安全揭煤范文

安全揭煤范文（精选8篇）

安全揭煤 第1篇

关键词：西山煤矿,石门揭露煤层,安全,思考

1矿井概矿

1.1矿井位置与范围

新疆天发工贸有限责任公司西山煤矿井田开采深度+1 093 m~+500 m标高。

1.2地质构造

井田位于西山单斜带中部,东西走向,为向北倾斜的单斜构造,地层倾角地表一般为60°~80°,井下一般为65°~67°。井田南部发育两条区域性大断裂F1、F2,伴生的小断层颇为发育,其中在新井西部巷道170 m处见一断层,断距10 m之内。另在东井西巷道中亦见一小断层。

1.3井田2008年状况

矿区内自20世纪80年代以来,先后建有5个矿井,均为立井,其中生产井两处,废井3处。

(1)新井(立井):本井田生产井之一,建于1997年3月,井型3万t/a,井深110 m,开采B7、B8煤层,最深开采标高为+946 m,主井口布置在地表B8煤层顶板岩层中,在井筒70 m处见B8煤层,到井底向南北两侧掘石门,见B7、B8煤层进行东西两翼开采,东翼开采210 m,西翼开采150 m。该井自2002年底停产。

(2)老西井(废立井)、东井、大泉煤矿:立井垂深90 m左右,各井采煤方法为仓储后退式采煤方法,巷道为木支护,轨道矿车运输, 简易箕斗提升。

2回风石门揭煤层防突技术

2.1揭煤防突措施

2008年6月12日,施工+745 m水平皮带巷石门时,发生一起煤层突出1死1伤事故后,煤炭科学研究总院抚顺分院对石门揭煤过程制定了《西山煤矿揭煤防突设计方案》,该矿严格按照设计方案要求实施。揭露石门选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证有效的方法,进行预测工作面突出危险性。

2.2回风石门揭煤安全措施

(1)通风及瓦斯监测监控。

1揭煤工作面进回风瓦斯,氧气、一氧化碳、二氧化碳、温度、 硫化氢传感器必须重新标校、检查,不得“带病”工作。

2工作面必须装备经校正的瓦斯自动控制报警断电仪,瓦斯电闭锁、风电闭锁齐全、可靠。

3井下带班领导、班组长、放炮员、瓦检员、电钳工及工程技术人员必须携带便携式瓦斯监测报警仪,保证其灵敏可靠。

4揭煤工作面专职瓦检员,光学瓦检仪必须有备用,随时检查瓦斯等气体深度。每天班中每小时至少汇报一次瓦斯等气体浓度和通风情况。

5当工作面风流中最高瓦斯浓度超过1.0%时,必须停止打眼和放炮,瓦斯浓度达到1.5%时,必须停止一切作业,撤退井下所有人员至地面,并切断井口20 m范围内及井筒内除风机外一切电源。

(2)井下所有人员必须佩带隔离式自救器,必须穿戴抗静电、 阻燃工作服、帽、手套及胶鞋等劳保用品,严禁穿化纤衣服入井。

(3)严格执行入井人员检身制度,坚决杜绝烟草或引火物品带入井下。井口20 m范围内的电器设备杜绝失爆,并严禁烟火。入井所有人员的矿灯每天班前进行失爆检查一次。

(4)工作面必须设有压风自救设施,压风自救设施配备能同时供8人使用,压风自救设施带有减压装置和阀们控制的呼吸嘴。

(5)工作面有与矿井调度室直通电话。

(6)井下电器“三专二闭锁”必须经检查无误。

(7)井下所有电器设备必须为本质安全型,无失爆。

(8)放炮安全:

1必须远距离,在地面距井口30 m以外放炮,

2必须采用煤矿安全炸药和煤矿许用铜脚线电雷管,且不能掺混使用不同厂家或不同品种的电雷管。

3全断面一次装药,一次放炮。

4装药必须采用正向爆破,严禁反向爆破。

5放炮工作必须由专职放炮员担任,放炮员、班组长、瓦斯检测员必须在现场执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”,并做好记录,现场所有人员当场签字。

6所有炮眼必须用水炮泥和炮泥充填满,不装药的排放残孔及检验残孔必须用黄泥全部充填。

7放炮前,在地面切断除风机、通讯及信号以外井口20 m范围内一切电源,工作面用矿灯照明。

8所有雷管在专人监督下进行分选,在井下连接好后用防水胶布包好,置于安全位置。

9每次爆破前,爆破工必须做电爆网路全电阻检查。严禁用发爆器打火放电检测电爆网路是否导通;爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作,只准爆破工一人操作。

10放炮后至少经过1 h,由救护队到揭煤面检查,根据检查结果,确定采取恢复送电、排水及排送瓦斯等工作。

11爆破后通风后,必须仔细检查井筒、清除帮、顶的浮煤活矸。

12工作面出现瞎炮、残炮,必须由放炮员,在距残炮或瞎炮0.3 m,重新平行打眼、重新装药放炮,严禁将残炮或瞎炮继续加深。

(9)在施工过程中要指定专人对工作面进行突出预兆观察,发现煤炮、温度忽然高低、压力增大、工作面变形,底鼓等异常时,首先撤离井下所有人员到地面,报告总工程师和矿长,补充安全措施后,由救护队处理。

(10)整个揭煤过程中,煤矿救护小队在地面24 h值班,以防险情。

(11)揭煤期间,揭煤领导小组除与工人一起上下班,在现场指挥外,矿领导必须轮流24 h在调度室值班。

3结语

通过严格执行上述安全措施,安全揭露煤层。

参考文献

[1]防治煤与瓦斯突出细则(1995年版)[S].

[2]煤矿安全规程(2006年版)[S].

煤矿石门揭煤管理规范 第2篇

1、石门揭煤（包括主石门、采区内部小石门、反眼等），都必须编制石门揭煤防突设计报矿务局审批，设计的内容符合《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》和《煤矿安全规程》的有关规定。

2、石门揭任何一层煤层，均必须编制专门安全技术措施，报矿总工程师批准。

3、涌山煤矿、沿沟煤矿的二、五、八1煤层，沿沟煤矿30采区的一煤层，仙槎煤业的八1煤层，东方红煤矿的八

1、上煤组煤层必须编制抽放设计，预抽煤层瓦斯。采取预抽煤层瓦斯防突措施的揭煤工作面，在措施效果检验前，必须对工作面突出危险性进行预评估，预评估无突出危险，方可对防突措施进行效果检验。

4、采取预抽煤层瓦斯防突措施，连续抽放时间不得少于3个月，瓦斯抽采量必须达到抽采达标的规定。要大力开展煤层瓦斯抽采增透技术和煤体固化防突技术的攻关，强突煤层必须采用煤体固化技术。

5、石门揭煤的实施全过程，包括编制设计、制定措施、措施落实、验收、协调指挥等，由矿总工程师负责。设计措施有无及落实到位情况的检查验收和向局汇报，由安全副矿长负责。

