瓦斯综合防治方法研究

瓦斯综合防治方法研究（精选12篇）

瓦斯综合防治方法研究 第1篇

关键词：煤层深度,瓦斯,综合防治技术

1 概况

73上03综放面是七采区东翼3上煤层第二个区段的工作面。东起工作面切眼, 紧邻鲍店煤矿与东滩煤矿边界保护煤柱, 北邻已回采完毕的73上05工作面, 设计停采线运顺端距七采东部回风巷37m, 煤层平均厚度5.35m, 属自燃煤层。

该工作面煤层埋藏较深, 综合机械化开采强度高, 其回风隅角瓦斯涌出量较大, 为强化瓦斯管理, 杜绝瓦斯超限事故, 确保工作面的安全回采, 我矿在73上03工作面采取了瓦斯综合治理措施, 治理效果显著, 现将瓦斯治理情况总结汇报如下:

2 七采区瓦斯涌出影响因素分析

2.1 本煤层瓦斯影响因素

2.1.1 瓦斯含量

受七采区瓦斯地质赋存条件影响, 工作面本煤层内瓦斯含量较高, 它是影响瓦斯涌出量的决定因素。经检查, 73上03工作面实体煤锚杆眼及钻孔内瓦斯浓度在3%~7%左右, 煤层瓦斯含量越高, 瓦斯涌出量越大。

2.1.2 煤层瓦斯压力及煤层透气性系数

2009年度, 我矿委托山东煤炭技术服务公司对七采区3煤、3上及3下煤层进行了煤层瓦斯压力测定, 判断结果为无煤层突出危险性。其中3上煤层测定结果为:瓦斯放散初速度ΔP=7<10 (mm Hg) , 煤层瓦斯压力0.19<0.74 (MPa) , 由上述数据可知, 七采区3上煤层透气性系数相对较高, 由于瓦斯放散初速度为瓦斯运移、涌出的动力, 对瓦斯涌出量影响很大, 故为影响73上03工作面瓦斯涌出的一个重要因素。

2.1.3 断层构造

73上03工作面回采期间通过Ⅶ-F40断层, 该断层面内延伸长度约50m, 经实测, 工作面过断层前期, 瓦斯涌出量略有升高, 但总体影响不大。

2.2 采空区瓦斯涌出影响因素

(1) 73上03工作面为U型通风方式, 上行通风, 进、回隅角之间存在漏风压差, 风流自轨顺进入工作面, 有少量进入采空区, 并将采空区内瓦斯自回风隅角带出, 这是导致工作面回风隅角、回风流瓦斯浓度升高的另一重要因素。

(2) 邻近采空区瓦斯涌出影响。73上03工作面沿73上05采空区布置, 73上05采空区内部瓦斯浓度为随着工作面的回采, 采空区面积逐步扩大, 对回采前期的瓦斯涌出量影响较大, 当采空区扩大到一定范围后, 瓦斯涌出影响趋于稳定状态。

2.3 矿压显现

(1) 工作面周期来压。工作面回采初次放顶、老顶初次来压及周期来压时, 工作面回风隅角及回风流瓦斯浓度明显升高, 回风隅角后部采空区瓦斯浓度在1%~2%之间, 回风流瓦斯浓度在0.1%~0.2%之间。

(2) 冲击地压 (矿震) 影响因素。73上03工作面位于七采区下部, 最大埋深为620m左右, 切眼距东滩矿采空区约50m。东滩矿四采区近南北布置, 造成矿区边界煤柱处于高应力状态。由于七采区是鲍店井田的最深区域, 临近矿井相邻采区已经开采结束, 属于一个宽泛的孤岛煤柱区, 因此应力较为集中, 73上03工作面受单侧沿空、开采及地质因素的影响, 在回采期间均发生不同程度的矿震, 为工作面瓦斯涌出的不确定因素。

2.4 推进速度

73上03工作面在6~8月份为我矿主采面, 9~10月份为辅采面。6~8月份, 月推进速度约150m~200m, 由于煤炭产量的增大, 单位时间内破碎的煤体增多, 故6~8月份工作面瓦斯涌出量相对较高, 正常生产情况下, 工作面回风隅角瓦斯浓度在0.3%~0.6%左右, 回风隅角后部采空区瓦斯浓度在0.5%~1%左右, 工作面回风流瓦斯浓度在0.08%~0.14%左右。9~10月份, 随着推进速度的逐渐下降, 瓦斯涌出量也呈下降趋势, 至10月下旬, 73上03工作面处于末采状态, 工作面回风隅角风帘前瓦斯浓度稳定在0.2%~0.3%左右, 工作面回风流瓦斯浓度稳定在0.04%~0.08%左右。

2.5 大气压力影响因素

6~8月为夏季高温季节, 每日12∶00~14∶V00为高温时间段, 随着气温的明显升高, 大气压下降梯度较大, 此时回采工作面处于低压期, 采空区瓦斯涌出量相对增加, 经检查, 回风隅角瓦斯浓度约增加0.05~0.1%左右。

2.6 瓦斯防治装备使用影响因素

工作面回采期间, 装备使用不正常现象, 是瓦斯浓度异常的不确定因素。

3 瓦斯治理技术

3.1 强化瓦斯管理

(1) 工作面设专职瓦斯检查员24小时检查瓦斯, 每班检查3次, 现场交接班, 安监员每班监督工作面瓦斯防治设施及装备使用情况, 杜绝了瓦斯超限作业。

(2) 加强工作面初次放顶、老顶初次来压及周期来压等关键环节的瓦斯检查, 来压前在两隅角施工砂袋隔离墙, 通防管理人员对工作面通风及瓦斯防治设施进行每日巡检, 发现异常及时处理。

(3) 合理调节工作面风量, 将工作面风量由960m3/min提升至1200m3/min左右, 提高了工作面风排瓦斯的能力。

(4) 回采期间, 取样固定班次、固定时间, 至少每5天对工作面回风隅角、回风流及轨顺沿空侧束管进行分析化验, 每日利用束管监测系统抽取一组数据, 并将分析结果报通防副总审阅, 及时掌握气体变化趋势, 探索瓦斯涌出规律, 有针对性的加强瓦斯检查。

(5) 工作面回风巷每隔500m增设1台甲烷传感器, 工作面回风隅角悬挂1台甲烷-氧气两用检测报警仪, 瓦斯检查员负责每班对甲烷传感器数值进行比对, 当发现二者误差大于0.1%时, 立即汇报通风科及通风工区, 采取措施进行处理。

3.2 注浆堵漏

(1) 为进一步减少采空区漏风及促进工作面的防灭火工作, 充分利用工作面西高东低地理优势, 分别在工作面进、回隅角每隔10m施工1道砂袋隔离墙, 通过预埋采空区的注浆管路向隔离段注入粉煤灰, 有效抑制了采空区的瓦斯涌出。

(2) 对73上03轨顺邻近采空区进行补注胶体灰浆, 胶体灰浆覆盖遗煤表面, 不仅促进了工作面防灭火工作, 同时在一定程度上抑制了煤体游离瓦斯逸散, 降低了邻近采空区向工作面的瓦斯涌出量。

(3) 瓦斯防治设施、设备

(1) 挡风帘。工作面进、回隅角分别悬挂挡风帘, 用于降低进、回隅角漏风压差及漏风量, 达到抑制采空区瓦斯涌出的目的。

(2) 导风帘。工作面运顺侧倒数第4~5个支架处悬挂导风帘, 导风帘跨越2个支架, 前至顶梁, 后至人行道后立柱, 随支架同步移动, 呈倾角约70°将工作面风流引至回风隅角处。

(3) 空气扩大器。回风隅角安设2台空气扩大器, 1台安设在后部运输机转载机头, 1台安装在运顺端头支架上方, 随支架同步前移, 该装置以高压风为动力源, 将风流引向回风隅角上部, 达到瓦斯驱散目的。

(4) 瓦斯抽排风机。距工作面前煤壁约12m位置安设2台矿用气动抽出式局部通风机, 1台使用, 1台备用, 风机吊挂在运输顺槽巷道上部, 两风机距离约2m。该瓦斯抽排风机工作原理为以工作面高压风为动力源, 通过胶管与风机外壳上的气动马达进气口连接, 开启阀门, 压气驱动马达转动带动风叶轮旋转, 借助负压风筒将回风隅角处瓦斯以一定的速度排出风机。

4 效果与结论

高瓦斯工作面瓦斯综合防治措施 第2篇

王

然

（龙煤鸡西分子公司

正阳煤矿，黑龙江 鸡西 158177）

摘要：正阳煤矿四采区2煤层首采工作面，在回采过程中即要控制本层瓦斯，还要控制来自上临近层3B#层的瓦斯涌入，单靠一种方法不能解决瓦斯问题，利用风排、上覆临近层全煤高抽巷，穿层钻孔、本层预抽、仰角钻孔等多种方法对该工作面进行瓦斯综合治理，保证了综采工作面的安全回采和高产高效。关健词：穿层钻孔；仰角钻孔；本层预抽；上覆临近层全煤高抽巷＃1 工作面概况

正阳煤矿四采区2#煤层右一工作面，工作面长度230m，走向长度740m，该工作面煤层发育较稳定，平均煤厚2.35m, 煤层倾角5°。开采储量56万吨。采用综合机械化采煤工艺，全部垮落法管理顶板。

在“三带”影响范围内，工作面上覆岩层，临近层为3B#层，煤厚约2.2m，于3B#煤层法距17m。2 瓦斯涌出分析

自2014年2月份该工作面开采以来，受采动影响后，工作面绝对瓦斯涌出量最高达20.29m3/min。经分析瓦斯来源：一是本层瓦斯，占瓦斯涌出总量15～20%；二是临近层瓦斯（3B#层），占瓦斯涌出总量50～65%，三是围岩瓦斯(含煤页岩及煤线)占瓦斯涌出总量10～15%；四是构造瓦斯，垂直工作面有一较大的背斜构造，开采0-120米范围内为仰采，随着工作面回采接近背斜构造末端，工作面煤壁上部瓦斯不断涌入回采工作面及采空区，且在回采过程中控制上部临近3B#煤层瓦斯及通过底板采动裂隙及断层裂隙带涌入是瓦斯治理的重点。瓦斯综合治理方法

工作面初采期间，工作面风量为800 m3/min，绝对瓦斯涌出量为2.32m3/min；直接顶冒落后，瓦斯涌出量为3.24 m3/min，采用风排就可以解决瓦斯问题。老顶初次来压后，随着采煤速度的加快，瓦斯涌出量逐渐增加，配风量经几次调整增至1300 m3/min。主要解决回采期间来自本层释放的瓦斯及超前支护范围内临近层瓦斯通过裂隙涌入工作面回风的瓦斯。该工作面瓦斯涌出情况如图1所示：

绝对量（m3/min)40四采2#层右一面绝对瓦斯量变化曲线 302010

0推进度（m）4 15 31 45 59 73 85 98 115 128 142 157 174 188 回风量高抽量 抽排量绝对量图1

瓦斯绝对量随推进度变化曲线

根据该工作面瓦斯涌出来源及“三带”高度分部范围，决定采取分而治之的原则，对该工作面采用上覆临近层全煤高抽巷，穿层钻孔、仰角钻孔、本层预抽等瓦斯防治措施。3.1 上覆临近层全煤高抽巷及穿层钻孔抽放法

