防突控制

防突控制（精选七篇）

防突控制 篇1

为了实现远控钻机钻进、钻杆自动加接与拆卸, 就要求远控钻机执行元件的控制性能远远高于普通钻机。因此, 远控钻机液压系统的可靠性、微调性要求高于普通钻机。同时, 远控钻机为自带钻杆储存移送装置的履带自行式钻机, 结构复杂, 执行元件多。因此, 设计先进可靠的液压系统对于保证钻机的使用性能至关重要。

1 远控钻机执行机构及动作要求[1,2]

远控钻机主机总体布局如图1所示, 与普通钻机相比, 除旋转、推进以外, 该钻机还包括实现钻杆自动装卸的双夹持器、钻杆移送装置、钻杆顶升装置、钻杆箱钻杆列选择装置, 以及钻机钻进时的支撑立柱油缸及钻机倾角调节油缸, 履带行走马达等执行元件。

1.1 钻机主要传动元件的控制要求

钻机主要传动机构包括:回转、推进、双夹持器、顶杆机构及送杆机构。这些机构密切配合, 才能有效保证钻机钻进及自动装卸钻杆, 是钻机最重要的执行元件。钻杆装卸机构简图见图2。

1—支撑立柱;2—油箱;3—电动机油泵组件;4—随机操纵台Ⅰ;5—防爆电控箱;6—履带底盘;7—随机操纵台Ⅱ;8—动力头;9—钻杆箱;10—双夹持器。

1—滑臂;2—滑臂驱动马达;3—钻杆钩定位油缸;4—钻杆钩;5—夹持器夹紧油缸;6—前夹持器摆动油缸;7—前夹持器;8—后夹持器;9—钻杆箱内钻杆;10—顶杆机构;11—顶升油缸;12—动力头。

1.1.1 钻机自动安装钻杆动作过程

初始状态:动力头位于机架后端;前夹持器夹紧已钻入孔内的钻杆;后夹持器打开, 顶升机构顶起位于钻杆箱内的钻杆。

操作过程:初始状态—滑臂后退, 钻杆钩对准被选中的一列钻杆—顶升机构下降—被选中的钻杆落入钻杆钩, 其余被滑臂挡住—滑臂伸出, 将钻杆送到与动力头中心线重合的位置—动力头慢速正转并慢速前进, 拧紧钻杆接头—顶升机构上升—滑臂后退—前夹持器松开—动力头正常钻进。

1.1.2 钻机自动拆卸钻杆的动作过程

初始状态:动力头位于机架前端;顶升机构顶起所有位于钻杆箱内的钻杆;滑臂缩回。

操作过程:初始状态—前、后夹持器打开—动力头起拔孔内钻杆—当动力头处于第1定位点时 (即钻杆前接头位于前、后夹持器之间) , 前、后夹持器同时夹紧, 前夹持器摆动拧松钻杆前接头—后夹持器松开, 动力头慢速反转并慢速后退, 钻杆前接头螺纹完全松开—动力头慢速后退至第2定位点—后夹持器夹紧—滑臂送出, 钻杆钩抓住钻杆—钻杆顶升机构下降, 钻杆箱内钻杆下降至滑臂—动力头反转, 拧松钻杆后螺纹接头—滑臂后退, 钻杆钩带动钻杆缩回—顶升机构上升, 拆下的钻杆顶回钻杆箱。

由钻机工作过程来看, 特别是在自动钻杆装拆时, 钻机旋转及推进速度变化大, 推进定位精度要求较高, 需要较好的速度调节性能。

1.2 钻机辅助元件控制要求

由于远控钻机为履带式自行钻机, 钻机开钻前需要移机、支护、钻孔倾角及方位角的调节等。但这部分执行元件既不需要高的控制精度, 也不需要远控操作, 可用普通多路阀实现其控制功能。

2 远控钻机液压系统原理[3,4,5,6]

2.1 钻机液压系统设计特点

远控钻机的液压系统原理见图3, 该系统是由负载敏感多路阀及负载敏感泵组成的闭中心负载敏感系统。在该系统中, 负载敏感多路阀的反馈口与负载敏感泵的反馈口连接, 实现压力—流量的负载反馈控制。在系统工作时, 不仅泵的输出压力与负载需要相适应, 而且泵的输出流量也与负载需要的流量相适应。当系统各换向阀阀芯处于中位时, 泵的输出压力较低 (1～2 MPa) 而输出流量几乎为0, 可有效降低钻机功率消耗, 实现节能保护。

1—泵;2—负载敏感多路阀;3—旋转马达;4—推进油缸;5—钻杆顶升油缸;6—钻杆移送马达;7—液压锁;8—后夹持器夹紧油缸;9—前夹持器夹紧油缸;10—顺序阀;11—摆动油缸;12—行走马达;13—两联多路阀;14—倾角调节油缸;15—上支撑立柱油缸;16—下支撑立柱油缸;17—九连阀;18—滑臂定位油缸;19—防爆电磁阀;20—先导比例减压阀。

为了降低系统复杂程度, 减少系统油泵数量, 通过转换阀将普通六通多路阀连接在负载敏感多路阀的尾片上, 这样就可以用普通多路阀实现对钻机行走及支护等元件的控制。

2.2 负载敏感多路阀的选择要点

多路阀采用PV41系列负载敏感多路阀, 该系列负载敏感多路阀采用比例电控或液控操作, 并且带有手动推杆。因此, 使用该多路阀不仅可以在远距离电控操作钻机, 满足远距离控制的需要;也可以在近距离手动操作钻机, 满足钻机开孔及事故处理的需要。

