防突措施（精选十篇）
防突措施 篇1
煤与瓦斯突出是煤体动力现象, 煤 (岩) 层中层力和瓦斯压力是突出的主要原动力, 煤层是受力体, 是破碎和抛动的对象。施工工艺条件是突出发生的外部诱导因素。
2 防治煤与瓦斯突出的措施
基于煤与瓦斯突出原动力的理论认识, 分三个方面制定防治煤与瓦斯突出措施:
2.1 以安全防护措施为主,
主要措施是震动放炮。在人员远离工作面的条件下, 放震动炮诱导突出, 以保证人身财产的安全。
2.2 普遍用来防治突出的技术措施,
即在石门揭煤等工作面, 采用防突措施, 如超前钻孔、爆破等制定。
2.3 综合措施即“四位一体”,
突出超前预测和效果检验的作用, 使防突工作更加有的放矢, 措施防突效果进一步提高。
3“四位一体”及作用
《防治煤与瓦斯突出细则》要求, 在开采突出煤层时, 必须采用综合措施, 即“四位一体”:
3.1 突出危险性预测;
3.2 防治突出措施;
3.3 防治突出措施的效果检验;
3.4 安全防护措施。
“四位一体”综合措施, 把防突技术明确地归结为四个方面:
突出危险性预测是防突综合措施的第一个环节, 其目的是确定突出危险的区域和地点, 以便使防突措施的执行更加有的放矢。
现就滴道盛的煤矿19#、28#煤层为例说明, 19#、28#煤层均被定为具有突出危险煤层。原因是:19#、28#煤都有一分层, 即构造煤, 建设工程公司在承建滴道盛的煤矿五采、三采巷道时, 因地质资料不明等原因, 在揭过19#、28#煤层时发生了煤与瓦斯突出, 而突出的煤层均为构造煤。此煤层在全部19#、28#煤层中都存在, 但厚度有所变化, 突出地点附近构造煤较为发育。
防治突出措施是防突综合措施的第二个环节, 是防止突出事故发生的第一道防线, 它仅应用在预测有突出危险的区域和区段。
防突措施的效果检验是防突综合措施的第三个环节, 目的是在措施执行后检验预测指标是否降低到突出危险值以下, 以保证防突措施的防突效果。
安全防护措施是防止发生突出事故的第二道防线, 是建立在突出预测有误或措施失效发生突出后, 避免人身伤亡事故的保证。其主要内容是震动性放炮和远距离放炮。
4“四位一体”防突图示及其优点
针对“四位一体”防突措施在防突过程中的应用程序, 现用图示办法来体现“四位一体”防突措施在防突程中的作用 (详见图) 。
执行图, 综合措施有以下优点:
(1) 使防突措施更加有的放矢, 仅仅在突出煤层突出危险区中的突出危险工作有, 采取防突措施克服了主突措施应用的盲目性, 在预测无突出危险的工作面, 用工作面预测来代替防突措施, 这将大大缩小突出煤层开来时防突措施的使用范围, 从而使突出煤层施工速度提高。
(2) 提高措施的防突有效性。由图看出, 在防突措施执行后, 要进行效果检验, 检验效果如无效, 则采取补充防突措施, 直至有效为止, 这就大大提高了防突措施的可靠性。
(3) 提高突出矿井的经济效益。由于突同威胁区不采用防突措施, 在无突出危险工作面用简单易行的工作面突出危险性预设代替了大量消耗人力、财力的局部防突措施, 这就节省了大量的防突措施费用。采用防突综合措施可提高突出煤层施工速度, 提高突出矿井的经济效益。
摘要：利用图示诠解“四位一体”在防突过程中的作用。
防突措施范本 篇2
措 施
编制单位： 编 制 人： 编制日期：
会审意见
措施名称： 会审地点： 会审时间： 主 持 人：
参加人员：掘进？区：机电管理部：地测队： 安检站： 机电副总工 ：通风副总工：会审意见：
总工程师意见：
通风工区：救 护 队： 调度室： 生产技术部：掘进副总工：总工程师：
一、概述
简述工程、水文地质资料……
二、防突安全技术措施：
（一）防突措施
防突主要措施采用迎头长钻孔预抽；辅助措施采用两帮钻场夹抽。
1、迎头长钻孔预抽
①、在迎头沿煤层施工8个长预抽钻孔，布置成两排，说明其间距和排距，孔深70—100m，控制巷道前方65—95m（至少留5 m的安全预抽距离）和巷道轮廓线外1.5m范围，先用￠89㎜的钻头开孔，开孔深度为5m，然后用￠68㎜的钻头施工至终孔位置；
②、采用MA2006 1412PVC KW 2.0/￠32×3.6封孔管封孔，封孔深度为5m。其钻孔验收严格执行《中岭公司钻孔设计、施工、验收管理办法》，只有瓦斯预抽率大于30%或抽放时间大于15天，才能进行掘进施工（见？？？？巷道迎头长钻孔设计图）：
③、掘进过程中，对该预抽的许掘距离必须严格控制，控制点与导线点发生关系，现场设置明显的控制管理排版，当巷道开始掘进至控制距离时，必须立即停止掘进，严禁超掘；
④、对应力集中带、地质构造带和出现K1值超标的地段，在巷道迎头重新施工预抽钻孔进行抽放；
⑤、地测队必须收集钻孔资料，绘制成果图，根据成果及时下达瓦斯地质预报；
⑥、通风工区对抽放参数进行检测，按规定计算抽放率，确保达到预抽的效果。
2、两帮钻场夹抽
在掘进巷道两帮作钻场，对巷道前方轮廓线外8m范围内的瓦斯进行抽放，每个钻场布置4个钻孔，钻场规格：长3m、深4m、高2米，钻场间距根据钻孔成果由通风工区确定，向掘进单位下达书面通知 3（至少留20 m的安全预抽距离）。钻孔采用￠68mm钻头施工，孔间距0.5 mm，终孔间距为2m，控制到巷道轮廓线外8m范围，（见？？？？巷道先抽后掘钻孔设计图）。
在掘进工作面同时采取主、辅防治突出措施。
（二）防突措施效果检验
①、在巷道迎头用电煤钻在软分层中打3个￠42mm的效果检验孔，其中一个钻孔位于工作面中部，并平行于掘进方向，深度为5.5—7.3m；另外两个钻孔位于巷道轮廓线外2—4m范围，孔深8—10m（见效果检验孔布置图）；
②、按《防突细则》规定测定K1值和钻屑量，如果测得的K1值＞0.5mL/g〃min1/2和钻屑量＞6Kg/m时，措施有效，反之，措施无效。措施有效的情况下，必须留有不小于2米投影孔深超前距；
③通风工区根据措施和检验情况，及时下达防突措施效果检验报告单报总工程师审批；
④、当措施无效时，必须采取其他的防治突出的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工。掘进工区根据总工程师审批后的检验报告单和现场的控制点控制掘进距离，严禁超掘。
（三）补充防突措施
当采取了以上主、辅措施无效时，必须在迎头采取大直径钻孔排放的补充防突措施：
在迎头利用防突钻机按设计要求施工大直径排放钻孔进行排放，其排放孔的深度、方位、倾角、孔径见设计图，钻孔控制到巷道轮廓线外4m范围，实施补充防突措施经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工。
（四）安全防护措施
掘进期间采取的安全防护措施有建立压风自救系统、携带隔离式自救器、建立正反向防突风门、远距离放炮，放炮前按影响范围进行停电、撤人、站岗等。
1、建立压风自救系统
（1）、压风自救系统安设在压缩空气管路上，起爆地点安设一组 压风自救装置、距迎头25-40m的巷道内设置一组压风自救装置、巷道中每隔50m各设一组压风自救系统，每组压风自救至少安设供5~8个压风自救，供5-8个人使用，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min，压风自救装置的主阀必须处于常开状态。
（2）、压风自救装置安设在人行道一侧，高度为1.6-1.8米。
2、携带隔离式自救器
所有作业人员及放炮警戒人员警戒时必须配带自救器，并熟知自救器的使用方法。
3、远距离放炮
①放炮必须使用三级煤矿许用炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，且不得跳段使用。电雷管使用前必须按有关规定进行导通试验，以免出现瞎炮，全断面一次装药一次起爆。所有炮眼必须在炸药与封泥间充填 2个水炮泥，炮眼封泥必须密实地装至眼口，所有不装药的眼孔和措施孔必须用黄泥充填密实至孔口，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍。
②放炮器平时由瓦检员随身携带，坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮换牌”制度，每次放炮前，掘进工作面及其回风流系统均必须严格执行停电、撤人、站岗制度，起爆点设在正反向防突风门外且距起爆点不小于300m。
③放炮前，瓦检员检查工作面及回风流瓦斯浓度并汇报矿调度室和通风调度室，由矿调度室通知监测中心当班值班员观察该头监测屏幕上的瓦斯变化情况，监测中心当班值班员做好记录。监测中心当班值班员要随时观察炮后瓦斯情况，如炮后T1瓦斯浓度超过2%，且连续5min降不到2%以下或放炮后30minT2瓦斯浓度仍不能降到1%以下，监测中心当班值班员立即汇报通风工区调度室和矿调度室，通风工区值班员接到监测中心的汇报后立即通知现场瓦检员停止该掘进工作面掘进。同时汇报通风工区调度值班干部（矿值班领导按《中岭公司瓦斯超限分析处理制度》的程序汇报），通风工区值班干部立即组织人员察看现场，分析原因，采取措施，进行处理。
④放炮时停电、撤人、设岗见（？？？？巷道放炮警戒、站岗 示意图）。
1＃岗（兼做起爆点）位置： ？？？？处，职责：阻止人员进入？？？？；
2＃岗位置：？？？？？，职责：阻止人员？？？？？； 3＃岗位置：？？？？？，职责：阻止人员进入？？？？？？； 停电范围：由当班电工在？？位置停掉？？巷道的所有非本质安全型电器设备电源（开关号），把开关打到零位并锁死，悬挂“有人工作、禁止送电”的警示牌，完毕后汇报矿调度室。
⑤撤岗、送电。放炮30min后，经瓦检员检查，掘进工作面第一全负压风流汇合处瓦斯浓度小于1％时，再和班组长、安检员、放炮员一道进入工作面检查通风、瓦斯、支护、瞎炮等情况（此时的临时站岗由班组长指定专人），只有经检查确认工作面及回风流一切正常后，由瓦检员汇报通风调度和矿调度，方可撤除该临时岗，同时瓦检员通知电工恢复送电进行施工。