①上覆临近层全煤高抽巷

距回风上巷内错45m沿2#层上覆3B#煤层施工一条全煤高抽巷，总工程量840米，每间隔5m施工一对相向顺层钻孔，释放煤层宽度68~113米。后进行端头封闭，对接地面抽放系统。把采空区冒落带低浓度瓦斯通过四采地面抽放系统排至地面，解决回采期间采空区瓦斯向上隅角及回风涌出问题。优点：相对于全岩高抽巷，在同等巷道长度的情况下便于施工加快了工程进度，利于回采工作面接续；相对于专用尾排巷，减少了工程总量。按照每30m施工一个尾排川计算，四采2#层右一面采用专用尾排巷工程量为1330米，可减少掘巷工程量490米。布置情况如图2所示

4442840011-Ⅺ3B右三尾-255.1排Ⅱ-271.7顶-277.3-275.4-272.5-272.2-271.5-272.6-271.5-271.3-272.32#右一巷-271.3-270.2-270.4-269.5-247.6-223.0西部-1786皮 ∠51带.733B70°B4-C-1790°.1-179.7右-186.187.0-186.∠8-18648.9 三-220-196.-14车 ∠87.980°-187.3BB616-13C场-182.7-187.7240.61右-188.1-207.子2-188.6-187.9-183.8D三-188.3尾-188.1排-189.0下E部-256.4 ∠70°-254.8-255.1-250.4-263.9-255.7（顶）-249.94 ∠60°47巷3B右二联络45°四采44428600D右0高抽巷 3B#右二巷-256.0-254.5-252.0-250.8B-255.557A15-277.2(顶）1#场-274.5-246.923#场144428800-210-220-230-240-250-260-270-280-290煤层中间1#孔5米5米5#孔9#孔13#孔17#孔21#孔25#孔29#孔33#孔37#孔41#孔45#孔49#孔53#孔57#孔61#孔65#孔69#孔73#孔77#孔81#孔85#孔89#孔93#孔97#孔101#孔105#孔109#孔113#孔117#孔121#孔987654125#孔129#孔133#孔137#孔141#孔145#孔149孔153#孔157#孔161#孔165#孔169#孔173#孔177#孔181#孔185#孔189#孔321JI193#孔197#孔201#孔205#孔209#孔213#孔217#孔221#孔225#孔229#孔233#孔237#孔241#孔245#孔249#孔253#孔257#孔261#孔265#孔269#孔273#孔277#孔281#孔285#孔FEDCHG-200-210-220-230-240-250-260-270-280-290 H=27 ∠60°图2 上覆临近层全煤高抽巷、顺层钻孔布置

②穿层钻孔

在四采2#层右一面上巷内，每间隔5m，向3B#层高抽巷施工Φ94mm钻孔，在使用Φ153mm钻头扩孔，后进行封孔。当上巷端头支架到达1#穿层钻孔时将其打开（以此类推），将采空区冒落带、转角瓦斯吸入高抽巷，通过四采地面抽放系统排至地面。

上覆临近层全煤高抽巷配合穿层钻孔这一方法在初次来压前效果不是十分明显，在初次来压后效果显现，从初采期间至周期来压，地面抽放系统抽放量由0.37m³/min增至3.81m³/min。工作面转角瓦斯浓度始终控制在0.5%以下。布置情况如图2所示

4442840011-Ⅺ2#右一巷-261.5（顶）-2 ∠70°53.7（顶）-249.94 ∠60°4-249.94穿层钻孔平面布置图44428600D四采右一巷工作面2#层右一探巷B H= 0.7 H=∠850.°9 ∠85° ∠60∠70°° ∠60°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°-280.255-278.155(顶)A-277.2(顶）151#场-274.5钻孔剖面图***-246.9123#场44428800-210-220-230终孔高度35m-24030m-250-260-270-280切眼-29051m52m52m51m50m48m47m46m45m43m42m40m39m37m41m42m44m45m45m46m43m45m46m47m48m49m50m51m52m41m42m43m44m45m44m45m46m47m48m49m50m51m52m53m52m51m50m49m48m49m°°.0°.0°°.0°°.0°18.017.020.0201922.021°.5°.0°.0°.0°21.022°.5°°.5°26.525212121°.5°26.52626.52633#孔35#孔°.5°23.52627#孔29#孔°.5°23.523°.5°23#孔°.0°23.523°.5°24.02320#孔24.524°°.0°°.0°24.52425.025.02515#孔17#孔25.0258#孔10#孔12#孔4#孔6#孔2#孔1#场2#场3#场4#场5#场6#场39#孔°°°°°°°°°°°°°.0°.0°.0°.0°.0°.5°.5°.5°.5°.5°.5°°°°°°°17.017.517.517.517.517.516.516.516.516.516.516.016.016.0°°°°°°16.0161616161615°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°.0°***5.515.515.515.515.521.021.021.521.522.522.516.516.516.516.516.516.516.517.017.017.017.017.517.517.517.517.517.518.018.019.020.02042#孔°.0°.0°°.5°°°.5°°.5°24.02424.02423.52323.523.52322°.0°.0°°.0°°.0°.0°25.02525.02525.0252425°.5°°.5°25.525.52525°.5°.5°°25.52525.525°.0°°26.026.026123#孔°.0°°26.526.026126#孔°.5°°26.526.526°.0°°27.027.027131#孔°.5°.0°°27.02727.027134#孔°°.5°°.5°27.527.527277#场46#孔48#孔8#场52#孔55#孔9#场58#孔61#孔10#场65#孔11#场70#孔12#场75#孔78#孔13#场83#孔86#孔14#场90#孔93#孔15#场97#孔16#场102#孔105#孔17#场110#孔18#场116#孔118#孔19#场20#场21#场138#孔140#孔22#场23#场联络巷-200-210-220-230-240-250-260-270-280-290 H=27 ∠60°图3 穿层钻孔布置图

5四采右一巷工作面（：6142#场3#场-268.613-266.3521#场2-252.122#场45°°°°°°°°°°4#场20#场°°5#场12-266.2°-266.5°°-264.5°°°6#场418#场319#场2 ∠0.H= °°°°°°°11°°°°°°7#场-266.92#右0巷-265.65°°°°16#场°°17#场°°8#场-267.4615#场2#°°°109#场-268.3°°°°°°°°910#场168.0°-269.2°°°713#场°°°°14#场°11#场°°°°812#场西°°°°°°°°°9°46°°°°8°° ∠∠40-255.160(顶)部 ∠70°-277.971-275.471(顶)B-255.557-250.879(顶)76CB∠50A-213.57°2运-252.605-252.54354ED-226.094-220.87-22#FH=0.3 65输实际透点G-232.937-229.6338H顶634(193.-237.557回1-243.301)道0高抽巷#右2-251.463B3-252.584-250.749JI-248.018∠60 ° H=3.0巷风-250.699-249.16832160°皮54-245.4-240.50 ∠道A7-254.8-252.5-248.7带C-260.0 ∠ 50 H°=1.8 8道2#右87车场 H=11 ∠65°10∠80子 ° 6142#场3#场-268.6134#场5#场126#场-266.35-266.2-266.5-264.5418#场319#场20#场21#场2-252.122#场P245° ∠0.2 H= 117#场8#场-266.9-267.42#右0巷-265.6615#场16#场517#场2#109#场10#场°9168.011#场-269.2812#场-268.3713#场14#场西9-255.55740°8-250.879(顶)-226.094 ∠46°部-220.87 ∠70°∠ 76-252.605-252.543-229.633CB ∠7250A-213.5°4运-251.46-252.24-237.557-232.937D2#-252.548-243.301输-250.749-249.168-248.0183B#右0高抽巷回-250.699 H=0.3 6(顶).634-1932-187.3 ∠60 H°道=3.0巷风3B#右0高抽巷 32160°皮-245.4-240.50道-253.7-248.7.8 ∠带CB孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔7孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔54孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔J孔孔孔孔孔I孔孔孔孔孔孔孔孔1孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔H2G孔孔孔孔孔3孔孔孔孔孔孔F孔孔孔孔4孔孔孔孔孔E孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔5孔 ∠ 50 H°=1°65道2#右87车场-252.2 H=11 ∠65°10子 H= 0.7 H=∠0.85°9 ∠85°-243.23.2-24-245.5-243.4 ∠60∠70°°P2全煤高抽巷顺层钻孔钻孔平剖面图5∠H=0.-249.94 H ∠ 2.=0-213.8 ∠60°3B右二巷-226.4 ∠80°55°北A-242.5-181.73∠ 502409-238.60087-185.4孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔孔62-236.0.1巷488-199右一4-188.15.9巷及2#络联5右6-187.8右一5右07-187.3-228.3-171.1-188.4-189.7巷131-188.52-182.4-218.4cDP1CE234F-188.1-188.6B3-188.***5023200A50236502340050巷7362-117-188.3-213.8-211.90043B右三尾-255.1排Ⅱ-247.6西部-178.76皮带 ∠5133B70°B34-187-179°.0C-1780.1右--911.78866.8.4 ∠-186.9 三-22-1-10896.4 ∠7.9车-18°80°657.63BB61-∠13C 场-182.7-187.240.6 17右-188.-207.子1-188.-187.-183.8三2D69-188.尾3-188.1排-189.0-223.E下0部-256.4-254.-255.1 2.0 H=-250.8473B右二联络4巷5°-243.2∠-213.-243.83B右二巷4-226.4A北-242.5-181.750240009-187.7-185.62及巷联5络-右一187.83右407-187.43-171.-188.0-188.-1849.73巷1311-188.52-182.4cDP1CE28.1巷48-19右一4-188.159.93F-188.1-188.64BA***207-211.9巷2#右636-11-2137-188.0000003.843.2 顺层钻孔预抽法

在上下巷掘进期间，每间隔5 m，垂直工作面煤壁施工1个顺层钻孔，钻孔深度100～160m，施工完后既封孔联网进行本层预抽，施行分块段区域预抽，根据走向长度将该工作面划分为9个块段，4个集流器连接16个本层钻孔进行预抽。降低本层瓦斯含量。开展本层预抽后，2#煤层预抽后瓦斯含量由5.53 m3/t，降至2.38m3/t。缓解了风排压力，生产班回风瓦斯浓度基本保持在0.5%左右。3.3 仰角孔抽放法

在临近层瓦斯含量大，回采块段内并未完全开采保护层的情况下，充分利用仰角钻孔抽放规律，选择合理的抽放层位，加大抽放力度，是解决裂隙带临近层瓦斯的有效途径。

回风巷布置23个仰角钻场，仰角钻场间距30m。为进一步确定顶板岩性，选择合理的抽放层位。以经验公式垂高估算值和附近穿层巷道揭露的岩层为参考依据，在回风巷内向2#煤层顶板施工仰角40°探孔，进行岩性写实，确定顶板上方7～8m处存在一层0.15m厚的煤页岩及煤线弱面。初步判定冒落带内直接顶高度为8米（3.3倍采高）。

仰角钻孔长度100~130m，孔径94mm。分上、中、下三排布置，终孔位置均布置在同一层位高度25m（10.4倍采高）。为防止穿层与仰角穿孔，先施工穿层钻孔，待完工后，再施工其前方仰角钻孔，使部分仰角孔与穿层孔相互连通，构成环形裂隙圈内立体抽放孔网。抽放时同时连接3个仰角钻场，保证仰角钻场“两抽一备”。钻孔布置方式如图4所示：