6、石门揭煤经局验收的煤层，必须有矿山救护队参加，放炮地点及撤人范围由矿总工程师决定并在揭煤措施中明确。

7、严格执行石门揭煤向矿务局汇报和局、矿两级现场验收制度：

（1）涌山煤矿、沿沟煤矿二、五、八1煤层，沿沟煤矿30采区的一煤层，仙槎煤业的八1煤层，东方红煤矿的八

1、上煤组煤层，石门揭煤防突效果检验除执行《防治煤与瓦斯突出规定》第73条“采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性”外，还必须测定煤层残余瓦斯含量。以上煤层石门揭煤，必须执行局、矿两级验收制度，其它煤层石门揭煤执行矿验收制度。

（2）石门揭煤操作程序：

A、执行局、矿两级验收的煤层，石门揭煤措施工程施工完成后，由矿安全副矿长组织对照揭煤措施现场进行验收（至少要有1名副总以上领导带队），填写验收表，符合揭煤要求由安全副矿长签署意见传局调度室，并由安全副矿长向局调度室及局通风副总（或通风处长）汇报，请求局进行验收，局通风、安全人员到现场进行验收后，填写验收表并签署验收意见，交局调度室和矿总工程师。符合揭煤要求，由安全副矿长想局调度室汇报，矿总工程师方可安排揭煤工作，不符合揭煤要求，矿总工程师要安排人员认真按照验收意见进行整改，整改到位后由安全副矿长组织验收，并将验收结果上报局调度室。

B、执行矿检查验收的煤层，石门揭煤措施工作施工完成后由安全副矿长对照揭煤措施现场进行验收，填写验收表，符合要求由安全副矿长签署意见，传局调度室，并由安全副矿长向局调度室汇报后，矿总工程师方可安排揭煤工作。

C、所有石门揭煤实行远距离放炮，现场必须落实1名矿副总工程师或以上领导负责揭煤安全技术措施落实的组织工作。

D、所有石门揭煤工作，统一由矿总工程师负责协调指挥，在各项措施到位后，方可进行。揭煤总指挥未下达放炮指令，井下任何人严禁放炮。

8、石门揭煤工作，是指从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5米开始到穿过煤层进入顶（底）板2米（最小法向距离）的过程，若未能一次揭穿煤层全厚，则仍应当按照远距离爆破的要求执行。所有石门揭煤，揭开煤层后，必须及时进行支护，防止垮冒。

9、加强地质预测预报工作，防止误揭煤层，误揭煤层由矿组织分析并处理，并将结果报局通风处。

10、奖惩措施：石门揭煤是一项技术性很强，管理程序复杂的工作，又是突出危险性、突出规模和危害最大的作业。为了保证石门揭煤安全技术措施科学可靠，管理制度严格到位，实行奖罚措施。

（1）沿沟矿、涌山矿实现安全揭煤奖励2万元，仙槎煤业实现安全揭煤奖励1.5万元，东方红矿实现安全揭煤奖励0.8万元，每半年考核一次。每发生一次误揭煤层（或揭煤突出事故）处罚1万元/次。全局实现安全揭煤，对局相关处室给以适当奖励，每半年考核一次。

（2）验收时存在先施工后补设计（或措施）的情况，每次处罚0.1~0.5万元。

安全揭煤 第3篇

煤岩与瓦斯突出是瓦斯涌出的特殊形式, 能使工作面或巷道充满瓦斯, 形成窒息和爆炸条件, 同时能破坏通风系统, 造成风流紊乱或短时逆转, 突出的煤、岩石还能堵塞巷道, 破坏支架、设备和设施。迄今为止, 世界各主要产煤国家都发生过煤与瓦斯突出现象, 而且大多数突出是发生在掘进工作面, 其中以石门揭煤时突出强度最大。因此本文重点对徐州矿务集团张集煤矿石门揭煤时防突措施进行了应用研究, 取得了预想的效果。

北翼延深采区是张集煤矿2014年后主要生产采区, 2010年3月开始掘进, 巷道采用锚喷支护, 北翼延深轨道下山设计长度为1 900 m, 巷道为拱形巷道, 断面为5.2 m×4.2 m, 截止到2010年5月22日已掘进435 m, 迎头标高达到-830 m水平, 前方101 m处, 将揭露小湖系7煤, 因为矿井有突出危险性, 根据《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出管理细则》的要求, 必须采取揭煤安全措施。

1 探煤钻孔设计及施工

1.1 探煤钻孔设计

a) 北翼延深采区轨道下山在沿着小湖系7煤顶板掘进, 已施工435 m, 再掘进101 m将揭露小湖系7煤。7煤是张集煤矿东翼采区的主采煤层, 有煤与瓦斯突出危险。北翼延深采区轨道下山与小湖系7煤相透;

b) 当巷道掘进距煤层垂距10 m时, 必须测定瓦斯压力, 测定瓦斯压力临界值为P=0.74 MPa;

c) 在石门巷道迎头向后15 m钻场内必须打2个透煤层全厚的测压孔测定煤层瓦斯压力, 同时在迎头顶板下1.0 m和1.5 m处打2个透煤层全厚的探煤钻孔。钻孔孔径Φ63.5 mm, 必须由煤层顶板进入煤层底板且进入煤层底板的厚度大于0.5 m。如图1所示。

1.2 探煤钻孔施工

钻孔施工采用西安产MK-4型坑道钻机, 钻杆为Φ50 mm光杆钻杆, 均采用压风排渣。

2 局部防突措施设计及施工

2.1 局部防突措施钻孔设计

a) 北翼延深采区轨道下山预测指标超限时, 必须采取瓦斯抽放防突措施。超前排放钻孔设计钻孔孔径为75 mm, 孔深12 m~85 m, 孔数为78个, 终孔控制到巷道轮廓线外10 m;

b) 当措施效果检验为有突出危险工作面时, 必须采取补充防突措施, 经补充措施效果检验合格后, 掘进工作面方可作业。补充防突措施孔在超限效果检验孔的两侧布置, 每出现一个超限效果检验孔, 补打两个防突措施孔, 措施孔的参数同上、下两排措施孔参数;

c) 在石门巷道迎头所有防突措施孔必须由煤层顶板进入煤层底板且进入煤层底板的厚度大于0.5 m。钻孔布置如图2所示;

d) 所有钻孔施工结束后, 必须进行管路连接抽放。

2.2 防突措施孔施工

钻孔施工采用西安产MK-4型坑道钻机, 钻杆为Φ50 mm光杆钻杆, 岩石部分采用水排渣, 煤层部分采用压风排渣。

3 措施效果检验

a) 措施效果检验方法同突出预测, 测定指标为△h2、S、P;

b) 迎头措施效果检验孔的孔数4个, 测定指标为△h2、S;迎头向后底板措施效果检验孔的孔数2个, 测定指标为P, 钻孔布置如图3所示, 钻孔参数见表1;

c) 措施效果检验指标突出危险临界值为△h2=200 Pa、S=9.3 kg/m, 当测定指标都小于突出危险临界值, 工作面检验为无突出危险工作面, 允许正常揭煤;当检验指标符合下列条件之一, △h2≥200 Pa、S≥9.3 kg/m检验措施无效, 工作面仍然为突出危险工作面, 经措施效果检验为无突出危险工作面时, 必须采取补充防突措施方可允许掘进。