由于多路阀阀芯可以精确控制流量及分配流量, 因此, 选择适当的多路阀阀芯及压力补偿器可以满足不同执行元件同时控制速度的需要。

钻机的旋转操作及推进控制需要同时动作, 而其他元件均为单个动作。为了防止压力干扰, 在负载敏感多路阀的旋转阀片及推进阀片中采用了二通压力补偿器。通过压力补偿器及操作阀芯的流量控制, 满足钻机旋转及推进同时操作时的精确流量控制需求。

2.3 液压泵的选择要点

1) 泵的控制功能选择。

采用A10V系列具有恒压恒流控制功能负载敏感泵。由于钻机的旋转、推进、钻杆移送、顶升机构等执行元件在工作时需要精确的流量控制, 泵的恒流控制功能使泵改变排量仅提供负载敏感多路阀阀芯允许通过的流量, 无多余流量溢流回油箱, 无溢流损失, 可有效降低系统的发热量。

当执行元件负载压力达到泵的恒压设定值时, 泵提供的流量仅维持设定的恒定压力不变, 实现了泵的过载保护。

2) 泵排量选择要求。

由于PV41型负载敏感多路阀无负流量控制功能, 因此泵的输出流量必须大于多路阀单个阀片最大设定流量, 并且大于所有同时动作阀片设定流量的总和, 即:

Q≥max (Q1, Q2, …, Qn) 且Q≥Qi1+Qi2+…

式中:Q为泵输出的流量;Q1, Q2, …, Qn为多路阀各阀片设定的流量;Qi1, Qi2为同时工作的阀片设定流量。

设电动机转速为n, 泵容积效率η, 多路阀旋转阀片设定压力最大且仅旋转及推进同时工作, 其流量为Qi1, Qi2, 则泵的排量为

C≥ (Qi1+Qi2) /ηn

2.4 双夹持器顺序动作设计要求

双夹持器具有前、后夹持器夹紧油缸及前夹持器摆动油缸3个执行元件, 为了简化操作步骤, 减少多路阀操作阀片数量, 在前夹持器夹紧油缸及摆动油缸之间采用顺序阀联动。

为了保证前夹持器的夹紧可靠性, 选用适当的参数, 可以用摆动油缸动作时的压力反馈控制夹紧油缸。如图4所示, 设夹紧油缸活塞面积S1, 摆动油缸活塞面积S2, 夹紧增力比为i, 夹紧压力p, 顺序阀设定压力ps, 钻杆直径D, 卡瓦与钻杆之间摩擦系数μ, M为拧松钻杆所需转矩, 则在满足 (p-ps) S2L≥M条件下:

拧松钻杆接头过程中夹持器不打滑的条件为

(p-ps) S2L≤pS1μiD/2

1—单向顺序阀;2—摆动缸;3—夹紧缸;4—旋转体;5—钻杆。

由此可得:

undefined

由于当p>ps 时, 夹持器摆动油缸开始动作, 并且, 该公式右端为随p增大而增大递增函数, 最大值为undefined, 因此:

undefined

在实际设计时, ps通常设定为2～3 MPa, 保证夹持器顺序动作, 提供初始夹紧力。并且, 通过选择适当的S1, S2, L, i参数, 不仅可以保证夹持器的可靠性, 而且简化了钻机的操作步骤。

2.5 滑臂定位油缸控制油路设计特点

由于钻杆箱内钻杆采用列式排列, 在钻杆装卸时需要将钻杆钩对准钻杆箱相应位置 (见图2) , 从而选择钻杆箱内相应列的钻杆。钻杆钩采用限位油缸定位。限位油缸由1组两位四通隔爆型电磁阀控制, 其控制功能设计如下:开机后所有限位油缸自动伸出, 这样钻杆钩默认选择钻杆箱内第1列钻杆, 不会由于误操作滑臂后移而导致钻杆滑落出钻杆箱, 当选择其中某一列钻杆时, 此列的限位油缸其右边的所有油缸一起缩回, 防止误操作。

3 结语

远控钻机液压系统操作性好, 可靠性高, 节能效果显著, 达到了钻机远距离操作的使用要求, 在实际应用中取得了较好的效果。

摘要：详细阐述了防突远距离控制钻机 (简称远控钻机) 液压系统的设计。该系统不仅采用了电液比例控制, 而且采用了高可靠性、良好的微调性的闭中心负载敏感液压系统, 确保了钻机的使用性能。

关键词：远控钻机,电液比例控制,负载敏感控制

参考文献

[1]张红军, 魏永辰, 王慧基.液压钻机液压系统的设计[J].液压与气动, 1999 (5) :3-6.

[2]黄园月.液压锚杆钻机的液压系统分析[J].凿岩机械气动工具, 1998 (2) :42-43.

[3]朱小明.比例多路换向阀在工程机械中的应用[J].建筑机械, 2006 (4) :87-90.

[4]顾临怡, 谢英俊.多执行器负载敏感系统的分流控制发展综述[J].机床与液压, 2001 (3) :3-6.

[5]伍燕芳, 葛思华.负载敏感液压系统的稳定性分析[J].西安交通大学学报, 1992, 26 (2) :23-28.