3B-187.0右-186.8三-196.4车-1873BCB.6场-182.7右-207.2子-18D三巷3B右二联络45° 2.0 H= 7.9-183.8 ∠∠7060°°-213.887.9 ∠80°6-187.7240.61-188.1-220-1西部皮-178.761带 ∠70°B44428-243.4600-243.2 H= 0.7 H=∠0.89 5° ∠85°-226.4 H=1 1 ∠65°A-179.7-181.765° ∠ 18 ∠ 50 ° H=1.8 ∠60°巷-238.65024000-185.4-236.0右0°°巷-187.3-228.3-171.17-188.4-268.6-188.5-274.5-252.1-188.030巷四采右一巷工作面******04442880000巷-188.1右一-188.1-199.9及巷2#联络右右一-187.8 H=27 ∠60°终孔高度35m30m99m97m96m107m111m112m119m104m113m126m105m95m108m109m110m103m104m106m°°°°°°107m105m116m110m106m108m105m108m116m111m110m°°°104m°°°°°°°°°°°°°°°°21#场°°°22#场°°°23#场联络巷°°°90m64m66m36m38m°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°°路1200m，抽放负压在280～350mmHg之间。对2#煤层进行本煤层预抽及仰角抽放（通过阀44428400针对多种瓦斯抽放方法，建立了高低负压分开抽放系统、分源计量，避免各种抽放方式井下移动泵站ZYW-110型移动式瓦斯抽放泵，额定流量为110 m3/min。Φ325mm主管

切眼1#场2#场3#场4#场5#场6#场7#场8#场9#场10#场11#场12#场13#场14#场15#场16#场17#场18#场19#场20#场-200-210-220-230-240-250-260-270-280-290图4 工作面抽放钻孔布置示意图

***6°°81#场A150-277.2(顶）°-246.9123#场-189.72-182.4上巷距离钻孔剖面图06°142#场3#场-266.3521#场222#场°45°0.2 ∠ H= °°°°°5#场126#场2#右0巷134#场-266.2-266.5418#场-264.5319#场°°20#场°°°°c2#°°°°°°910#°场°°°117#场8#场109#场-269.2-268.314#场713#场°°°-266.9-267.4615#场16#场°°-265.65°°17#场°°°1西°°°11#场°812#场°°° ∠70° ∠46°4°∠40 部°° H=0.3 ∠50°6运-187.3910皮32-240.50872#回风道-254.8-252.5-248.754A7-245.4右9带B-260.02#道 ∠道60° H=3.0输北-242.5-188.62#层右一高抽巷车-188.3场 ∠80°子P2相互影响。钻孔平面布置图11-Ⅺ3B右三尾-255.1排Ⅱ4 瓦斯治理效果 四采右一巷工作面-247.6尾排-223.下0E部2#右一巷-256.4-254.8-250.4-188.1-189.0 ∠70°-261.5（顶）-253.7（顶）-249.94-249.94-255.13 ∠60°47∠ ∠60°5C-179.180°-186.-186.94 ∠3B右二巷10531-1364387251EDP121734CBF-218.4-188.1-188.64A53462765-188.3-213.8-211.904门控制本煤层预抽及仰角抽放的流量）。

地面集中泵站2BEC52型抽放泵，额定流量为205m3/min。Φ426mm主管路1800m，两趟分支Φ219mm管路分别抽放高抽巷及3B#层采空区。抽放负压在180～220mmHg之间。根据实测工作面瓦斯涌出总量为20.29 m3/min。具情况见表1

表1 工作面瓦斯治理效果

风

量

地

点

CH4 % 0.45 22.3 6.5

绝对量

比

例 % 28 54 18 m3/min

1300 48.7 54.4

m3/min

5.85 10.9 3.54 20.29 回风巷 移动泵 集中泵 合计 结 语

通过分析工作面瓦斯来源，掌握本煤层及临近层瓦斯含量及赋存情况，采取本层钻孔、仰角钻孔及上覆临近层全煤高抽巷配合穿层钻孔等针对性瓦斯防治措施，进行分源治理，有效控制工作面瓦斯。该工作面月抽放瓦斯量为52万m3。保证了综采工作面安全高效回采，为该区域同一煤层其他工作面瓦斯治理提供了参考经验。

参考文献：

[1] [2] [3] 刘功泽，袁亮，首采煤层顶板“环形裂隙圈内走向长钻孔法或巷道法”瓦斯抽放技术的研究.第一届中国国际煤矿瓦斯治理与利用大会文集，煤炭工业出版社

袁亮，松软低透煤层群瓦斯抽采理论与技术[M].北京，煤炭工业出版社 张彤，综采工作面多元抽放综合治理瓦斯，煤炭技术

瓦斯综合防治方法研究 第3篇

摘 要：白坪煤业公司主采二1煤层，二1煤层是典型的“三软”不稳定煤层，煤层变异系数大，且煤厚的区域煤层瓦斯含量随之增加，其中13101工作面与21021工作面在回采初期均遭遇了煤层厚、瓦斯含量高的双重挑战，为工作面的回采带来严重影响，针对此情况，公司采取一系列措施，对工作面煤层瓦斯进行了综合性的治理，保证了安全回采，同时，通过该两个工作面瓦斯综合治理措施的采取，为公司后期回采工作面瓦斯治理技术积累了宝贵的技术经验。

关键词：回采工作面；高瓦斯；综合治理

1 工作面概况

13101工作面设计走向长732m，倾向宽140m，工作面煤厚0.5～25m，平均煤厚5.1m，煤层倾角为9～16°，平均12°，工作面瓦斯含量3.18～11.65m3/t，平均瓦斯含量6.13m3/t。13101工作面回采初期走向方向150m范围内煤厚6～18m，平均13.5m，煤层瓦斯含量5.62～7.72m3/t，平均瓦斯含量6.68m3/t，煤炭储量约40万t，瓦斯储量267.2万m3，回采初期绝对瓦斯涌出量达到13m3/min。

21021工作面设计走向长632m，倾向宽147m，工作面煤厚0.1～17.5m，平均煤厚4.7m，煤层倾角为5°～21°，平均17°，工作面瓦斯含量3.56～7.01m3/t，平均瓦斯含量4.59m3/t。21021工作面回采初期走向方向100m范围内煤厚6～17.5m，平均12m，煤层瓦斯含量5.64～7.01m3/t，平均瓦斯含量6.32m3/t，煤炭储量约25万t，瓦斯储量158万m3，回采初期绝对瓦斯涌出量达到14m3/min。

通过概况可知，13101工作面、21021工作面均遭遇了厚煤层、高瓦斯含量的阻碍，为此，两个工作面在该区域回采期间先后采取了若干措施对工作面瓦斯进行综合治理。

2 优化通风系统

两个回采工作面贯通时供风量分别只有800m3/min左右，远远达不到工作面生产技术需求，为此主要采取了以下措施：

对矿井井下所有通风设施进行全面排查，重点对井下风门、调节窗、过皮带装置与缆线孔、溜煤眼等地点，同时调整了东翼风井主扇风叶角度，增大了13采区的供风总量，13采区的供风量由原先的7000m3/min增加7600m3/min，之后通过系统调整将13101工作面的风量增加至2100m3/min。

为保证21021工作面回采期间风量满足瓦斯治理需要，停止了21071下底抽巷、西翼皮带暗斜井、21061下底抽巷的供风；打开-175m水平并联进风石门的风门、拆除21021下顺槽回风巷的挡风墙、在西翼暗斜井回风斜巷与21021上顺槽回风斜巷联巷交叉口建立挡风墙等一系列措施，调整了21021工作面的进风路线，通风路线不再经过21采区一车场进入工作面，而是直接通过原21021下顺槽回风巷直接进入21021工作面，最终将21021工作面的风量增加至2010m3/min。

3 瓦斯抽采措施

工作面回采时的主要瓦斯来源一是煤层涌出瓦斯；二是采空区积存瓦斯、邻近层或围岩涌出瓦斯。针对上述瓦斯来源，煤层瓦斯采取顺层钻孔及动压区抽放降低煤层瓦斯含量，达到降低煤层涌出瓦斯量的目的。

采空区瓦斯采取上隅角埋管、高位钻孔、架间插管等对采空区遗煤、邻近层、围岩涌出瓦斯进行抽放，减少采掘空间内瓦斯量。

为提高抽采效率，针对不同特点采用不同瓦斯抽放系统，其中煤层瓦斯使用高负压瓦斯抽放泵抽放，采空区瓦斯使用低负压瓦斯抽放泵抽放。

3.1 顺层钻孔抽放

该措施主要针对工作面回采前方一定范围（保持动态超前切巷不少于50m）内煤层厚度大于6m且瓦斯含量大于5m3/t的区域通过在上、下顺槽内施工顺层抽放钻孔对煤层瓦斯进行抽放，以达到降低煤层瓦斯含量、减少瓦斯涌出量的目的。

该钻孔按照组间距2.4m、单组终孔间距3m的方式布置，钻孔直径：94mm，上、下行孔交叉长度不小于10m。

钻孔施工完成后，采用“两堵一注”封孔工艺并按照“顺、护、注”的顺序进行封孔，封孔材料包括护孔用的PVC管、相应接头、注浆与返浆用的铝塑管、聚氨酯、水泥等，钻孔全程护孔、封孔段长度为18m。要求钻孔成孔后2小时内进行顺孔、封孔，48小时内完成注浆，注浆水灰比列1：1。

钻孔封孔、注浆结束后24小时内使用与PVC管规格匹配的埋线胶管进行联网开始抽放、计量。

3.2 动压区抽放

顺层钻孔在抽放一定时间后，浓度逐渐衰减，失去抽放价值，但随着工作面的逐步推进，煤体受采动影响，煤体发生裂隙后增加煤层透气性，在距离切巷5～100m范围内（动压区）的顺层钻孔抽放浓度再次上升，瓦斯抽放效果明显，故该部分钻孔在临近切巷时，暂不回收，而是再次开启。

通过对13101工作面与21021工作面动压区内钻孔抽放数据的每天计量、分析、统计，随着工作面的推进，原先施工的顺层钻孔有74%浓度呈上升趋势，之后逐步衰减，直至拆除。经统计，13101工作面内动压区内的抽放钻孔在重新开启后，累计抽放瓦斯达到32万m3，21021工作面内动压区内的抽放钻孔在重新开启后，累计抽放瓦斯达到8.9万m3。

3.3 巷旁高位钻孔抽放

13101工作面与21021工作面均主采二1煤层，该煤层无根据工作面上顺槽实揭煤厚情况及瓦斯含量分布情况，设计在开切眼向外40m处的施工第一循环巷旁高位钻孔，钻孔呈扇形布置，钻孔终孔位于煤层顶板上方30m的裂隙带内，孔间距3m，依次向工作面内部延伸，设计6个钻孔，控制上隅角以下35m范围，孔径为94mm，第一循环向外依次每20m施工一循环，每循环根据工作面实揭瓦斯地质情况布置，封孔方法同于顺层钻孔。通过瓦斯抽放数据统计，高位钻孔平均抽放浓度可达到18%，负压21.76kPa，流量8.21m3/min。（图1）

3.4 上隅角埋管抽放

上隅角埋管抽放措施主要针对工作面上隅角内风流不能经过的死角积聚的瓦斯，采取的抽放措施，通过将工作面上顺槽的瓦斯抽放管路直接铺设至距工作面切巷20m处，使用20m软管连接抽放器，抽放器使用长3m，Φ100mm的钢管加工而成，前端封闭，前段2m旁侧密集布置Φ5mm的小孔若干个，抽放器埋入上隅角切顶线或越过切顶线2～3m高处，随采面推进循环前移。附近设浓度和流量检测口，定期测量抽放参数。（图2）

[图2 上隅角埋管瓦斯抽放示意图]

