统管道淤积,排水效果差,且管路铺设较长。方案二将出水点水流进行分流,减轻了胶带顺槽排水系统压力,同时减少了管路铺设长度。通过方案比较,方案二排水效果较好,因此选用方案二进行现场施工组织。

6 水泵选型

根据水情观测资料,工作面最大涌水量为20 m3/h,水泵需满足工作面的最大涌水量。

扬程计算(自出水点至轨顺标高):

H=(H1-H2) A*sinα=(125-97)*1.5*sin30=21m

式中:H1支架总数,

H2出水点架数,

1.5为支架宽度,

α工作面平均倾角,

因此水泵选型必须满足排水量大于20 m3/h,扬程大于21m。因此选择BQS30-56-11/N型水泵,满足正常排水需求。

7 施工组织

7.1 面前施工防护设施

施工水坝时,工人需进行面前作业,由于3206面倾角大,煤层厚,易发生飞煤滚矸伤人事故。

施工前,面前作业需采取有效防护措施。具体操作如下:先进行敲帮问顶,人员站在安全地点用长把工具处理悬矸、危岩,并在施工地点以上3～10 m范围内设置两道挡矸卡,沿煤层走向在相邻支架侧护板间隙支设2根2.2m钢管,伸入侧护板间隙不低于100mm,人行道侧钢管底根插进齿轨孔中,煤壁侧钢管底根挖刨底窝放置,两根钢管倾斜角度大体一致,在固定好的钢管上顺走向用铁丝固定2根同样规格的钢管,呈“井”字形布置,将工作面挡板(500mm厚木板)沿走向放在固定钢管上面,使用铁丝将挡煤板与钢管拴牢,并使用金属菱形网等物料形成全封闭挡卡,挡卡必须封闭机道全断面,人员进入机道封闭施工时,由专人监护。

7.2 治水采取“三步走”施工方法

根据工作面水量及出水位置,深井厚煤层大倾角工作面治水采取“三步走”的治水施工方法,3206工作面的三个生产班严格按照如下步骤进行突水治理,取得了良好效果。

第一步:面前治水。

首先从源头抓起,在出水点面前上方打设防滚矸设施,人员进入面前在出水点下方堆砌拦水坝。现场施工人员将煤矸装入编织袋内,装好后堆砌成坝子,坝子下部背板棚,并打设一棵单体支柱维护水坝,形成一个人工水窝。泵窝堆砌完成后,自工作面运输机尾泵仓向出水点铺设一根2寸软管作为排水管,面前水窝内安设一台BQS30-50-11/N型水泵进行排水至轨顺泵仓,从而减少涌入胶带顺槽水量,工作面转载机尾处安设一台BQS30-50-11/N水泵,排水至3200回风上山,从而水量得到控制,工作面可以继续正常生产。

第二步:架前治水。

随工作面工作面向前推进,出水点进入运输机底部,由于工作面倾角大,水流分散,无法正常排水。为保证正常排水,工作面采取调机尾措施,调采两个循环后,工作面出水点进入支架前部运输机后部。此时,在架前与运输机之间打设拦水坝,进行排水至轨顺。采煤机下行割炭完成一个循环时,需要拉架,会破坏拦水坝,因此在拉移水坝处的支架前,提前在原水坝下方打设第二道水坝进行排水,使流入下顺槽水量得以控制,保证了工作面的正常推采。

第三步:面后治水。

调刀同时,工作面进行抬溜施工,采煤机司机在每刀循环时减少卧底量,使运输机抬高5-8cm,使工作面形成仰采,出水点水流被甩入采空区。通过调刀和抬溜施工,加快了出水点进入老空的速度,减少了面前流水带走浮煤,避免了对下顺槽的淤积,减少了水流对工作面煤流系统的影响。此外水流进入采空后,垮落的矸石在出水点处堆积,减少了涌水量,自架后老空侧流出的底板水,经沿途矸石过滤,淤积煤量大大减少。此时工作面水泵撤除,保留转载机机尾水泵窝进行排水,随工作面向前推进,泵窝随转载机机尾前移进行排水,保证了煤流系统的正常运转,从而使工作面达到正常推采。

此外,正常排水同时,及时清挖工作面及下顺槽转载机机尾处泵窝,避免泵窝淤炭,造成水泵无法正常排水。

8 结语

(1)结合大倾角工作面的特点,通过分析出水点位置,因地制宜采取“三步走”治水法进行排水,通过打设拦水坝,使水流得以控制。

(2)采取溜尾调刀措施,加快出水点进入采空区的速度。

(3)工作面采取抬运输机措施,形成仰采工作面,将水流甩入老空,杜绝了面前冲刷造成工作面下顺槽的浮煤淤积问题。

通过采取以上三项措施和科学的施工组织与管理,降低了工作面底板出水造成的影响,保证了3206大倾角综采工作面的正常推采,对其它大倾角工作面底板出水治理具有一定的借鉴意义。

参考文献

[1]张荣立.采矿工程设计手册[Z].北京:煤炭工业出版社,2001.

[2]综采技术手册[Z].北京:煤炭工业出版社,2001.

综采工作面防治水技术 篇2

防治水技术措施

王坪煤电公司 2012年1月

引 言

为了加强我公司的防治水工作，防止和减少水害事故，保障煤矿职工生命安全，根据《安全生产法》、《矿山安全法》、《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》《煤矿防治水规定》等法律、行政法规，制定本措施。

一、为了巩固和提高我公司的安全，特建立制度、加强水文地质预测预报和职工防治水培训工作

l、要做好职工的教育培训，井下职工均要熟悉透水前的各种预兆，发现透水危害及时汇报并采取应急处理措施。

2、要建立必要的矿井防治水规章制度，把防洪、防治水工作落到实处。

3、加强矿井水文地质观测工作，注意收集整理资料，准确将积水巷、水窝、积水老煤窑、老采空区绘在图上，以便进行采掘作业时制定相应的防范措施。

4、坚持“预测预报，有掘必探，先探后掘、先治后采”的方针。

二、地面防排水措施

1、地面防排水是防止或减少大气降水和地表水大量流人矿井的重要措施，是保证矿井安全的第一道防线，地面防排水工作必须经常进行，尤其雨季到来之前，更要做好各项防排水工作。

2、地面防排水措施主要包括填塞通道、排除积水、挖排洪沟等，必须根据地形、水文和气象条件加以合理选择，有时还可将几种措施综合使用，以求更好的效果。

3、按照《煤矿安全规程》规定，必须查清矿区及其附近的地面水流系统的汇水、渗漏情况、疏水能力和有关水利工程的情况，因地制宜，统筹安排，制定蓄、疏、防、排相结合的防治措施。

4、地表水治理措施：

我矿主平硐建在平坦地段，通过采取防洪措施，开掘了防洪排水沟，进风井及回风井井口位置均高于历时最高水位，但防止大气降水和地表水渗入井下是保证矿井安全生产的第一道防线，决不可疏忽大意，为防止雨季地表水涌入矿井，具体应做好以下几点：

（1)建立专门的防洪(汛)机构，由矿调度室、地测科、基建科三个部门组成三防领导组，机构人员每年雨季每次降雨前后，必须派专人检查矿区及其附近的地面有无裂缝、老窑陷落和岩溶塌陷等现象，发现漏水情况必须及时处理，必须组织落实好这一工作。

(2)矸石、炉灰、垃圾等杂物，不得堆放在雨水可能冲刷到的地方以免冲到井口附近和煤仓内堵塞下水通道，必须在矿井工业广场及井口附近修筑可靠的排水沟，防止地表水经斜井灌入井下。

(3)为防雨水渗入井下，在矿区开采范围内应采取填坑、补凹、整平地表等措施，容易积水的地点应修筑沟渠排泄积水，修筑沟渠时，应避开露头、裂缝和透水岩层，特别低洼地点不能修筑沟渠排水时应填平压实，如果范围太大无法填平时，可建排洪站排水，防止积水渗入井下。

(4)春季降水后地表水以潜水的形式流入矿井老采区，地表有塌陷裂缝时，会使矿区涌水量大大增加，在这种情况下，可在井田外缘或漏水区的上方迎水流方向修筑排水沟，将水排至影响范围之外。

(5)地质勘探队原来使用的报废钻孔，必须及时封孔，防止地表水和含水层的水流入井下。

三、井下防治水措施 1．查明水源：

地下水源是看不见的，只有通过勘测，掌握老窑及采空区的积水以及主要含水层、充水断层和裂隙的分布，从而定出矿井的积水线、探水线与警戒线。

2．探放水

探水

(1)井下生产必须执行“预测预报、有掘必探，先探后掘、先治后采”的原则。

(2)凡遇到下面情况都必须停止掘进，进行探水：

①掘进工作面接近溶洞、含水层(流砂层、冲积层、各种承压水的含水层、含水断层或与地面大量积水区相通的断层)；

②掘进工作面接近被淹井巷或有积水的小窑或采空区；

③上层积水，在下层进行采掘工作，两层间垂直距离小于采煤工作面采高的40倍或小于掘进巷道高度的10倍；

④在边探边掘区内掘进时，掘进长度达到允许掘进长度；

⑤采掘工作面发现出水征兆或接近各类防水煤柱时；

⑥接近可能同河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时；

⑦接近有水或稀泥的灌浆区时或接近其他可能出水地区时。

(3)探水前应注意如下问题：

①加强靠近探水工作面的支护，以预防突水冲垮煤壁及支架；

②检查排水系统，应根据预计出水量确定是否加大排水能力，清理水沟、水仓使其畅通和起缓冲作用；

③水压较大时，探水孔要设套管，以便安装水阀控制放水量，特别危险的地区还要选择坚固地点，砌筑水闸墙；

④深水工作地点要安设电话，以便能及时与调度室和中央泵房联系。

(4)探水时注意事项：

①探水地点要确保与相邻地区的工作地点的联系，一旦出水，要马上通知水害威胁地区的工作人员撤到安全地点。

②打钻时，要时刻观察钻孔的情况，发现煤层疏松，钻杆推进突然感到轻松或顺着钻杆流出来的水超过供水量时，都要特别注意，这些都是接近或钻人积水地点的征兆。碰到这种情况，要立即停止钻进，进行检查。如果孔内水很大，喷射较远，必须马上固定钻杆，背紧挥水工作面，如加固煤壁及顶底板。