防突控制 篇2

首山一矿己15-12010机巷位于己二采区上部, 己15-12010工作面西邻-600m轨道石门、己二采区运输下山及己二采区上部回风巷, 东至高沟逆断层附近, 北面紧邻白石山背斜, 南面尚未开采。工作面标高为-660~-680m, 埋藏深度790~810m之间。己15-12010工作面上部为戊9-10煤层 (未开采) , 下部1~6m处为己16-17煤层。煤层结构单一, 厚度一般在2.91~4.71m, 平均3.50m。工作面采用锚杆、锚索、金属网、W型钢带联合支护。三三布置。己15煤层瓦斯压力为2.1MPa、煤层瓦斯含量为17.5m3/t。

煤巷防突是矿井安全生产的当务之急, 采用工作面排放钻孔后仍有突出事故发生时, 应采用穿层预裂爆破防突技术控制卸压煤巷应力。下面介绍己15-12010机巷应用该技术的情况及效果。

2 穿层预裂爆破防突原理

在爆炸冲击波和应力波的直接作用下, 炸药周围的煤体中将形成空腔区, 压碎区, 裂隙区和震动区。在压碎区和裂隙区内形成了辐射状的径向裂隙和圆环状的切向裂隙, 一方面中断或减弱了围岩中径向和切向应力的传递, 降低了围岩的应力, 有利于瓦斯的解析, 另一方面增加了炮孔附近煤体的透气性, 为游离瓦斯的抽放创造了条件。在震动区内, 虽然没有形成可见的宏观裂缝, 但爆炸气体产生的准静态应力场使煤体中原有的微观孔隙 (裂纹) 发生了损伤, 煤体储存的弹性变形能部分得以恢复, 应力水平趋于下降, 瓦斯变得易于抽放。

3 爆破设计及参数

3.1 炮孔深度

根据孔口与煤层垂直距离及钻孔角度确定炮孔深度。钻孔深度为32.6m。

3.2 炮孔直径

钻孔所用钻头直径为Ф75mm, 实际孔径按80mm计算。

3.3 单孔药量

炸药使用煤矿许用三级粉状乳化炸药, 装药直径64mm, 装药密度ρ=1000kg/m3。

装药的炮孔实际装药长度2m, 装药体积为:

单孔装药量为:

3.4 装药长度

装药长度2m。

3.5 填塞长度

装药的炮孔总填塞长度30m。

3.6 炮孔间距

因为爆破是在无自由面情况下进行的, 因此爆破破碎和破裂表现为爆破的内部作用。只有通过内部作用下产生的裂隙区范围的计算, 才能确定炮孔的间距。

通常用计算爆破破裂半径的方法来确定炮孔间距。

装药爆破后作用于孔壁上的初始冲击压力为:

所以, 作用与炮孔孔壁上的初始冲击压力为1454.7MPa。

由于本项目采用了聚能爆破技术, 更有利于岩体破裂, 因此需对上述结果进行修正。根据以往的实践经验, 聚能爆破的破裂范围可超过一般爆破方法50%以上, 所以最终的破裂范围可达到1.76×1.5=2.64m以上。

基于上述计算, 炮孔间距取为8.0m。

4 抽放巷布置

己15-12010机巷高抽巷位于机巷上方岩层中, 距离机巷:垂距10m, 平距20m。

巷道中心高度2.8m, 宽度3.6m, 工作面采用锚杆支护。钻孔开孔高度为0.7m。

爆破孔布置:在高抽巷内沿走向每8m向己15-12010机巷打一穿层钻孔进行预裂爆破。爆破孔超前己15-12010机巷掌子头60m。爆破孔具体布置及参数见表1、图2

5 爆破作业组织

1) 设立爆破作业指挥小组, 指挥爆破作业的实施;

2) 爆破指挥人员要在确认周围的安全警戒工作完成后方可发出起爆命令;

3) 严格按执行《煤矿安全规程》和《爆破安全规程》有关规定, 防护和警戒人员应按规定信号执行任务, 不得擅离职守;

4) 要指定专人核对检查电爆网路、敷设起爆主线;

5) 施工期间, 必须安排专职瓦检员和安检员跟班检查瓦斯情况;

6) 起爆后, 确认炮已响完, 并由爆破作业人员检查结束后, 方可发出解除信号, 撤除防护人员。如发现瞎炮须待爆破后30min后进行检查, 确认安全, 方可解除警戒。瞎炮附近要设立防护标志, 禁止在其附近作业, 并报告爆破指挥人员, 未经处理, 不得拆除防护标志。

6 爆破前后瓦斯及效检指标分析

通过对高抽巷具有代表性的爆破孔两边相临的观察孔, 在爆破前和爆破后测定观察孔的瓦斯浓度和流量, 并结合己15-12010机巷煤层强度、巷道外口瓦斯变化、效检指标及工作面进度等参数进行分析比较, 具体情况如下表2、表3。

7 经济效益分析

1) 未进入穿层控制爆破区, 煤巷工作面月进40~50m, 进入松爆区后, 煤巷月进70~80m。

2) 未进入穿层控制爆破区, 煤巷工作面效检指标q值为0.4~6.0L/min, S值为2.0~8.0kg/m, 进入穿层控制爆破区, 煤巷工作面效检指标q值为0.2~2.4L/min, S值为1.8~3.4kg/m。

8 结论

1) 通过以上实验数据整理分析, 在己15-12010机、风巷高抽巷实施深孔松动爆破后, 两条高抽巷穿层钻孔的抽放浓度、流量明显提高, 己15-12010机、风巷工作面地应力降低, 顶板裂隙增大, 煤层瓦斯含量、压力降低, 煤层变硬, 打钻速度加快, 突出预兆减少。工作面推进速度加快。

2) 从实验数据变化和工作面进度等指标看, 还没有达到预定的目标, 还需要不断摸索、完善深孔爆破工艺, 从而最大程度的降低、消灭突出煤巷的突出危险性, 达到预想目标。