瓦斯综合防治方法研究 第4篇

米村煤矿260051工作面分布有3条断层且局部煤层倾角较大, 地应力较大, 该面切巷与已回采结束的26071工作面相邻, 所处高瓦斯带为米村煤矿7个高瓦斯带之首的Ⅰ#高瓦斯区, 位于矿井唯一1个瓦斯涌出量大于20 m3/min的区域, 高瓦斯区段面积大, 富含高含量、高压力瓦斯, 而且地质条件极为复杂, 瓦斯灾害现象突出显现, 对矿井的安全生产构成了严重威胁。随着工作面的回采, 地质条件日益复杂, 煤层厚度逐渐增大, 煤质松软, 煤层瓦斯含量和压力大幅度升高, 绝对瓦斯涌出量由原0.4m3/min猛增至3.5 m3/min左右, 时刻威胁着260051工作面的安全回采。为保证该工作面的安全回采, 采取本煤层顺层钻孔抽放、采空区钻孔抽放等瓦斯综合治理技术。

2 260051工作面瓦斯综合防治

260051工作面位于米村煤矿-150 m水平 (二水平) 26扩大采区, 该工作面北部为未开掘的260041工作面, 西部沿26071工作面空区边缘送巷, 南部为已回采的260061工作面, 东部为26扩大采区轨道、胶带运输进回风大巷。工作面倾斜长143~160 m, 走向长200 m, 煤厚平均8.95 m。煤层直接顶为砂质泥岩, 厚度11.54 m;伪顶为炭质泥岩, 厚度为0.7 m;直接底为砂质泥岩, 厚9.86 m。工作面采用ZHZ1600/16/24 (Z) 型整体顶梁组合悬移支架, 采用走向长壁炮采放顶煤一次采全高回采工艺, 全部垮落法控制顶板。工作面采用下行通风方式, 其中里段为W型下行通风方式, 轨道运输巷、中辅巷进风, 胶带运输巷回风, 工作面在高瓦斯段回采期间配风量1 100~1 380 m3/min。

2.1 本煤层顺层钻孔预抽

2.1.1 预抽放系统

根据本煤层预抽钻孔数量多、抽放负压高、时间长等特点, 选用大功效、高负压抽放系统。本着就近、经济、合理原则考虑, 抽放系统选用26扩大区瓦斯抽放系统, 泵站为26扩大区抽放泵站。选用矿井现有最大功效的2BEA-303型抽放泵2台 (1用1备) 。因本煤层钻孔联孔数量较多, 所需流量较大, 且抽放线路长、阻力大, 经对矿井大直径镀锌螺旋抽放管。

2.1.2 钻场及钻孔施工

因巷帮挂耳钻场同侧间距40 m, 故在利用巷帮挂耳钻场的同时, 均在工作面煤墙侧加密钻场, 两钻场间距均为20 m, 两巷钻场垂直交错布置, 钻场规格为2.8 m2.8 m, 深4 m。选用ZY-1250型全液压钻机。

在每一钻场内均垂直工作面煤墙布置预抽钻孔20个, 钻孔开口按3排布置, 自上而下按“7、6、7”五花眼分布, 单孔孔深110 m, 孔径75 mm, 每个钻场内钻孔均控制本钻场中线左右各20 m, 上下控制全煤厚。每排钻孔终孔横向间距4 m, 由于内外钻场和两巷钻场钻孔的交叉重叠, 每排钻孔终孔横向间距为1 m;垂直煤层共布置6排钻孔, 每排钻孔终孔上下距平均2 m, 对该高瓦斯区基本形成了一个立体、交叉的抽放钻孔网络。

2.1.3 封孔及联孔抽放

钻孔施工到位后立即采用聚氨酯封孔工艺封孔, 封孔长度6 m, 封孔后通过埋线软质高压管与抽放系统联孔集流器对接抽放, 同时在高压管与联孔集流器之间加装阀门和单孔流量计, 以便于单孔管理和计量。

2.2 工作面采空区钻孔瓦斯抽放

2.2.1 裂隙带抽放钻孔布置方案

随着工作面的开采, 卸压瓦斯将大量涌入采空区, 因此对采空区的卸压瓦斯进行有效抽放是工作面瓦斯治理的主要手段。由于采动裂隙“O”形圈的存在, 为采空区瓦斯流动和贮存提供了通道和空间, 是采空区瓦斯聚积的地方, 因而采空区瓦斯的抽放工作应利用采动裂隙“O”形圈特征。在煤层巷道中向顶板方向打钻孔, 使钻孔终孔点位置处于采动裂隙“O”形圈内。钻孔终孔点位置按照下式进行确定。

沿轨道运输巷布置, 则:

沿胶带运输巷布置, 则:

式中, S轨道、S胶带分别为钻孔距胶带运输巷、轨道运输巷水平距离;h轨道、h胶带分别为钻孔终孔点距胶带运输巷、轨道运输巷垂直距离;H为煤层顶板冒落带高度;B为钻孔距“O”形圈外边界的距离, 取“O”形圈宽度的1/3;γ为煤层倾角;α、β分别为上、下山侧裂隙边界与煤层夹角。

对于260051工作面, 冒落带高度为23.5 m, 裂隙带高度范围23.5~36.4 m, 当H=23.5 m时, 其余值B=23 m, α=82°, β=80°, γ=3°, 则S轨道=27.5 m, h轨道=22 m, S胶带=26 m, h胶带=25 m。为了避免钻孔过早破坏而导致有效抽放时间缩短, 打钻时取最大高度H=36.4 m, 其余值B=23 m, α=82°, β=80°, γ=3°, 则S轨道=30 m, h轨道=35 m, S胶带=27.5 m, h胶带=37.9 m。因此, 在轨道运输巷打钻的终孔点的范围是距离轨道运输巷顶板19~32 m, 距离轨道运输巷左帮27.5~30.0 m。根据抽放钻孔布置方案, 260051工作面瓦排巷共布置64个钻孔, 2#回风上山共布置41个钻孔, 在胶带运输巷和瓦排巷之间布置36个钻孔, 瓦排巷和轨道运输巷之间布置5个钻孔。

2.2.2 裂隙带钻孔瓦斯抽放效果分析

瓦排巷移动测量钻孔, 开孔位置距工作面最近为13 m, 最远为29 m, 方位角皆为30°, 终孔离轨道运输巷左帮范围为37.5~46.7 m, 倾角皆为14°, 终孔距离顶板垂直高位范围为3.6~7.8 m。

根据现场观察数据统计分析:7日第46#钻孔 (距离工作面13 m) 出现较高瓦斯浓度2.4%, 纯瓦斯流量0.055 m3/min;第49#钻孔 (距工作面19 m) 出现当日最高瓦斯浓度3.24%, 纯瓦斯流量0.042m3/min;10日第56#钻孔 (距工作面29 m) 出现最高瓦斯浓度14.6%, 纯瓦斯流量0.415 m3/min, 第50#钻孔 (距离工作面14 m) 出现较高瓦斯浓度5.22%, 纯瓦斯流量0.404 m3/min;12日第56#钻孔 (距离工作面19 m) 出现当日最高瓦斯浓度10.16%, 纯瓦斯流量0.113 m3/min;8月13日第55#钻孔 (距离工作面13 m) 出现较高瓦斯浓度1.94%, 纯瓦斯流量0.079 m3/min。平均单孔流量0.17 m3/min。通过现场实测数据与煤体渗透率分析结果对比, 两者结果一致, 所以, 米村煤矿顶板裂隙瓦斯抽放由于钻孔布置位置及参数合适, 抽放效果较好。

3 综合防治效果分析

(1) 本煤层钻孔抽放瓦斯纯量2.1 m3/min, 预抽期长达15个月, 预抽瓦斯量高达130万m3, 高效分流了本煤层煤体的大量富集瓦斯。本煤层预抽技术的实施, 使工作面煤体内的高含量、高压力富集瓦斯在抽放负压和密集钻孔的作用下得到高效卸压、分流, 为工作面的安全回采创造了条件。

瓦斯地质技术员瓦斯防治岗位责任制 第5篇

1、负责整理各种瓦斯地质资料、台账。

2、负责瓦斯地质图编制及更新。

3、认真分析瓦斯地质资料、台账，根据实测资料数据绘制瓦斯地质图。

4、参与有关瓦斯地质方面的技术工作。

5、在瓦斯地质技术工作中严格执行有关瓦斯治理的管理规定。

6、参与制定重大瓦斯事故抢救方案，并参与事故的抢险工作。

7、做好地质瓦斯预报并提出探放瓦斯建议。

浅谈瓦斯灾害防治 第6篇

摘要：瓦斯对矿井安全的威胁主要有爆炸、突出、窒息三种表现形式。瓦斯防治技术的研究主要从两方面入手。一方面是瓦斯涌出和突出预测，包括对煤岩层中瓦斯含量的预测、采掘过程中瓦斯涌出量和涌出形式的预测、煤与瓦斯突出危险性的预测等，根据预测结果确定合理的采掘部署及防治瓦斯灾害的措施；另一方面是瓦斯灾害预防，包括对煤层及采空区中的瓦斯进行抽放、采掘空间的合理通风、煤与瓦斯突出危险性的消除等，其目的是减少瓦斯涌出量、消除瓦斯异常涌出、将采掘空间中瓦斯浓度稀释到可爆炸限以下，保证充足的氧气供给。

关键词：矿井安全瓦斯突出矿井分级突出预测

1 突出矿井分级

由于突出矿井分级方法难以确定，分级管理虽早已提出，但一直未实现。通过“九五”专项攻关和专家反复讨论，现基本取得一致意见。即:突出矿井按突出危险程度划分为严重突出矿井和一般突出矿井。突出矿井等级用简便方法初步划分后，用模糊综合评判法确认。

简便方法根据最大突出强度、平均突出强度、突出频度、最大瓦斯压力和最大开采深度，按公式计算β值，β≥0.5时，为严重突出矿井；否则，为一般突出矿井。模糊综合评判法按照二层次模糊综合决策模型采用12个指标(6个为突出危害指标和6个为突出危险指标)综合判定突出矿井等级。简便方法易操作，但准确性较差，供现场初步划分突出矿井等级；模糊综合评判法数学处理手段科学，准确性高，但相对复杂一些，为此研制了专门软件。该软件操作界面好，只要用户按提示输入相应数据，马上就能得出结果。突出矿井分级方法和相应的管理措施将编入新的《煤矿安全规程》。这样，全国80多个一般突出矿井将按相应措施进行管理，极大地解放生产力。

2 瓦斯突出预测

2.1 突出危险区域预测 在瓦斯地质统计分析法和综合指标法的基础上，试验研究了突出危险区域无线电波透视技术，利用无线电波在不同煤岩介质中吸收系数的变化探测预测区域范围内的构造异常带、煤层厚度变化带、煤层强度变化带、瓦斯富集带等。根据透视结果，结合瓦斯地质统计分析和工作突出预测指标的变化规律，利用专家系统软件综合分析判断区域的突出危险性。该技术在平顶山十矿试验，在划定的无突出危险区域没有发生任何瓦斯动力现象，减少了50％以上的防治突出措施工程量，社会经济效益显著。

2.2 突出危险工作面预测 实验表明:煤岩层在受载过程中产生电磁辐射信号，信号振幅与外载荷以及煤岩力学性质破坏程度有关。由于煤与瓦斯突出也主要是煤岩受载发生破坏的一个力学过程，可以通过捕捉破坏过程产生的电磁辐射信号来预测突出。根据这一原理研制的MTT-92型突出危险探测仪在芙蓉和平顶山的应用研究表明，电磁辐射信号变化特征与突出危险预测指标基本一致，对钻孔时瓦斯动力现象反映敏感，利用电磁辐射信号变化特征预测突出是比较理想的非接触式方法。