4 安全防护措施

在防突措施施工的同时, 必须做好各项安全防护措施。

a) 通风系统保证稳定, 局扇不喝循环风;回风系统必须保证风流畅通, 与该系统相连的通风设施必须坚固可靠, 防止突出的瓦斯涌入其它区域;揭煤期间, 通风区加强该巷道的局部通风管理, 确保迎头所需风量;

b) 在放炮管理上, 要求远距离放炮, 只准一次装药, 全断面一次放炮, 严禁分装、分放, 严禁打眼、装药平行作业。为了防止装药时出差错, 必须成立装药小组, 负责装药、联线。装药小组组长由施工单位班长担任, 专职放炮员、迎头班组长担任成员, 每班装药必须有一名装药小组组长跟班现场指挥。装药小组按设计装药分配, 并监督对照, 记录核对数据。装药前必须用黄泥将各类空洞填满、捣实。严格执行停电撤人制度。揭煤期间该巷道所使用的局扇必须安设“三专两闭锁”装置;

c) 明确停电地点范围:停电地点是北翼延深轨道下山、-800 m回风联络道、中央采区轨道上山、中央采区轨道上山上车场绕道、中央采区回风上山、中央采区回风上山-520车场、-300 m东三皮带下山;停电范围是切断揭煤放炮回风流流经巷道内所有非本安型电气电源。现场制定专门的停送电安全技术措施, 并严格执行;

d) 做好避灾路线的设置和个人防护。避灾路线:掘进工作面→北翼延深轨道下山→北翼延深轨道下山上车场→中央采区一石门→副井→地面;进入该施工巷道的所有人员必须配带和能熟练使用隔离式自救器, 所有人员使用的矿灯必须保证完好, 井下严禁敲砸和拆卸矿灯;

e) 组织管理、岗位责任。揭煤前, 矿成立揭煤领导小组, 并组织通防科、生产部、安监处、通风工区、开拓工区及其它相关部门对该巷道揭煤前的准备工作及现场的安全防护措施进行检查验收。同时成立以总工程师为首的地面指挥部, 井下成立以安全副总、掘进副总为首, 由总调、安监科、通风科、通风工区、机电科、救护队、开拓工区等单位人员参加的现场指挥部。井下指挥部设-700 m延深石门, 并安装一部专用调度电话。施工单位及各相关单位、职能科室必须组织人员认真贯彻学习本措施及集团公批复意见。施工单位必须严格按照该措施施工, 各相关单位必须严格按照该措施要求执行, 各相关职能科室对照该措施, 认真做好该措施在现场落实情况的监督、检查工作。

5 结语

a) 通过以上防突措施后, 延深轨道下山顺利揭煤, 并安全按计划通过, 保证了安全生产;

b) 此项防突安全技术措施可以适用其它相似的石门揭煤, 效果很好, 安全经济快速;

千米深井揭煤技术 第4篇

口孜东矿工广标高+27m, 该矿-967m水平材料库通道自拨门口向前施工115m后距13~1煤层顶板法距8m, 再向前掘进30m距13~1煤层顶板法距5m, 进入揭煤程序。向前掘进距13~1煤层法距2.7m处111304探巷拨门, 探巷以20°方位角向北施工, 然后在111304探巷内揭开13~1煤层, 揭煤段标高预计为-965m, 从巷道底板揭露煤层顶板, 巷道揭开煤层后, 到巷道顶板距煤层底板最小法向距离2m位置揭煤结束。

13~1煤层倾角为东倾2°~7°, 煤层厚度约4m~5m, 13~1煤层顶板以灰色~深灰色砂质泥岩、中~细砂岩和粉砂岩为主, 并夹有薄煤层, 从整体上来说, 13~1煤层顶底板岩性变化较大, 岩层厚度不够稳定, 伪顶为泥岩、薄煤层;直接顶为中~细砂岩, 粉砂岩, 砂质泥岩, 厚度4m~7.5m;老顶为砂质泥岩、细砂岩, 厚度4.5m~16m。

2 巷道断面及瓦斯情况

-967m材料库通道断面形状为斜墙拱形断面, 锚网索喷支护时净宽×净高=5500×4230mm。111304工作面探巷断面形状为斜墙拱形断面, 锚网索喷支护时净宽×净高=6400×5080mm。在顶板完整无漏冒时采用锚网索喷支护;巷道围岩破碎、顶板易漏冒时, 采用锚网索喷支护后, 及时套架U型棚支护。

-967m材料库通道在距煤层顶板法距8m时, 进行了区域预测, 所测瓦斯压力为0.48MPa, 瓦斯含量为4.8m3/t;同时实施了区域综合防突措施, 施工了66个瓦斯预抽钻孔, 进行了瓦斯预抽, 通过效果检验得知, 瓦斯压力降低到0.3MPa, 瓦斯含量为3m3/t以下, 满足残余瓦斯压力PC<0.74MPa、残余瓦斯含量WC<8m3/t以及检验钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象, 认为措施有效。

在法距5m时实施区域验证, 通过验证, 石门揭煤工作面为无突出危险, 在采取安全防护措施后, -967m材料库通向前进行掘进作业。

3-967m材料库通道揭13~1煤层程序

3.1-967m材料库通道揭13~1煤层程序

揭煤流程:法距5m进行区域验证为无突出危险或采取工作面防突措施并经效果检验有效时, 采用前探孔边探边掘, 直至到远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置 (最小法向距离2m) →必须采用K1 (Δh2) 值进行最后验证 (检验) , 检验指标超标, 采取局部防突补充措施, 直至检验有效→巷道底板距13~1煤层顶板最小法向距离2m (构造带3m) 起, 至揭穿煤层进入底板最小法向距离2m止, 必须执行工作面循环检验 (预测) , 并实施以远距离爆破为主的安全防护措施→如果首次揭煤的远距离爆破未能一次揭穿煤层, 则继续按照揭煤的安全技术措施“过煤门”, 直到巷道顶板距煤层底板法向距离2m以上。

3.2 揭13~1煤层工艺流程

在巷道距揭煤层最小法向距离5m开始, 必须边探边掘, 保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开煤层前要求的2m (如果岩石松软、破碎, 最小法向距离增加至3m) 。

当掘进至巷道底板距13-1煤法距5.0m时, 为了防止误揭煤层, 每循环进尺前在迎头底板施工二个深度为5.0m的超前探眼, 以准确测定煤层位置, 确保保护岩柱厚度不小于2m (法距) , 探眼见煤后及时汇报矿调度及有关职能部门。

当掘至巷道底板距13~1煤层顶板法距2m时 (如果岩石松软、破碎, 最小法向距离增加至3m) 。采用远距离爆破揭煤, 直至巷道完全揭开13~1煤, 且之后沿煤层施工。远距离爆破后, 采用综掘机掘刷帮成形出货。