摘要：通过钻孔预裂爆破释放煤层瓦斯压力和地应力, 提高瓦斯抽放果, 以防治煤与瓦斯突出, 确保煤巷安全快速掘进。

防突视频跟进技术的应用 篇3

方山矿二1煤新井位于河南省禹州市, 行政隶属方山镇管辖, 主要开采二1煤层, 经鉴定, 矿井绝对瓦斯涌出量为11.72m3/min, 相对瓦斯涌出量为60.96m3/t, 为煤与瓦斯突出煤层, 矿井为煤与瓦斯突出矿井。与二1煤相距最近的四4煤层240m。不具有开采保护层的条件。同时, 该煤层属于三软煤层, 综合上述条件, 只能采用低位抽放巷和密集打钻相结合的办法治理瓦斯危害。

2 矿井突出情况

2003年4月23日, 在11011风巷100m处施工时发生瓦斯动力现象, 标高为+6m。该风巷沿二1煤层底炮掘, 在掘进过程中未采取任何措施。在掘进工作面施工时, 工人听到了煤炮声后, 立即组织了撤离, 随后发生了瓦斯动力现象。瓦斯浓度急剧上升, 超过传感器上限, 瓦斯涌出量较大。事故发生以后, 对现场进行了勘察, 发现煤抛出距离有10m左右, 抛出煤量约101t, 涌出瓦斯量约11700m3, 且抛出煤炭压住了风筒。孔洞来自巷道上帮, 其具体形状不详。煤的分选性未作记录。

3 数据统计

对2003年1月～2012年11月间我国煤与瓦斯突出的事故起数和死亡人数进行统计分析, 见表1。从数据中我们可以清晰的看到瓦斯突出事故越来越受到矿井的重视, 事故次数与死亡人数越来越少。

4 创新应用原因

加强采前预抽有效控制瓦斯突出事故和瓦斯超限的唯一途径, 抽采钻孔施工是消除煤与瓦斯突出的重大安全隐患, 是当前煤矿企业普遍关注的问题。“只有打不到位的钻孔, 没有卸不掉压的瓦斯”, 突出矿井的瓦斯治理主要是通过施工大量的抽采钻孔进行消除突出危险性。然而, 为了满足矿井生产接替, 缩短防突工作的准备时间, 矿井往往多钻机、多钻场同时施工, 需要监钻人员多。井下条件较恶劣, 监钻人员无法在低温、潮湿的条件下长时间进行监钻, 人员描述喷孔异常情况也存在差异。

建立防突打钻视频跟进监钻系统, 从源头上消除各类可能造成伤亡事故和职业病的危险因素, 保护职工的安全健康, 保障新工程项目正常投产使用, 防止事故扩大, 避免因安全问题引起返工或采取弥补措施造成不必要的投入, 要真正做到有备无患, 防范未然, 改善安全性能, 真正做到“预防为主”, 提高防突现场管理水平。

5 工作原理

防突打钻视屏跟进系统主要是对防突打钻场所进行实时监控的物理基础, 管理部门可通过它获得有效数据、图像或声音信息, 对突发性异常事件的过程进行及时的监视和记忆, 用以提供高效、及时地指挥和高度、管理、处理事件等。

6 视频监控打钻优点

第一, 可实现无人值守。该系统对视频图像进行了数字化, 可以充分利用计算机的快速处理能力, 对其进行压缩、分析、存储和显示。通过视频分析, 可以及时发现异常情况并进行联动报警, 平地监控可实现无人值守。

第二, 适合远距离传输。信息抗干扰能力强, 不易受传输线路信号衰减的影响, 而且能在现场环境恶劣或不便于直接深入现场的情况下, 视频监控能达到亲临现场的效果。即使现场遭到破坏, 也照样能在远处得到现场的真实记录, 同时可以进行联网操作, 保证随时随地通过互联网都能查询到打钻现场情况。

第三, 便于查找。保存一定时间段内的本地视频监控录像资料, 利用计算机建立的索引, 在几分钟内就能找到相应的现场记录。便于随时验证现场的实际情况。

第四, 系统易于管理和维护。视频监控系统主要由电子设备组成, 集成度高, 和平地视频监控一同在调度大屏同时显现, 视频传输利用光纤信道。这样, 整个系统是模块化结构, 体积小, 易于安装、使用和维护。

第五, 可以7*24小时不间断监控。

7 应用、推广

视频监控已在多种行业、多种岗位应用, 为了避免人工监钻的不准确性和不连续性、不能时时对打钻过程记录监控。经调查研究就引进新型视频监控系统, 对每个防突作业地点实施视频跟进监控。

防突钻机在掘进工作面的应用 篇4

七星煤矿1973年末建成投产, 设计能力为240万吨/年, 2008年核定能力180万吨/年, 矿井田走向长10Km, 倾向1.916Km, 井田面积19.167 Km2。吨, 矿井划分为两个水平, 现所有采掘队组全部在二水平生产, 主井地面标高+134。二水平标高-250至-600。

2 矿井水文地质、瓦斯及矿压情况

2.1 水文地质情况:

矿井正常涌水量320m3/h, 最大涌水量380m3/h, 矿井可采煤层18层, 以下行开采为主, 井田上部有23个 (其中已关闭10个) 地方煤矿。因此矿井水害来源主要是:a.矿井内的空区、空巷水。b.上部地方煤矿的空区、空巷水。c.已关闭的地方煤矿和地方煤矿越界开采造成的未知区域积水。矿井共有16条大断层及其断层组发育, 深部地质构造复杂, 断层、石包、岩墙等构造发育, 特别是西三、西四采区, 地质构造纵横交错, 变化无序。

2.2 瓦斯情况:矿井瓦斯鉴定绝对涌出量27.5942m3/min, 相对瓦斯涌出量9.0962m3/T (属底瓦斯矿井按高瓦斯矿井管理) 。

2.3 矿压情况:

进入二水平施工后矿压日趋明显, 巷道变型严重, 系统巷道两帮最大移近量1.2米, 底鼓0.6米;回采巷道两帮最大移近量2.2米, 顶、底板移近量1.4米, 2005年以来, 先后发生明显的动力现象4次。

3 防突钻机在掘进工作面的应用

为了更好的发挥超前钻孔的检验效果, 根据各个工作面的不同位置及赋存情况把15个掘进工作面打钻分为以下4种形式:

3.1 在有地方煤矿生产的西翼采区上部施工的掘进队组打设超前探放水钻孔。 (见表1)

图1是西三区上部十层首采工作面料道的掘进施工探放水图, 根据地测部门调查上部地方煤矿12、13、14层空区有积水54.9万立方米, 由于该巷道在探水警戒线内, 必须边探边抽, 探进90米掘进70米, 探孔半扇形布置, 掘进施工时每间隔50米在巷道上帮施工一个钻机硐室。探孔安装套管, 套管长度不小于2米, 套管壁用发泡剂充实, 并安装阀门。

3.2 在石门揭煤前打设前探揭煤探孔

石门掘进工作面与与突出煤层之间留有足够尺寸的岩柱是一种避免因瓦斯压力或地压过大引发突出施工的有效措施, 我矿根据工作面距煤层的不同距离, 采用在石门工作面顶 (底) 部打设2~3个小直径 (42Mmm) 超前孔, 并对探孔进行有效的针对性检验措施, 并根据检验结果制定防范和治理方案。 (见图2)

3.3 在东四采区高瓦斯区域片盘延伸时打设防突探孔

在东四采区有突出危险的高瓦斯工作面采用钻屑量指标法和钻孔内检验瓦斯的方法检验煤层突出危险性和瓦斯浓度。在煤或半煤岩掘进工作面打设3个直径为42mm孔深8~10米的钻孔, 钻孔布置在松软煤层中, 1个钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 另2个钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2~4米处, 在掘进过程中始终保持钻孔5米的超前量。 (见图3)

3.4 在西三、西四、东三、付立井煤柱等无突出、含水层、积水区的施工地点打设前探构造、揭煤、透巷钻孔。 (见图4)

在无突出、含水层、积水区的施工地点施工时, 煤、半煤岩巷道掘进工作面打设1个直径为42mm孔深8~10米的钻孔, 钻孔布置在松软煤层中, 钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 在岩巷工作面在道掘进工作面打设1个直径为42mm孔深3.5米的钻孔, 钻孔布置在松软岩层中, 钻孔打在工作面中部并平行掘进方向, 打完钻孔时, 通过对钻孔的检测实现对工作面前方危险性预测。

4 措施

4.1 各个掘进工作面钻孔的布置形式由矿总工程师牵头确定, 在作业规程中制定。

4.2 钻孔由掘进队按照规程规定打设, 由安瓦员负责监督, 并安瓦员实行钻孔长度交接制度。

4.3 各级管理人员和技术人员对钻孔打设情况进行全面监督检查。

4.4 当打钻或对钻孔检验出现出现异常情况时, 立即停止作业, 由专业人员进行检验、分析。

5 心得体会

目前我矿15个掘进工作面全部采取了超前探孔措施, 并根据所在的采区和煤层赋存情况及周边情况制定了不同的钻孔布置形式, 超前探孔能够对掘进工作面前方的未知区域进行超前探测、检验, 超前发现危险源并将隐患消灭于未然, 保证掘进作业人员的安全施工, 我矿至采用超前探孔措施以来, 掘进工作面没发生过一次误透空区、积水区、盲巷、突出等事故, 因此超前钻探是有效预测、预防、检验掘进工作面前方未知区域隐患的有效方法之一, 值得采用和推广。

摘要：水害、煤与瓦斯突出、冲击地压是威胁煤矿特别是进入深部施工矿井安全生产的重要危因素, 为了避免上述灾害的发生, 七星煤矿采用了中、小直径超前钻孔的探查措施, 对预防水害、煤与瓦斯突出、冲击地压等灾害的发生取得了较好效果。

突出煤层掘进过断层防突浅析 篇5

关键词：过断层,防突,超前钻孔

煤与瓦斯突出是矿井采掘过程中，在很短时间内，从采掘工作面内部向工作面空间突然喷出大量煤、岩石和瓦斯的动力现象，是矿井生产中地质灾害之一。它主要发生在地质构造破坏带。随着矿井向深部延伸，煤层的瓦斯含量和瓦斯压力越来越大，同时地应力也大大增加，煤层的突出危险性随之增加，尤其在突出煤层断层带附近。

1 工作面概况

淮南矿业集团谢一矿4472A3工作面北起北部风井煤柱线，南至F12-11断层，根据上阶段回采及周边石门揭露资料分析，该工作面地质构造复杂，F12-8断层构造影响带从该工作面东北部穿过，该断层为反向正断层其产状为：186°∠45°，H≈5m。由于该块段A3煤层上部主体煤层厚度约2.2m，下部煤层厚度约0.7m，夹矸厚度约0.8m，该断层落差大于A3煤层厚度及掘进巷道高度，因此将对前期掘进及后期回采工作产生严重影响。

2 工作面掘进防突技术

根据《防治煤与瓦斯突出规定》，因A3煤层在邻近矿新庄孜矿为突出煤层，参考邻近矿A3煤层区划，其采掘作业按照突出煤层无突出危险区进行管理，严格执行“边探边掘”、“四位一体”防突措施，工作流程如图1所示。距A3煤层顶板、A1煤层底板法距10～15m施工巷道，布置穿层钻孔，掩护A3煤层掘进，并对A3煤层工作面施工顺层钻孔进行抽采卸压，实现区域瓦斯治理。