4、建立防突正反向风门
在？？？？巷道内风机前，按照要求构筑一组正反向防突风门，风门墙厚不小于800mm，风门板厚度不小于50mm，通过风门的水沟（溜子孔）放炮时用沙袋封堵严密，此项工作由当班班排长负责，正反向防突风门上的调节窗安设防逆流挡板，用厚度不小于50mm的木板加工，对反向风门的关闭情况，水沟、溜子孔的压实堵严、调节窗安设防逆流挡板情况由当班瓦检员负责监督检查，同时在风门的门扇上悬挂“严禁入内”的警戒旗。
5、综合防尘管理
①坚持湿式打眼，使用好水炮泥，严禁干打眼； ②搞好个体防护，施工人员佩戴口罩；
③防尘管路必须紧跟工作面，距迎头距离不大于15米，放炮前、后及出货过程中必须进行洒水降尘；
④每隔50m掘进工区设一组水岔和闸阀，以供冲尘使用，掘进工区安排专人每班冲洗迎头50m范围内的粉尘；迎头50m以外的巷道每周至少冲洗两遍，由通风工区负责，严禁出现粉尘堆积和飞扬； ⑤各运输转载点安设一组转载点喷雾，出货时进行喷雾降尘。
6、局部通风管理
局扇必须实行“三专两闭锁”和安设“双风机双电源”且能自动切换，风袋必须吊挂平直，无破口、无漏风；局部通风机必须安排专人管理，不得出现无计划停风，有计划停风必须有专项通风安全技术措施，因故主、辅局扇均停止运转，必须立即停止工作，把所有人员撤出，掘进工区电工及时查找原因，局部通风机恢复通风前，瓦检员必须检查巷道、风机及其开关附近10m范围内瓦斯情况，如巷道瓦斯浓度<1%且风机及其开关附近10m范围内瓦斯<0.5%时，当班瓦检员按照送风程序人工开启主风机；如果3%>巷道瓦斯浓度≥1%，当班瓦检员汇报通风调度室，在通风值班干部的指导下，利用排放瓦斯三通采取控制风量的方法排放瓦斯；如果回风瓦斯浓度≥3%时，由通风工区编制排放瓦斯措施，由救护队进行排放瓦斯；如果风机及其开关附近10m范围内瓦斯≥0.5%时，不得启动风机，只有在瓦斯处理到0.5%以下时才能按照规定启动风机。
7、监测监控：
T1安设于距迎头不大于5m处，T1报警浓度≥1%，断电浓度≥1.5%，复电浓度<1%； T2？？？？？？距离回风口10~15m位置，T2报警浓度≥1%，断电浓度≥1%，复电浓度<1%；排放瓦斯T、馈电传感器的安设情况、主辅局扇的开停传感器。（要求通风工区制表说明，附断电范围）
三、避灾
1、煤与瓦斯突出的预兆 ①有声预兆 ？？ ②无声预兆 ？？
在煤层结构构造方面的表现为：？？
2、避灾路线 ①、正常工作，发现煤与瓦斯突出预兆时，工作人员必须立即撤至风机处待命，同时汇报矿调度室和通风值班室。
②、发生煤与瓦斯突出事故时，工作人员避灾路线：？？
四、防突日常管理
1、起爆地点安设一部直通矿调度室的电话，调度室对防突掘进工作面实施调度管理，设置专门台帐，其职责为：对防突头放炮实施调度指挥。
2、坚持湿式打眼，严格按照规定使用水泡泥，防尘管路紧跟工作面（距离迎头不大于15m），放炮前后迎头30m范围必须洒水降尘。运输各转载点必须安设防尘喷雾，出货时进行喷雾降尘。
3、施工单位的区长是该掘进工作面防突的第一责任者，负责安全措施的落实和实施；施工单位的技术员对该掘进工作面防突负技术责任，负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。
4、当班班排长是本班现场防突负责人，其职责为：
①、放炮前，安排放炮员检查装药、联线情况；安排电工停掉该掘进工作面和回风系统动力电源； 协同安检员布岗；
②、放炮30分钟后，确认无异常情况，随同瓦斯检查员、安检员和放炮员逐步进入迎头检查瓦斯、风袋吊挂、支护、瞎炮等情况，只有在瓦斯浓度小于1％且其他一切正常后，待瓦检员将放炮情况汇报矿调度室后恢复生产。
③、负责对当班抽放、排放钻孔进尺及其排放孔质量和抽放钻孔封孔连接装置等质量按照《中岭公司钻孔设计、施工、验收管理办法》进行验收。
5、当班职工对防突措施的实施和站岗负现场责任，其职责为：按防突措施的要求进行现场施工；负责警戒，阻止人员进入警戒区域。
6、当班瓦检员，对瓦斯、通风情况进行现场管理；对装药、联线，防突措施的实施负督责任。职责：
①、监督现场实施防突措施，效果检验等；
②、做好“一炮三检”和“三人联锁放炮换牌”工作； ③、加强局部通风机供风管理，风袋脱节，破口等及时组织处理； ④、监督使用好水炮泥及装药工作；
⑤、监督施工单位炮前、炮后的冲尘、洒水工作；
⑥、负责对当班抽放、排放钻孔进尺及其排放孔质量和抽放钻孔封孔连接装置等质量按照《中岭公司钻孔设计、施工、验收管理办法》进行验收。
⑦、负责对允许掘进的距离进行监督控制，严禁超掘。
7、当班安检员对防突措施的实施、效果检验，电工停送电，通风、瓦斯管理等，负监督责任，带领人员现场设岗，放炮时对掘进工作面及回风系统撤人、停电，其职责为：
①、监督现场实施防突措施，效果检验；
②、监督电工做好放炮前掘进工作面及回风系统的停送电工作； ③、当工作面出现通风风量不足，瓦斯异常等情况，安检员有权停止工作面一切工作；
④、带领站岗人员进行放炮掘进工作面及回风系统的停电、撤人工作，并交待应注意事项。
⑤、负责对当班抽放、排放钻孔进尺及其排放孔质量和抽放钻孔封孔连接装置等质量按照《中岭公司钻孔设计、施工、验收管理办法》进行验收。
8、当班电工对停送电、设备失爆负施工、维护责任，其职责为： ①、对掘进工作面的电气设备每班至少进行一次检查和维护，电气设备杜绝失爆；“三专两闭锁”装置灵敏可靠；安全站和机电管理部每周检查一次设备的防爆性能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备；
②、按措施要求及班长安排进行放炮前的规定范围停送电工作。
9、当班放炮员按规定做好装药、联线、起爆工作，其职责为： ①、正向装药，不装药的眼孔按规定充填黄泥；按大串联方法进行联线工作；严禁出现明接头；
②、接到放炮命令后，进行起爆工作。
③、放炮母线之间必须用接线盒连接，母线与角线、角线与角线之间必须用绝缘胶布包扎，严禁出现明接头。
10、防突效果检验工职责为：
①、每次效果检验前，对防突措施进行一次全面检查落实，措施未落实到位，不得进行效检工作；出现超掘时，效检工必须将超掘的距离掌握清楚，并立即汇报矿调度室和通风值班室、及安全管理部，安全管理部接到汇报后，必须立即组织追查，分析超掘原因，落实责任人；
②、严格按操作规程和仪器说明书的有关规定认真进行操作，严禁弄虚作假。
③、将效检结果和允许掘进距离告诉现场的施工人员、瓦检员和安检员，并将效检结果按规定填写在现场的管理牌板上。
11、掘进过程中若遇断层，当断层落差大于或等于煤层厚度时，必须严格按石门揭煤的规定进行揭煤后方可采取防突措施沿突出煤层进行掘进。
12、工作面放炮时，矿调度室和监控中心值班人员要通过监控系统监视工作面的电源是否切断和井下各地点瓦斯情况，发现大面积瓦斯超限时，必须立即指挥切断井下电源、撤出人员，并指挥矿山救护队下井进行抢救。
13、调度室、通风工区、施工单位建立防突管理专项记录，其内容应包括施工作业地点、汇报人姓名、汇报时间、每班进尺、安全防护措施的放炮地点、停电、撤人、警戒情况、放炮开始、结束时间、放炮前后通风、瓦斯情况，顶板完好情况及其它异常情况等。
14、调度室、通风、安检、地测等部门必须建立“突出煤层采掘工作面防突管理牌板”，其主要内容为：已施工进尺、第××循环允许进尺、瓦斯预抽率、效检指标K1值、当日进尺、第××循环剩余进尺等。并每班填写更新一次。地测队地质人员必须每天通过调度室的牌板了解上述情况，发现问题立即责令整改。
15、施工单位必须在工区和每一突出煤层采掘工作面建立“突出煤层采掘工作面施工作业进尺控制牌板”，将允许掘进进尺、每班实际进尺、剩余允许掘进距离、现场控制点等内容在牌板上明确填写,并每班填写更新。工区的牌板由值班领导填写，现场的牌板由当班班组长填写。工区的牌板由安检科监督，现场的牌板由瓦检员监督。
16、施工单位当班跟班副区长下班前，必须检查本区队突出煤层采掘工作面当班实际进尺、支护状况、突出预兆等情况，并向本工区值班领导汇报。施工单位值班人员必须用专用记录本作好记录，并及时向矿调度、通风调度、安检科值班人员汇报。
附图：
①、？？？避灾路线图 ②、？？？通风系统示意图 ③、？？？监控系统图 ④、？？？放炮设岗示意图 ⑤、？？？抽放系统示意图 ⑥、？？？压风自救系统图
防突措施 篇3
关键词：煤矿井下工作面区域；综合防突；措施
中图分类号：TD713.2 文献标识码：A 文章编号：1006-8937（2016）11-0175-02
我国煤炭资源储量丰富，20世纪煤炭在我国一次能源消耗构成中占比达到75%～80%，因此，煤炭在我国能源中的主体地位不会改变，对煤炭安全高效开采的研究仍然具有重要的意义。煤与瓦斯突出是指煤矿地下采掘过程中，在很短的时间内，从煤壁或岩壁内向采掘空间突然喷出大量的煤与瓦斯的现象，煤与瓦斯突出事故不但能够破坏井下设施、掩埋现场工作人员，还可能使风流逆转、瓦斯积聚，造成工作人员窒息死亡，甚至引起瓦斯爆炸事故，是井下严重的自然灾害之一。
方山矿二1煤新井前身是白庙集团方山矿二1煤新井，是方山矿的接替井，随着开采深度的增加，二1煤层的瓦斯含量和压力都在增加，据223勘探线钻孔瓦斯资料计算，甲烷含量变化梯度为54.93 m/m3/t.daf，百米增长率为1.82 m3/t.daf。据2010年3月河南理工大学提交的《河南平禹煤电有限责任公司方山矿二1煤层煤与瓦斯突出鉴定报告》，二1煤层的煤属于Ⅲ～Ⅳ类破坏煤体，煤层坚固性系数（f）为0.12～0.19，瓦斯压力为0.35～1.74 MPa，瓦斯含量为10.74～12.08 m3/t，鉴定方山新井二1煤层为突出煤层。
1 区域措施选取可行性分析
1.1 保护层开采可行性分析