③探水工作面要经常检查瓦斯及其他有害气体，当瓦斯含量达1％时，必须停止钻进；达到1.5％时，必须停止工作，使其降至1％以下，方可开动机器。

放水(疏干)

(1)疏放老空水，有下列几种方法：

①直接放水。当水压不大，不致超过矿井排水能力时，可利用探水钻孔直接放水。

②先堵后放。当老空水与溶洞水或其他巨大水源有关系，动水储量很大，一时排不完或不可能排完的情况下，应先堵住出水点，然后排放积水。

(2)疏放含水层水。它包括地面疏放水、用井下疏水巷道疏水等。前者适用于埋藏较浅、渗透性良好的含水层。后者适用于已摸清水源，并预算出涌出量的情况下。

(3)放水时的注意事项：

①放水前必须估计积水量，并要根据矿井排水能力和水仓容量控制放水数量及放水眼的流量。

②要经常观测钻孔中水量变化情况，特别放老空积水时，当水量变小或无水时，应反复多次下钻至原孔深度或超过原孔深度，以防钻孔被堵塞，造成放干积水的假象，避免掘进时发生事故。

③放水过程中，应经常检查孔内放出的瓦斯及其他有害气体的含量，以便采取措施。

3、留设防水煤柱

留设防水煤柱的目的是为了截止井上、下各种水源的通道。确定煤柱尺寸，必须考虑到被隔水源的压力、流量、煤层的赋存状况等各种因素。

防水隔离煤柱因作用不同，大致分为井田隔离煤柱、断层防水煤柱、被淹井巷之间的煤柱及防止潜水及流砂等流人巷道而留设的煤柱。

4．截水和堵水

(1)截水。为了使井下局部地点的涌水不致波及其他地区，需要在涌水的巷道中设置水闸门或水闸墙。

(2)堵水。注浆堵水是将专门制备的浆液通过管道压人地层裂隙或孔洞，经凝结、固化后达到隔绝水源的目的。

5、井下老巷水治理措施

我公司井田周边小窑分布部较多，采掘情况比较复杂，除了砂石矿在生产外，其它所有矿井均现已全部关闭，尽管小窑采掘图纸资料齐全，但是在接近矿界开采时还必须提高警惕，做好防治水工作，为了防止水害事故的发生，确保矿井生产安全，特制定以下措施：

（1）、做好301、402盘区工作面地质和水文地质观测工作，查明采区水文情况，采取探放水措施，探水后消除了水害威胁才能进行采掘作业，绝不能为了赶生产怕麻烦而存有侥幸心理。

（2）、301盘区工作面严格按照《煤矿防治水规定》进行探放，掘进时应在巷道的正前和巷道的上帮进行钻孔探水，钻孔布置：三组钻孔，每组3个孔；上山掘进时，一定要在巷道正前和左右两帮（必要时上下）进行探水，钻孔不少于5组。决不能蛮干，必须坚持“有掘必探,先探后掘”的原则,探明水源后制定相应的防水措施。

（3）、在调查和探测到水源后，最安全的方法是预先将采区水源全部或部分疏放出来，达到安全生产的目的。

（4)、在探查到水源后，由于条件所限无法放水，或者能放水但不合理，需采取隔离水源和堵截水流的防水措施，必须执行以下防治水措施：

①是设隔离煤(岩)柱防水，为防止煤(矿)层开采时各种水流进入井下，在受水威胁的地段留一定宽度或厚度的煤(矿)柱，防水煤(矿)柱尺寸的确定应考虑到含水层的水压、水量、所开采煤(矿)的机械强度、厚度等因素及有关规定，并通过实践综合确定；

②是设隔水帷幕带防水。隔水帷幕带就是将预先制好的浆液通过由井巷向前方所打的具有角度的钻孔，压入岩层的裂缝中，浆液在孔隙中渗透和扩散，再经凝固硬化后形成隔水的帷幕带，起到隔离水源的作用；

③是突水堵截。为预防采掘过程中突然涌水而造成波及全矿的淹井事故，通常在巷道一定的位置设置防水闸门和防水墙。

四、排水系统检查维护

1、排水能力要达到以下要求。

水仓的排水设备排到平硐水沟，盘区水仓由同类型的3台泵组成，一台工作、一台备用、一台维修，工作泵应能在20h内排出一昼夜的正常涌水量：除检修泵外，其他水泵在20h内排出一昼夜的最大涌水量。井筒内应装备2路相同的排水管，其中1路工作，1路备用。

2、盘区水仓由两个独立的巷道系统组成。每个水仓的容积，应能容纳2～4h井下正常涌水量。

五、使用探水机械要注意如下事项：

1、加强探水钻眼附近巷道的支架，背好顶、帮，工作面及时支护，以防水冲垮煤壁和巷道支架。

2、探水工作地点要挂牌，明确探水眼位置、方向、眼数、钻孔深度。打钻前要清理好巷道，准备好水沟和放水巷。并装有和调度室联系的电话。

3、探水工作面要经常检查瓦斯，要加强通风。

4、水压大的探水眼要装套管，装水闸阀，便于调节水量

5、清理井下排水沟、储水仓，保障水沟畅通，水仓达到应有容量。

6、加强排水设备检修维护，保持完好。

六、透水预兆与紧急处理措施

(一)发生矿井水灾突水的预兆

1、本来是干燥光亮的煤，变得发暗潮湿，无光泽，空气变冷。

2、出现雾气。井下空气中含有大量水蒸汽，湿度较大，当采掘工作面接近积水区时，空气骤然变冷，水蒸气变成雾气。

3、煤岩壁挂汗。

4、挂红。煤壁浸出的水发涩，有H2S臭味，附着在裂隙表面有暗红色氧化铁水锈。

5、煤层发出嘶嘶水叫。

6、地板鼓起，有时出现压力射流，水有甜味。

7、顶板来压，产生裂缝，出现淋水。

（二）发现透水预兆的紧急处理

1、不管发现上述何种透水预兆，都必须立即停止掘进迎头工作，向调度室汇报情况并及时采取安全措施。

2、采取边探边掘，探水眼必须超前掘进巷道，达到要求的超前安全距离。

3、若是水情紧急，透水即将发生，必须立即发出警报迅速采取果断措施进行处理。防止透水事故发生，防止淹井，并及时撤出所有受水害威胁地点的人员。

4、如果透水已经发生，各工作地点人员必须沿上山向高标、高巷道往上撤离水区。

(三)、矿井突水事故的抢救处理

1、矿井一旦发生突水事故，事故地点人员应按《矿井灾害预防处理计划》的规定及时向调度室汇报，并通知、组织受灾影响范围人员按避灾路线撤离灾区。

2、矿调度室接到事故电话后应向矿领导汇报，通知救护队及相关部门。

3、成立救灾指挥部，有组织地按步骤处理灾害。

4、救灾指挥部应迅速判定水灾性质、了解突水点影响范围、搞清事故前人员分布、统计撤离出井人员，分析被困人员躲避地点；根据突水量大小和矿井排水能力，积极采取排、堵、截水的技术措施。如果是老窑积水，可选择排水方法处理涌水；如果是地表水透入井下，应首先采取措施拦截地面漏水通道，然后加强井下水的排放。可根据具体情况采取几种措施同时并用。同时，必须尽快恢复灾区通风，防止瓦斯和其它有害气体积聚和发生熏人事故。排水后，进行侦察抢险时，要防止冒顶，掉底和二次突水事故的发生。

5、发生透水事故，指挥人员仍应本着“救人是第一任务”的原则，争时间抢速度，采取有效措施使他们早日脱险。透水事故发生后，应正确判断遇险人员可能躲避的地点，科学分析该地点是否具有人员生存的条件，然后积极组织力量进行抢救。当躲避地点比外部水位高时，遇险人员可能生存，对于这些地点的人员，应利用一切可能的方法(打钻或掘一段巷道)向他们输送新鲜空气、饮料和食物，以延长待救时间。当避难地点比外部水位低时，存在两种情况：

(1)突水时洪水能直接涌入位于突水点下部的巷道(如平巷、下山)，并把他们淹没，一般情况下，这些地点不会有空气存在，也就不具备人员生存的条件。然而，多次出现过人员躲在这些巷道高冒处获救的案例。