掘进期间实行分单元评价，每预抽评价单元长度不小于100m，其残余瓦斯压力<0.74MPa或瓦斯含量<8m3/t或瓦斯预抽率≥35%或抽采、排放时间不得少于4个月方可允许掘进，并且在掘进作业时严格执行循环效检验证措施。

3 过断层防突技术

3.1 施工穿层钻孔

根据地质部门预计F12-8断层在4472A3切眼的位置，在4472A3工作面设计切眼下方的-660m灰岩放水巷布置12个钻孔，其中10个穿透A3煤层全厚0.5m为止，钻孔在煤体中形成网络状。目的：1)探明4472A3设计切眼A1、A3煤层位置;2)控制F12-8位置及落差;3)卸压断层附近瓦斯。经施工钻孔后分析可知：A3煤层由于受F12-8断层影响，煤层牵引严重且断失。钻孔布置及分析如图2所示

3.2 施工顺层钻孔

在切眼施工时，邻近F12-8断层前先施工3个地质前探钻孔，进一步精确控制该断层及A3煤层变化情况。在此基础上由地质部门进行设计，钻机工区施工防突措施排放钻孔15个，1～10#卸压排放钻孔有效孔深22m;其余5个补充孔有效孔深11～13m，全断面均匀布孔，钻孔终孔位置控制到巷道断面轮廓线外5m。钻孔布平面置图见图3。待卸压排放钻孔施工完毕，最后一个钻孔自然卸压排放16小时后，防突小组对迎头A3煤层进行校检。

3.3 卸压后效果检验

突出预测及效检技术以《防治煤与瓦斯突出规定》为基础，结合A3煤层的实际情况，以钻屑量S和钻屑解析指标K1为主要预测及效检指标;辅助指标为各种动力现象、地质构造发育及变化程度、构造煤变异程度、瓦斯涌出异常现象等。当上述主要指标超限时，即认为工作面具有突出危险性;当辅助指标异常时，需要分析其异常的原因，在确认为与突出危险无关时，方可排除辅助指标预测突出危险的结论。

在-660m灰岩放水巷及切眼对断层进行钻孔卸压后施工了3个效果检验孔，其中一个钻孔布置在巷道轴线方向，其它两个钻孔布置在巷道两侧，其终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处。校检孔径为42mm，孔深均为22m，钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。钻杆钻进要匀速，根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑Smax和K1值校检工作面的突出危险性，如果两校检指标均不超标(K1<0.35ml/g.min1/2且Smax<6kg/m)，施工单位按防突预测后允许进尺距离施工。最后测得最大的钻屑量Smax为3.0kg/m，钻屑解析指标k1最大值为0.16ml/g.min1/2，未超过突出临界值。

在切眼施工未发生动力现象和瓦斯超限事故，保证了掘进工作的顺利进行，实现了安全生产。

4 防突管理

突出煤层的防突与瓦斯治理工作涉及较多的部门，各部门在思想上必须高度重视，组织管理要全面，技术措施要严密，防突职责要落实。同时要加强现场管理，掘进工作面所有施工人员都必须掌握防突措施的内容及要求，有专人负责并有责任分工制度，在施工时严格按照措施施工。严格执行“有疑必探，先探后掘”的原则，能够确保在突出煤层断层带附近安全掘进。

5 结语

在4472A3工作面切眼过断层期间采取“超前钻孔预排瓦斯+四位一体”综合防治煤与瓦斯突出技术、瓦斯综合治理措施和规范化的管理体系以来未发生动力现象和瓦斯超限事故，保证了掘进工作的顺利进行，实现了安全生产。证明在掘进施工前经过施工穿层钻孔及顺层钻孔等技术手段进行有效抽放卸压、解除突出危险，突出煤层过断层安全掘进是可行的。

参考文献

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

新安煤田区域防突技术体系研究 篇6

1 区域防突措施优选分析

1.1 煤巷掘进工作面

根据新安煤田各高瓦斯和突出矿井煤层单一、煤质松软、煤层透气性差、抽放钻孔易塌孔以及煤层赋存条件极不稳定的实际情况,煤巷掘进工作面区域防突措施应分类管理、综合使用。①对于严重突出危险掘进工作面和煤层赋存不稳定的一般突出危险掘进工作面,采取穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。②对于煤层赋存稳定的一般突出危险掘进工作面,采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。

新安煤田突出矿井结合煤层瓦斯赋存情况和《防治煤与瓦斯突出规定》,目前一般采取底板预抽巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施。该措施是施工好底板巷,然后在底板巷施工穿层钻孔,先进行水力冲孔卸煤增透,通过冲出一定量的煤炭和排放大量瓦斯,使煤层卸压,从而提高煤体的透气性,最后封孔联管对煤层瓦斯进行预抽,消除煤巷条带的突出危险性,起到底板巷掩护煤巷安全掘进的作用。

1.2 采煤工作面

根据新安煤田各高瓦斯和突出矿井的实际情况,应根据不同情况采取不同的采煤工作面区域防突措施。①对于煤层赋存比较稳定的突出危险采煤工作面,采取顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯+卸压增透措施;②对于煤层赋存不稳定的突出危险采煤工作面,采取顺层钻孔预抽煤回采区域煤层瓦斯+局部厚煤区穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯+卸压增透措施。

目前新安煤田一般先施工底板巷,进行水力冲孔卸煤,然后预抽条带煤层瓦斯,掩护煤巷的掘进。当煤巷掘出后,再施工顺层钻孔,预抽回采区域煤层瓦斯。如果瓦斯较大,还可以施工一条高抽巷用于抽放采空区的煤层瓦斯,防止工作面瓦斯超限,也可以通过高抽巷预抽条带和回采区域煤层瓦斯。