二1煤层顶板岩层为大占砂岩平均厚度为11 m，无法开采。二2煤层下距二1煤层25 m，煤层厚度变化范围为0.10～0.23，不具备保护层开采的条件。二3煤层下距二1煤层34m厚度变化范围为0～0.31 m，平均厚度为0.08 m，不具备保护层开采的条件四4煤层下距二1煤层240 m距离过远起不到卸压的保护作用。一组煤包括一1～一8煤层，在二1煤层以下70m处，煤层赋存不稳定，只有局部可采，因此不选择一组煤作为二1煤层的保护层。
根据上述综合分析，二1煤层不具备开采保护层的条件，只能采用预抽瓦斯的方法进行区域瓦斯治理。
1.2 施工底板预抽巷道可行性分析
我矿水文地质条件较复杂，底板下伏有六个含水层，均属底板进水的灰岩岩溶裂隙含水层。底板直接充水含水层的富水性明显强于顶板含水层，开采二1煤时具有发生底鼓突水的威胁；但是由于近年通过施工疏水降压，底板承压水，水位不断降低，目前水压在2.6 MPa左右，经过计算和论证，采用低抽巷施工预抽煤层钻孔治理瓦斯具备可行性。
1.3 施工高位抽放巷可行性分析
根据矿井开采情况，二1煤层直接顶板多为泥岩及砂质泥岩，偶为粉砂岩或炭质泥岩，老顶一般为中粒长石石英砂岩（Sd），顶板水水量不大，对巷道施工影响不大，且顶板岩性好，便于顶板管理。因此，施工高位抽巷预抽煤层钻孔治理瓦斯条件较充足。
根据上述3种情况结合相关文件规定综合分析后，最后决定采用（底板）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施进行区域消突工作。二1-11061回采工作面瓦斯主要来源于本煤层、采空区。煤层瓦斯经采动影响后，下部煤層瓦斯涌入采场、巷道和采空区。
2 区域措施效果检验
2.1 相关规定
①根据《防治煤与瓦斯突出规定》55条规定：对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔30～50 m至少沿工作面方向布置1个检验测试点。测定残余瓦斯压力和残余瓦斯含量。②根据《防治煤与瓦斯突出规定》53条规定：在效检期间若打钻出现了喷孔，顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100 m内的预抽区域判定为措施无效。③若煤层残余瓦斯压力<0.74 MPa，瓦斯含量<8 m3/t说明措施有效。
若煤层残余瓦斯压力≥0.74 MPa，瓦斯含量≥8 m3/t说明措施无效。继续采取区域措施消。
2.2 效果检验钻孔布置方式
二1-11061机巷效果检验钻孔布置方式：沿二1-11061机巷走向方向，每隔30 m布置3个效果检验点一个布置在巷道中部，另一个布置在巷道两侧轮廓线15 m范围内。
3 区域措施效果验证
3.1 相关规定
根据平禹煤电公司平禹通便[2010]37号便函要求和《防治煤与瓦斯突出规定》第75、76条规定：选用钻屑指标法和复合指标法进行工作面突出危险性预测（效检），预测（效检）两个指标分别为：钻屑瓦斯解吸值△h2、钻屑量S和瓦斯涌出初速度q。
①钻屑瓦斯解吸指标法（△h2），临界值定为干煤180 Pa（湿煤140 Pa）；即△h2<180 Pa无突出危险，△h2≥180 Pa有突出危险；②瓦斯涌出初速度（q值），临界值定为4.5 L/min；即q< 4.5 L/min为无突出危险，q≥4.5 L/min为有突出危险。③钻屑指标（S）临界值定为5 kg/m； 即S<5 kg/m为无突出危险，S≥5 kg/m为有突出危险。④若验证期间煤层钻孔中进行钻孔作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时视为具有突出危险性。
3.2 钻孔布置方式
沿工作面掘进方向布置三个验证钻孔，验证钻孔投影长度为10 m，3个钻孔均平行布置在工作面软分层当中，左右两帮钻孔终孔控制到巷道轮廓线外4 m，验证钻孔直径42 mm。
3.3 物探及超前探预测
在执行综合防突措施的基础上为保证消突工作安全进行和掘进及回采期间因地质构造突然出现变化造成的不良影响，首先利用瑞力波进行前探，了解工作面前方地质情况。然后在工作面执行深孔前探，掌握工作面前方实际地质情况，设计钻孔不少于3个，必须保证正前投影孔深不小于80 m，每执行一次超前钻探，允许进尺40 m，保留40 m超前钻探距。前探孔保证在100 m以上，每个循环保留40 m的超前距。在进行前探作业时，如果有迹象表明已经探到地质构造，就要马上中断钻探，汇合技术人员对构造情况进行综合评估并制定出相应的方案后方可恢复钻探工作。
4 应急救援
①发生煤与瓦斯突出后，调度室立即停止灾区的（监测电源外）所有生产电源。②发生突出后，人员立即带上自救器沿避灾路线撤离到新鲜风流中去，来不及撤离的，就近躲避到的压风自救袋下或避难硐室内。③跟班干部、瓦斯检查员和安监员负责组织好灾区人员的安全撤离工作，并及时向有关领导汇报撤离情况。④其他执行《矿井煤与瓦斯突出应急预案》。⑤所在区域内一旦发生灾害事故，负责组织遇险人员自救、互救、安全脱离险区和参加抢险救灾工作。
5 结 语
本研究以方山新井11061工作面为工程背景，对工作面的瓦斯地质情况进行了介绍，结合该工作面瓦斯压力大、含量高的特点，按照防突规定的要求，确定了该工作面的区域防突措施和局部防突措施，为了防止巷道瓦斯积聚，计算了满足要求的需风量，有力的保证了工作面的安全。
参考文献：
[1] 王兆丰.空气、水和泥浆介质中煤的瓦斯解吸规律与应用研究[D].徐州：中国矿业大学，2001.
[2] 国家发展和改革委员会.煤炭工业发展“十一五”规划[EB/OL].发展改革委网站，2007-01-22.
[3] 中国煤炭工业劳动保护科学技术学会.瓦斯灾害防治技术[M].北京：煤炭工业出版社，2007.
水力压裂增透防突措施应用 篇4
水力压裂技术来源于低渗透油、气田的开发, 后由煤矿工作者引用此技术用于低透气性煤层增透。不同煤层的原始透气性系数差别较大, 对于难以抽放的煤层, 如果不采取措施增加它的透气性系数是很难达到理想的抽放效果。水力压裂措施可以提高煤层的透气性, 提高了瓦斯抽放浓度, 增大了瓦斯抽放量。在低透气性煤层采取水力压裂措施, 降低了煤与瓦斯突出危险性。
1 己15-24080工作面概况
平煤股份十矿目前开采丁、戊、己三组煤, 其中戊、己两组煤层透气性差, 透气性系数只有0.001 3~0.0019MD (毫达西) , 介于勉强和难以抽放煤层之间。十矿为煤与瓦斯突出矿井, 2009年瓦斯等级鉴定矿井瓦斯绝对涌出量为110.14 m3/min;相对涌出量为22.88m3/t, 是河南省矿井绝对瓦斯涌出量最大的矿井。
试验地点为平煤十矿己四采区己15-24080采面机巷。己15-24080采面位于十矿己四采区西翼第三阶段, 该采区东靠己四轨道, 西至26勘探线, 南邻己15-24060采面, 北部为未开采区。地面标高+150~+280 m, 工作面标高-580~-660m。设计走向长度1 804m, 倾斜长平均188m, 煤层厚度1.6~2.3m之间, 一般在2m左右, 可采储量84万t。煤层结构简单, 煤层倾角在采区东部较缓, 一般在10°左右, 中上部倾角较大, 在25°~30°之间, 西部一般在20°左右, 该煤层为突出煤层。
根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》, 突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。因此低透气性高瓦斯煤层必须采取增透措施提高煤层透气性, 加大抽采量。
2 压裂原理
水力压裂是将大量含砂的高压液体注入煤层, 迫使煤层破裂, 产生裂隙后, 砂子作为支撑剂停留在缝隙内, 阻止煤孔的重新闭合, 从而提高煤的透气性系数。注入的液体排出后, 就可进行瓦斯抽放工作。水力压裂可以改变煤岩体本身的结构及煤的物理力学性质, 以减弱其积蓄能量, 并减缓其动力失稳时的能量释放速率, 从而起到防治煤与瓦斯突出和冲击地压的作用。水力压裂使支撑力峰值降低, 峰值点向煤壁深部运移, 并能使煤得到湿润, 达到防突和防尘的效果[1]。
3 水力压裂装备及工艺
3.1 装备
压裂泵型号BRW400/31.5型煤矿用乳化液泵, 额定压力31.5MPa、额定流量400 L/min。水箱容积3m3。压力表型号YHY60 (B) 矿用本质安全型数字压力计, 手持采集器型号FCH32/0.2矿用本质安全型。高压管路选用φ25mm和φ38mm高压胶管。无缝钢管外径38mm, 内径27 mm, 壁厚5.5mm, 每节长3m。封孔器里段钢管管壁开孔, 孔密10孔/m, 钢管底部封堵。封孔器为专用胶囊封孔器, 抗压强度不低于35 MPa, 外径55mm, 长度5~20m, 加压扩张系数40%。钻机采用CMS1-1200/30J型煤矿用液压深孔钻车, 钻杆为螺旋型φ100mm, 钻头φ120 mm, 用于压裂前后抽放钻孔施工;钻机为ZL-1200型煤矿钻机, 钻杆φ50mm, 钻头φ66mm, 用于压裂钻孔的施工。注浆泵型号2ZBQ-11.5/3, 额定压力3 MPa、额定流量11.5L/min。
3.2 工艺流程
供水管→水箱→连接管→注水泵→高压水管→专用封孔器→钻孔→煤体
4 试验过程
2008年10月26日和11月10日两次在己15-24080机巷本煤层进行了水力压裂试验。在己15-24080机巷采用同台钻机, 同孔深、同孔径的条件下, 分别对水力压裂前、后瓦斯抽放量随时间的变化进行考察。在考察范围内, 考虑到局部效果和整体效果, 考察一组 (7个) 钻孔。压裂钻孔布置图如图1所示。
1号孔距A压裂孔18m;2号孔距A压裂孔34m;3号孔距A压裂孔40m;4号孔距A压裂孔58m;5号孔距A压裂孔64m;6号孔距A压裂孔73m;7号孔距A压裂孔79m