4 揭13~1煤层时采取的安全防护措施

4.1 顶板安全措施

(1) 锚网支护时, 必须由外向里逐排打齐顶板锚杆。拱部逐排打齐13根顶部锚杆。方可进行下一排的施工;锚杆不得沿层面、裂隙面布置, 严禁穿皮。每班接班后必须及时将迎头10m内松动的锚杆垫板上紧上牢。

(2) 锚杆、锚索垫板必须紧固, 构件齐全, 锚杆螺母必须用风动扳手拧紧, 确保锚杆垫板紧贴岩面, 未接触部分必须楔紧垫实, 不得松动。

(3) 正确使用好超前支护和临时支护, 严禁在空顶区作业。

(4) 在工作面顶板破碎及地质构造带或压力异常区, 锚杆支护无效时, 经相关部门鉴定后应及时改变为架棚支护。

(5) 对锚杆 (索) 支护巷道应定期进行检查, 对顶、帮失效的锚 (索) 杆应及时在旁边重新补打合格, 对松动的螺母应及时紧, 松动的锚索锁具要及时补压。

(6) 必须时时监护巷道支护状况, 对出现断锚、断索、退索、支架变形严重及围岩异常等地点, 必须及时加强支护, 要遵循由外向里、先顶后帮的进行处理, 确保安全。

(7) 巷道顶板过断层、破碎带等岩性条件差时必须向迎头顶板方向超前打钢筋作为超前支护, 锚网索一次支护时超前钢筋必须在下一个循环进尺之前从巷道正顶打好, 起到超前控顶的作用;并采取加密锚杆、锚索等强化支护措施, 其支护范围应延伸至巷道正常地点以外5m~10m。

(8) -967m材料库通道至111304探巷拔门三岔门处前后各5m范围内采用加密锚索支护, 锚索间排距由正常的1.2×1.2m改为1×1m, 每排7根, 锚索支护紧跟迎头, 锚索长度根据情况适当在6.3m的基础上加长, 保证锚索生根在岩层中长度不低于2m。三岔门牛鼻子处要用锚网及钢带进行包边处理, 并及时打锚索支护。爆破前, 先紧固迎头10m内的锚杆螺帽。爆破崩坏的锚杆应立即补打, 崩坏的金属网应立即更换并重新联网。

(9) 暴露山墙的高度超过2.6m的巷道, 自底板起1.5m高度以上的部分必须使用防片帮护网。

4.2 超前探眼

(1) -967m材料库通道掘进到距煤层顶板法向距离5m后, 采用“边探边掘”的方法掘进, 探5m, 掘进3m, 保持2m的超前距, 探测煤层与巷道的关系, 直到完全穿过13~1煤层。

(2) 用风锤或锚索机打探眼, 每一循环打2个探眼, 探眼深度不小于5m。一个布置在迎头中部, 沿掘进方向按水平角度打;一个探眼布置在迎头巷道底板处, 垂直向下打。

(3) 打探眼时, 施工单位要在现场备有探眼记录本, 每次打探眼时, 探眼的施工人员要认真地记录探眼深度、探眼内涌水等情况, 当班瓦斯检查工要记录下探眼内的瓦斯涌出情况。

(4) 准确掌握并控制煤层的法距, 严禁误揭13~1煤层。

4.3 远距离爆破

(1) 巷道掘进到距煤层法向距离2m时开始执行远距离爆破, 起爆地点在距爆破地点大于300m全风压通风的新鲜风流中。

(2) 爆破前的警戒撤人工作必须由施工单位队长或技术员亲自带队, 并定人、定地点负责工作面及回风系统清撤人员, 安排好警戒。

(3) 在起爆地点设置一部电话, 以便爆破揭煤时协调指挥。

(4) 回风系统人员的清撤:爆破前, 回风系统中必须停电撤人。每处警戒人员到达指定位置后, 警戒人员必须坚守警戒岗位, 严格执行警戒, 在未接到解除警戒命令前, 不得擅自离岗, 确保回风系统巷道内没有人员。

(5) 必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药和煤矿许用铜脚线电雷管, 使用煤矿许用毫秒延期电雷管时, 不得跳段使用, 最后一段的延期时间不得超过130ms, 且不准掺混使用不同厂家生产或不同品种的电雷管, 装药前雷管进行导通试验。

5 结语

口孜东矿-967m材料库通道揭13~1煤层的成功, 为千米深井的揭煤工程提供了经验, 通过综合研究, 掌握千米深井揭煤的关键技术, 有效解决了支护困难、揭煤复杂等技术难题, 确保揭煤过程安全、高效。

摘要：以口孜东矿-967m材料库通道揭13～1煤层为例, 对千米深井揭煤过程中的关键技术进行了分析研究, 探讨了千米深井条件下揭煤的合理工艺, 并取得了显著的效果, 对类似条件下揭煤具有一定的参考价值。

刘庄煤矿快速揭煤技术的应用 第5篇

刘庄煤矿13-1煤层瓦斯风氧化带下界面距基岩面平均垂深为133m, -762m瓦斯含量6.0m 3/t.r, 瓦斯含量梯度为1.m 3/t.r.100m左右。13-1煤厚2.41-5.73m, 平均4.24m。13-1煤走向N105°, 倾向SW, 倾角15°左右。13-1煤顶板泥岩, 易破碎, 底板砂质泥岩。矿井采用中央并列式通风方式, 即主井、副井、矸石井进风, 中央回风井回风。-762m中央回风石门方位N355°, 巷道断面直墙半园拱, 掘进断面19.4m2, 净断面17.82m2, 支护形式锚网喷, 过煤层段架U29棚, 喷厚140mm。

2 揭煤工艺

正常施工揭煤过程采取分步实施, 从石门工作面距煤层顶 (底) 板10m垂距开始至石门工作面进入煤层底 (顶) 板2m止, 分别进行如下施工步骤: (1) 石门工作面距煤层顶板10m法距之前, 施工地质探煤钻孔, 并初步预测突出危险性:煤的瓦斯放散初速度指标 (△P) 和煤的坚固性系数 (f) 。 (2) 石门工作面施工至法距5m以前, 施工穿透煤层全厚的测压 (预测) 钻孔, 测定煤层瓦斯压力 (P) 、煤的瓦斯放散初速度和没得坚固性系数 (f) , 预测煤层突出危险性, 如果有突出危险性, 施工排放钻孔进行瓦斯抽排, 一段时间后, 再进行效果检验直至有效。如无突出危险性, 继续向前施工。 (3) 石门工作面施工至法距3m时, 施工3个钻孔, 采用钻孔法测定每个钻孔的最大钻屑量S和最大瓦斯涌出初速度q, 预测13-1煤层的突出危险性, 如果有突出危险性, 施工排放钻孔进行瓦斯抽排, 一段时间后, 再进行效果检验直至有效。如无突出危险性, 继续向前施工。 (4) 石门工作面施工至法距1.5m时, 再采用钻孔法测定每个钻孔的最大钻屑量S和最大瓦斯涌出初速度q, 预测13-1煤层的突出危险性, 如果有突出危险性, 施工排放钻孔进行瓦斯抽排, 一段时间后, 再进行效果检验直至有效。如无突出危险性, 继续向前施工。