(2)当突水点下部巷道全断面被水淹没后，与该巷道相通的独头上山等上部独头巷道，如不漏气，即使低于外部最高水位时也不会全部被淹没，仍有空气存在。在这些地点躲避的人员具备生存的条件，如果避难方法正确(心情平静、适量喝水、躺卧待救)是能生还的，突水事故发生后，有些地点具有人员生存条件的，即使躲避较长时间也不至于生存无望。对于那些低于外部水位的避难地点，则严禁打钻，防止独头空气外泄，水位上升，淹没遇险人员。最好的办法是加速排水，即早日营救他们。

6、透水事故井下被困人员的生存条件和救护时的注意事项：

（1）、井下避难人员生存的空气条件：

在下列条件下，避险人员有生存可能：02≥10％，C02≤10％，CO≤0.04％，H2S≤0.02％．NO<0.01％，S0<20.02％。平卧不动时每人耗氧量0.237L/min，呼出CO量为0.197L/min。若避难人员年轻、性情急躁，不能安静平卧待救，每人耗氧量按0.3L/min-0.4L/min计算。（2）、井下避难人员生存的食物条件：

人的生存除空气外，还需要食物。突水后遇险人员食物缺乏，靠喝水、啃坑木、棉衣、煤块、电线等物维持生命。事实上这些东西毫无营养价值。不能被人体吸收，也根本消化不了，吃下去只能把胃撑起来，减少饥饿痛苦而已。水是人体的重要组成部分，人体有78％是由水组成的。水虽无营养价值，但人在断食情况下，喝水可以促进新陈代谢，消耗体内储存的糖、蛋白质，以维持人体能源供给。被困人员要有水喝、有空气，就可以生存一段时间。

7、抢救长期被困井下人员时的注意事项：

（1）、禁止用灯光照射他们的眼睛(可使光束避开他们的眼睛，或用红布，衣片罩住灯光，使光线减弱；或用布蒙住他们的眼睛)。（2）、保持体温，进行体检并给予必要的治疗(包扎、输液等)，不能立即抬出井口，应分段搬运到安全地点，让其逐渐适应环境。（3）、不能吃硬食和过量食物，以免损坏消化系统；短期内不要让其亲友探视，以免过度兴奋造成血管破裂。

七、调度室牵头在每年雨季来临之前必须搞好“雨季三防”工作，详细排查地面排水防洪设施，认真落实三防工程。同时还要密切关注井下防治水工作，对有掘必探工作以及有目的的探放水工作要跟踪落实具体情况，并且做好上传下达工作，确保信息畅通。

综采工作面防治水技术 篇3

冀中能源峰峰集团有限公司万年矿 河北省 056302

随着我矿开采年限的增加，2号煤层可采储量频临枯竭，因此开采9号煤层提高我矿可采储量、延长服务年限重中之重的工作，开采9号煤层首要解决技术问题是对影响开采的各种水害威胁进行分析研究与治理。

一、13902工作面概况

13902工作面位于±0北翼采区，南为北翼轨道大巷，西邻武安庄晏双增煤矿和13226工作面采空区，东为F6号断层，北为万年矿上覆2号煤层13227采空区。工作面走向长497m，倾斜长100m，煤层平均厚度2.0m，工作面与上覆2号、4号煤层间距分别为90m、60m。工作面可采储量约18万吨。该工作面为我矿开采-50m以浅下组煤的首采工作面。

13902工作面地面位于地面位我矿工业广场北侧，以农田为主，无较大建筑物。本区工作面开采煤层为9号煤（下架煤），煤层较稳定，煤层倾向320?～340?，倾角1?～5?，平均3?，工作面煤层底板标高-26m～ -48m。工作面外侧主要有F6（H=60m）、F6-2（H=8m）两条断层。 二、水害分析

经过对本区开采9号煤层的水文地质条件分析，13902工作面开采所受的主要水害威胁为：小煤矿采空区积水、大青灰岩含水层、奥陶纪灰岩含水层。

1、小煤矿采空区积水水害威胁：巷道布置在庄晏小煤矿开采范围内，对小煤矿调查的原始资料查阅，小煤矿开采到4号煤层；由于小煤矿在生产中无原则性越界、越层乱采及虚报、瞒报生产资料，甚至有些开采工程根本无资料，因此在本区域开采9号煤层存在小煤矿老空水水害威胁。

2、大青灰岩含水层：含水层厚度4.52m。裂隙发育，为9#煤间接底板，下距9#煤3.0m左右。富水性不均匀，局部富水性强，由于本区断裂构造较为发育，可能与奥陶系灰岩含水层水力联系密切，所以会对工作面开采造成一定程度的影响。根据《万年矿-50m以浅下组煤开采水文地质条件评价报告》，由于首采工作面大部分位于奥灰水位以上，参照局部含有残存水的伏青灰岩涌水量估算方法，揭露大青灰岩的涌水量0.5—1.0m?/min，对掘进回采无威胁，但要增加排水量。

3、奥陶系灰岩含水层：含水层厚度约70～230m，位于9#煤层下部，该含水层富水性强，本区奥灰顶面距9#煤底板隔水层一般厚度20m左右。经过对工作面附近W11、W15的水位观测，水位标高-25m左右，工作面最低标高-48m，通过计算其底板最大突水系数为0.0215，（T=P/Ha=0.43/20=0.0215）。虽然突水系数小于0.06MPa/m，但9#煤层于奥灰强含水层之间的隔水层厚度小（仅20m左右），在掘进及回采中受矿压影响，小断层、裂隙活化，存在奥灰水涌入巷道或工作面威胁。

二、下组煤开采水害防治的工作思路

开采井田浅部9号煤層面临的防治水技术问题主要是：查清小煤矿开采范围及开采层位，健全排水系统，建全井下含水层水位观测系统，建立水文观测网络，并与开掘工作面超前探水和回采工作面采前地板水文地质探查及底板注浆相结合，对掘进工作面超前探测小煤矿采空区及导水构造工作，分析工作面水文地质条件，采前评价对底板进行注浆加固，落实水害治理措施后在进行安全回采。

三、防治水措施具体实施

1、开采9号煤无疑会增加我矿±0水平北正巷涌水量，基于我矿目前北正巷水沟排水能力富余量已经不大，因此开采9号煤之前提前将±0水平北副巷水沟挖通，保证掘进及回采前可以正常排水。

2、在出煤及运输两条巷道施工水闸门并经严格试压验收。将其9号煤隔离开采，以防在水患发生时，能够使矿井分区隔离，缩小灾情影响范围，控制水势危害，确保矿井安全。

3、13902工作面掘进中加强对底板导水构造及小煤矿采空区的探查。查阅原始资料及地面调查相结合的方式确定积水线、探水线、警戒线；依据本区域2号煤层已有的地质资料分析9号煤层地质构造；掘进中采取超前探水措施，坚持“逢掘必探、先探后掘”原则，物探与钻探相结合的方式探清掘进前方无水害隐患后再掘进至允许掘进位置进行下一次探测保证巷道安全掘进。

4、工作面形成后对于水位以下区域进行水文地质探查和底板注浆加固。 a、注浆范围：根据902工作面实际标高及奥灰水位按回采底板的破坏深 度10m，在工作面煤层底板标高-25m以下为注浆加固范围，运料巷（切眼往外102m）溜子道（切眼往外126m）注浆面积为15400m?。

b、注浆钻孔要求：钻孔设计以斜孔为主，使钻孔揭露尽可能的长的底板含水层及裂隙发育带，以查明工作面底板含水层及裂隙发育带的水文地质特征。

c、注浆及钻孔终孔层段：主要选择在工作面底板下10～15m层段，该段岩性为10号煤、粉砂岩与细砂岩，发育有孔隙、裂隙，具备注浆条件，再向下的泥岩与铝土质泥岩一般不适于注浆，工作面底板至10号煤顶板细砂岩，因距底板较近，该段大部将处于后继采动破坏的范围之内，失去了加固意义。因此，注浆加固段选择在10号煤层以下的层段为主。注浆钻孔在施工未达到目的层时出水，对钻孔进行注浆，凝固一定时间后进行扫孔，扫孔时仍出水，继续注浆直至不出水或微小出水。

d、底板注浆加固：（1）、底板注浆加固基本是在隔水层层中进行的，所注层位的裂隙一般也比较细小。因此，采用的注浆步骤如下：注浆前，先注清水，一方面冲洗裂面，清理注浆通道；另一方面根据吃水情况确定注浆泵初识排量和浆液参数调控范围，然后进行注浆加固。开始时多采用的是稀浆，具体情况视钻孔吸水率而定，采用水灰比1.5：1或2：1甚至3：1，而后逐渐改用浓浆（1～0.75）：1，这样效果比较明显。（2）、当钻孔出水量较大（10m?/h），且通过水样确定为奥灰水时，通过对奥灰顶部或隔水层底部实施注浆充填改造，以及对隔水层中可注浆层位进行注浆，将其薄弱带的裂隙水挤走，从而截断隔水层的裂隙水与底部奥灰水的沟通联系。（3）、注浆验证：全面注浆后，检查孔对注浆效果进行了验证及补注，所有钻孔涌水量基本无水或微小，通过注浆工程大大增强了底板隔水层的阻水性能，起到了加固目的。通过钻孔注浆量分析本区域底板裂隙不发育且钻探探查工程量较密，对于底板发育的裂隙达到了控制和注浆封堵的目的，工作面可以安全回采。