A压裂孔孔深50m, 仰角13°, 孔径66mm, 位于8024点后6m, 采用专用胶囊封孔器封孔, 封孔器长度15m, 封孔深度19m, 注水量21m3, 观察孔采用水泥砂浆封孔, 压裂范围内抽放孔采用聚氨酯封孔并与机巷内抽放管相连进行抽放。
B压裂孔孔深50m, 仰角15°, 孔径66mm, 位于8026点后11m, 采用专用胶囊封孔器封孔, 封孔器长度20m, 封孔深度25m, 注水量35m3。观察孔采用水泥砂浆封孔, 压裂范围内抽放孔采用聚氨酯封孔。抽封孔与机巷内抽放管相连进行抽放。
5 效果分析
5.1 压裂前后瓦斯抽放量变化
考察20d内的瓦斯抽放情况, 钻孔安设孔板流量计, 每天派专人定期检查负压、流量、浓度。
压裂前后钻孔平均抽放量如表1所示, 平均抽放量随时间变化曲线如图2所示。
压裂前单孔最大瓦斯浓度20%, 最大瓦斯抽放量0.013 01m3/min, 衰减周期7 d左右, 20 d累计抽放量0.13799m3/min, 7个孔平均抽放量0.001 099163m3/min。压裂后单孔最大瓦斯浓度26%, 最大抽放量0.014 4m3/min, 20 d累计抽放量2.073 687m3/min, 7个孔平均抽放量0.014 81205m3/min。压裂后比压裂前抽放量提高了15倍, 衰减期明显延长。
5.2 压裂半径、水分增加率的变化
压裂前通过打钻取样化验煤体原始水分含量为0.94%, 压裂后距压裂孔每10m施工一钻孔, 分别在20m、40m处进行取样, 送化验室化验水含量, 结果如表2和图3所示。根据化验结果显示, 煤体水含量在1.2%~2.89%之间, 其中距压裂孔60m处钻孔内煤体水含量为1.2%, 接近原始水分含量为0.94%, 因此可以确定在29MPa下进行压裂后的压裂半径为55~57m。通过水力压裂, 使煤体的含水量大大增加, 抑制了瓦斯的解析, 从而削弱了突出危险性, 并起到防尘的作用。
5.3 压裂前、后压裂孔附近应力的变化
5.3.1 电磁辐射分析
利用KDB5型电磁辐射仪分别在压裂前、后压裂孔左右120m范围内进行测定。压裂前平均强度值27mV, 压裂后平均强度值35mV, 比压裂前增加8mV, 增幅30%, 应力强度在压裂后均比压裂前增大, 而脉冲下降。压裂前后电磁辐射强度变化如图4所示。
在压裂孔周围30m范围强度增加较小, 30m以外强度增加明显, 平均值最大增加量为14mV。这说明压裂后, 压裂孔周围的煤体瓦斯及应力产生了运移, 以压裂孔为中心, 向两侧30m范围内出现一个卸压区, 再向外出现一个应力升高区, 即增压区。
电磁辐射分析结果表明, 水力压裂使煤体裂隙增加, 促进了瓦斯解吸。煤体中的瓦斯能使电磁辐射增强, 瓦斯在煤体中的流动及冲击能产生电磁辐射。
压裂前脉冲最大值为1050Hz, 压裂后脉冲最大值为195Hz, 脉冲下降反映了工作面前方煤体的突出危险性降低[2]。
5.3.2 压裂前、后现场钻孔施工分析
压裂前, 钻孔施工至10~20m深时就开始出现喷孔、夹钻现象。而压裂后, 在距压裂孔30m的范围内打钻, 异常现象减少, 打至45~75m范围时才出现喷孔、夹钻现象。这说明水力压裂后煤体原岩瓦斯应力向深部传递, 使异常点向深部移动。
随着钻孔距压裂孔越来越远, 打钻异常点发生位置距煤壁逐渐减小, 在距压裂孔超过30m时, 而从钻孔施工中排出的钻屑量、喷孔强度及喷孔持续时间等异常现象, 均呈增加趋势。这说明靠近压裂孔附近煤体的瓦斯向压裂孔两侧位移, 从而验证了压裂后, 应力位移现象及高应力区的客观存在。
6 结 论
(1) 煤体经过水力压裂与抽放后, 瓦斯得到了释放。煤体中的瓦斯含量和瓦斯压力得到了有效的降低。同时煤体得到弹性降低, 塑性增加, 煤体内部应力分布得到了改变。水力压裂措施在一定范围内起到了消突和消除冲击地压的作用, 确保了安全生产。
(2) 水力压裂使煤体内水含量增加, 减少了在开采过程中煤尘产生量, 改善了工人作业环境。
(3) 由于采用下行孔压裂时煤体内的水不易排出, 瓦斯难以抽放, 所以在进行水力压裂时应尽量采用上行孔。
参考文献
[1]吕有厂.水力压裂技术在高瓦斯低透气性矿井中的应用[J].重庆大学学报, 2010, 33 (7) :102-107
采煤工作面防突措施 篇5
9104轨工作面位于大威岭背斜轴部标高为+1150―+1160m，北邻近东翼轨道大巷，南部为9104工作面，工作面内断层较少，总体呈较稳定的单斜层状，缓倾斜。其构造属简单类型。
1.1瓦斯含量及赋存情况
根据精查地质报告及瓦斯地质图显示：
9104工作面煤层平均瓦斯含量为13.5m3/t;
实测M9煤层原煤瓦斯含量约为9.8678～19.77m3/t;
煤层的瓦斯压力为0.45～2.25Mpa;
煤层透气性系数为0.056553～ 0.11062m2/MPa2・d;
煤层的钻孔瓦斯流量衰减系数为0.024～0.069d-1;
煤层75mm孔径的百米钻孔瓦斯流量为13.8546L/min;
经重庆煤科院对安顺煤矿瓦斯鉴定为煤与瓦斯突出矿井。M9号煤层为突出煤层(M9号煤层在生产过程中共发生6次突出，其中，掘进工作面发生突出2次，采煤工作面发生突出4次)，因此，该工作面按煤与瓦斯突出危险工作面管理。
1.2水文情况
据工作面揭露及临近钻孔情况，该工作面直接顶、底板为中粒砂岩和粉砂质粘土岩，老顶为灰岩。直接充水含水层为龙潭组层状裂隙含水层，其富水性自上而下由强到弱，总体可视为弱富水含水层;但深部断层破碎带胶结较好，透水性弱可起一定阻水作用，对安全生产不构成威胁。
1.3煤层特征：煤厚、煤层结构、物理性质
1、煤厚、煤层结构
本工作面开采M9煤层，煤层结构简单，煤层倾角为2―6度，煤层平均厚度1.53m。
2、物理性质
该煤层为黑色暗亮型，较脆易碎。断口呈参差状，沥清光泽。水分平均含量2.01%。灰分19.86%.含硫量1.48%.挥发分10%以下，发热量超过34.75MJ/kg。
1.4煤尘、自燃与地温
1、煤尘爆炸性：经重庆煤科院鉴定本矿煤层挥发份含量为8.67%～9.5%。煤层不具有爆炸性。
2、煤的自燃：精查地质报告提供的煤层自燃资料显示不易自然。③地温：临近矿井平均地温度为22℃(轿子山矿井);在160-250m处，地温为19-21℃;推测该工作面地温正常，无高温热害。
2 9104采煤工作面概况
9104采煤工作面走向长度为690m,倾向长度为177m，平均煤层厚度为1.53m，容重为1.54t/m3
2.1采煤工作面区域防突措施
根据《防治煤与瓦斯突出规定》我矿严格执行“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则;采煤工作面的区域防突措施为：顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施
防突措施 篇6
摘要：本文分析了田坝煤矿二号井从1994年至2004年10年间先后发生过的15次瓦斯动力现象以及突出伤人事故的基本原因，提出了解决问题的方法和对应措施。
关键词：煤矿；防突；工作；开展
1概述
1.1矿区地理位置及地质概况
田坝矿区位于云南省宣威市田坝镇。田坝煤矿二号井开采羊场矿区向斜东北端的五、六、七井田深部煤层，走向长14.8公里，倾斜宽平均0.7公里，面积为8.14平方公里。煤系地层属上二叠统宣威煤组，可采煤层4--12层，煤层总厚3.8--12米，煤层倾角30--80度。煤的工业牌号为肥焦2号及主焦煤，低磷、低硫、高发热量、中灰至高灰的难选、极难选煤。采区内围岩以泥岩及粉砂质泥岩为主，易于风化，断层多、岩体局部破碎，遇水容易彭胀，矿压显现较为明显。
1.2矿井瓦斯、煤尘及水文情况
二号井原设计为瓦斯矿井，经几年的开采矿井涌出量增大，经矿井瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，随着开采深度增加，发生过几次煤与瓦斯突出现象，2002年鉴定批准为煤与瓦斯突出矿井。
1.3通风瓦斯情况
二号井通风方式为分区抽出式，副立井和主斜井为主要进风井，下一、下二、下四采区和七采区采用独立风井回风。各采区主要通风机均为双回路供电，共有八台主要通风机，其中下一采区为BD-Ⅱ-8- No19，下二采区为4-72-11No20B，下四采区为BD-Ⅱ-8- No21，七采区为4-72-11No20B，电机功率：下一采区2×132Kw，下二采区210kw，四采区2×132Kw，七采区155kw，矿井等级孔为3.376m2。矿井总进风量为6660m3/min，总排风量为6787 m3/min。各采区布置了专用回风巷，所有采掘工作面、井下炸药库、井下充电硐室均实现了独立通风，各采区、采掘工作面的风量、风速符合供风标准要求，没有不合理通风。杜绝了盲巷的存在，所有密闭严格按规定管理。通风系统合理、稳定、可靠。矿井瓦斯绝对涌出量为37.82 m3/min（抽排10 m3/min）。
1.4发生瓦斯突出情况
1994年2月15日在四采区1602溜子石门揭穿K14+1煤层时发生投产以来的第一次煤与瓦斯突出，至2003年12月共发生煤与瓦斯突出15次，分别发生在K2+1、K9、K11、K13+1、K14+1、K16、K16+1、K27煤层，最大一次突出发生在下二采区中运输石门揭穿K11煤层时，突出煤量200t、瓦斯2843m3。之后未发生过动力现象。
2发生煤与瓦斯突出的原因分析
2.1对煤与瓦斯突出的认识过程