3 生产矿井瓦斯灾害防治方法

3.1 认真学习先进经验，切实做到“五个及时”。对于巷帮抽放钻场采取了及时施工、及时打钻、及时封孔、及时合茬抽放、及时充填的“五及时”管理措施，杜绝了钻场瓦斯积聚。在钻孔收尺方面，根据实际工作需要矿成立了瓦斯治理办公室，具体负责对瓦斯效果检验，严格落实“干、管”分离，明确了瓦斯办收尺员和通风区测气员联合收尺，确保了收尺的真实性，月底由瓦斯治理办公室负责将监督检查数据汇总上报，并严格落实防突效果

检验，切实把住了钻孔收尺及效果检验关。

3.2 采取超前防范措施，加强瓦斯现场管理。在严格执行有孔必封、封孔必严、封后必抽原则，积极推广使用自动放水器，加强放水工作管理，在确保抽放负压和抽放浓度的基础上，进一步加强了对瓦斯现场的管理，通过严格落实采掘班队长班中三检查三汇报制度，杜绝了空班漏检、假检、假汇报现象。同时对采掘工作面一律执行瓦斯浓度达0.8％断电制度。

3.3 坚持应抽必抽、边抽边掘，严格落实瓦斯综合治理准入制。对煤掘进头等地点采取了瓦斯抽放措施，防止了瓦斯超限，对备用面瓦斯风排量、抽放量、含量、抽放率进行认真计算，经验收在瓦斯抽放率符合要求，抽放系统健全的情况下方可组织生产。通过措施的落实，杜绝工作面回采过程中瓦斯超限事故的发生。

3.4 坚持 “有疑必探、先探后掘、不探不掘”，防止误揭煤层现象的发生。进一步认真落实过断层和瓦斯异常带的“五位一体”综合防治措施。即：地质科加强地质预测预报，及时提供预测资料；防突区在打钻过程中发现异常及时汇报；掘进单位发现地质、矿压、瓦斯异常，立即停头；通风区保证瓦斯超限时能切断掘进巷道及其回风系统内电器电源；测气员发现瓦斯异常，立即撤出人员。明确由矿总工程师及时组织制订“实施过断层(或瓦斯异常带)安全技术措施”。通过采取针对性措施，杜绝了因过断层、瓦斯异常带造成的瓦斯超限现象。

3.5 加强采煤工作面老塘角和掘进工作面的瓦斯管理。在采煤工作面老塘角的管理上严格了超前回柱一硐，并用煤矸充满填实未冒实空间；在掘进工作面管理上加强了超前支护和顶板管理，防止掉煤顶、冒顶引起瓦斯超限事故发生；对于综掘施工方面改变了割煤工艺，由原来的由下向上改为现在的由上向下割煤，并均衡了进尺；对于炮掘工作面采取浅眼爆破等一系列针对性措施，从本质上杜绝瓦斯超限事故。

4 结语

煤矿瓦斯爆炸防治技术研究 第7篇

煤矿开采行业是中国工业发展的根本,关系到中国经济的发展与人们生活水平的提高。然而,在煤炭开采的过程中,瓦斯爆炸、中毒、窒息矿井火灾等灾害事故时有发生。这些事故中,瓦斯爆炸的危害性极强,极大地威胁着人们的生命财产安全,不利于煤矿行业的生产与发展。究其原因,主要是由于装备不足、管理不到位、作业人员安全意识淡薄与瓦斯积聚等因素。因此,企业需要对症下药,有效做好防止瓦斯爆炸的工作,从而防患于未然,确保煤矿的安全生产。

1 瓦斯爆炸与危害

瓦斯爆炸,是指一定浓度的甲烷和空气作用下产生的激烈氧化反应。瓦斯爆炸是煤矿生产中最严重的灾害之一,事故危害速度快,范围广,强度大,伤亡人数较高,是中国煤矿安全的主要难点。瓦斯爆炸具有一定的特点,一般发生于采煤与掘进工作面,多为火花引爆,破坏波及范围广。

此外,瓦斯爆炸造成的危害极大,主要产生三个致命危害因素:高温、高压与有害气体。高温,瓦斯爆炸时,在自由状态下,温度一般为1 850℃,在封闭状态下,产生的温度更高,可达2 650℃。因此,高温状态下,容易烧伤人员、烧坏设备,甚至引起火灾事故。高压,瓦斯爆炸会加大室内的压力,比正常状态下的压力扩大十倍之多,因此很可能造成塌方等事故的发生。有害气体,瓦斯爆炸主要为发生燃烧反应,因此必然会产生一氧化碳等有害气体,其中一氧化碳的含量(体积分数)约为2%~8%,明显超过人类可正常呼吸的极限——0.4%(体积分数),这样的状态,往往会造成人员缺氧与中毒伤亡。

2 瓦斯爆炸的条件与主要影响因素

瓦斯爆炸需要同时满足三个条件:瓦斯浓度、引火温度与氧的浓度。下面将一一介绍:第一,一定的瓦斯浓度(体积分数),爆炸范围为5%至16%,其中9.5%威力最大,高于16%的浓度,氧气不足,不能燃烧,低于5%的浓度,不能形成热量积聚,只能燃烧,不会发生爆炸。第二,一定的燃火点,温度通常为650℃至750℃,明火、煤炭自燃、吸烟、放炮与电器火花等都会造成爆炸。第三,充足的氧气,只有在充足氧气的状态下,才能发生爆炸,氧气浓度一般为12%~20%,就会发生爆炸事故。

影响瓦斯爆炸的因素较多,也较为复杂,但主要体现于以下几个因素:第一,可燃性气体的混入,硫化氢、乙烷与一氧化碳等可燃且具有操作性气体与瓦斯混合,会加剧燃烧的可能与速度,扩大瓦斯的界限。第二,爆炸性煤尘的混入,瓦斯气体掺杂有煤尘,燃火点会降低,大概在三百到四百摄氏度的温度就能生成可燃性气体,更容易发生爆炸事件。此外,混合气体初始温度与压力以及瓦斯浓度,都会改变瓦斯爆炸界限,一般而言,混合气体初始温度与压力越高,越容易发生瓦斯爆炸事故。由此可见,瓦斯爆炸是由多方面因素影响的,要防治瓦斯爆炸事故的发生,需要从多方面因素进行着手。

3 煤矿常见的瓦斯爆炸原因

据历年煤矿瓦斯爆炸事故统计,造成爆炸的因素多种多样,但总体而言,是自然环境、安全设备、安全意识与管理水平等方面因素相互作用所导致的。下面将重点介绍主观因素。

3.1 装置设备不合理

装置设备不合理,会造成瓦斯爆炸。一方面,通风系统不合理、设施不可靠,主要体现于:系统设施选用不能满足煤矿生产的需求,装置设备安装不合理、不符合规范要求;从而造成通风力度不够,供应风力的距离过长,出入口过小,通风线路不流畅,工作面瓦斯量过大又没有及时抽放;容易形成封闭空间,空气不能对流,容易造成工作面风量不足,产生爆炸事故。另一方面,装置设备操作不当,方法落后,作业规程与操作手册编制不合理,针对性不强,导致一些操作人员技术有限,从而造成装置设备的作用得不到有效发挥,甚至酿成安全事故。多起瓦斯爆炸事故分析发现,违章操作而造成了一些本可避免的事故。

3.2 管理水平不高

管理水平不高,不管是现场管理还是人员管理等方面,都存在较大漏洞,从而加大了瓦斯爆炸事故发生的可能。一些煤矿开采企业,不重视现场管理,无法意识到管理对施工安全的重要性。经常发生现场混乱等局面,对设备位置、操作流程与施工分工等方面没有做出明确的要求与统一。各个岗位不能做好良好地合作与协调,经常会出现工序混乱与施工有误等现象,影响了整个开采的正常秩序,容易造成安全事故的发生。同时,对一些违章失职的行为没有及时调查与惩处,甚至没有纠正与调整,导致小失误演变成大错误与事故,最终难以挽救。此外,对员工的管理也不到位,员工纪律散漫,责任意识淡薄。较少开展员工的思想教育与技能培训等活动,没有严格要求员工的施工行为,经常出现违章操作等不良行为,加剧了瓦斯爆炸等安全事故的发生。

3.3 安全意识淡薄

安全意识淡薄是造成煤矿瓦斯爆炸事故发生的根源。安全意识淡薄不仅体现于开采人员身上,一些煤矿开采企业的负责人也没有树立起安全意识。负责人受到利益驱使,一味追求工作效率,却忽视了事故的安全性。开采人员文化程度较低,没有接受过专业的安全培训,缺乏基本的安全生产知识,对操作规程与安全技能不熟练,思想麻痹,违章作业等现象经常发生。

4 瓦斯爆炸防治技术

4.1 优化装置设备系统

装置设备是防治瓦斯爆炸的关键,也是重要举措。因此,煤矿开采企业应该重视装置设备的管理。一方面,要认真选用合理的装置设备,结合煤矿开采的需要,配备齐全安全装置与设施。同时,安装装置设备前,要对施工现场做好测量,准确布置设备的位置,保证装置设备能正常运行,以发挥其最大价值,避免安全事故的发生。另一方面,对装置设备的操作工序与方法,要统一规范与严格要求,编制具有较强针对性的与切合实际的操作规程与员工手册,供员工学习与参考。此外,还要组织员工学习设备操作技巧,并对员工的操作技能进行考核,确保都能合格上岗,避免因为操作不当或违章操作的行为导致瓦斯爆炸事故的发生。

4.2 提高管理水平

提高煤矿开采企业的管理水平是防治瓦斯爆炸工作的重中之重,只有对施工队伍与施工现场进行有效管理,才能确保施工能有序与顺利地开展。首先,要提高管理人员的意识,使他们认识到管理水平的高低直接影响着施工的安全。其次,应该建立一套完善的管理系统,明确施工流程、岗位职责、操作细则与员工行为等,要求员工认真学习并予以实行,只有这样,才能确保施工现场的有序性。最后,安排专人对现场进行全方位的跟踪,时刻监督现场的发展状况,对可能造成安全事故的问题,要及时提出解决方案。同时,也要时刻了解开采人员的思想动态与操作技能等方面,避免出现操作失误与违章操作等不良行为。

4.3 加强安全意识

加强安全意识是防治煤矿瓦斯爆炸的基础工作。从历年发生的瓦斯爆炸事故看,加强安全意识是煤矿开采企业负责人与从业人员等人员的义务,不仅是为了他们个人的负责,更是对家人、社会乃至国家的负责。因此,应该加强宣传安全生产重要性的案例,煤矿行业要经常组织安全生产知识的讲座,煤矿企业应该多开展操作规程与安全操作等培训,提高从业人员的安全意识、责任意识、技术素质、应变能力和自我保护能力,才能杜绝违章操作和避免瓦斯爆炸事故的发生。

5 结语

因此做好煤矿瓦斯爆炸防治工作意义重大,确保从业者生命和国家财产安全的重要举措。合理配置、布置与使用装置设备;提高管理水平,确保现场的有序性;加强从业人员的安全意识。只有这样的防治技术,才能避免瓦斯爆炸的发生。

摘要：通过对煤矿瓦斯爆炸防治技术的相关问题进行探讨,希望能对促进煤矿开采的安全性能有所帮助。

关键词：煤矿瓦斯,爆炸,防治技术

参考文献

[1]张津嘉,许开立,王贝贝,等.特别重大煤矿瓦斯爆炸事故致因分析及管理模式研究[J].中国安全科学学报,2016,26(2):73-78.