四、结束语

综采工作面防治水技术 篇4

关键词：综采工作面,防治瓦斯超限,煤矿

0 引言

为了实现瓦斯地质条件复杂采煤工作面, 回采期间零瓦斯事故, 河南能源焦煤公司中马村矿在27011工作面回采期间试着采取了多种技术措施, 在瓦斯零超限的情况下实现了工作面的回采结束。

1 工程概况

中马村矿为煤与瓦斯突出矿井。27011综采工作面回采煤层为二1煤层, 此工作面位于27采区东翼上部, 设计走向长度511m, 倾斜长度83m, 煤层倾角平均11°, 煤厚平均3.6m, 煤层存在夹矸和分叉现象。煤层透气性差, 煤质较软, 瓦斯地质复杂, 回采期间极易发生瓦斯超限事故, 严重制约工作面安全回采。为了确保工作面能够在杜绝瓦斯超限的情况下安全回采, 经过矿井相关人员研究决定, 工作面作业方式为“三八”作业制, 一班采取防治瓦斯超限措施, 两班组织生产。

2 工作面防治瓦斯超限成套技术

2.1 矿井各部门统一、协调管理

中马村矿将27011综采工作面防治瓦斯超限列为矿井A级薄弱环节管理。由综采队作为此工作面防治瓦斯超限的主体, 矿领导、安监科、调度室、防突科等职能部门作为措施监督落实的主体, 矿井制作矿薄弱环节管控安全确认表放置在工作面现场, 各级监督人员必须定期对工作面防治瓦斯超限措施的落实情况进行确认。

2.2 加强通风系统和监测监控系统管理

2.2.1 加强通风系统管理

对工作面通风系统进行优化, 确保工作面供风量不低于1200m3/min。工作面切眼上、下安全口不得堆放设备、材料等, 进、回风巷道堆放的设备、材料占用巷道的断面积严禁超过巷道总断面积的1/3, 确保有足够的通风断面。工作面上隅角超前工作面切顶线两排提前回棚, 并在上、下隅角老塘侧设置挡风帘, 减少风量损失。必须保证回风巷正反向风门和调节风窗的完好, 严禁同时打开两道风门, 回风巷风眼内不得存放杂物。

2.2.2 加强监测监控系统管理

工作面安设监测监控系统, 确保灵敏可靠, 全方位监测工作面瓦斯变化情况。回风巷风门外安设监测分站1台, 型号为KJ101-F2型, 工作面内安设瓦斯传感器6部, 型号为KJ101-45B型。

瓦斯传感器T0安装在工作面上隅角, T1安装在距上安全口10m以内, T2安装在回风口以里10~15m位置。T3安装在距下安全口10m以内。T中在回风巷中间, T车安装在绞车房内。瓦斯传感器吊挂在顶板完好的地方, 距顶板不大于300mm, 距巷帮和切顶线均不小于200mm, 不大于500mm。瓦斯传感器T2、T中报警、断电浓度均≥1.0%, T3、T车报警、断电浓度≥0.5%, T0、T1、采煤机机载瓦斯断电仪报警浓度≥1.0%、断电浓度≥1.5%。瓦斯传感器T0、T1、T2、T3、T中、T车:工作面切眼及运输巷、回风巷中全部非本质安全型电气设备, 采煤机机载瓦斯断电仪断采煤机电源。瓦斯传感器复电瓦斯浓度:T0、T1、T2、T中及采煤机机载瓦斯断电仪瓦斯浓度数值<1.0%, T3、T车瓦斯浓度数值<0.5%, 方可人工复电。当工作面回风巷风流中瓦斯浓度≥1.0%或者二氧化碳浓度≥1.5%时, 必须停止工作面一切工作, 停电落锁, 将工作面和回风巷中所有人员撤出到全风压新鲜风流的巷道中, 查找原因并采取针对性措施进行处理。只有工作面和回风巷内风流中瓦斯浓度<1.0%, 方可人工复电恢复工作。瓦斯传感器每十五天必须使用标准气样校验一次, 并对瓦斯电闭锁功能测试一次。

2.3 工作面上隅角瓦斯治理

由于工作面上隅角易积聚瓦斯, 工作面回采期间采取以下措施进行上隅角瓦斯的管控。

2.3.1 在上隅角设置挡风墙, 阻挡采空区瓦斯向外涌出, 垒设挡风墙时遵循下列规定

(1) 回风巷超前煤壁线1~2棚将工钢梁替换成木梁, 巷道上帮的工钢柱替换成单体柱, 上端头π型钢大梁始终托住木梁 (大梁间距700±50mm) , 在上隅角切顶线处用编织袋灌装碎煤并层层码放, 垒设成一道挡风墙;

(2) 挡风墙内侧严禁有工钢或其他金属物品, 防止碰撞产生火花;

(3) 挡风墙必须顶部紧接巷道顶板, 上帮紧贴巷道上帮, 下帮与端头支架衔接紧密, 挡风墙整体与巷道上帮的夹角成100~120°;

(4) 在挡风墙的缝隙处用黄泥抹严实, 防治瓦斯从缝隙处涌出;

(5) 挡风墙必须及时随工作面的推进而前移。

2.3.2 上隅角使用抽采管抽出积聚的瓦斯, 设置移动瓦斯抽采泵并连接专用抽采管路, 经工作面回风巷通向上隅角挡风墙抽采瓦斯, 具体规定如下

(1) 回风巷铺设抽采管路使用Φ250mm聚乙烯管, 管路末端距上安全口距离不得大于20m, 并从主管路末端设置两个Φ100mm的接头, 引出两根Φ100mm钢丝软带管通向上隅角;

(2) 两根钢丝软带管置于上隅角挡风墙顶部, 第一根管距回风巷上帮100±50mm, 第二根管距第一根管100±50mm, 两根管的末端距挡风墙老塘侧不得小于300mm, 并前后错开300~500mm, 抽采管随挡风墙的前移而前移;

(3) 随着工作面的推进, 必须及时掐主管路, 并保持抽采管路的顺畅。

2.3.3 在工作面的上隅角老塘侧吊挂风障, 引导风流吹向上隅角, 稀释瓦斯浓度, 具体吊挂要求如下

(1) 上隅角风障的吊挂必须接顶接底, 风障上帮贴回风巷上帮, 下帮贴工作面最后一架前立柱;

(2) 当班工作面专职瓦斯检查员负责指导工作面上端头工人吊挂风障, 并经常检查上隅角瓦斯浓度, 及时调整风障的角度;

(3) 上端头施工的人员在窜大梁时, 严禁将上隅角风障全部放下, 每窜一棚大梁, 对应放下一棚距离的风障, 每窜好一棚大梁后及时恢复风障。

2.3.4 上端头工人在施工时要使用高压水将顶、帮全部洒湿, 保持上隅角范围内工钢棚、单体柱、π型钢梁等湿润, 上隅角范围内严禁硬物撞击产生火花, 消除瓦斯积聚引起瓦斯爆炸的危险。

2.3.5 工作面在割移期间上隅角不得回放工钢棚、不得拆移挡风墙, 以免造成上隅角瓦斯大量涌出;在工作面割煤移架停止期间, 上端头工人方可拆移挡风墙及前窜瓦斯抽采管;拆移风墙时要从上往下逐袋拆移, 不得大面积拆移。

2.4 抽采工作面残存瓦斯

每天8点班在工作面煤壁施工浅孔抽采钻孔, 抽采煤层瓦斯, 浅抽钻孔控制全煤厚 (工作面距上下安全口15m范围内为瓦斯卸压带, 可不布置钻孔) 。钻孔共设计两排, 上排18个钻孔、下排36个钻孔。上排孔垂直于煤壁, 孔深不小于15m, 孔间距3m, 开孔位置距底板1.2~1.6m;下排孔倾角-30°, 可根据煤厚情况对下排孔倾角进行±5°调整, 孔间距1.5m, 开孔位置距底板0.3~0.6m, 下排孔应穿过煤层见矸底。工作面抽采主管直径为Φ150mm的钢丝软带管, 抽采支管采用直径Φ25mm橡胶管, 封孔管直径Φ25mm无缝钢管, 封孔管长度1.5m, 简易封孔后利用移动泵进行连抽。采煤机附近的钻孔待采煤机通过后要及时连抽, 甩掉的钻孔离采煤机的距离不得大于6m。如图1。

在回风巷布置高位抽采钻孔, 抽采采空区瓦斯, 回风巷煤壁线以外每隔40m布置一组高位孔, 每组4个。1#~4#钻孔孔间距0.5m。使用ZDY-4000S钻机, 采取水力排渣施工工艺。可根据施工地点地质及支护情况适当调整钻孔坡度, 误差±2°, 钻孔开口位置误差±500mm。如表1。

封孔前要用水将钻孔内残余钻屑冲洗干净, 确保封孔质量。封孔采用Φ50mm聚乙烯封孔管, 封孔时管与管对接紧密, 确保封孔后密封不漏气。

采用袋装矿用合成树脂封孔工艺封孔, 封孔深度不低于15m。0~1m用水泥砂浆固孔, 封孔管2m处与12m处各用3袋 (共6袋) 矿用合成树脂“对开”封孔;12~15m为花管, 用窗纱包裹。打好的新钻孔必须及时进行封孔连抽, 时间不得超过24小时。

3 效果分析

27011综采工作面自2013年5月开始回采至2014年3月回采结束, 通过采取加强工作面通风系统和监测监控系统的管理、实施煤壁浅孔抽采瓦斯、上隅角垒设挡风墙并插管抽采瓦斯、回风巷高位钻孔抽采瓦斯等成套技术, 风流中瓦斯控制在了1.0%以下, 实现了本瓦斯零超限。

4 结论与建议

针对27011综采工作面煤层瓦斯含量高、绝对瓦斯涌出量大, 煤质软、瓦斯透气性差, 在回采期间易瓦斯超限的特点, 施工队伍有的放矢, 研究并实施了综采工作面防治瓦斯超限成套技术, 工作面安全回采结束, 防治瓦斯超限效果良好, 希望可以为其它类似工作面回采治理瓦斯起到借鉴作用。

参考文献

[1]徐永圻.煤矿开采学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

[2]张国枢.通风安全学 (修订版) [M].中国矿业大学出版社.