二号井在四采区1602溜子石门揭穿K14+1煤层时，施工方法采用同往常一样的方法正规打眼放炮作业。放炮后发生煤与瓦斯突出，突出后涌出大量瓦斯半小时内1000多立方米，抛出煤渣达80多吨，当时全矿上下对突出慨念认识不清，不知道下一步应该怎么办。只知道以后要按照《煤矿安全规程》规定采用长期采用打钻探测，没有科学的检测手段，从领导到职工对防突都未引起重视。到2000年后开始对二采区下部进行延伸。在刚施工上部车场时揭穿K27煤层放炮后就发生大量瓦斯涌出情况，矿井掘进头被迫停止施工。先采用钻机打探眼，探眼有没有喷孔现象作为预测煤层有无瓦斯突出危险的标准。一直执行到2002年4月4日施工下二采区中区段运输石门，揭穿K9煤层进入其底板岩层后打钻，没有发生喷孔现象后，开始正常掘进。4月4日夜班放炮后揭穿11煤大量瓦斯在动力作用下涌出，导致当时在该巷道及其回风流巷道中施工的11名职工受伤。
经过这次事故后，全矿上下开始有一个清楚的认识，不能以打钻有没有喷孔作为判断煤层会没不突出危险的标准。。
2003年开始与重庆煤科院接洽进行防突研究相关工作。
2004年2～4月，煤炭科学研究总院重庆分院对二号井下二采区埋深643m的K9煤层进行了相关参数测定，测定结果为：瓦斯压力3.53MPa、瓦斯含量13.30m3/t、透气性系数1.4032m2/MPa2.d，百米钻孔瓦斯涌出为1.903-2.811m3/min.hm，钻孔流量衰减系数为0.0412d-1-0.0443d-1，属于可抽放煤层，煤层坚固性系数为0.33、瓦斯放散初速度△P为12、超前排放钻孔有效作用半径为0.4m。其它煤层待测。
2.2发生煤与瓦斯突出的原因
2.2.1领导重视程度不够，缺乏学习，专业技术人员、职工不知道瓦斯突出的相关机理和防治方法。
2.2.2对煤与瓦斯突出的危害认识不到位，引起高度重视程度不够。
2.2.3没有制定切实有效的防突措施，防突装备落后。
3突出矿井管理
3.1组织管理：
3.1.1认真落实各级人员的责任制
矿长对防突管理工作负全面责任，应定期检查平衡防突工作，解决防突所需的人、财、物，保证防突工作的实施；矿总工程师对防突工作负技术责任，负责组织编制、审批、检查防突工作规划计划和措施，副矿长负责落实所分管的防突工作，安监处长负责监督检查。
矿各职能部门负责人对本职范围内的防突工作负责。
队、班组长对管辖内的防突工作负直接责任，防突人员对所在岗位的防突工作负责。
3.1.2建立严密的组织机构和专业队伍
矿设置专门机构，负责掌握突出动态和规律，填写突出卡片，积累资料，总结经验教训，制定防突措施。
3.1.3充分发挥各部门在防突工作中的作用
矿井在编制年度、季度、月度生产建设计划的同时，必须编制年度、季度、月度的防突措施计划。
3.1.4建立健全各项规章制度
编制各部门、各层次人员的防突责任制；打钻、抽放、防突管理办法、制度，矿井防突实施细则及相应各工种操作规程，建立防突奖惩制度
3.2技术管理
3.2.1认真执行“四位一体”的综合防突措施，开采突出煤层时，必须采取包括突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施的“四位一体”综合措施。在采取防突措施时，应优先选择区域性防突措施，如果不具备区域防突条件时，必须采取局部防突措施。
3.2.2编制突出煤层防突的专门设计
新建礦井的初步设计或有突出矿井新水平，新采区设计中对突出煤层都必须编制防突的专门设计，优化采掘布署，减少防突工程量和瓦斯灾害的机率突出矿井的巷道。
3.2.3把好防突措施的各个关口
各防突头面必须制订专门防突措施，防突措施的编制、审批、贯彻、执行、监督、检查工作，必须遵守《防治煤与瓦斯突出规定》。
3.2.4加强对防突现象的总结、分析：每次发生突出后，矿防突机构指派专人进行现场调查，收集资料，填写突出卡片，进行原因分析和事故追查；矿地测部门和防突专门机构一起绘制各突出煤层瓦斯地质图。
3.2.5依靠科技进步搞好防突工作
针对防突的难点、疑点，组织工程技术人员和工人协同攻关，每年在制定矿井科研计划时，要以防突为重点，并装备先进的防突抽放瓦斯监控设备仪器、仪表。
3.3现场管理
3.3.1搞好现场人员培训
突出矿井的职工，凡是从事井下作业的人员，都必须接受防突知识培训和自救、互救知识培训、熟悉突出的预兆和防突的基本知识，经考试合格后方准上岗。
3.3.2加强防突措施的施工管理
3.3.2.1加强防突措施施工人员的职业道德教育和技术技能培训
3.3.2.2施工现场应有必备的施工牌板，如防突措施牌、防突控制牌、突控点等
3.3.2.3加强监督检查和指导，及时处理
3.3.3加强瓦斯地质工作
平巷揭突出煤层防突的安全措施 篇7
1 距煤层法的安全技术措施
1.1 距煤层法距10~15m处安全技术措施
在该位置施工超前探钻孔, 进行探煤、取样测试及测压工作, 主要目的有两个:一是探明煤层赋存和地质构造状况;二是预测煤层突出危险性和取样进行突出指标的测定。
1.2 距离煤层法距7m处的安全技术措施
根据《防治煤与瓦斯突出规定》, 要严格按照区域防突先行, 局部防突作为补充的要求, 在7m处做区域防突, 在施工检测孔进行取样检测, 如果综合指标D值 (0.25) 、K值 (15) 、△h2 (干煤样200、湿煤样160) 值各项指标中有一项超标以及瓦斯压力大于0.74MPa将采取抽放措施, 待抽放完毕后再向抽放孔内注水, 注水完毕后再施工效检孔, 经过效果检验各项指标都不超标可以继续前进, 如果有一项指标超标则继续增补抽放孔继续抽放, 直到合格为止。
1.3 距离煤层法距5m、1.5m处的安全技术措施
工作面距煤层法距5m、1.5m的过程已经属于揭煤作业, 施工中仍然采取与工作面距离煤层法距7m时同样的措施进行作业。即:施工检测孔进行取样检测, 指标不超标前进揭煤, 如果各项指标中有一项超标, 则再打孔抽放, 抽放完毕后再注水, 注水后再效检, 经过效果检验各项指标都不超标可以揭煤, 如果有一项指标超标则继续增补抽放孔继续抽放, 直到合格为止。当效检合格后在揭煤工作面做斜面, 采取远距离爆破揭开煤层。
2 工作面在揭煤前的安全防护
2.1 工作面的通风系统采用压入式通风
2.2 拦挡设施
在爆破前, 必须做好安全防护措施, 工作面耙斗机前采用矸石堆积, 高度为巷高的2/3, 耙斗机后采用两道木挡栏, 两道木挡栏间距10m, 采用直径180mm落叶松圆木制作, 挡栏安设牢固可靠, 两道木挡栏分别在左右两侧各设一道0.5m宽供人员通行的道路。
2.3 防突风门
防突风门设在揭煤工作面后70m处和100米处, 揭煤时放炮必须安设好防突风门, 防突风门两道, 间距30m, 采用料石砌筑厚度0.8m, 每道防突风门安设两道正反方向的风门且上部设风量调节窗, 其规格为400×600mm, 满足调节风量达到设计要求。
2.4 避难硐室
在距揭煤地点后50m处设避难硐室、内设二组压风自救系统, 每组压风自救装置可供八人使用、平均每人压缩空气供给量不得少于0.3m3/min、内设直通调度电话。
2.5 压风自救系统
在工作面后40m处设一组压风自救装置, 在工作面后80m处再设一组压风自救装置, 每组压风自救装置可供8人使用。在工程施工及施工抽放钻孔期间能保证自救装置安全可靠, 保证工作面人员自救。
3 破前停风停电程序
1) 爆破前工作面后所有电源及设备全部停电, 将开关把手打到闭锁位置。
2) 采用两名电钳工, 一名在放炮地点看护放炮时用的开关, 一名到工作面配合放炮员进行连线。
3) 连线后矿救护队员必须到现场勘查工作面情况, 熟悉路线, 安设信息工程等。
4) 一切安排无误后工作面人员全部撤离放炮地点。
5) 由电工切断揭煤工作面风机电源及信号。
6) 最后由总工组织专职电工合闸总控馈电开关进行放炮。
4 揭煤爆破安全措施
1) 必须严格按爆破说明书进行装药连线。爆破必须采用毫秒延期电管, 最后一段延期时间不得超过130ms, 并不准跳段使用;爆破使用动力电 (660V) 必须全断面一次起爆, 严禁分装分放, 采取正向装药。
2) 爆破前所有抽放钻孔必须用黄泥封堵, 钻孔不准当炮眼使用, 封堵长度必须超过炮眼深度200mm, 所有炮眼必须装有水泡泥, 其数量不得少于二个, 爆破网络必须使用串联, 所有雷管脚线之间及脚线与电缆之间必须用防水胶布包扎牢固, 母线要悬空。爆破前必须撤出所有人员, 坚持“一炮四检”、“三人连锁”放炮制度, 放炮员必须最后一个离开工作面。
3) 爆破必须派专职经验丰富的放炮员负责放炮工作, 放炮安全距离不得小于300m;放炮前将工作面及临近工作面的人员全部撤出并设好警戒, 放炮后由现场指挥人员统一撤离警戒。
4) 揭煤放炮前工作面风机必须停止供风;爆破后为了防止延时突出, 七天后由救护队、瓦斯检查员边走边检查回风流及揭煤地点的瓦斯及其他有害气体情况, 救护队未出来前任何人不得进入工作面。
5 爆破后瓦斯检查及排放程序
1) 揭煤放炮七天后, 救护队要到工作面勘查现场揭煤情况, 检查瓦斯及二氧化碳等有害气体含量, 并适时向上汇报。
2) 救护队人员从工作面撤出后, 如果工作面瓦斯浓度大于3%必须采取限量排放措施, 救护队人员到新鲜风流内, 通知总工程师送风, 并用风量控制器限量排放瓦斯, 确保排除的瓦斯在风流交汇处浓度不超过1.5%。
3) 排放后的CH4浓度要小于1%, 救护队还要检查回风流及工作面的瓦斯。
4) 在工作面及回风流瓦斯浓度降到1%以下后, 须总工程师现场验证合格后才能送电, 各岗位人员才能工作。
某煤矿应用实例效益分析, 该工法和常规钻孔释放瓦斯工法相比, 使用该工法可以至少提前一个月揭煤。按节约30个工作日, 每工120元计算, 节约人工费16.2万元。设备租赁费1.7万元, 节约风、水、电费10万元。合计27.9万元。创造利润107.8万元, 提前30天为盛和煤矿提高产能赢得了保贵的时间, 目前煤矿利润按30元/t计算, 提前30天投入使用可为煤矿提前创收利润90万元。
摘要：本文主要阐述了距煤层法的安全技术措施、工作面在揭煤前的安全防护、破前停风停电程序、揭煤爆破安全措施、爆破后瓦斯检查及排放程序等平巷揭突出煤层防突的安全措施。
关键词：平巷,揭突出煤层,综合防突,安全措施
参考文献
[1]罗玉宽等.石门揭煤防突经验.黑龙江科技信息, 2007.