1.3 石门揭煤工作面

考虑到石门揭煤突出危险性大,新安煤田各高瓦斯和突出矿井区域防突主要采取穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯+顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+卸压增透措施。

2 卸压增透措施选择

根据新安煤田突出矿井煤层赋存特点,选取水力冲孔、水力压裂2种卸压增透措施。

(1)水力冲孔是指在具有自喷能力的钻孔中注入一定压力的水,诱发并保持喷孔的发生,促使煤、瓦斯、水沿钻孔排出,从而使煤层卸压、透气性提高,促进瓦斯的解吸和排放,以达到高效抽采瓦斯的目的[1,2]。适用于自喷能力强的煤层和f<0.5的煤层。新安煤田煤体具有强自喷能力,属典型的三软煤层,较为符合水力冲孔防突措施的使用条件。

(2)水力压裂是指在煤层中注入高压水,促使煤层产生裂缝并在煤层中扩展,同时促使各级裂隙相互贯通,提供瓦斯运移通道,以达到高效抽采瓦斯的目的[1,2],从而可有效解决新安煤田本煤层透气性差的问题。

3 卸压增透措施实施效果

3.1 水力冲孔

水力冲孔效果考察在义安煤矿22011工作面进行(图1)。该面平均煤厚4.8 m,煤层倾角3°～10°,煤层结构简单,标高在-330～-405 m之间。根据现场测定,二1煤层瓦斯含量为14.52 m3/t,瓦斯压力为1.51 MPa;工作面煤体f值为0.19,瓦斯放散初速度ΔP为26.47。

现场实测结果表明:每孔能冲出煤量0.5～1.0 t/m,甚至达到5.0 t/m,160个钻孔累计出煤量为800 t;经计算,累计冲孔体积551.7 m3,平均每孔冲孔体积3.45 m3;抽采浓度、流量等抽采指标,显著提高;透气性系数提高10倍;瓦斯压力、瓦斯含量显著降低。

3.2 水力压裂技术

(1)钻孔布置参数。在11041工作面轨道运输巷高位抽排巷下段施工2个压裂钻孔和1个观察孔,孔径70 mm,1#压裂孔深27 m,21 m见煤;2#压裂孔深33 m,26 m见煤,均采用专用胶管封孔器封孔,封孔长度22 m,水力压裂钻孔平剖面如图2、图3所示。

(2)压裂效果。①抽采效果。压裂后裂隙、孔隙充分发育,煤体透气性大幅度提高,在短时间内压裂范围瓦斯预抽率就达到19.7%,这是常规抽采措施难以实现的。②煤岩体变形破坏。裂缝延伸了15～20 m,最大宽度达20 mm,平均宽10 mm,压裂孔所在的巷帮出现破裂,岩体外移30 mm。

4 单一煤层区域防突技术体系效果评价

单一煤层区域防突技术体系可以概括为以区域预抽为主、以卸压增透强化抽采的技术体系,其实质是抽采瓦斯,其根本效果体现在煤层瓦斯压力、瓦斯含量的降低上。根据《防治煤与瓦斯突出规定》,对新义煤矿12011煤巷掘进工作面底板巷穿层钻孔预抽水力冲孔增透措施、新义煤矿11011采煤工作面顺层钻孔预抽水力压裂增透措施、义安煤矿YX001采煤工作面顺层钻孔预抽区域防突措施、孟津煤矿石门揭煤工作面穿层钻孔预抽水力冲孔增透措施进行了区域措施效果检验,所建立的区域防突技术体系和效果评价体系基本适合单一煤层的防突需要,保证了安全生产。

5 结语

根据新安煤田高瓦斯和突出矿井煤层赋存的特点,提出以区域预抽为主的以卸压增透强化抽采的技术体系,且效果良好,保证了安全生产。

参考文献

[1]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社,1992.

断层揭煤综合防突技术 篇7

1煤巷地质概况

龙山煤矿11011胶带运输巷设计长度290 m,标高-180 m左右。巷道为半圆拱断面,U型钢支护,巷道下净宽3.8 m,净高2.8 m。巷道101 m处有一正断层,走向114°,倾角58°,落差8 m。煤层顶板自上而下依次为:中粒砂岩,灰色,以石英长石为主,局部含煤屑,波状或水平层理,高角度裂隙发育,厚约7.3 m;砂质泥岩,深灰色薄层状、厚约3.5 m;煤层直接底为泥岩,黑色,结构致密,含植物茎叶化石。煤层为二1煤,煤层赋存稳定,煤厚2.5～6.0 m,煤层结构简单,倾角4°～12°,局部受断层牵引,厚度变化较大,平均4.3 m,灰黑色或黑色,玻璃光泽、沥青光泽及半金属光泽,属于光亮型、半光亮型优质无烟煤。贝壳状断口为主,参差状次之,均一状结构为主,偶见条带状及粒状、块状结构。

2底板岩巷穿层钻孔抽放

根据文献[3]要求,穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔控制范围为石门揭煤处巷道轮廓线外12 m,同时应保证控制范围外边缘到巷道轮廓线最小距离不小于5 m。根据区域防突需要,11011胶带运输巷布置底板穿层钻孔作为煤巷区域防突措施。由于底板岩巷要求在走向和倾向控制二1煤层,在11011底板岩巷断层所在位置单独施工一钻场,钻孔可控制揭煤点巷道轮廓线外12 m,每排布置9个钻孔,走向要求控制断层揭煤点左右各12 m,需布置8排钻孔,钻场内布置断层揭煤区域穿层抽放钻孔72个(图1)。施工底板巷的目的是沿煤巷走向均匀施工区域防突钻孔,保证断层揭煤位置前后、左右控制范围,钻孔布置符合要求。由于该处由断层牵引,煤层变薄,局部无煤,区域防突钻孔施工结束即封孔并入底板岩巷抽放管路抽放。