3 探煤、测压

根据煤科院抚顺分院的揭煤设计, 在-762m中央回风石门到达预定停头位置后, 开始严格按揭煤防突工艺流程进行探煤、测压工作。

第一轮探煤、测压孔数据如下:

先后尝试采用三种封孔方法:1#、2#孔用马丽散泵压注马丽散 (高膨胀性堵水材料) 封孔, 3#孔用黄泥人力封孔, 4#钻孔采用安徽理工大学研制的注料罐封孔。三种方法对比, 第一种方法速度快, 但密封效果不好;第二种方法费时费力, 效果也不理想;第三种方法速度快, 效果好。操作如下:封泥采用过筛的粒度≤5mm的干土, 封孔前稍加水湿润, 拌均, 手握能成团即可。提前将注料管 (1″胶管) 伸入钻孔内预定位置, 外口固定好, 防止甩出伤人。将拌好的土料装入注料罐后送压风, 罐内压力迅速上升, 持续约5秒, 操纵阀门将土料打入孔内, 每次注入后, 将注料管往外拉0.4-0.5m, 如此反复, 孔口用水泥砂浆封孔。为补偿气体损失, 提高压力上升速度, 上压力表前, 每孔内充填1-2瓶高压氮气。

此轮探煤、测压得出迎头距13-1煤法距14.9m, 13-2与13-1煤垂距5.5m, 煤层倾角12o, 最大瓦斯压力6.3MPa (4#孔) 。压力上升曲线见图一。

由于瓦斯压力高, 疑是水压影响, 公司分管领导、安徽理工大学及抚顺煤科分院专家到现场会诊。将4#孔压力表卸后, 仅放水50L, 基本排除了静压水、承压水压力的影响。之后又补打5#孔测水压, 但压力表显示为零。为慎重起见, 决定继续进尺, 在距13-1煤法距6m时停头, 再次布孔测压, 数据见表二。

此轮封孔均采用注料罐压注土料, 外口2m用水泥封孔。最终压力:3#孔1.70MPa, 5#孔1.75MPa。瓦斯压力上升曲线见图二。

4 揭煤

考虑到第一轮打钻时1#、4#孔过13-2煤时均喷孔严重, 最大喷出煤量1.5t, 喷出距离达4～5m, 加之揭煤点在断层带附近, 故13-2煤层虽然较薄 (真厚0.5m, 其中夹泥岩厚0.1m) , 仍采取震动放炮措施揭煤。在距13-2煤法距1.5m时停头, 按震动放炮要求一次揭开13-2煤。揭开13-2煤层后, 在巷道施工至13-2煤层距巷道底板1.1m左右时, 沿煤层施工超前排放钻孔5个, 其有效范围控制在巷道断面轮廓线外4m。

在中央回风石门距13-1煤法距3m时, 施工深孔松动爆破孔12个。为保证一次揭开煤层, 提前将迎头刷成5*6m的斜面 (与煤层倾角相同12o) , 在斜面上布孔三排。1#、5#孔前方遇断层按设计孔深未见13-1煤停钻, 2#孔、3#孔均穿过13-1煤底板, 4#孔因塌孔严重停钻。决定将2#、3#孔作为松动爆破后的瓦斯释放通道, 剩余的7个孔, 即6#、7#、8#、9#、10#、11#、12#孔作为深孔松动爆破孔, 装药爆破。

7个松动爆破孔, 逐个施工, 逐个装药。装药全过程均由放炮队长负责, 通风管理、技术人员跟班。爆破药卷采用直径42mm, 长1000m m的深孔松动爆破控制专用药管, 每个钻孔在煤层段装药, 即装药长度等于煤层段长度, 为保证爆破效果, 每个炮眼用两发一段毫秒电雷管和放炮用的胶质线做两个炮头, 并用绝缘胶带缠紧, 防止短路和断路。装药采用正向装药方式。起爆方式:孔外两发雷管的胶质线并联, 7个孔间串联网路起爆。由于炮孔内有煤渣, 在装药前要进行探孔, 探孔用专用探孔管进行, 在探孔管刚拨出时, 立即将专用药管按其自身螺纹一管一管对接地装入炮孔中, 注意母线附于管壁侧面, 并用胶带固定, 以防药管与孔壁的摩擦使雷管脚线脱落。若无法装入, 则必须用钻杆透孔, 或用压风扫孔。装药完毕后, 采用注料罐将略潮的土料压入孔内。封孔长度为岩石段长度, 即药管以外部分全部封实。

放炮时井下全部断电撤人, 采用地面一台2*30KW局扇向中央回风石门供风。放炮地点在风井上口无压风门以外30m的地面进行。采用4mm2专用放炮电缆, 电缆长度达1300m, MFB-200发爆器起爆, 爆破前对电爆网路电阻进行了测试。放炮时通风技术人员在监控中心站密切观察瓦斯变化情况, 并与矿调度保持联系。放炮一小时后, 一个救护小队由矸石井 (进风井) 下井侦察, 现场查看效果理想, 斜面岩体被掀开, 岩石破碎程度高, 顺利揭开13-1煤层。

5 结论

刘庄煤矿首次揭煤顺利成功取决于计划周密, 组织得当, 措施到位。从揭煤设计到安全防护措施, 从采用新工艺封孔到深孔松动爆破快速揭开煤层, 均严格按防突细则要求实施。先后设置了压风自救装置、隔爆水袋、避难峒室、反向风门等一整套安全防护措施, 并对在风井区域作业的所有人员进行了防突培训及考核。机电部门加强了该区域电气设备的防爆检查。通风部门在打钻、测压、揭煤的全过程安排人员跟班, 在揭煤前完成了KJ90煤矿安全监控系统的安装调试, 加强瓦斯传感器的调校, 每天一次断电试验等。

不足之处:由于放炮震动大, 导致风筒中途脱节, 迎头风量小, 加之巷道断面大, 风速小, 导致炮后中央回风石门瓦斯超限持续时间较长。

杨柳煤矿石门揭煤技术应用与研究 第6篇

杨柳煤矿10412工作面位于104采区第五个区段, 其上为10414工作面, 下为10410工作面, 北至104采区三条大巷保护煤柱, 南 (切眼侧) 以小沈家断层煤柱为界。10412机巷抽采巷巷道坡度-14°, 采用锚网喷支护, 附近无断层, 10412机巷抽采巷目前施工至变坡点前79.47 m停头, 迎头以细砂岩为主。停头位置距10煤层顶板法距7 m, 预计再施工32 m揭露10煤层顶板, 根据目前探查10煤层钻孔参数情况, 此区域10煤层厚度0.3～1.7 m, 煤层倾角3°～11°, 穿煤层巷道预计19 m。

1 石门揭煤技术方案

1.1 煤层层位控制 (距10煤层法距10 m)