综采工作面防治水技术 篇5

关键词：强冲击倾向性,停采线,卸压爆破,微震监测

1 矿井概况

宽沟煤矿含煤地层为中侏罗统西山窑组, 含可采及局部可采煤层7层, 煤层平均厚度1.22m-9.5m;矿井相对瓦斯涌出量为1.69m3/t, 绝对瓦斯涌出量为4.98m3/min, 为低瓦斯矿井;煤层为不自燃-易自燃煤层;煤尘爆炸性指数值在26.34-42.96%之间, 煤尘具有爆炸性。根据判定煤层冲击倾向性4个指数各自特性, DT和UCS的隶属度各为0.3, WET和KE的隶属度各为0.2。判定宽沟煤矿B4-1煤属于Ⅲ类, 为具有强冲击倾向性的煤层。

E1148综采工作面开采煤层为B4-1煤层。平均埋深317m、走向长度1703m, E1148 (1) 倾向长135m, E1148 (2) 倾向长102m, 煤层倾角10-16°, 煤层平均厚度为4.2m, 采高3m;煤层顶板从下往上:直接顶为粉砂岩, 厚度5.7m;煤层B4-2, 平均厚2.5m;老顶为粗砂岩, 厚度大。底板岩层从上往下:直接底为层状中砂岩, 厚度5.2m;老底为粗砂岩, 厚度12.99m。

E1148综采面与上覆B4-2煤层层间距平均为9.4m。一采区西翼B4-2煤层已回采了两个工作面, 即E114 (2) 1、E114 (2) 2。E1148综采面上顺槽以南为实体煤岩层。下顺槽以北为E1146采空区, 两面之间留设50m煤柱。如图1所示。

文章基于宽沟煤矿E1148工作面推至距上部E114 (2) 2停采线的地质条件, 运用微震监测、pasta-m试验所监测出的高应力区域, 并针对高应力区域制定出了相关的矿压防治解危措施, 减少和消除了工作面的冲击矿压危险性, 保障了工作面的安全回采。

2 高应力区域的分布状况

2.1 微震监测结果

(1) 微震事件监测分布区域

矿震是由采矿活动引起的, 在采掘活动或构造应力的影响下, 煤岩体积聚的大量弹性能突然释放, 造成工作面或巷道围岩破裂、滑移和突然卸压。在具有坚硬厚层顶板、构造区 (断层、褶曲) 、覆岩活动剧烈的矿区容易发生大的矿震。开采区域内产生的矿震活动多少和能量的大小, 直接显示着工作面的应力集中情况。

如图2所示, 2013年10月份高能量微震事件分布平剖面图。微震事件发生在工作面采掘空间周围及超前工作面范围。

高能量事件主要集中在三个区域, 区域一:在工作面下部顺槽超前支承压力影响范围, 区域二:距离E1142 (2) 2停采线前方50m至工作面范围, 区域三:停采线位置及过停采线150m区域。

为2013年11月份微震事件分布。根据微震监测结果, 小能量事件居多, 高能事件主要集中在工作面的中部, 加强工作面中部的监测。

综上分析, 微震监测危险区域为: (1) 工作面下部区域。主要为工作面下部超前支承压力影响区域。 (2) 工作面中部区域。高能事件主要为中部顶板的活动影响。

(2) 微震监测危险区域的确定。

根据微震监测结果, 划分重点监测和防治区域如下:a.区域I:超前支承压力影响区域。受E114 (2) 2停采线影响, 综合确定微震监测确定超前支承压力影响区域为100m, 在该区域覆岩活动频繁, 高能量事件频发。b.区域II:工作面工艺巷顶板活动剧烈的区域。在停采线前100m, 该区域覆岩活动的层位高, 最高达到顶板上方50m, 主要集中高度在顶板上方20m。

2.2 PASAT-M探测结果 (1) 探测区域分布云图

图4为E114 (2) 2停采线前后区域波速分布情况, 整体波速水平高, 波速值分选程度高, 主要分布在2.0~5.0m/ms内, 平均波速3.0m/ms。

(2) 探测危险区域。

根据PASAT-M探测结果, 确定E114 (2) 2停采线危险区域: (1) 区域I:869.4~918.4m范围。该区域为强冲击危险区域。 (2) 区域II:726~820m范围。该区域为中等危险区域。

3 E1148工作面过E114 (2) 2停采线前后防冲技术

工作面冲击地压的防治方法及手段主要有顶板卸压爆破、煤柱侧向顶板爆破、煤体卸压爆破等技术。

3.1 顶板卸压爆破

根据钻孔资料及在工作面推进过程顶板岩层的窥视结果, 工作面坚硬顶板砂岩, 厚度在17.5m, 而且层间岩层裂隙发育, B42顶板粗砂岩完整性好。针对工作面顶板结构, 最终确定顶板处理高度为20m。

3.1.1 巷道超前预裂爆破

超前工作面50m进行顶板超前预裂。上顺槽布置两个超前预裂孔, 下顺槽布置两个超前预裂孔, 工艺巷布置四个超前预裂孔, 根据前期实施情况, 该危险区域循环步距10m, 炮眼直径75mm。如图5所示。

3.1.2 煤柱侧向顶板爆破

为降低因北部E1146工作面采空区侧向压力的影响, 同时快速的释放50m煤柱内的应力, 根据现场的实际情况, 在煤柱侧施工顶板爆破孔。

循环步距10m, 每循环共布置1个炮孔, 钻孔长度30m, 垂直巷道走向中心线布置, 钻孔和水平面的夹角29°炮孔布置如图4-2所示。

3.2煤体解危方案

根据PASAT-M探测煤体应力异常区域结果, 在应力异常区域进行煤体爆破卸压。

区域I:应力异常区爆破方案。在该区域布置10个煤体爆破孔, 间距5m, 爆破后进行钻屑检验。当工作面推进至该区域时, 在煤壁位置进行该区域爆破。

区域II:应力异常区爆破方案。在该区域布置25个煤体爆破孔, 距离联络巷29m施工第一个爆破孔, 间距5m, 爆破后进行钻屑检验。当工作面推进至该区域时, 在煤壁位置进行该区域爆破。

4 结束语

(1) E1148工作面距E114 (2) 2停采线60m-100m时工作面超前支承影响范围已经与上部的停采线的影响双重叠, 该区域微震事件及能量都相对增加, 解危需在超前工作面100m-150m进行。

(2) 解决宽沟煤矿E1148工作面冲击矿压问题的关键是处理好工作面上方的坚硬顶板, 通过煤体卸压爆破和顶板卸压爆破, 可快速的释放高应力, 减少能量的聚集, 以达到减少或消除冲击矿压的目的。

(3) 微震事件反映着工作面应力的分布状态即事件及能量较集中的区域为pasat-m试验的危险区域, 且以超前支护范围内活动及能量最为频繁。

参考文献

[1]窦林名, 何学秋.冲击矿压防治理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2001.

[2]齐庆新, 窦林名.冲击地压理论与技术[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2008.