[2]张旺,冯涛,武剑,等.基于突变级数法的煤矿瓦斯爆炸危险性评价[J].矿业工程研究,2016(1):41-45.

抽放和注水综合防治瓦斯技术的研究 第8篇

在以往的煤巷掘进中, 煤与瓦斯突出预测指标全部超限, 采用密集钻孔排放和松动爆破的防突措施, 放炮后瓦斯浓度高达17%, 需2～3 h才能降至1%以下, 不仅留下了瓦斯爆炸和瓦斯窒息的隐患, 而且每月掘进进度在40～60 m。随着开采深度的增加, 瓦斯灾害日趋严重。为此, 笔者进行了超前预抽瓦斯和煤层高压注水相结合防治瓦斯事故的试验研究, 并取得了显著的成效。

1原理

(1) 防治煤与瓦斯突出。

①超前预抽瓦斯能降低煤层中的瓦斯含量, 减小瓦斯压力, 从而消除或削弱了瓦斯突出的原动力。②高压注水是通过钻孔向工作面前方的煤体实施注水, 利用高压水, 扩大和贯通了煤体的裂隙, 破坏了煤体的结构;再利用水的浸润作用湿润煤体, 使煤体的弹性和强度减小, 塑性增大, 在高应力下产生变形。煤体变形后应力得到释放, 从而使工作面前方煤体的原始应力分布发生了变化, 即高应力区向工作面煤体深部转移, 增加了工作面前方煤体的卸压带长度, 从而使突出危险性得以消除或削弱。③通过高压注水的压裂作用, 使煤体裂隙贯通, 给瓦斯抽放创造了有利条件, 大量的瓦斯被抽出, 从而减小了瓦斯突出的可能性。

(2) 防治瓦斯超限, 控制瓦斯爆炸事故。

①超前抽放降低了煤体中瓦斯绝对含量及瓦斯压力, 在掘进破煤时瓦斯释放量明显减少, 降低了风流中瓦斯的浓度, 从而控制了瓦斯爆炸事故。②高压注水后, 煤体被充分湿润, 水分不仅占去了贮存游离瓦斯的孔隙, 封闭了瓦斯流动的通道, 而且固体煤分子对水同样有吸附能力, 使瓦斯从吸附状态变成游离状态更加困难, 破煤时煤体中瓦斯涌出量和涌出速度均大幅下降, 从而降低了采掘场所的瓦斯浓度。

2工艺及参数

(1) 超前抽放瓦斯。

①抽放设备选择。根据钻孔总长度和瓦斯抽放量, 选择SKA-253型移动式瓦斯抽放泵2台, 一用一备。额定抽放量30 m3/min, 负压42 kPa。总进气管和总出气管采用Ø152.4 mm钢管, 掘进巷道内的支管采用Ø101.6 mm PECD塑料管, 封孔管采用Ø25.4 mm的钢管, 选用Ø38.1 mm胶管和支管连接。②钻孔参数设计。根据该矿煤层倾角变化情况和透气性的实际情况, 设计采用TXU-150型坑道钻机施工钻孔, 钻孔直径为90 mm, 钻孔长度50 m, 在钻场内呈扇形布置10个钻孔 (图1) 。这样不仅解决了巷道掘进时的瓦斯抽放问题, 同时还利用现有抽放系统对巷道上下煤体本煤层预抽瓦斯, 为今后工作面回采创造了有利条件。③钻场布置。钻场随巷道的掘进在巷道两侧迈步式布置, 同侧钻场相距40 m, 异侧钻场相距20 m。钻场规格为深3 m, 高2 m, 上宽2.8 m, 下宽3.8 m。

(2) 高压注水工艺及参数。

①注水压力的选择。根据注水机理可知, 注水压力必须克服煤体的地压应力, 并破坏煤体的结构, 才能压裂煤体, 所以注水压力P>0.001kγH。其中, k为与煤体结构有关的系数, 取1.5;γ为上覆岩层重度, 取25 kN/m3;H为煤层埋藏深度, 该矿为450 m。则P>16.9 MPa。根据液压泵的性能, 选择注水压力为18 MPa。②注水钻孔布置 (图2) 。根据该矿煤层结构和实际施工方法, 选择注水孔直径为42 mm, 孔深9 m, 按《防治煤与瓦斯突出细则》要求, 每次注水后掘进4 m, 保留5 m安全距离。采用正常作业所使用的煤电钻施工, 全断面布置3个注水孔, 正三角形与倒三角形交替布置, 即本次注水用正三角形布置, 下次注水就用倒三角形布置。③注水结束标准。注水开始后, 高压水在煤体中不断蓄积势能, 注水压力将达到最高值, 但随着煤体结构被破坏, 裂隙不断贯通, 注水压力会不断下降。根据试验观测, 当注水压力下降到最高值的1/3 (6 MPa) 时, 工作面煤壁会挂汗或有水渗出, 此时煤壁会外移100～300 mm, 说明注水效果已经达到, 可以作为结束注水的标准。

3试验

试验于2005年3月在42081工作面运输巷开始, 后逐步推广到43采区上山、43111工作面回采巷道, 到43111工作面贯通为止, 共试验了18个月。在试验过程中, 抽放系统出口瓦斯浓度8%～20%, 流量25 m3/min, 保持正常运行。并对二1煤层高压注水数据进行了统计 (表1) 。

4效果

(1) 防治煤与瓦斯突出的效果。

对42081工作面运输巷和43采区各煤巷掘进面实施超前抽放和高压注水综合防治瓦斯措施后, 防突效果显著。经效果检验, 突出危险性检验指标均降到了临界值以下, 基本消除了突出危险性, 在试验期间没有发生煤与瓦斯突出和其他动力现象。与松动爆破或小直径密集钻孔排放防突措施相比, 措施效果检验有效率大幅度提高, 各种突出检验指标值大大下降 (表2) 。

(2) 防治瓦斯超限效果。

在采用松动爆破防突措施时, 掘进工作面回风流瓦斯正常浓度0.9%, 放炮后瓦斯浓度峰值为17%, 2～3 h才能恢复到1%以下, 遇到火源就可能发生瓦斯爆炸或燃烧。采用超前抽放和高压注水相结合的综合防治瓦斯措施后, 工作面回风流瓦斯正常浓度0.4%左右。通过控制注水速度, 注水时工作面瓦斯浓度可控制在1%以内, 放炮时通过控制炮眼个数和装药量, 也可达到放炮后瓦斯浓度不超过1%的目的。

5结语

高瓦斯轻放工作面瓦斯综合治理研究 第9篇

轻型支架放顶煤是一种较新的回采工艺, 一般对于5.0 m左右的厚煤层能够一次采全高。由于采高较大, 与传统的高档普采相比, 上隅角空间更高、更大, 瓦斯浓度更难以控制, 单纯依靠增加风量根本无法解决。另外, 工作面放顶煤煤尘比较大, 会增加瓦斯、煤尘爆炸的危险性;采空区放顶煤时遗留的活煤较多, 如果采取措施不当, 煤层可产生自燃, 也会导致瓦斯爆炸事故的发生。因此, 对轻放工作面高瓦斯进行了综合治理研究, 取得了良好的效果。

1方案确定

九龙矿15227高瓦斯轻放工作面位于北二采区, 与15225工作面采空区相邻。2004年10月完成掘进, 形成全风压通风系统。该工作面掘进期间瓦斯涌出量平均为3.2 m3/min, 预计15227工作面回采期间瓦斯涌出量在15～20 m3/min, 单纯靠通风方法已难以把回风流中有害气体浓度控制在《煤矿安全规程》规定以下, 上隅角瓦斯浓度也难以控制。为了确保工作面正常安全生产, 决定在15227回采工作面运输机巷布置顺层瓦斯钻孔, 运料巷布置高位瓦斯抽放钻孔, 在回采工作面上隅角埋管进行抽放等。利用采动影响造成工作面的超前煤壁卸压及围岩层岩性变化造成的煤岩层透气性能的变化, 探索低透气性煤层工作面瓦斯抽放, 同时在上隅角斜挂风帐, 使用风水喷雾装置, 对15227轻放工作面进行瓦斯综合治理。

通过对15227轻放回采工作面瓦斯综合治理的研究:探索低透气性煤层利用工作面采动影响造成的煤壁超前卸压及顶板岩层岩性的变化抽放瓦斯的可行性;解决工作面单纯靠增加风量排放瓦斯难以保证安全的问题, 降低回风流中的瓦斯浓度及减小局部瓦斯积聚, 杜绝瓦斯事故的发生, 实现工作面安全生产。

2方案实施

2004年12月完成瓦斯综合治理的方案设计, 2005年2月开始布置钻孔施工, 5月钻孔施工结束。布置顺层瓦斯抽放钻孔30个, 钻孔进尺2 400 m;布置高位穿层钻孔36个, 钻孔进尺1 440 m;2005年5月开始敷设瓦斯抽放管路, 合计长度2 600 m;安装移动瓦斯抽放泵, 形成抽放系统。2005年612月, 随工作面的推进, 进行瓦斯抽放。

现有煤层的透气性较低, 百米钻孔的自然瓦斯涌出量远在0.01 m3/min以下, 属于极难抽放煤层。通过工作面回采的围岩应力变化造成岩性变化, 增大煤岩层的透气性, 从而达到抽放的目的。

实践经验表明, 工作面推进造成煤壁超前卸压25～30 m, 该范围内煤体的透气性增大。根据“三带”理论, 受工作面采动影响, 顶板上覆岩层垮落带高度一般是煤体厚度的3～5倍, 九龙矿为10～15 m。以上为顶板裂隙带, 钻孔终孔位置应布置于顶板裂隙带内。并根据气体流动理论和瓦斯密度小、扩散性强特点, 布置采空区埋管抽放。

分析矿井的具体情况, 15227工作面布置抽放钻孔参数如下:①在15227回采工作面运输机巷距切眼外20 m, 垂直煤壁布置顺层钻孔30个, 孔间距6 m, 钻孔倾角大于煤层1～2°, 孔深80 m, 孔径89 mm, 水泥砂浆封孔, 封孔长度5 m。②沿15227回采工作面运料巷距切眼外35 m, 布置高位瓦斯抽放钻孔18组, 共36个。钻孔组间距10 m, 与煤壁夹角30°和45°, 倾角35°, 孔径89 mm, 孔深40 m。终孔位置位于大煤顶板采动影响裂隙带。水泥砂浆封孔, 封孔长度5 m。③沿工作面运料巷上帮布置分支管路, 进行工作面上隅角埋管瓦斯抽放, 管路直径108 mm, 伸入工作面上隅角切顶线以里1～3 m, 且随采动外移。④在工作面上机尾斜挂风帐, 风帐一端与煤壁接触, 另一端接近工作面上隅角, 引导风流, 增大上隅角风压, 减少采空区瓦斯外泄。⑤在工作面上隅角使用风水喷雾装置, 冲淡上隅角局部积聚瓦斯, 湿润采空区。工作面推进超前卸压距离25～30 m, 该范围内煤层透气性明显增大, 单孔瓦斯抽放量增加约40倍, 瓦斯浓度达75%, 单孔抽放量0.2～0.4 m3/min。但当钻孔与工作面煤壁距离2～3 m时, 受煤壁破碎的影响, 钻孔的瓦斯浓度急剧下降到20%以下, 流量增大、浓度降低, 及时甩掉, 以免影响其他钻孔的抽放效果。高位钻孔瓦斯浓度20%～40%, 单孔抽出量1.2 m3/min。上隅角埋管管路瓦斯浓度20%左右, 抽出量1.0 m3/min, 系统管路瓦斯浓度30%以上。系统总抽放瓦斯纯量在6.0 m3/min以上。