巷道掘进必须坚持边探边掘, 揭煤前及时掌握所揭煤层赋存、地质构造和煤层瓦斯等情况。为准确控制突出煤层层位, 在距突出煤层法距10 m开始, 打不少于4个前探钻孔, 布置示意图如图1所示。其中1个钻孔在巷道底板竖直向下施工, 一个钻孔沿着巷道中线方向施工, 另两个钻孔在煤层的倾向上布置, 钻孔穿透煤层全厚, 并进入顶 (底) 板不少于0.5 m, 详细记录岩芯资料。通过前探钻孔掌握煤层赋存条件 (煤层位置、倾角、厚度、顶底板岩性) 、地质构造、瓦斯情况等。必要时选取其中两个前探钻孔兼作测压孔, 在钻孔穿煤过程中收集煤粉作为煤样, 测定煤的钻屑量和钻屑瓦斯解吸指标。测压时要做到及时封孔, 封孔要严密, 测压管接头不得漏气, 严格按照压力测定步骤实施测压, 经过一段时间, 待瓦斯压力稳定后读取压力值P。

1.2 距10煤层法距7 m的技术方案

钻孔开孔布置示意图如图2所示, 迎头方向钻孔剖面布置示意图如图3所示。为加快瓦斯治理进度, 在左帮迎头退后5 m和右帮做钻场, 同时施工抽放孔。左帮钻场设计8列39个孔、迎头设计6列38个孔、右帮钻场设计6列27个孔, 共计104个钻孔。穿过煤层底板0.5 m, 孔底间距不大于3 m, 控制巷道轮廓线外12 m, 超前控制56.7 m。

经过一段时间预抽瓦斯后, 采用钻屑指标法检验区域防突措施的效果;在措施孔之间布置5个检验孔, 孔深小于或等于措施孔, 分别位于石门的上部、中部和两侧, 其中上部和两侧的检验孔至少有一个位于钻孔控制区域中接近边缘的部位, 即位于边缘线内侧不大于2 m处。

1.3 距10煤层法距5 m的技术方案

当10412机巷抽采巷掘进到距10煤层法距5 m时和远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置, 采用钻屑瓦斯解吸指标法进行突出危险性预测。

(1) 沿工作面迎头位置施工4个预测钻孔, 钻孔分别位于石门的中央、上部和两侧, 其中石门中央、上部布置一个钻孔, 石门两侧各布置一个钻孔。

(2) 钻孔每钻进1 m收集该段钻屑量, 用弹簧秤测定钻屑量, 每间隔1 m用MD-2型瓦斯参数测定仪测定一次Δh2与WTC瓦斯参数测定仪测定一次K1值, 根据每米最大钻屑量Smax、最大Δh2值或K1值来综合判断工作面突出危险性。

1.4 石门揭煤

揭煤前在距煤层垂距3 m和1.5 m处进行防突措施效果检验, 经检验无突出危险后, 采用远距离放炮, 一次揭开煤层, 采用光面爆破, 以保证巷道压力分布均匀, 并使用木跺等其他综合防护措施。

2 揭煤后穿煤解突对策

煤层进入煤层巷道内停止掘进, 实行顺层钻孔超前预抽, 消除欲掘巷道突出危险性, 经检验有效后方可向前施工。

在迎头施工25个顺层抽放孔和5个区域措施效检孔, 孔底间距不大于3 m, 控制巷道轮廓线外15 m, 超前控制60 m[2,3]。

3 结论

采取探煤→煤与瓦斯突出危险性预测→防突措施→效果检验→安全揭煤的瓦斯治理模式, 杨柳煤矿逐渐形成了一套超长钻孔超前探测、预测预报、超前预抽、边掘边抽、顶板加固的揭煤技术保证石门揭煤安全, 能够较好解决突出煤层的防突技术问题, 并取得了良好的效果。

参考文献

[1]王彦朋, 刘亚威.渐进式揭煤技术应用及研究[J].中国新技术新产品, 2009, 21:157

[2]周为军.复杂地质条件下大断面强突出煤层石门安全揭煤工程实践[J].华北科技学院学报, 2009, 2 (6) :5-7

岩巷揭煤预抽瓦法新方法研究 第7篇

煤层中的瓦斯主要以吸附状态和游离状态两种形式存在, 游离瓦斯以压力状态存在于煤层中, 当煤层瓦斯压力大于0.74 MP时可能导致煤与瓦斯突出[1]。

目前, 岩巷揭煤时防止突出的主要措施是从岩巷向煤层打深层钻孔抽采煤层中的瓦斯, 主要分为立井揭煤层超前钻孔抽放瓦斯和石门揭煤层超前钻孔抽放瓦斯。立井揭煤层超前钻孔抽放瓦斯抽放时间约为1个月, 而石门揭煤层超过前钻孔抽放瓦斯的时间在3个月至1年时间, 存在着抽采瓦斯时间长, 煤层瓦斯抽采困难等问题。

如何快速揭开煤层的关键在于以快速抽采石门周围内部的煤层瓦斯。根据煤层气开采理论, 由于瓦斯压力的变化, 瓦斯首先解吸为游离瓦斯, 并逐渐由孔隙和不可渗流的微裂隙扩散到大的裂隙中, 这是瓦斯的扩散阶段, 其次在压力梯度的作用下, 有高压力区向低压力区流动, 这是瓦斯的渗流阶段, 在瓦斯抽采过程中, 这两步缺一不可。

1 钻孔抽放煤层瓦斯的影响因素分析

根据周世宁院士的的渗流理论, 钻孔抽放煤层瓦斯钻孔的总瓦斯流量为[2]:

式中, Q为总瓦斯流量;M为煤层厚度;P为煤层瓦斯压力;λ为煤层透气系数;R为钻孔半径;a为煤层瓦斯含量系数;t为煤层瓦斯排放时间。

从式中可以看出, 在抽放时间较长, 瓦斯进入稳定流动状态时, 钻孔总瓦斯流量Q与煤层厚度M成正比、与煤层瓦斯压力P的1.85次方及透气性系数λ的0.9次方成正比, 而钻孔半径R对总瓦斯流量Q的影响不大, 决定钻孔瓦斯流量的关键参数是煤层瓦斯压力P和透气性系数λ。目前我国采用钻孔抽放瓦斯时采取的措施主要有增大煤层的透气性和降低钻孔的负压值等方法, 而采取增大煤层瓦斯中的压力的方法尚没有明确的方法。

2 温度对瓦斯吸附的影响

煤的温度对煤层瓦斯的吸附能力有显著影响, 在同一瓦斯压力下, 温度越高, 煤的吸附瓦斯量越小, 随着煤层温度的升高, 吸附瓦斯量减小。煤层瓦斯在0.1 MPa压力下煤层温度从20℃提高到30℃, 可以减小煤层对瓦斯吸附9%, 用以下经验公式确定温度对吸附瓦斯量的影响[3]:

式中, Xt、X0为温度分别为t℃和0℃时煤的吸附瓦斯量, m3/t;t为煤的温度, ℃;n为与瓦斯压力有关的常数。

3 煤的导热性质

煤的导热性包括煤的导热系数λ和导温系数a两个基本常数, 导热系数λ是热量从煤的高温部位向低温部位传递时, 单位距离上温差1 K的传递速率。λ与a的关系式[4]:

式中, c为煤的质量热容, kJ/kg·K;P为煤的密度, kg/m3。

煤的导热系数与其水分、灰分及温度有关。导热系数随煤中水分的增高而变大, 因为水的热导率远大于空气的热导率, 约为后者的25倍。所以煤中水分增高, 煤的导热系数将变大;矿物质热导性远高于有机物, 因而煤灰分增加, 导热系数将随之增大;煤的热导率与温度成正比关系:导热系数随温度上升而增大, 腐植煤中泥炭的导热系数最低, 烟煤的导热系数显著比泥炭高, 而无烟煤具有更高的导热系数, 各种煤的导温系数也有与此大致相似的变化规律, 这些变化规律反映了煤质内部结构变化的特点, 并且块煤或型块、煤饼的热导率比散状煤高。另外, 煤的导热系数随煤化程度增加而增加, 无烟煤的导热系数最大, 它接近于石墨的导热系数。

早在20世纪60年代, 美、苏、英等国已开始煤的热物性研究, 研究结果表明煤的导热系数在100℃～400℃之间几乎不变, 平均值约为0.23W/m·K, 干燥煤的导温系数值在200℃时, 其平均值约为1.5×10-7m2/s, 升至300℃时, 降至最小值, 约为1.1×10-7m2/s[5]。据刘志坚研究煤层导热率为0.5～1.4 W/m·K之间。顾毓沁也对多个煤样进行测量, 导热系数最高的资兴焦煤导热系数为0.91 W/m·K[6]。

4 石门揭煤新方法研究

根据温度对煤层瓦斯解吸有显著影响, 可以通过加热煤层提高煤层瓦斯的解吸, 有利于提高煤层瓦斯抽采的浓度和抽采时间。加热煤层抽采瓦斯可能出现的问题:煤层温度升高, 煤层中的瓦斯压力增大, 有可能发生煤与瓦斯突出;加热煤层温度过高可能造成煤层的自燃现象。

现提出了一种井下提高煤层温度来抽采煤层瓦斯的方法———钻孔加热煤层抽采瓦斯方法[7]。利用钻孔对煤层实施加热抽采煤层中的瓦斯, 该方法加热的主要部分是在煤层内部, 煤层外部作为保护层, 利用钻孔深入煤层中加热内部煤层, 实施方法如图1、2所示。

首先对石门表面进行加固作业, 可以选择锚网和锚杆加固, 然后在石门表面布置抽放钻孔, 在钻孔中选择一个或多个钻孔为热源孔用于对煤体进行加热, 根据钻孔加热影响范围布置抽放钻孔;在加热孔的前端一段距离进行扩孔放置隔热材料, 此段距离作为保护层煤层。在被抽采煤层中选择距离煤层表面一段厚度的的煤层作为保护层煤层, 主要目的在于防止在煤层加热过程中煤层表面发生氧化作用, 同时对煤层加热可能引起的煤与瓦斯突出事故有一定的防范作用;根据煤层透气性, 选择是否对煤层采取强化抽采措施, 增加煤层透气性;运行加热设备对保护层煤层以外的煤层进行加热, 煤层温度控制在40℃～200℃内, 实行边加热边抽采。

钻孔加热煤层抽采瓦斯方法的特征: (1) 提高煤层的温度有利于提高煤层瓦斯解吸量; (2) 温度升高, 煤层中瓦斯膨胀, 瓦斯压力增大有利于煤层瓦斯的抽放; (3) 采用保护层煤层方法, 防止煤与瓦斯突出事故发生; (4) 由于采用煤层内部加热, 对钻孔进行负压抽放, 抽采过程中煤层中没有氧气进入煤层, 不会引起煤层自燃, 同时又可防止煤层发生氧化作用; (5) 加热温度在一定范围内, 加热过程中首先是煤层中的瓦斯压力增大, 瓦斯的体积变化远大于煤体, 不影响煤体的透气性。此方法可以广泛用于石门揭煤中, 能够有效的减少石门揭煤过程中瓦斯的抽放时间, 实现石门快速揭煤。在开采煤层瓦斯预抽瓦斯时, 可以根据煤层的透气性在10 m内布置加热孔和抽放孔的数。

5 煤体固态传热模拟

根据煤层的热性质参数利用Fluent软件进行对煤层加热效果模拟, 建立二维坐标模型, 对煤层进行瞬态加热分析, 由于煤层加热中只涉及能量转量, 所以只计算能量方程, 取煤层导热系数λ=0.65, 钻孔加热温度为473 K, 煤层初始温度为288 K, 煤层厚3.5 m, 模拟结果如图3～5所示。

钻孔加热结果分析:通过钻孔对煤层进行连续720 h的加热, 可有效的提高钻孔周围温度, 在钻孔周围形成一个半径约为1 m的高温区, 温度范围在70℃～200℃之间, 高温区以外的煤层温度由15℃提高到了40℃以上, 延长对煤层加热时间可以继续提高该区域煤层温度。

煤层温度升高, 能有效的减少煤层瓦斯吸附量, 大量解吸瓦斯扩散到煤层裂隙中变为游离瓦斯, 煤层瓦斯压力增大。在煤层瓦斯解吸加热钻孔周围形成一个高温区, 在1 m的范围内温度由200℃降到70℃, 不同温度下气体的压力值不同, 钻孔周围温度迅速的变化对煤层中的瓦斯气体易形成较大的瓦斯压力梯度, 有利于煤层瓦斯涌出。

6 结语

从理论上分析了石门揭煤中加热煤层抽采瓦斯方法的可行, 具体分析了加热煤层可能带来的问题, 设计了一种利用钻孔加热煤层抽采煤层瓦斯的方法, 并利用ANSYS软件进行了煤层加热效果模拟, 通过模拟显示的温度云图表明通过钻孔对煤层加热抽采瓦斯的有效范围, 由于作者水平有限, 希望能够得到各位专家对此方法给予进一步的指导。

摘要：介绍了现有岩巷揭煤预抽瓦法方法, 从现有的方法存在的问题出发, 结合煤的热物理性质设计了一种新的岩巷揭煤预抽瓦方法, 利用钻孔对石门内部煤层加热抽采煤层瓦斯的方法, 通过对煤层加热有利于瓦斯解析, 易于瓦斯抽采。具体讲解了该方法的实施过程和该方法的创新之处, 并利用Fluent软件进行了利用钻孔对煤层加热模拟, 分析了加热效果及加热的可行性分析。