综采工作面防治水技术 篇6

华润天能(徐州)煤电有限公司大刘煤矿1981年投产，主采山西组7、9煤层，目前矿井开采深度达-600 m水平，已进入衰老期。由于矿井地质构造复杂(地质构造复杂程度Ⅳ类)，在客观上造成丢煤、呆滞煤量多，进而使矿井的服务年限受到影响。为此，大刘煤矿积极探索在复杂的地质条件下进行探、找煤。

经探测，原中央采区7煤、9煤受F9断层影响，在断层处7煤与9煤对接，而在开采过程中误将断层南侧的9煤当7煤开采，从而使原中央采区部分7煤未采，使矿井新增工业储量64万t，如图1所示。但矿井主采煤层顶底板受太原组石灰岩溶隙水威胁，9煤开采后再对其上的7煤进行回采，这种上行开采方式所形成的老塘水无疑会对7煤工作面产生严重影响。为此，经综合分析后，利用南五采区生产系统采用带压放水的方式，保证了7煤工作面的正常开采。

中央采区所留7煤开采范围450～600 m。7煤平均厚度2.2 m, 9煤平均厚度1.8～2.0 m。7、9煤间距18～24 m，平均20 m，两层煤结构简单无夹矸。9煤下距1灰岩38～48 m，距3灰62 m，距4灰72 m。7煤、9煤平均倾角18°。两层煤顶底板岩性如图2所示。

2 采场底板岩体破坏规律[1,2,3,4]

煤层或岩层的开挖必然破坏其应力平衡状态，引起围岩应力的重新分布，并使之产生变形与破坏。对于煤层顶板，一般产生顶板冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。对于煤层底板，在水压和矿压的作用下也同样要产生变形和破坏。实践表明，直接位于煤层以下的底板岩层的破坏主要与开采空间周围支承压力大小和分布、支承边界条件及顶板悬露面积的大小等因素有关。在沿工作面推进方向，煤层底板岩层将出现压缩、膨胀、再压缩的过程。在煤壁前方附近，煤层底板处于支承压力的作用下而被压缩，工作面推过后，应力得到释放，底板处于膨胀状态，随着工作面的进一步推进，顶板岩层开始在采空区冒落，采空区内冒落矸石对膨胀底板又起着压实作用，并且随顶板冒落或顶板活动的结束施加给底板的压实荷载也越来越大，直至恢复或接近恢复到原岩应力状态。

随着工作面的推进，底板采动破坏和水压破坏在水平方向上呈现分段规律：采前超前压力压缩段、采后卸压膨胀段、采后压力压缩-稳定段，这“三段”在工作面开采过程中交替出现，底板岩体中的这种变形处于由张裂-稳定恢复-恢复直至闭合的交替运动中，直到工作面回采结束。

根据受采动影响的特点，底板岩体可以划分为四个区：原岩应力区，该区内的底板岩体没有受到采动的影响;超前压力压缩区，该区位于工作面前方，该区内底板岩体受采前超前压力作用而压缩;采动矿压直接破坏区，该区内的底板岩体因采后卸压而膨胀，表明底板岩体已经破坏;底板岩体破坏恢复区，该区内底板岩体应力状态又逐渐恢复到接近原岩应力状态。

3 导水裂隙带发育状态

为分析9煤开采后，顶、底板导水裂隙带发育情况及对7煤新首采面7509回采的影响，现通过FLAC2D建立一个走向长度280 m，高度150 m的模型。此模型共划分单元27 000个。边界加垂直压应力9.5 MPa，水平应力18 MPa。模拟过程中先将9煤开挖150 m，开挖后为模拟9煤顶板岩石垮落充填采空区，在该区域内又加以矸石进行充填。然后进行7煤的开采，7煤开挖以10 m的步距进行，考虑到7煤开采时工作面长度在60～80 m之间，因此，本次模拟开挖距离共70 m。

模拟结果表明： (1) 通过模拟结果分析可知，9煤只布置一个150 m的工作面时，开采后顶底板受采动影响都比较大。由塑性区分布图可以看出，顶板塑性区发育的高度为41 m，底板受拉应力破坏深度为32 m。通过垂直应力图及最大主应力图也可以看出，在该破坏区域内，应力明显降低，围岩出现屈服，但这一应力明显降低区域要比塑性区范围小，顶板高度为32 m，底板高度为26 m。另外，通过塑性区分布图也可以看出，由于该地层结构复杂，水平应力较大，9煤开采后，7煤出现明显的剪切破坏。 (2) 通过模拟云图可知，9煤开采后现进行7煤开采时稍受采动影响，9煤开采后的顶板裂隙与7煤底板重新生成的裂隙形成沟通，而此时若9煤采空区存有承压水，容易发生工作面底板突水事故。导水裂隙带的沟通主要通过受7煤采动影响使9煤顶板原破坏区再度出现剪切破坏。 (3) 在7煤开采过程中，导水裂隙带的形成首先通过剪切应力破坏围岩进行沟通，主要是在9煤采面边界与7煤采面边界形成。随7煤不断向前开采，沿走向中间位置7煤底板也开始形成拉应力破坏区并不断与9煤开采后原破断裂隙沟通。 (4) 9煤开采后在边界处所形成的应力增高区对其上7煤均有影响，其中垂直应力、剪切应力均为原岩应力的2倍以上。因此，两巷应布置在9煤所形成的卸压区内，而这种布置方式又对巷道支护质量提出更高要求。

4 中央采区开采7煤的充水原因分析

4.1 顶板砂岩裂隙水

7煤开采后，顶板沉陷冒落，底板受扰动破坏，活化9煤采后的导水裂隙带，引起顶板砂岩裂隙水和底板老空残余水渗入汇集到采场。

4.2 底板老空（老硐）水

-520～-600 m之间的9煤已开采完毕。9404工作面底板突水后该采区全部被淹没，探放老空水后，预计留有局部的悬空水和低洼处残存水，将进入7煤的采掘工作面。

4.3 采区内有封闭不良钻孔

在原中央采区716工作面溜子道尽头揭露27勘探线3号钻孔出水，出水量10 m3/h，后稳定在3 m3/h。

4.4 底板太原组四灰水

影响山西组7煤开采的底板太原组一～四灰岩，重点是四灰水。7煤与四灰之间的相对隔水层厚度为92 m，采矿对7煤四灰水头值取5.6 MPa(四灰水位-10 m)，预计开采-600 m水平的7煤突水系数为0.85。

另外，中央采区的9煤已开采完毕，采掘证实-600～-450 m之间的7煤底板为正常地质块段，无切穿四灰发生水力联络的导水断层带，在没有隐伏导水陷落柱的背景条件下进行采掘活动是安全的。

5 排水方案的确定与实施

5.1 方案的确定

利用南五采区探煤巷与掘探煤下山采用钻机探放底板老空水，将水放至-550水平，上部先形成系统先期回采。第二次放水利用重新掘进的回风下山，边掘边用钻机探放水到-600 m水平，各钻孔设计落差30 m。

利用南五采区的生产系统，沿9煤掘探煤巷进入720工作面上方，放水地点标高-521.0 m，带水压探放老空水，可提高放水效果，保证采区正常掘进和按期投产;新采区的开拓方式，改变工作面的布置，有利边掘边放水。但利用探煤巷放水安全性不高，威胁南五采区安全生产，必须首先扩大南五采区的排水能力。

5.2 扩大南五采区的排水能力

探放老空积水之前，为确保南五采区的正常安全生产，必须对南五采区泵房技术改造扩大南五采区的排水能力，消除水害隐患。南五采区水仓设在-512 m处，计算该采区正常涌水量为24m3/h，实测涌水量8～10 m3/h，采区泵房排水能力只有20 m3/h。为充分利用南五采区到-450 m水平的排水系统，水仓扩容增加到350 m3，增设两趟管路;新安装四台水泵，三台潜水泵，改造后的泵房排水能力为230 m3/h，满足中央采区探放水和今后生产需要。

6 探放老空水的效果

(1) 7煤探煤巷第1孔：孔口标高-521.9 m，探放深度为9煤老塘(原720采空区)。终孔标高-546 m，时间2007年4月17日至2007年7月22日。最大涌水量95 m3/h，实测压力1 MPa，最小涌水量1.8 m3/h，累计放水量43 569.6 m3。

(2) 7煤探煤巷第2孔：孔口标高-525.9 m，探放深度为9煤老塘(原718采空区)。终孔标高-550 m，时间2007年6月22日至2007年9月15日。最大涌水量40 m3/h，最小涌水量0.8 m3/h，累计放水量9 464.8 m3。

(3) 7509溜子道第3孔：孔口标高-504 m，探放深度为9煤老塘(原718面)。终孔标高-561m，时间2007年10月15日至2007年12月11日。最大涌水量48 m3/h，最小涌水量2 m3/h，累计放水量13 248 m3。

(4) 7509溜子道第6孔：孔口标高-573 m，探放深度为9煤老塘(原717采空区)。终孔标高-597 m，时间2007年1月8日至2008年1月31日。最大涌水量50 m3/h，最小涌水量2 m3/h，累计放水量5 057 m3。

经统计-450～-600 m老空积水量：9煤层老空积水36 577.5 m3，煤巷老硐积水量13 566 m3;7煤层老空积水20 709 m3，煤巷老硐积水7 623 m3，岩巷老硐积水10 752 m3，总计89 227.5 m3。D1、D2、3号、6号四个孔共放水71 339.4 m3，还剩17 888.1 m3，估算中央采区水位已降到-550 m，下降100 m。回风下山掘进填矸硐底板标高-557 m，巷道底板出水0.5 m3/h，说明-557 m积水有水压。

7 结语

通过综合分析中央采区7煤7509工作面的具体地质条件及上行开采对该工作面的采动影响，在完全了解该条件下工作面充水原因的情况下，采用带压排水取得了较为理想的阶段性进展，保证了整个矿井安全生产，取得了较为突出的经济效益。

摘要：通过对大刘煤矿7煤、9煤采场底板的理论、计算机数值模拟及7煤开采充水原因分析, 得出了7煤开采过程中采场有顶、底板破坏高度、塑性区分布特点及覆岩移动规律;针对上行开采条件下底板破坏和聚水特点, 提出了有效的防突水技术措施。

关键词：上行开采,防治水,断层

参考文献

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近含水层工作面防治水施工技术 篇7

煤层顶底板突水是煤层上覆和下伏含水层冲破顶板或底板隔水层的阻隔,以突发、缓发或滞发的形式进入工作面,造成矿井涌水量增加,轻者造成工作面涌水加大、延迟工程进度,重者造成淹井重大事故。因其受地质因素与开采因素控制,煤层顶底板突水危险性受控于含水层条件、隔水介质条件、导水通道条件及赋存环境条件(如地应力场条件等)。