3技术措施

随工作面推进造成的煤体超前25～30 m的卸压区内, 煤体的透气性增大, 有利于抽放效果的提高, 实现低透气性煤层的本煤层瓦斯抽放。同时利用高位瓦斯钻孔抽放采空区顶部裂隙带瓦斯, 利用上隅角埋管抽放采空区的瓦斯, 也具有很好的效果。①钻孔的封孔要严密, 特别是煤体超前应力范围以内的钻孔要保证不漏风。②高位钻孔的终孔位置及上隅角埋管至切顶线以里的深度, 应位于顶板裂隙带及采空区的高浓度积聚区。③根据工作面推进的超前卸压, 合理安排钻孔的抽放, 把握最佳抽放时机, 取得最佳抽放效果。

4技术要点及适宜范围

主要是利用工作面推进造成的煤层超前卸压增加煤层的透气性而进行本煤层抽放, 利用顶板岩性应力的变化形成的裂隙带及工作面上隅角的高浓度瓦斯积聚而进行采空区高浓度瓦斯抽放。在无保护层开采的状况下, 瓦斯综合治理效果极佳。

建立井下临时抽放系统进行本煤层抽放、运料巷高位抽放和采空区瓦斯抽放, 同时测定超前压力造成煤体透气性增大范围内钻孔抽放量的变化, 合理控制浓度, 探索顶板裂隙带瓦斯抽放的最佳终孔位置及抽放时机。

上隅角埋管至切顶线以里最佳位置, 有效控制瓦斯抽放浓度。

5效果

(1) 探索出了一条适合九龙矿特点的高瓦斯轻放工作面的瓦斯综合治理方法。得出了低透气性煤层利用工作面推进的围岩应力变化及煤体透气性的增大, 而实施综合抽放在技术上可行的结论。

(2) 瓦斯抽放系统运转后, 瓦斯的抽放纯量在6 m3/min以上, 抽放管路瓦斯浓度在30%以上。该回采工作面开采时的最大配风量为900 m3/min, 降低了高负压造成的采空区瓦斯涌出量偏大的现象, 杜绝了瓦斯超限现象和瓦斯事故的发生, 优化了安全生产环境, 实现了高产高效开采。与该采区相邻的、已采过的15225工作面相比, 配风量下降800 m3/min。

6结语

(1) 实施工作面上隅角埋管抽放瓦斯, 埋管的深度和吸风口的位置难以准确掌握, 造成喝风现象难以控制, 应通过不断研究、探索, 寻找出最佳的埋管控制参数, 使埋管抽放效果更好。

(2) 由于高位钻孔受终孔位置及上覆岩层变化的影响, 抽放钻孔的瓦斯浓度难以控制, 应继续探索寻找出更佳的终孔位置和最佳的抽放时机。

摘要：轻放工作面的高瓦斯是影响安全生产的一个关键问题。通过对轻放工作面高瓦斯采用本煤层预抽、高位钻孔抽放、上隅角埋管抽放等瓦斯综合治理技术, 实现了工作面安全生产。

瓦斯综合防治方法研究 第10篇

1 高产高效综采工作面瓦斯涌出规律研究

通过在42103工作面间隔一定距离采取气样利用色谱分析仪测定各气样的煤层瓦斯浓度, 能够得出表1, 可以发现采面煤层瓦斯浓度从进风侧至回风侧逐渐增大, 尤其是靠近回风侧30m范围内煤层瓦斯浓度较高。造成这种分布规律的原因是风流从进风侧经过采场时, 有一部分风流至采面中部逐渐漏入采空区, 漏入采空区的风流从工作面的后半段又逐渐返回到工作面, 同时将采空区内的较高浓度煤层瓦斯带进工作面, 使工作面煤层瓦斯浓度逐渐增高。通风负压作用使回风隅角处从采空区带出的煤层瓦斯量最大, 加上回风隅角处风流是处于微风紊流状态, 不利于煤层瓦斯的正常排出, 致使回风隅角附近煤层瓦斯浓度增高, 这是回风隅角煤层瓦斯容易超限的原因。

2 综采工作面通风方式优化

布尔台矿综采工作面均采用U型通风方式, 在确定工作面风量时, 风量过小不能有效稀释回风隅角区域涌出的瓦斯, 同时造成工作面风速太低, 风量过大会造成采空区漏风量大, 造成回风隅角涌出瓦斯量进一步增大, 因此需要通过合理调整工作面风量, 同时有效控制采空区漏风, 实现最有效地稀释回风隅角涌出瓦斯。布尔台矿通过封堵工作面进风侧漏风通道, 并且不断试验调整工作面配风量, 同时实测回风隅角瓦斯浓度, 得出以下规律, 在现有的回采技术条件下, 3m采高综采工作面配风900~1200m3/min为最佳, 6.5m采高综采工作面配风1400~1800m3/min为最佳。

3 采空区瓦斯抽放技术研究

布尔台矿工作面瓦斯涌出的主要来源为采空区, 仅靠通风方法不能解决由采空区顶板周期来压、采空区气压变化、采空区漏风增大等异常情况造成的回风隅角瓦斯超限, 因此需要建立高效、可靠的采空区瓦斯抽放系统来治理采空区向回风隅角涌出的瓦斯。

3.1 抽放方式选择

布尔台矿现有工作面采用“U”形通风方式, 采空区瓦斯抽放方式可以选择通过回风隅角向采空区埋管, 抽采方式见图1。对于采用“U+L”型通风方式的工作面可以选择采空区联巷插管抽放。

3.2 抽放泵站和管路选型

根据计划的瓦斯抽放流量、抽采距离可以计算出抽放管路管径和管路阻力, 然后进行瓦斯抽放泵站选型, 考虑安全系数后, 最终选择额定抽放流量300m3/min泵站, 极限真空度为16k Pa。泵站设置2台, 1台使用, 1台备用, 保证连续稳定运行。

抽放管路中的负压抽气管路要埋入采空区, 因此选择螺旋焊管, 通过计算, 抽放主管路选择DN500螺旋焊管。排气管路可选择DN500聚乙烯瓦斯抽采管。

3.3 抽放参数确定

抽放管路布置图见图2, 抽放支管采用“T”形管路, 抽放主管路上每隔12m安装一个抽气三通, 三通进入采空区前, 取掉上侧的堵盘, 安设“T”形支管, 支管上侧两端各有1个抽放口, 抽放口先用法兰盘压铁丝网和铁板封堵, 支管到达工作面切顶线时取掉法兰和铁板, 开始抽放瓦斯。

采空区瓦斯抽放半径是采空区最里侧的抽放口到工作面支架切顶线的距离, 抽放半径对瓦斯抽放效果和采空区漏风都有较大影响, 尤其是对于容易自燃煤层, 抽放半径过大会加剧采空区浮煤氧化。为了确定最佳抽放半径范围, 可以采用实测方法, 在第一个抽放口从支架切顶线进入采空区后, 实测回风隅角瓦斯浓度变化情况和抽放管道中CO浓度变化情况, 在气体均为最低稳定区间时的抽放距离为最佳距离。经过测定分析, 布尔台矿采空区瓦斯抽放半径应控制在10~150m, 根据工作面瓦斯涌出量和采空区漏风情况可以适当进行调整。在工作面瓦斯涌出量较小和采空区顶板垮落及时的情况下, 抽放半径可以控制在工作面支架切顶线以里位置, 采用负压钢圈风筒对接在抽放主管路上埋入采空区, 在支架切顶线以里位置割开风筒进行抽放, 原有抽放主管路逐段回收, 进行重复利用。

3.4 抽放系统管理

抽放泵站要布置在具有独立通风系统的硐室内, 泵站内安装监测仪器仪表, 并安排专人24小时检查抽采参数和设备运行情况。抽放管路要采取防静电、防进水措施, 并定期进行巡查维护。

3.5 抽放效果分析

现有瓦斯抽放系统抽放瓦斯浓度为0.5~2%, 抽放混合流量为200~250m3/min, 抽放纯瓦斯量为1.0~2.5m3/min, 工作面瓦斯抽采率达到60%, 回风隅角瓦斯稳定在0.4%以下, 工作面瓦斯稳定在0.18%以下, 保证了工作面安全顺利回采。

结语

根据布尔台煤矿高产高效瓦斯矿井的实际情况, 研究了综采工作面瓦斯涌出规律, 为工作面瓦斯治理方式的选择提供依据, 确定了高产高效综采工作面采用通风和抽放方式治理瓦斯的具体方式。

摘要：对高产高效瓦斯矿井的综采工作面瓦斯涌出规律进行了研究, 确定了综采工作面利用通风和采空区埋管抽放方式治理瓦斯的技术参数, 为高产高效综采工作面瓦斯治理提供了依据。

关键词：瓦斯治理,高产高效,瓦斯矿井,采空区瓦斯抽放

参考文献

[1]张国枢.通风安全学[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2002.

[2]中国神华万利煤炭分公司布尔台矿井初步设计安全专篇 (修改) 说明书[R].中煤国际工程集团武汉设计研究院, 2008.

瓦斯综合防治方法研究 第11篇

关键词：瓦斯抽采安全技术

1 矿井概括

八矿位于鹤壁矿区南部，井田南北走向5.25km，东西倾向1.7-1.9km，面积约7.9km2。井田为一隐伏井田，属单斜构造。二1煤为矿井唯一可采煤层，为二迭系山西组，平均厚度6.75m，平均倾角24°。井田内地质构造复杂，断裂构造发育，尤其小断层较多，煤层稳定性中等，局部存在明显的变薄现象，并呈条带状分布；2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的不断延伸，煤层中瓦斯含量逐渐增多，给工作面回采带来了严重影响，为解决这种现象，矿井综合抽放技术的应用解决了这一难题。

2 3103南工作面概况

3103工作面地面位于西扒厂北，地面标高163-168m。

地面起伏不大，全为可耕地；工作面上部为3101工作面采空区，下部为尚未开采的3105工作面，南至F53断层煤柱，北邻未开采的3103北工作面。工作面内地质构造复杂，在工作面中间有一煤层变薄带，变薄带煤层厚0.3-2米，变薄带宽25米，在工作面北部有13F6断层，对回采有影响，褶曲不发育。煤层倾角平均25°，平均煤厚6.5m，煤层直接顶为砂质泥岩，老顶为砂岩。煤层：直接底为砂质泥岩，老底为砂岩。地质储量：52.1万吨。3103上、下顺槽采用U29型棚支护。悬移支架炮采工作面。

3 3103工作面瓦斯参数情况

3103南工作面瓦斯含量按照焦煤科研所对3103中巷测得的瓦斯含量，原始瓦斯含量11.15m3／t，瓦斯压力0.9Mpa。抽放影响半径为3m。由于八矿属于是单一煤层，不具备开采保护层条件。八矿采取了区域防突措施和局部防突措施，即在底板抽放巷内施工穿层钻孔、顶板穿层钻孔、本煤层施工顺层抽放钻孔、上顺槽施工高位裂隙钻孔措施后，降低工作面瓦斯含量，为工作面回采提供了条件。

4 3103工作面抽采方案的确定

4.1 上、下顺槽及切眼预抽方案 上、下顺槽及切眼预抽煤层瓦斯采用的方式选用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，上顺槽已通过3101中巷穿层孔控制，切眼通过施工本煤层，目前正处于预抽期，3103下顺槽需施工预抽钻孔进行消突，采用在3103底抽巷施工穿层钻孔。