关键词：石门揭煤,瓦斯抽采,钻孔加热,煤的热物理性质,煤层加热分析

参考文献

[1]程远平, 付建华, 俞启香.中国煤矿瓦斯抽采技术的发展[J].采矿与安全工程学报, 2009, 26 (2) :128-139

[2]周世宁, 林柏泉.煤层瓦斯赋存与流动理论[M].北京:煤炭工业出版社, 1998

[3]李建铭.煤与瓦斯突出防治手册[M].徐州:中国矿业大学出版社, 2006

[4]谢克昌.煤的结构与反应性[M].北京:科学出版社, 2002

[5]刘志坚.浅析煤的气成热液变质机理和特征[J].煤田地质与勘探, 1988 (5)

[6]顾毓沁.我国若干煤的热物理性质研究[J].中国科学, 1990 (10) :1042-1047

顶板瓦斯抽采巷防误揭煤管理 第8篇

关键词：顶抽巷,误揭煤,管理措施

1 矿井概况

1.1 矿井基本情况

焦作煤业 (集团) 冯营工业有限责任公司位于焦作市东北部, 由武武汉汉设设计计院院设设计计, , 11996622年年22月月2255日日移移交交生生产产, , 矿矿井井设设计计生生产产能能力力为45万吨/年, 核定生产能力为39万吨/年。

矿井开拓方式为立井单水平上下山分区式, 采煤方式为走向长壁倾斜分层全部垮落法。井田范围内现有保有储量941万吨, 其中可采储量为706万吨。

矿井有独立完善的通风系统, 通风方式为中央边界式, 通风方法为抽出式, 现有井筒3个, 主、副井进风, 北风井回风。

1.2 煤层瓦斯赋存情况

矿井主采煤层为山西组下部二1煤, 煤层厚度0～12.15m, 平均厚度4.21m, 属较稳定中厚煤层。煤层倾角9～21°, 平均倾角15°, 属缓倾斜煤层。矿井瓦斯原始含量4.11～20.58m3/t;瓦斯压力0.3～0.95Mpa, 煤尘爆炸指数为8.08%, 无爆炸危险, 煤的自燃倾向性为不易自燃煤层。根据历年瓦斯等级鉴定结果, 矿井瓦斯绝对涌出量2.63～16.35m3/min, 相对涌出量6.15～39.75m3/t。

根据矿井瓦斯地质资料, 煤层埋深越大, 瓦斯含量、压力越高, 分区条带式比较明显, 瓦斯压力、含量变化规律基本一致, 煤层标高-150m至-350m瓦斯含量由10m 3/t增加到20m 3/t;瓦斯压力由0.35Mpa增加到0.95Mpa。

矿井多年来瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井。矿井开采以来曾发生过三次煤与瓦斯突出, 其中突出强度最大的一次为1999年5月6日发生在34回风下山顶层煤巷掘进工作面, 突出煤量260吨, 瓦斯量27000m3。突出地点构造发育、煤厚变化较大。

2 24121顶抽巷概况

24121顶抽巷位于24采区深部, 巷道标高为-292.5～-278.7m, 埋深388.2～401.8m, 该巷道设计长度468m, 采用锚网喷支护, 直墙半圆拱型断面, 巷道净宽3.4m, 净高2.9m, 直墙高度1.2m, 基础深度0.1m。

24121顶板抽采巷 (岩巷) 距煤层垂直净岩柱为7m, 该巷道中心线与24121下风道 (煤巷) 巷道中线平距为19m。

3 24121顶抽巷掘进期间防误揭煤管理

24121顶板抽采巷掘进期间, 两帮掘钻场施工超前探钻, 超前探钻控制巷道正前不少于70米, 掘进超前距不少于20米, 严格控制层位, 防止误揭煤事故的发生。

3.1“长探短掘”管理

3.1.1 24121顶板抽采巷每隔50m开一个钻场, 钻场内由钻探队负责。

采用SGZ-ⅢA型钻机施工三个长探钻孔, 一个钻孔垂直下探, 另两个钻孔严格按给定倾角前探, 前探钻孔水平投影长度不少于70m;三个钻孔均穿过煤层底板0.5m停钻。施工工程中, 要拉准见煤点、过煤点进尺, 终孔时再复查一次总孔深, 根据钻探数据计算岩柱及煤厚。

3.1.2 钻孔开孔直径为89m m, 根据施工难度可逐渐变换孔径, 但终孔直径不得小于73mm。

3.1.3 巷道掘进施工, 要保留前探钻孔超前距不少于20m。

3.1.4 打钻施工时采取水力排渣, 过煤段采取风力排渣, 过煤期间, 专职检查员要加强该地区瓦斯检查工作, 瓦检员和钻工都要掌握瓦斯变化的基本情况和突出预兆, 发现异常情况要立即停钻撤人。

3.1.5 施工区队严格按照技术科给定的中腰线进行施工, 地测科要经常到该掘进工作面观察分析层位变化, 发现异常及时汇报, 确保探钻超前距及控制层位。

3.1.6 地测部门根据钻孔探钻情况, 及时调整掘进巷道坡度控制24121顶板抽采巷掘进岩柱 (不少于7m) 。

超前探钻布置示意图如下:

3.2“每班一探”管理

3.2.1 掘进施工单位每班打眼装药前, 先沿巷道中线位置施工两个前探钻孔, 其中一个探眼向正前 (腰线位置) , 探眼深度不小于2.5m;另一个探眼向下 (底板位置) , 与巷道底板呈60°～70°夹角, 探眼水平投影长度不小于2.5m。

3.2.2 巷道掘进施工, 要保留前探钻孔超前距不少于1.0m。

3.3 验收管理

3.3.1 为加强对钻孔验收管理, 公司专门安排安监科工程质量验收员和通风区放炮员共同现场验收, 钻探队施工负责人、安监科验收员和通风区放炮员共同签字进行确认。

3.3.2 公司总工程师组织安监科、防突科、调度室、技术科等相关科室人员不定期到该地点进行抽查钻孔施工情况 (包括孔深、角度、见煤、瓦斯涌出等) , 升井后防突科负责及时把抽查情况以文字形式向总工程师汇报。

3.4 爆破管理

24121顶抽巷 (岩) 掘进, 尽管瓦斯涌出量不大, 但工作面掘进每次放炮, 工作面所有人员全部撤到风门以外, 并关闭反向风门。该项安全防护措施, 能够更加安全有效地防止掘进爆破及打钻期间发生异常情况危及人员的安全。

3.5 打钻防着火管理

打钻施工地点必须严格做到“六个到位”、“两个快速反应”及“一个详细观察”, 即:灭火器、黄土、压力表、压风自救、CO传感器、风水三通设施全部到位, 缺一不可;发现问题快速处理, 遇到危险快速撤退;打钻过程中详细观察孔口返渣和钻杆温度变化情况。通过对打钻防着火安全管理, 保证了打钻施工的安全进行。

4 结论

在24121顶抽巷掘进过程中, 我们通过采取长探短掘、每班一探、验收管理、爆破管理、防着火管理等技术管理措施, 防止了岩巷误揭煤等事故, 确保了24121顶抽巷的安全掘进和穿层钻孔预抽煤巷条带区域防突措施的实施, 为24121下风道 (煤巷) 条带煤层瓦斯抽采达标打下良好基础, 为矿井地区顺利接替赢得了宝贵时间。