含水层富水性的条件主要包括:承压含水层厚度、裂隙发育程度和水压等因素;隔水介质条件包括:煤层底板隔水层厚度、岩性和结构分布等;导水通道条件包括断裂构造、岩溶陷落柱和采动裂隙等。煤层顶底板突水不仅受地质条件影响,而且与采动因素密切相关。因此,煤层顶底板突水是上述因素综合作用的结果,突水机理也具有多样性。

1 技术关键

近含水层防治水技术关键在于掘进施工工艺、支护形式、岩层富水情况。施工过程中,根据相关地质资料,认真分析工作面的岩石层位及岩性,提出有针对性的解决办法。采取物探(瞬变电磁仪等)与钻探相结合的方法对工作面进行超前探测,找出岩层含水异常区域,然后采取钻探措施进行验证或放水。同时,采用工作面超前预注浆与工作面壁后注浆相结合的方法,封堵出水点,减小水患对工作面的威胁,同时可有效减少矿井的排水量,从而降低施工成本,改善作业环境。

2 使用范围

近含水层防治水施工技术适用于为生产需要而布置在煤层底板近含水层岩层中的巷道开拓工程,根据巷道设计位置的地质概况、岩石的水文地质条件,采用相应施工工艺,实现安全快速施工。

3 施工技术要求

目前,在近含水层井巷施工中,绝大部分采用缩小单循环进尺、钻机长探、工作面预注浆等方法施工。这些方法施工简单、工艺成熟,但也存在施工安全性差等缺点。近几年,随着科技的进步,煤矿探放水设备也更新换代,瞬变电磁仪超前探与钻探相结合的技术逐渐成熟,为确定工作面水患存在与否提供了科学的依据,而且为巷道的安全快速掘进提供可靠保障。因此,在实际施工过程中,往往要遵循“钻探为主,物探为辅,物探先行,钻探验证”的原则,严格做到“有掘必探,边探边掘”,确保安全生产。

当临近含水层的工作面施工前,要对巷道的地质概况进行分析,了解工作面岩石层位和富水性等情况,提前进行有效防治工作。利用YCS40(A)型矿用瞬变电磁仪进行超前探测,探测的有效距离为60 m,在超前探测无异常的情况下,向前正常掘进40 m,留设20 m的安全隔水距离,依次循环。反之,则需要进行钻探验证,工作面无异常后方可掘进,如有出水发生,则需要进行注浆封堵,将积水封堵在岩层内,以此减小水患对工作面的威胁,确保掘进工作面安全生产。

3.1 工作面预注浆的相关要求

当巷道涌水量≥20 m3/h时,则需要进行工作面预注浆:

(1)安全隔水层厚度的确定公式为

式中,t为安全隔水层厚度;L为巷道底板宽度,5.0m;y为底板隔水层平均重度,0.026 MN/m3;Kp为底板隔水层的平均抗拉强度,1.5 MPa;P为底板隔水层承受的水压,3.44 MPa(根据探水钻孔实测)。由此得出t=5.25 m。

(2)钻孔扩散半径按照3 m控制(暂定,根据实际情况作适当调整),注浆终孔位置根据安全隔水层厚度确定,不小于安全隔水层厚度。

(3)根据前期超前探钻孔实际涌水量和水压选择使用孔口管或注浆塞注浆。

(4)注浆压力选择静水压力的2～4倍(6～12MPa)。

(5)使用MK-4钻机按照注浆孔设计参数造孔,钻孔直径为95 mm。

(6)注浆材料及参数:注浆材料以水泥单液浆为主,采用P.042.5级新鲜普通硅酸盐水泥;开注时,利用单液水泥浆注浆,水灰比前期为1:0.8,逐渐加大到1:(1～1.5),若漏浆则加入水玻璃,调节浆液凝固时间,先封堵漏浆部位,水泥浆与水玻璃比为1:0.3～1:0.5,水玻璃采用模数为2.4～3.2,35～45°Bé碱性水玻璃。

(7)注浆设备:设备选用2TGZ-60/210型双液调速高压注浆泵。在工作面搭设一高1.5 m的工作台,放置1台注浆泵及操作开关。另需存放4个0.5 m3的铁桶,1个用来存放水泥浆,3个分别用来拌制水泥浆、清水和水玻璃。工作面的供风、动力电缆、照明电缆利用原有的设施。供水利用工作面水管供水,水泥浆现场拌制。

3.2 预注浆效果检测方法和要求

注浆结束后,分别选取1,3,24 h三个时间段的固结强度,首先用YCS40(A)型矿用瞬变电磁仪对预注浆加固效果进行检验分析,同时就地孔口取样进行强度测试。当单孔涌水量<20 m3/h时,说明注浆达到预期效果,工作面可以继续往前施工;反之,则需要对工作面进行二次注浆,直到符合相关要求为止。

4 应用实例

平煤股份八矿-580 m胶带大巷设计总工程量1 970 m,距二1煤层底板15 m,巷道主要在L2灰岩中上部施工,石炭系灰岩含水层为该工作面主要含水层。根据井检孔柱状及相关资料显示,L1灰岩厚4.0 m,L2灰岩厚9.0 m,L3灰岩厚3.8 m,钻孔单位涌水量q=0.009 4 L/(s·m),渗透系数k=0.000 13m/d,石炭系灰岩水位标高-297 m,水文地质类型为中等偏简单型。根据实际揭露情况,灰岩埋深均在-350 m以下,由于灰岩埋深较大,岩溶发育微弱,地下水补给条件和径流条件较差,灰岩含水层的富水性明显弱于浅部。

施工前,首先完善工作面的临时排水系统,使其具有一定排水抗灾能力,施工期间采取“预测预报,有疑必探,先治后掘,以堵水为主”的防治水方案。当工作面施工距L1灰岩垂距20 m岩柱时停止掘进,使用瞬变电磁仪对巷道左前方、正前方、右前方、下方4个方位呈180°立体扇形布置(图1),除探测掘进前方的情况外,还要探测巷道顶底板及侧帮的灰岩水情况(图2)。

探测过程中尽量避开金属异物,对有金属物影响的点要做好记录,顶板探测尽量与岩层紧密耦合,减少空间介质作用,探测点间距小于15 m。对异常体的探测与地震反射波法类似,通常采用“正常区—异常区—正常区”进行探测,记录好测线在巷道空间的位置,便于对目标异常体的有效对比。然后根据单个测点的多测道电位衰减曲线来确定工作面附近灰岩水赋存情况,当物探无异常时,向前掘进40 m,留设20 m的安全隔水距离,依次循环。反之则需要进行钻探验证,工作面无异常后方可掘进。在施工中遵循“物探先行、钻探验证、有疑必探、有水必治”的原则,既丰富了实践经验,又实现了安全生产。

5 结语

在近含水层工作面施工,极易受到地下水的潜在威胁,一旦发生安全事故,既不利于作业人员人身安全,又影响工程进度,延误工期,给国家和企业造成重大经济损失。因此,在施工时充分熟悉地质资料,采用“物探先行、钻探跟进”以及物探与钻探相结合的方法对工作面岩层含水异常区域进行探放水施工,以提高工作面施工安全系数,保证安全生产。

摘要：随着矿井开采深度的增加,工作面布置在近含水层中,由于隔水层厚度变薄,增加了矿井突水的危险性。为保证工作面安全生产,在综合分析地质资料的基础上,确定了合理的隔水层厚度,采用物探和钻探相结合的方法进行作业,当涌水量≥20 m3/h时,选用较为成熟的工作面预注浆技术进行施工。实践表明,该法可提高工作面施工安全系数,能有效避开含水层对工作面的威胁。

综采工作面防治水技术 篇8

但这种方法也有缺陷:①留设的煤柱宽度一般单侧大于20 m, 加上低阻区的范围, 通常大于60 m, 这样造成工作面损失量增大, 严重时造成工作面无法回采;②低阻区出现位置的不确定性, 造成多次迁工作面, 给顶板控制和连续生产带来影响;③由于物探结果定性不定量的缺陷, 物探圈定的富水区是否具有突水并造成水害事故的能量也不确定。为此, 采用新思路新技术来进行奥灰水的综合防治成为一种必然选择。金龙矿14041工作面由于为上山开采, 排水路线畅通;其下部不存在受水害威胁的采掘工作面;矿井最大排水能力2 300 m3/h, 因此, 该工作面具有足够的灾害抵御能力。为此, 选择14041工作面进行“钻探验证、注浆加固”技术的尝试。

1工作面概况

14041工作面位于矿井西部, 14采区西翼下部, -240 m水平大巷以上, 回采石炭系太原组下组煤即一1煤层。工作面走向长645～674 m, 平均长660 m, 倾向长80 m;煤层厚0.3～1.3 m, 平均厚0.84 m;普遍含夹矸1层, 厚0.10～0.25 m, 平均厚0.14 m。地质资源储量6.2万t, 采出率按97%计, 可采储量6.0万t。