3区域防突效果检验

实施区域防突措施并经过足够时间卸压抽采后,当预抽率η≥30%、残余瓦斯压力P<0.74 MPa及效检钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象,方可认为措施有效;否则延长抽采时间,直到措施有效。该区域抽放钻孔自2010年3月开始抽放,截至7月底,抽放量按5个月计算,累计抽放量为36 288 m3。该工作面瓦斯含量17 m3/min,控制区域内瓦斯储量为11.21万m3,预抽率达到32.7%。

由于11011胶带运输巷掘进滞后于11011底板岩巷,为提前了解区域防突钻孔抽放效果,选择在底板岩巷距钻场7 m处布置穿层钻孔进行区域防突效果检验。检验测试孔4个,分别位于揭煤处巷道轮廓线的中部、两侧和前方,并且有2个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2 m范围(检验孔参数见表1),检验孔不能受到抽放孔的影响。检验孔穿煤施工期间未发生卡钻、喷孔、响煤炮等突出动力预兆。经检验,最大残余瓦斯压力为0.50 MPa(<0.74 MPa),达到区域防突的要求。

4断层揭煤位置穿层钻孔排放

排放钻孔控制揭煤处巷道轮廓线两侧7 m,上部和下部分别控制到煤层顶、底板。揭煤处钻孔控制范围按断面计算不少于1 m2。钻孔深度20 m,钻孔应尽量穿过煤层,穿煤深度15 m,保证揭煤预留10 m的煤孔超前距(图2)。

5胶带运输巷掘进前探与防突效果验证

11011胶带运输巷距煤层垂距24 m处掘进10 m后,顺巷道坡度打钻穿透煤层全厚,准确掌握断层产状。当巷道掘至距煤层最小法向距离10 m时,地质钻探揭煤点上下左右各10 m范围内煤层赋存情况。掘进至距煤层最小法向距离5 m时打3个超前钻孔,其超前距不得小于3 m,以便确切掌握尺寸并进行区域验证;为保证岩柱有2 m厚度,在掘到接近2 m位置时,必须用3 m长钻杆再探煤,保证有2 m岩柱并进行最后验证,验证为无突出危险后进行远距离爆破揭煤。

自胶带运输巷至断层揭煤点分别为5,2 m处进行2次区域验证。由胶带运输巷岩巷工作面向煤层打3个Ø75 mm的钻孔,中孔位于巷道掘进方向,其他钻孔控制到巷道揭煤处轮廓线外5 m,钻孔应尽量避开预抽钻孔。在钻孔钻进到煤层时每钻进1 m采集1次粒径1～3 mm的煤钻屑测定瓦斯解吸指标Δh2。若预测钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象,且每个钻孔连续5 m范围钻屑瓦斯解吸指标Δh2值均小于200 Pa时,才可判断没有突出危险性。

6揭煤安全防护措施

(1)在11采区轨道上山坡底设置避难所,采用半圆拱U型钢锚网喷支护或梯形工字钢支护,每人使用面积不得少于0.5 m2,有效使用面积不小于7.5 m2,可供15人避难使用,人均空气供给量不得少于0.3 m3/min,并设有与调度室直通的电话。

(2)11011胶带运输巷断层揭煤放炮地点设在11011胶带巷胶带机头处,与工作面距离大于300 m。为降低突出强度,工作面安装2道方格框架防突挡栏,挡栏材料为不小于80 mm的槽钢,框架中槽钢间距不大于0.4 m,迎风侧铺设金属网,用木支柱支撑为45°斜面。第1道距作业面10～20 m,2道之间间距6～8 m。

(3)其他防护措施[4,5,6]。进行远距离放炮,并配备压风自救系统、隔离式自救器,设置金属挡栏。

7结语

揭煤施工过程中,应密切观察11011底板抽放巷或11011胶带运输巷瓦斯变化情况和突出预兆;发现瓦斯涌出异常和有突出预兆时立即停止工作,撤出人员并汇报调度。拆除底板岩巷除监控设备以外的所有电气设备,保持正常通风,并在底板岩巷口处打上全断面栅栏并上锁,除检查瓦斯外,任何人员不得入内。断层揭煤设计爆破钻孔29个,其中岩眼13个,煤眼16个,孔深1.8～3.0 m,装药量570卷(85.5 kg)。

远距离揭煤爆破后,胶带运输巷内瓦斯浓度开始稳定增加,由于落煤和新鲜煤壁瓦斯解吸,导致胶带运输巷瓦斯浓度逐渐增加至最大值0.8%,然后开始下降,最后稳定至0.4%;揭煤爆破前后工作面瓦斯涌出与正常煤巷掘进爆破前后相近,说明采用以底板岩巷穿层钻孔抽放及其效果检验、加强前探防止误揭、准确可靠的区域验证和必要安全防护措施等组成的综合防突措施,可以实现煤巷过落差8 m断层揭煤前的有效消突。

参考文献

[1]付光梅,王丰收,杨胜,等.煤层群石门揭煤技术探讨[J].工业安全与环保,2008,34(11):39-40.

[2]练友红,邓涛,董钢锋,等.复杂地质条件近水平煤层石门揭煤瓦斯防治技术研究[J].矿业安全与环保,2009,34(10):54-56.

[3]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.

[4]杨双山,辛亥,林传兵,等.盐井一矿高压射流割缝快速揭煤技术应用[J].煤炭科学技术,2010,38(11):70-73.

[5]童云飞.石门(井筒)揭煤快速测压技术在潘一矿的实践[J].煤矿安全,2008(9):26-28.