[2]耿德乾.高瓦斯突出煤层群井筒安全揭煤技术研究, 江西煤炭科技, 2011.
[3]陈冬冬等.突出煤层回采工作面区域消突措施研究, 2011.
[4]赵晋红等.钻孔抽放瓦斯的防突作用机理及其分析.能源技术与管理, 2010.
防突措施 篇8
煤与瓦斯突出 (以下简称“突出”) 灾害治理是一项复杂的系统工程, 由于突出发生的影响因素复杂, 关于突出机理, 迄今尚未得到根本结果, 大部分是根据现场统计资料及实验室研究提出的各种假说[1]。我国是世界上突出最严重的国家之一, 突出防治是我国现阶段煤矿开采无法回避的重大问题。
目前, 对突出的防治采取以防为主的方针, 防突工作坚持区域措施先行、局部措施为补充的原则, 做到不掘突出头, 不采突出面。未按要求采取区域防突措施的, 严禁进行采掘活动。区域防突工作应做到多措并举、可保尽保、应抽尽抽、效果达标。
花秋二矿为突出煤层群开采, 在煤层的采掘过程中面临的瓦斯问题首先是煤层消突, 只有在消除煤层突出危险的前提下, 根治瓦斯涌出超限, 才能避免采掘过程中瓦斯灾害隐患。这就需要从煤层开采顺序、区域措施选择上进行优化设计, 从而在最大程度上保障矿井安全、高效生产。
1 矿井基本概况
花秋二矿是徐矿集团在贵州省在建的一对矿井, 设计生产能力0.9 Mt/a, 服务年限63 a。可采煤层从上至下依次为3、5、9、15、16煤层。其中, 9煤层煤厚、赋存相对稳定, 3煤煤厚变化较大, 15煤局部可采。又因15、16煤层原煤硫分高, 且受16煤底板茅口组灰岩突水威胁, 首采区15、16煤暂不设计开采, 3、5、9煤采用联合布置。
3、5、9煤在开拓揭露时发生了突出动力现象, 均鉴定为突出煤层, 其中9煤层钻孔喷孔严重, 为强突出煤层。首采区3、5、9煤基本情况如表1所示[3]。
2 煤层防突开采顺序确定
突出矿井煤层群开采, 如果在有效保护垂距内有保护层开采条件的, 应首先开采保护层。对突出煤层群开采, 应综合分析比较, 选择突出危险程度较小且保护效果较好的煤层做保护层先行开采。保护层与被保护层之间的最大保护垂距可参照表2选取。
在选择开采下保护层时, 不得破坏被保护层的开采条件。开采下保护层时, 不破坏上部被保护层的最小层间距离可参用下式确定:
当α<60°时, H=KMcosα
式中H—允许采用的最小层间距, m;
M—保护层的开采厚度, m;
α—煤层倾角, (°) ;
K—顶板管理系数, 冒落法管理顶板时, K取10, 充填法管理顶板时, K取6。
由以上可知, 花秋二矿首采区无论先采哪层煤而其他煤层都在其有效保护范围内, 但首采5煤时, 3煤的开采条件将会被破坏。因此, 5煤不能作为首采层。因9煤厚且赋存相对稳定, 若9煤作为首采层, 则工作面单产将比3煤高, 矿井投产后的效益相对较好也容易达到设计产量, 但9煤的突出危险程度大于3煤和5煤, 按照突出煤层群开采保护层选择方法和优先选择上保护层开采的原则, 9煤将不能作为首采层开采。
综上所述, 花秋二矿首采区应先采3煤作为保护层, 且采掘前必须采取预抽煤层瓦斯的区域防突措施并进行效果检验。3、5、9煤层间实行下行开采:开采3煤几个区段后, 随后在3煤的有效保护范围内布置5煤工作面;开采5煤几个区段后, 可以在3煤或5煤的有效保护范围内布置9煤回采工作面。其中3、5、9煤可以互相配采, 以便达到矿井设计产量。
3 区域防突措施方案设计[2]
3.1 区域防突措施选择
区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。对首采层3煤而言区域防突措施只有预抽煤层瓦斯方式, 对5、9煤而言具有保护层开采条件应首选开采保护层。又因首采区3、5煤层间距小于5 m, 所以, 花秋二矿首采区3煤采掘过程中的区域防突措施应把3、5煤按一层煤进行设计。
另外, 在3煤的采掘过程中应同时抽采被保护层5、9煤的卸压瓦斯。
因此, 3、5煤按一层煤实施区域防突措施, 采用预抽煤层瓦斯的方式, 9煤层区域防突措施采用保护层开采的方式。
3.2 3、5煤区域防突措施方案设计
预抽煤层瓦斯的基本模式有3种:一是顺煤层长钻孔预抽;二是穿层网格预抽;三是前两者的组合应用。但无论何种预抽模式, 都要为预抽提供必要的空间和足够的预抽时间, 才能保证取得较好的防突效果。
根据花秋二矿首采区煤层赋存状况, 3、5煤区域防突措施钻孔布置可以采用以下方案。
方案一:在9煤底板施工岩石抽采巷道, 布置穿层预抽钻孔, 预抽3煤工作面区域一定范围内3、5煤的煤层瓦斯。方案一区域措施钻孔布置示意图如图1所示。
方案二:不施工岩石底抽巷, 在3工作面煤巷顺槽施工顺层钻孔和下向穿层预抽钻孔, 控制工作面区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的3、5煤, 预抽3、5煤煤层瓦斯。其中, 3煤采用顺层钻孔布置, 5煤采用穿层下向孔布置。方案二区域措施钻孔布置示意图如图2所示。
以上两个方案对花秋二矿实际生产有不同的优势, 两个方案的优缺点对比如表3所示:
经过表3分析比较, 结合花秋二矿生产现状及煤层瓦斯灾害情况, 从保证矿井安全生产和防突工程施工的可操作性上综合考虑, 首采层区域防突方案应选取方案一, 并对方案一穿层钻孔穿越9煤时的施工及抽采过程中采取相应的安全技术措施和提高抽采效果的措施。
3.3 9煤区域防突措施方案设计
9煤区域防突措施采用开采保护层, 随着3、5煤的相继开采, 9煤层受到双重保护作用, 9煤层的采面应布置在通过实际考察后的有效消突保护范围内。
通过对3、5煤开采后对9煤的实际保护效果考察, 确定出有效保护超前距、沿走向和倾向方向上的有效保护卸压角, 从而准确划出9煤的有效保护范围。另外, 在3、5煤开采时, 尽可能不留煤 (岩) 柱, 采用跨上山连续回采。若特殊情况需留煤 (岩) 柱时, 在煤 (岩) 柱影响的9煤区域采掘前必须采取相应的防突措施, 以消除煤 (岩) 柱影响区域9煤层的突出危险性。
4 结论
(1) 确定突出煤层群开采顺序时, 首先应满足突出防治的需要, 并为煤层消突提供一切可能的空间和条件;
(2) 当邻近突出层与首采突出层的间距小于5 m时, 邻近层与首采层应按一层煤进行防突设计, 且必须在首采层和邻近层均已消突的情况下方可对首采层进行采掘作业;
(3) 突出煤层群首采层回采后, 其影响范围内的其他突出煤层的突出危险性将得到消除或缓解, 其他突出层在回采时瓦斯涌出治理难度将大大降低。
参考文献
[1]于不凡.等.煤矿瓦斯灾害防治及利用手册[M].北京:煤炭工业出版社, 2005
高瓦斯工作面通风管理及防突措施 篇9
关键词：首采工作面,通风管理,瓦斯管理
近年来, 随着煤矿开采深度的加大, 井下瓦斯涌出量必然增高, 一些煤矿安全整治不彻底、装备不到位、管理不严、安全技术素质低、超通风能力生产等, 致使瓦斯爆炸事故仍未能杜绝。根据统计数据, 在这些瓦斯爆炸事故中, 发生在采煤工作面的占了相当大的比例, 因此加强采煤工作面的通风瓦斯管理工作具有重大意义。
1 概述
淮南矿业 (集团) 公司是由原淮南矿务局改制而成的国有独资公司, 是全国520家重点企业集团之一, 也是我国13个亿t级煤炭生产基地和7个大型煤电基地之一。经过几十年煤矿建设和生产实践, 锻炼培养了一支具有建设和管理大型及特大型矿井的高素质技术人才队伍, 且已积累了建设安全高效矿井的宝贵经验。淮南丁集煤矿1262 (1) 工作面位于主井西北750~3000m处, 为西一采区首采工作面, 其主采煤层为11-2煤层, 该煤层稳定, 小构造发育程度一般, 煤层有增厚变薄等现象, 受地质构造及沉积环境影响, 沿顺槽方向, 煤层底板起伏不大, 自东向西煤层底板逐渐上升, 煤层产状, 倾向90~155°倾角0~8°平均3°, 厚度0.2~3.7m, 平均厚度2.6m, 属中厚~厚煤层, 以中厚煤层为主。根据《首采面瓦斯综合治理设计》的计算结果, 对首采工作面进行了瓦斯涌出量预测, 预测首采区首采工作面采用一次性采全高综合机械化采煤, 1262 (1) 首采工作面产量在4.653Mt/a时 (日产量14100t) ;本煤层瓦斯绝对涌出量为33.29 (45.523) m3/min, 根据矿井建设期间瓦斯涌出情况, 11-2煤层为突出煤层。因此, 选择合理有效的瓦斯治理措施, 最大限度地排放瓦斯, 是保障该工作面安全生产的关键因素。
2 瓦斯概况
瓦斯是制约本矿井高产高效的关键和前提, 因此必须把瓦斯治理置于矿井生产的优先位置, 从采掘工程部署上把瓦斯治理纳入生产工艺流程, 从根本上防止瓦斯灾害事故的发生, 并为矿井高产高效提供可靠的保障。
根据勘探和建井期间的钻孔、揭煤及掘进煤巷资料预测 (如矿井西部和东部集中回风大巷, 西部集中回风大巷揭11-2煤层时, 实测瓦斯压力为0.5MPa, 实测f值分别为0.57~0.78) 。结合勘探对西一采区及其附近的11-2煤层, 共采集了7个钻孔瓦斯气样。矿方委托煤科院抚顺分院进行了分析预测, 并建立了11-2煤层瓦斯梯度的函数关系。
式中:H——盖山厚度;首采工作面为-840~-895m, H取867.5m,
1262 (1) 工作面回采的11-2煤层的瓦斯涌出主要来自两方面:一、本煤层的涌出, 二、临近煤层的涌出。
1262 (1) 首采工作面瓦斯涌出量预测计算
首采工作面瓦斯涌出量为开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量之和。
即:q=q1+q2
(1) 开采层瓦斯涌出量预测用Á下式进行计算
式中:q1———开采层瓦斯涌出量, m3/t;
K1——围岩瓦斯涌出系数, 取值K1=1.2;
K2——丢煤瓦斯涌出系数,
(2) 邻近层瓦斯涌出量
邻近层瓦斯涌出量预测采用下式计算
式中:q2——邻近层瓦斯涌出量, m3/t;
mi——各邻近层煤层厚度, m;邻近层瓦斯含量, 3;¢
w'——邻近层瓦斯含量, m3/t;邻近层瓦斯排放率,
K1——邻近层瓦斯排放率, %。
根据前述预测方法及确定的预测参数对首采工作面进行了瓦斯涌出量预测, 预测首采区首采工作面采用一次性采全高综合机械化采煤瓦斯涌出量结果如表1所示。
瓦斯涌出量预测结果及分析