2地质及水文地质条件

2.1地质构造

井田内总体为单斜构造, 倾向近北, 沿走向、倾向呈波状起伏, 局部变化较大。断层稀少, 以宽缓褶曲为主, 地质构造中等。

总体为单斜构造, 实际揭露5条正断层, 倾向NW向和NE向, 落差0.2～0.9 m。这些断层具有以下特征:①顶板断裂, 底板没有断开, 如回风巷F1401断层;②在断层面附近, 煤层受挤压变薄至0.3 m左右, 如运输巷F1404断层;③在断层面附近, 煤层顶板受构造应力作用, 裂隙增多, 破坏了顶板完整性, 如运输巷F1404断层。

2.2水文地质

二1煤层顶板砂岩、底板太原组薄层灰岩富水性较弱, 一1煤底板为富水性较强的奥陶系灰岩, 但奥陶系灰岩在区内富水性极不均一, 补给条件一般, 极少发生突水, 突水量小, 综合评价水文地质条件为中等。

直接顶板充水含水层为L1-3灰岩, 平均厚10.17 m, 含水性较弱, 局部有渗、滴水现象;直接底板充水含水层为奥陶系灰岩含水层, 平均厚165 m, 富水性不均一。据副井附近的1#长观孔测得水位标高为-85 m, 底板隔水层为本溪组的铝质泥岩, 平均厚7.54 m。工作面标高-204～-233.5 m, 带压1.2～1.5 MPa, 突水系数0.2 MPa/m, 存在突水危险。

3物探及钻探

工作面贯通后, 进行了直流电法底板物探, 提交了物探成果图。根据物探成果图进行了钻探验证和注浆加固设计。根据该设计实际施工9个钻孔, 终孔层位为奥灰, 垂深进入一1煤层底板以下34～53 m, 进入奥陶系灰岩26～45 m, 钻孔单孔出水量在0.1～2.5 m3/h, 一般为0.10～0.25 m3/h, 水压1.2～1.74 MPa, 出水点位于煤层底板以下31～46 m。由于钻孔出水量较小未进行底板注浆加固, 但进行了全孔封孔 (2-1钻孔不在该工作面内, 留作水位观测孔) 。具体验证情况如图1、图2所示, 钻孔数据汇总见表1。

4钻探效果分析

根据钻探成果, 区内奥灰水位-67 m, 工作面承受最大水压1.66 MPa;从钻孔出水量分析, 有8个钻孔单孔出水量0.10～0.25 m3/h, 仅1-4#孔水量达到2.5 m3/h。由于钻孔出水量较小且在煤底板下30 m以深, 因此可把该工作面煤底板以下30 m范围作为相对隔水层, 计算突水系数为0.055 MPa/m, 由此推测回采时发生大规模突水事故可能性不大。但由于1-4#孔出水量相对其他钻孔涌水量较大, 因此推测在回采至该区域时可能会发生突水, 突水量在25～50 m3/h, 一般不会产生大的水害事故。为防范事故, 按照预计的最大涌水量完善了排水设施, 疏通了排水路线, 制订应急预案并进行了演练。

5采后验证

该面从2009年6月开始回采, 至2010年10月回采结束, 历时16个月。2009年9月初, 在工作面推过预测可能发生突水地段时 (1-4#钻孔附近) , 在上安全出口处巷道底板裂隙发生突水, 初始水量15 m3/h, 最大水量58 m3/h, 之后稳定在58 m3/h, 曾造成工作面停产7 d, 用于突水原因分析、水量观测和完善排水设施。除此之外, 均未发生突水或涌水, 实现了安全回采。

6结论

(1) 对奥灰水的防治, 不但可以采用留设煤柱的保守方法, 还可以采用钻探验证和预注浆加固等新的防治方法。该工作面物探低阻异常区不连续, 如果照以往采取留设防水煤柱的防治措施, 将造成该工作面无法回采。采用钻探验证和预注浆加固等方法, 有效避免了煤炭资源的损失。实践证明, 只要防治方法得当, 谨慎处理、措施有力, 可以避免发生较大奥灰突水事故。

(2) 对奥灰水的富水性进行了较大范围近距离的探查, 从一定程度上印证了该区奥灰水在较大区域富水性较差、局部富水性较强, 即富水不均一的水文特点。

(3) 由于奥灰上部富水性相对较弱, 在打钻验证过程中, 若整体水量偏小, 而某处虽然绝对水量较小, 但出水量相对其他钻孔来说是数十倍的话, 应作为可疑区来对待, 需增加钻孔进一步验证, 或采取其他措施, 保证万无一失。

综采工作面瓦斯防治实践 篇9

该面投产后, 工作面瓦斯涌出异常, 工作面下部遇到瓦斯异常带 (大致范围为工作面上隅角沿倾向向下40m长) , 回风流瓦斯浓度较高, 严重威胁了安全生产。为此, 我们先后采取了多种措施, 保障了工作面正常推进。

1. 加强通风管理

采取有效措施, 合理分配风量, 保证回采工作面的有效风量符合作业规程规定, 满足生产需要。

2. 加强通风设施管理

对工作面进回风巷、联巷内的风门必须保证有效可靠, 严禁破坏联锁装置, 防止工作面风流短路、风量减小;上巷永久风门上的活动风窗严禁私自改动。

3. 完善工作面监测系统, 加强瓦斯检查

(1) 该面各班均配备专职瓦斯检查员, 正常检查每班不少于3次, 针对工作面下偶角等特殊地点瓦斯检查员随时进行检查, 发现瓦斯异常时及时停产处理。

(2) 在回采工作面下偶角、工作面及工作面回风流中安置3个瓦斯探头, 保证连续监测, 瓦斯超限及时处理。探头设置规定:工作面及其回风流中探头报警值设为1.0%, 断电值设为1.5%, 复电值设为1.0%以下;断电范围:工作面及其回风流内全部非本质安全型电气设备;偶角探头报警值设为1.5%;探头吊挂要求:工作面探头——距采煤工作面煤壁不大于10m, 距巷道顶板 (梁) 不大于300mm, 距煤帮大于200mm, 且垂直悬挂;下隅角探头——距巷帮和采空区填充侧均不大于0.8m, 距顶板不大于0.3m。凡探头出现报警, 工作人员立即停止工作, 进行处理。

4. 采取措施, 减少工作面老塘内瓦斯涌出

(1) 在工作面推进过程中上下巷老塘放顶前, 将上下巷顶板锚盘人工卸掉, 使上下盲巷顶板随放顶及时跨落, 减少向老塘漏风;

(2) 在工作面进风巷道老塘侧吊挂挡风障 (风障吊挂要求:沿支架切顶线位置15m风障, 其中巷道5m, 拐工作面支架切顶位置10m) , 并在回风巷道老塘侧垛煤袋墙, 随着工作面回采推进, 挡风障向外移动, 煤袋墙每推进1.2m垛一道, 从而减少漏风, 减少老塘内瓦斯涌出。

5. 在工作面煤壁施工钻孔, 使煤体瓦斯提前释放

在工作面煤壁用ZQS-50/300型手持式气动钻机施工钻孔:孔径Φ80mm, 孔深6m~8m, 严格按三花眼布置钻孔, 孔间距0.6m~1.2m, 孔排距1.0m~1.5m, 施工范围为工作面距下帮煤壁5m处沿工作面向上45m。当工作面每推进至钻孔将被截割完毕前, 开始施工第二排钻孔, 每排钻孔全部施工完毕, 待瓦斯释放孔释放瓦斯不小于2小时后, 开始割煤。这样经过钻孔提前释放瓦斯, 使得工作面煤壁侧风流中瓦斯浓度在采煤机割煤时降到0.8%以下 (没施工瓦斯释放钻孔时, 采煤机割煤时煤壁侧风流中瓦斯浓度局部达1.5%~2.5%) 。

6. 采用抽出式局扇, 解决工作面上偶角瓦斯局部积聚问题

工作面上隅角是瓦斯易积聚的地点之一, 为解决此问题, 利用26采取瓦斯抽放泵站, 在工作面回风巷铺设瓦斯抽放管, 抽放管末端插入上隅角采空区。随工作面向前推进, 超前内抽放管整体外移, 在超前外回收多余抽放管。为保证抽放效果, 上隅角端头架与巷道之间空隙采用装煤或黄泥的编织袋垛实, 尽量使采空区与外界隔离。

7. 采煤机司机随身携带便携仪

工作面生产期间, 严格控制割煤速度不得超过3m/min;割煤时, 前滚筒尽量割至顶板, 严禁出现伞檐, 及时支护顶板, 防止煤层片帮, 造成瓦斯释放量突增, 引起瓦斯超限。

8. 加强职工教育, 提高职工防治瓦斯灾害意识

本矿井属低瓦斯矿井, 职工预防瓦斯事故意识相对比较淡薄, 但随着回采水平的不断下延, 将逐渐遇到瓦斯富集区。在遇到瓦斯异常带时, 由于职工思想意识及长期作业习惯等原因, 给瓦斯防治带来了不小的安全隐患, 因此, 必须将强职工防治瓦斯的意思, 规范职工操作行为。

9. 结论

通过采取以上措施后, 工作面回风流中瓦斯浓度降到0.5%以下, 工作面上隅角角局部瓦斯浓度降到1%以下, 有力的保证了安全生产。

摘要：结合2610工作面实际情况, 对工作面遇瓦斯异常带时, 采取的瓦斯防治措施进行了总结, 积累了有益的经验。

关键词：综采,瓦斯,防治

参考文献

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