4.2 回采工作面预抽方案 工作面预抽煤层瓦斯选用了顺层钻孔预抽回采区域。通过在3103上、下顺槽施工大量顺层钻孔和在3103底抽巷施工顶板穿层钻孔预抽工作面中部薄弱地区的联合预抽方案。

4.3 回采期间工作面局部瓦斯抽采方案 采用顶板裂隙带、采空区埋管抽采来解决工作面回采期间的局部瓦斯问题。顶板裂隙带抽放通过在工作面中上部施工顶板抽放巷，在回采前封闭巷道进行巷抽；采空区埋管通过在工作面上顺槽抽采管路安设“干”字型埋管，并预埋在采空区内进行抽放。

5 抽采钻孔的布置方式

5.1 预抽3103下顺槽钻孔参数 布孔原则：①钻孔在预抽区域内均匀布置，并穿过煤层全厚进入顶板0.5m；②钻孔终孔间距以实测有效抽放半径为基础进行设计；③孔径94mm，以提高抽采瓦斯浓度。

在底板抽放巷抽放钻场内打钻，对下顺槽周围煤层瓦斯进行条带区域预抽。每个钻场布置6排8列54个孔，钻孔直径94mm，沿煤层倾斜方向呈扇形布孔，钻孔控制到下顺槽轮廓线外上帮20m、下帮15m范围。

5.2 预抽3103切眼钻孔参数 切眼采用穿层钻孔预抽区域防突措施，通过在3103中巷及3103上顺槽本煤层，预抽3103切眼两帮各15m范围煤体瓦斯。

5.3 3103上、下顺槽本煤层钻孔参数 在3103上、下顺槽内均匀布置顺层平行钻孔和伪倾斜钻孔进行区域预抽，设计为双排三花眼布置钻孔。上顺槽上排钻孔开孔距巷道底板1.0m，设计方位105°，倾角25°-28°，钻孔深度51米；下排钻孔开孔距巷道底板钻孔0.5m，设计方位121°，倾角26°-29°，钻孔深度56米；孔间距0.7米。下顺槽上排孔钻孔开孔距巷道底板2.3m，设计方位264°，倾角27-31°，钻孔深度90米，下排孔钻孔开孔距巷道底板1.5m，设计方位260°，倾角28°-32°，钻孔深度88米；孔间距0.7米。上下顺槽钻孔在空间上形成立体交叉，交叉距离不少于10米。为有效解决工作面中下部瓦斯较难抽放的问题，在底板抽放巷内，每隔5m布置一个顶板扇形抽放钻场，每个钻场布置10个孔，钻孔沿煤层倾斜方向呈扇形布置，钻孔直径94mm，对整个工作面瓦斯进行区域预抽。

5.4 3103工作面回采过程中高位裂隙钻场钻孔参数 3103上顺槽在掘进过程中，间隔90米掘进一个高位裂隙钻场，钻场与上顺槽平行距离为15.5m，距煤层顶板5-10米，工作面回采过程中，在钻场内布置12个钻场，上排孔距巷道底板1.0米，下排孔距巷道底板0.5m，钻孔深度平均80米，控制工作面上顺槽向下20米范围，解决工作面在回采过程中，采空区跨落中存在的裂隙中释放瓦斯。

6 钻孔封孔联孔工艺

进入封孔地点，首先要敲邦问顶，检查封孔周围的安全状况及支护状况，封孔下管前用风管将封孔段内的煤（岩）屑采用压风全程清扫干净。封孔长度为15m以上，封孔管用φ50聚氯乙烯管，返浆管选用4分钢管，注浆管选用4分软管。在封孔管前端2m处用定向封孔材料（2组药）固定在聚氯乙烯管上。将连接固定好聚氯乙烯管及4分注、返浆管同时快速地送至孔中预定深度。注浆管长度为2m，返浆管长为10m。然后采用安尔封堵钻孔孔口段，孔口段封孔深度1.5-2m，孔口段凝固时间不低于10min。压注封孔材料：采用风动注浆泵注浆，将封孔剂与水按一定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分钟左右、压力表显示读数达到0.6MPa-1MPa后关闭返浆管阀门，此时钻孔内裂隙已经得到充分封堵。

7 结束语

3103工作面经过综合抽放技术后，工作面由原来的原始瓦斯含量11.15m3／t，经过不少于1年以上预抽期后，经测得最大残存瓦斯含量6.96m3／t，取得了明显的效果，有效的解决了工作面回采过程中瓦斯超限的现象，提高了工作面产量，增加了效益，保证了安全。

参考文献：

[1]苟星奎，李学海.顶板定向钻孔瓦斯抽采方法研究[J].价值工程，2013(04).

[2]李学海，苟星奎.定向长钻孔综合瓦斯抽采技术[J].价值工程，2013(05).

[3]曹静，姚宁平，姚亚峰，董洪波.煤矿坑道瓦斯抽采钻机变幅机构的设计及力学分析[J].煤矿机械，2013(05).

作者简介：

秦明发（1980-），男，河南鹤壁人，助理工程师，2008年毕业于河南理工大学，现从事技术管理工作。

沙巴台煤矿瓦斯综合治理研究 第12篇

关键词：瓦斯涌出,瓦斯抽采,抽采方法

0 引言

沙巴台煤矿区位于宁夏北部贺兰山北段, 行政区划属石嘴山市惠农区管辖, 为宁夏英力特煤业有限公司所属矿井。该井田拥有工业资源储量6 566.14×104t, 可采储量为4 706.98×104t, 其中一采区可采储量为3 225.60×104t, 二采区可采储量为1 481.38×104t。根据矿井瓦斯涌出量预测, 沙巴台煤矿开采17#煤层时, 矿井相对瓦斯涌出量为39.70 m3/t, 按照矿井生产能力1.50 Mt/a计算, 则矿井绝对瓦斯涌出量将达到125.32m3/min, 大于40 m3/min, 矿井为高瓦斯矿井。各煤层煤尘焰长度均大于30 mm, 抑止煤尘爆炸所需的最低岩粉量多为70%~85%, 煤尘爆炸指数12~16, 煤尘均有爆炸性危险, 自燃倾向性测试结果均为不易自燃煤层。

1 抽采瓦斯的必要性

1.1 从瓦斯涌出预测情况来看抽采瓦斯的必要性

从矿井瓦斯涌出量预测来看, 矿井相对瓦斯涌出量为39.70 m3/t, 按照矿井生产能力1 500 000 t/a计算, 则矿井绝对瓦斯涌出量将达到125.32 m3/min, 大于40 m3/min。根据2011年颁布的《煤矿安全规程》第145条规定, 已符合建立瓦斯抽采系统的必要条件, 必须建立瓦斯抽采系统, 采取抽采措施, 保证矿井安全生产[1]。

1.2 通风能力方面

采掘工作面实行瓦斯抽采的必要性判断标准是:采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需风量, 即式 (1) 成立时, 抽采瓦斯才是必要的。

式 (1) 中, Q0为采掘工作面供风量, m3/min;Q为采掘工作面瓦斯涌出量, m3/min;K为瓦斯涌出不均衡系数, 取K=1.2;C为采掘工作面允许的瓦斯浓度, %。

一采区层回采工作面绝对瓦斯涌出量将达到32.50m3/min, 需要风量3 900 m3/min, 而设计供风量1 080m3/min, 不能满足稀释瓦斯要求, 无法保证采煤工作面瓦斯不超限, 具备瓦斯抽采的必要条件。

1.3 资源利用和环保角度

矿井瓦斯的主要成份为CH4和N2, 不含硫化物和其它有毒物质, 是优质气体燃料, 不含灰份, 燃烧后不产生粉尘。与燃煤相比, 可减少SO2排放量、飞灰、炉灰和运输量, 提高矿区大气洁净度。将抽出瓦斯加以利用, 可以变害为宝, 改善能源结构, 保护矿区环境, 取得显著经济效益和社会效益。沙巴台煤矿瓦斯可抽量为591.47×106m3, 瓦斯资源非常丰富, 为瓦斯开发利用提供了充足资源条件。因此, 从资源利用和环保的角度看也有必要建立瓦斯抽采系统, 进行瓦斯抽采, 变被动抽采为主动开发。

2 抽采瓦斯的可行性

沙巴台煤矿区为一北北东向的向斜构造, 区内地层出露较好, 褶皱平缓。矿区补充勘探三维地震勘探范围内共揭露断层24条, 其中落差大于或等于500 m的断层2条, 大于或等于30 m、小于50 m的断层3条, 大于或等于10 m、小于30 m的断层6条, 大于或等于5 m、小于10 m的断层10条, 小于5 m的断层3条。断层周围原始煤体断裂或破碎, 为煤层内瓦斯流动提供了条件, 因此, 对煤层工作面进行本煤层采前预抽和对构造区域内瓦斯进行强化抽放是可行的[2,3]。

3 抽采瓦斯原则

选择矿井瓦斯抽采方法应根据煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽采瓦斯目的及利用要求等因素确定, 并遵循以下原则[4,5]:a) 应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成, 有针对性地选择抽采瓦斯方法, 以提高瓦斯抽采效果;b) 选择的抽采瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件;c) 抽采方法在满足矿井安全开采的前提下, 还需满足开发、利用瓦斯的需要;d) 应尽可能利用生产巷道, 以减少抽采工程量;e) 选择的抽采方法应有利于抽采巷道布置和维护;f) 选择的抽采方法应有利于提高瓦斯抽采效果, 降低抽采成本;g) 抽采方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽采系统管网设计, 有利于增加钻孔抽采时间。

井下瓦斯抽采布置2套抽采系统, 高负压瓦斯抽采系统和低负压瓦斯抽采系统, 抽采方法采用以本煤层预抽瓦斯为主、采空区瓦斯抽采为辅, 边采边抽、边掘边抽相结合的综合抽采方法, 采用顺层钻孔预抽回采面和掘进面, 采用顶板钻孔抽采生产采区采空区瓦斯, 采用插管抽采已采采区采空区瓦斯[4,5,6]。

4 结语

为扎实有效推进沙巴台煤矿瓦斯综合治理工作体系建设, 全面提升煤矿瓦斯治理水平, 有效防范和遏制瓦斯事故发生, 针对沙巴台煤矿实际情况, 参考国内外瓦斯治理先进技术、相关法律法规和标准对其瓦斯涌出规律进行分析, 对矿井地面瓦斯抽采系的必要性及可行性进行了论证, 树立“瓦斯超限就是事故”、“高瓦斯矿井高标准管理, 低瓦斯矿井高瓦斯管理”, 实现瓦斯“零超限”的理念。提出了切实可靠的瓦斯综合抽采方法, 建立建全了瓦斯综合防治系统, 组建了抽采瓦斯的专门机构, 配备专业施工队伍, 对矿井瓦斯进行分源抽放, 为瓦斯防治和减少工作面瓦斯超限提供了保障, 使瓦斯变害为宝, 有效控制瓦斯事故, 全面提升矿井瓦斯灾害预防和综合保障能力, 实现高瓦斯矿井低瓦斯状态下生产, 实现矿井可持续健康稳定发展。

参考文献

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[3]张铁岗.矿井瓦斯综合治理技术[M].北京:煤炭工业出版社, 2001.

[4]俞君香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

[5]曲志明, 吴会阁, 郝刚立, 等.瓦斯爆炸衰减规律和破坏效应[J].煤矿安全, 2006, 37 (4) :5-9.