经计算, 首采面产量在4.653Mt/a时 (日产量14100t) ;本煤层瓦斯绝对涌出量为51.81m3/min, 占总瓦斯涌量的80.92%;邻近层瓦斯涌绝对涌出量为12.22m3/min, 占总瓦斯涌量的19.08%。说明回采面瓦斯涌出量主要来自本煤层, 当采面推进速度较快和采空区的面积逐渐增大时或邻近层煤层煤厚、层间距发生变化时, 特别是倾斜长臂式开采到下部时, 工作采面瓦斯涌出量将会有较大变化, 因此, 只靠通风方法无法解决工作面瓦斯问题, 必须采取通风管理和抽采瓦斯相结合的措施。
3 回采工作面通风管理
目前, 预计1262 (1) 采煤工作面瓦斯绝对涌出量33.29 (45.523) m3/min, 极大地威胁着采煤的安全生产, 因此采取了切实可行的安全管理措施, 杜绝回采过程中突出事故的发生。
针对本矿井埋藏较深, 开采面积大, 地温较高, 瓦斯含量高的特点, 根据开拓部署, 采取分区通风方式, 矿井前期设主、副、风三个井筒, 主井和副井进风, 风井回风, 采用中央并列通风方式, 抽出式通风方法。中期在矿井东部边界十九5钻孔和西部边界99钻孔附近各设置一进风井。后期矿井在深部大沟沿村东侧, 矿区铁路专用线北部, 丁集镇东南2000m处布置一进风井和一回风井, 服务于矿井的南部。
根据采区巷道布置和采煤方法, 回采工作面和掘进工作面均为独立通风系统。新鲜风流经辅助运输和胶带运输大巷、西一采区轨道大巷、1262 (1) 运输顺槽、清洗工作面, 乏风从回采工作面经辅助运输顺槽、回风大巷、西部集中回风大巷至风井排出。
根据《首采面瓦斯综合治理设计》, 1262 (1) 工作面主要采用“U”型通风方式。风排瓦斯最大能力为18 m3/min。轨道顺槽采用膏体充填, 一次沿空留巷。留巷段采用局部通风机通风, 每隔50-100m用不燃性材料封闭一次。局部通风机安装在11-2煤层底板西一采区轨道顺槽联巷中, 两台2×55kw局部通风机接Φ800mm柔性风筒供风, 一台使用, 一台备用。风筒出口风量不低于300 m3/min。
通风系统管理措施:
⑴正常回采时, 工作面风量必须达到作业规程中的要求;若遇特殊条件, 通风区应根据实际生产情况适当增加工作面的供风量, 以保证工作面的正常生产和通风安全。
⑵工作面所有的通风设施须保持完好, 所有风门须安装钢丝绳机械闭锁装置。
⑶所有人员要爱护采区内的通风设施, 严禁损坏风门;通风区应定期检查、维护采区内的通风设施。
⑷通风系统必须保持稳定, 严禁同时开启两道风门, 防止风流短路;风门前后5m范围内不得堆放材料及杂物。
4 首采面瓦斯治理措施
按照《丁集矿井初步设计安全专篇》会审意见要求:工作面回采前, 首先采用在工作面两巷超前施工不少于400米的顺层消突钻孔或工作面顺煤层长钻孔网格状布置预抽煤层瓦斯、钻孔间距5米。采取防治措施后, 进行防突措施效果检验, 经检验有效后留有不小于2m的钻孔超前距进行回采, 或者当工作面突出危险条块煤体瓦斯抽采率达到30%, 经验证认定消除突出危险, 该条块按无突出危险区管理。
4.1 首采面瓦斯治理方案
根据《首采面瓦斯综合治理设计》的计算结果, 预计1262 (1) 首采面瓦斯绝对涌出量33.29 (45.523) m3/min, 设计回采过程中抽采率为60.1%, 抽采瓦斯量为20.0m3/min;风排瓦斯量13.29m3/min, 风排量占绝对量的29.9%。
⑴设计风排瓦斯量、抽采瓦斯量及比率
首采工作面瓦斯治理采用抽采和风排相结合的方式。工作面配风量2700 m3/min, 风排瓦斯量18m3/min, 占总涌出量的28.11%。采用地面钻井、顺层钻孔、巷帮高位钻孔、轨顺沿空留巷段倾向钻孔及采空区埋管方法抽采瓦斯, 抽采量46.03m3/min, 抽采率71.89%, 设计抽采瓦斯量:地面钻井 (抽采邻近层瓦斯) 12.22m3/min, 巷帮高位钻孔9 m3/min, 留巷段倾向钻孔18m3/min, 采空区埋管6.81 m3/min。
⑵通风设计
首采工作面采用后退式“U”型上行通风方式, 配风量2700 m3/min, 预计风排瓦斯量为18m3/min。
⑶抽采设计
(1) 地面钻井
地面钻井布置方式:工作面倾向中央布置, 第一个钻井距切眼71m, 以后每间隔310m依次布置, 终孔距11-2煤层顶板6m。
(2) 顺层钻孔抽采
工作面回采前, 首先采用在工作面两巷超前施工不少于400米的顺层长钻孔网格状布置预抽煤层瓦斯、钻孔间距5米。
钻孔孔径不小于91mm。运顺施工130米、轨顺施工125米, 每个钻孔施工完毕, 立即封孔合茬抽采。当工作面突出危险条块煤体瓦斯抽采率达到30%, 经验证认定消除突出危险, 该条块按突出威胁区管理。
第一条带前80米采用在运顺和轨顺各施工75米深的顺层孔, 在开切眼中间段施工75米深的走向顺层孔, 80米后采用轨顺、运顺长钻孔网格状布置。
(3) 巷帮高位钻孔
根据首采工作面顶板岩性及冒落带、裂隙带发育高度以及有关顶板抽采检验, 选巷帮高位钻孔终孔层位布置在距11-2煤层顶板20~40m的裂隙带内。在轨道顺槽沿空留巷段每隔20m布置一个倾向穿层钻孔, 钻孔穿过13-1煤层。
4.2 防突措施:
⑴坚持“安全第一, 预防为主”思想, 落实“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针, 严格执行《防治煤与瓦斯突出细则》、《煤矿安全规程》以及有关法律法规, 实施综合防突措施。
⑵矿井在采取防治煤与瓦斯突出措施时, 必须采用分层措施治理, 即首先采取区域性防治突出措施, 其次在不具备采取区域性防治突出措施的条件时, 采取局部防突措施。局部防突措施可以采用大、小直径钻孔抽采或排放、煤体注水或顺煤层抽采瓦斯等。
⑶顺层钻孔瓦斯抽采
在运输顺槽, 轨道顺槽布置煤层顺层钻孔进行工作面瓦斯抽采, 前400米钻孔沿巷道每5米1个, 再根据前400米钻孔卸压抽采情况确定下一条块钻孔布置方式, 每个钻孔施工完毕, 立即封孔合茬抽采。当工作面突出危险条块煤体瓦斯抽采率达到30%, 经验证认定消除突出危险, 该条块按无突出威胁区管理。
⑷第一条带前75米采用在运顺和轨顺各施工75米深的顺层孔, 在开切眼中间段施工75米深的走向顺层孔, 75米后采用轨顺、运顺长钻孔网格状布置。
⑸运输顺槽, 轨道顺槽布置煤层顺层钻孔未按设计要求施工到位或危险条块煤体瓦斯抽采率未达到30%, 该条块仍按突出危险区管理。
⑹运输顺槽, 轨道顺槽布置煤层顺层钻孔未按设计要求施工到位, 空白段采用工作面补充排放孔措施, 在工作面每隔5m施工一个深度为20m的排放钻孔。
⑺在工作面每隔5m打一个4~6m深的钻孔, 进行高压注水, 注水压力为6~8MPa, 注水至煤壁淋水。
消突措施的效果检验
采用钻屑解吸指标法 (Smax和△h2) 或 (Smax和K1) 进行防治措施效果检验, 指标认定与预测方法相同。即在距工作面两巷各15m处, 沿工作面每隔15m布置一个钻孔, 孔深8-10m, 施工钻孔时测试钻屑解吸指标Smax和△h2值, 只有当所测试的Smax和△h2值均小于突出临界值时 (K1临界值为0.5ml/min1/2, Smax临界值为6kg/m, △h2临界值为200pa) , 方可留有不少于2m超前距进行采煤作业。如出现所测试的Smax和△h2值有一处大于或等于临界值, 附近20米必须停止采煤, 采取补充防突措施。必要时立即停止工作面生产, 沿工作面每隔5米布置一个20m长的排放钻孔, 直到效果检验有效, 才可进行采煤作业。
4.3 安全防护措施
⑴压风自救装置
采用在工作面两巷沿走向方向设置多组压风自救装置, 压风自救装置数量满足工作面出勤最多人数需要, 压风自救系统安设在井下压缩空气管路上, 且保证供风正常, 每人不得少于0.1m3/min。
⑵隔爆水袋的安装
(1) 该工作面共计安装四处隔爆水袋。在1262 (1) 轨道顺槽和运输顺槽与该工作面联络巷上口向内50m处, 分别安装一组隔爆水槽;在距工作面60~200m范围内的上、下顺槽各安装一组隔爆水袋, 每组隔爆水袋内的装水量不小于200L/m2。
(2) 水袋底 (面) 距轨面不小于1.8m, 不大于2.6m, 隔爆水袋间排距1.2~3.0m, 同列隔爆水袋边缘之间间隙不小于100mm, 棚区长度不小于20 m。隔爆水袋安装必须符合要求, 由专人维护并补充加水。
⑶反向风门
在11-2煤层中进行回采作业时, 必须在与其回风侧相连的巷道中设置两道坚固的反向风门。
5 回采工作面安全管理措施
1262 (1) 回采期间主要采取地面钻井 (主要抽采上覆13-1、13-2、14、15、16煤层瓦斯) , 孔提前预抽, 本煤层顺层钻孔提前预抽, 巷帮高位钻孔, 留巷段倾向钻孔, 采空区埋管抽放。
⑴坚持“安全第一, 预防为主”思想, 落实“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针, 严格执行《防治煤与瓦斯突出细则》、《煤矿安全规程》以及有关法律法规, 实施综合防突措施。
⑵实施“可保尽保、应抽尽抽”的瓦斯综合治理战略, 突出煤层采 (掘) 工作面施工前实行区域性超前预抽。
⑶开采突出煤层时, 采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施的“四位一体”综合防治突出措施。
⑷矿井在采取防治煤与瓦斯突出措施时, 必须采用分层措施治理, 即首先采取区域性防治突出措施, 其次在不具备采取区域性防治突出措施的条件时, 采取局部防突措施。
⑸矿井首采1262 (1) 工作面不具备保护层开采条件, 执行“四位一体”防突措施, 先抽后掘 (采) 。
⑹矿井必须有完善的独立通风系统, 生产水平和采区必须实行分区通风。
⑺矿井装备运行可靠的矿井安全监控系统, 实现安全监测监控系统远程联网, 建立“人机互检”瓦斯检测双检体系。
⑻矿井必须建立和落实瓦斯检查制度, 建立责任追究制度, 采掘工作面必须有专职瓦斯检查员跟班检查
⑼完善通风及瓦斯管理制度, 建立矿井各级人员的防突责任, 建立“一通三防”督查及防突督导制度
⑽加强防突知识的培训, 突出矿井的井下工作人员, 必须接受防突知识的培训, 熟悉突出预兆和防突基本知识, 经考试合格后, 方可上岗。
6 结论
根据丁集矿1262 (1) 首采工作面瓦斯的特点, 有针对性选择合理的通风管理手段和防止突出措施, 选择合理的钻孔参数, 合理配风, 加大抽放量, 才能可靠、有效地解决该工作面煤与瓦斯突出问题, 从而为安全开采创造条件。
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, 2000, 7.
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防突措施 篇10
1 工作面概况
乌兰煤矿南翼+1035m瓦斯治理巷掘进工作面位于11#煤层底板, 11#煤层平均厚度为1.2m, 煤层倾角22°, 煤层瓦斯压力超过0.74MPa, 按突出煤层进行管理。根据矿井的瓦斯抽采设计, 南翼+1035m瓦斯治理巷设计标高为+1035m, 巷道开口位置距11#煤层法向距离为5m, 之后一直沿该标高进行掘进。根据地质勘探资料的初步分析, 预计在该巷道掘进过程中, 需要揭穿11#煤层和在煤层中掘进, 但具体的揭煤地点和在煤层中掘进的距离无法准确掌握, 如图1所示。
2 掘进时的探煤措施
由于矿井南翼煤层赋存条件不稳定, 煤层距巷道位置变化较大, 为了准确掌握巷道周围煤体的情况, 防止误穿煤层, 在掘进过程中, 需要经常进行探煤。掘进作业期间每40m施工超前钻孔, 对工作面上下各10m、前方60m范围进行钻探, 留下20m的超前距[8], 分析工作面前方与邻近煤层的位置关系, 当工作面前方煤层有变化时采取针对性措施, 探孔布置如图2所示。
除了上述前探钻孔外, 在每班掘进作业前, 在工作面顶部采用锚索钻机施工深度不少于8m的探眼, 采用风钻向底板施工深度不少于2.5m的探眼, 随时掌握工作面与煤层的层间距, 并利用2.5m的钻杆向工作面前方施工5个前探钻孔, 探测前方是否有煤层及地质构造。
3 区域突出危险性预测
一般来说, 掘进工作面距突出煤层的最小法向距离大于5m时是安全的[10]。如果小于5m, 则必须采取区域综合防突措施, 以免发生突出煤层突破安全岩柱威胁到掘进工作面的安全。
因此, 如果经探测, 巷道距11#煤层的最小法向距离小于5m时, 必须首先对煤层进行区域突出危险性预测。
3.1 预测方法
按照《防治煤与瓦斯突出规定》[10]第四十四条的要求, 可采取测定煤层瓦斯压力或瓦斯含量的方法进行区域预测。因此, 根据煤矿技术人员对各种预测指标的掌握程度及设备配备情况, 区域预测可采取测定煤层瓦斯含量的方法进行。
在掘进工作面迎头向煤层施工钻孔, 采集煤样, 测定煤层的瓦斯含量, 如果所有煤样测得的煤层瓦斯含量小于8m3/t, 且在打钻期间未发生喷孔、顶钻等动力现象, 可认定煤层无突出危险, 如果瓦斯含量大于8m3/t, 或在打钻期间有动力现象, 则认定煤层有突出危险, 必须采取区域防突措施。
3.2 预测钻孔布置
情况一:巷道在煤层附近掘进 (最小法向距离小于5m)
当巷道距煤层最小法向距离小于5m时, 巷道每掘进40m, 在掘进工作面迎头布置5个预测钻孔, 控制前方60m范围, 其中一个钻孔位于巷道轮廓线外10m~15m, 钻孔布置如图3和4所示。
当巷道进入煤层后, 区域预测方法与之前略有相同, 区别在于每掘进40m, 在掘进工作面迎头布置3个预测钻孔, 控制前方60m范围, 其中一个钻孔位于巷道轮廓线外10m~15m, 沿巷道掘进方向布置的钻孔, 分别在钻进20m、40m和60m处取样, 测定煤层的瓦斯含量。
当区域预测为无突出危险时, 可预留20m的预测超前距[8]后, 继续往前掘进, 如果任一指标超过临界值, 则该区域有突出危险性, 必须执行区域防突措施。
4 区域防突措施
4.1 巷道在煤层附近掘进 (最小法向距离小于5m)
当巷道在煤层附近掘进时, 在掘进工作面迎头施工穿层钻孔对煤层进行消突, 钻孔控制范围为巷道轮廓线外上下帮至少各15m, 迎头前方60m, 孔底间距10m, 钻孔布置如图5和图6所示。
4.2 巷道进入煤层
当巷道进入煤层时, 在掘进工作面迎头顺层钻孔对煤层进行消突, 钻孔控制范围为巷道轮廓线上下帮至少各15m, 迎头前方60m, 孔底间距10m, 钻孔布置如图7所示。
5 区域防突措施效果检验
5.1 检验方法
经过一段时间的瓦斯抽采, 在对南翼+1035m瓦斯治理巷周围煤层进行区域防突措施进行检验时, 可采用测定煤层的残余瓦斯含量的方法, 沿掘进方向每隔20m布置一个效果检验点, 测定煤层残余瓦斯含量, 当检验区域煤层的残余瓦斯含量小于8m3/t时, 可认为区域防突措施有效, 否则, 即为突出危险区, 防突效果无效, 必须进行补充措施[10]。
5.2 检验点的布置及要求
当巷道在煤层附近掘进时, 效果检验采用穿层钻孔取样, 当巷道进入煤层, 采用顺层钻孔取样, 施工地点在掘进工作面迎头, 检验钻孔的布置如图8所示。
6 区域验证
采用钻屑指标法对南翼+1035m瓦斯治理巷掘进工作面进行区域验证。当巷道在煤层附近时, 采用施工穿层钻孔的方法进行区域验证, 每个循环 (40m) 验证2次。由于是穿层钻孔, 无法测定全部钻屑量, 可采用钻屑解吸指标法, 即在掘进工作面迎头施工3组穿层钻孔, 其中一组钻孔5个钻孔位于掘进工作面断面中部, 终孔位置为巷道轮廓线中部距迎头2m、4m、6m、8m和10m对应的煤层中。
另外两组钻孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外2m距迎头2m、4m、6m、8m和10m对应的煤层中。一共需要施工15个穿层钻孔。钻孔的布置见图9和10。在每个穿层钻孔进入煤层后, 取样测定钻屑解吸指标K1或Δh2值[10]。
在巷道进入煤层后, 掘进工作面每个循环 (40m) 验证2次。在工作面前方煤体的软分层中施工3个孔深为10m的钻孔, 其中一个钻孔位于掘进工作面断面中部, 平行于掘进方向, 另外两个钻孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外2m。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S, 每钻进2m至少测定一次钻屑解吸指标K1或Δh2值[10]。
当经区域验证为无突出危险时, 应当采取安全防护措施后进行掘进作业。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆, 则该区域以后的掘进作业均应当执行局部综合防突措施。
7 防止打钻突出的措施
由于南翼1035m瓦斯治理巷距煤层较近, 在各种钻孔施工过程中, 尤其是区域防突措施钻孔, 孔数较多, 容易诱发突出。因此, 在钻孔施工过程中, 必须采取措施, 以防止钻孔施工过程中的煤与瓦斯突出事故。
(1) 钻孔的施工应优先选择小直径钻孔 (小于100mm) , 如有条件, 可首先施工小直径钻孔, 达到设计孔深后, 再进行扩孔。
(2) 钻孔速度必须严格控制在0.3m/min以下, 开孔段 (8m以内) 应控制在0.2m/min以下。
(3) 优先选择风力排渣, 防止由于水排渣导致煤岩体松软而诱发的突出事故。
(4) 钻孔施工期间, 作业地点悬挂便携式瓦检仪, 并安排专职人员在现场检查瓦斯气体, 发现瓦斯浓度超过0.8%时, 必须立即停止钻进, 待瓦斯浓度降到0.8%以下时方准恢复钻进。
(5) 钻孔施工前, 必须对打钻地点附近5m范围内的支架进行加固, 失修的支架要先进行维修再加固。
8 结语
在突出煤层附近掘进的岩石巷道, 必须加强地质勘探工作, 如果巷道距突出煤层的最小距离小于5m, 必须采取区域综合防突措施, 以防止由于误穿煤层发生的瓦斯事故, 而且在执行区域防突措施时, 必须做好防止打钻突出的相关措施。
摘要：在突出煤层附近掘进岩石巷道时, 会出现巷道距煤层过近诱发的瓦斯事故, 必须采取区域综合防突措施。文章以乌兰煤矿某岩巷掘进工作面为例, 对掘进工作面附近的突出煤层需采取的探煤措施、区域突出危险性预测、区域防突措施、效果检验、区域验证以及防治打钻时发生突出的措施进行了探讨。研究可为有类似条件的岩巷掘进区域防突提供了借鉴意义, 也对相关的法规和标准的制定提供了一些参考。
关键词：煤矿,煤与瓦斯突出,区域综合防突措施
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