防突工作范文（精选11篇）
防突工作 第1篇
己二采区在-450 m水平以下,根据突出危险等级划分,该工作面按突出危险进行装备管理,严格执行“区域防突措施优先,局部防突措施补充”的综合防突技术[1]。
1 区域防突措施
1.1 煤巷条带预抽瓦斯
在巷道两帮交替掘钻场,同帮钻场间距50 m,相对两帮钻场间距25 m。每个钻场内施工6个预抽钻孔,孔径89 mm,投影孔深60 m,超前距20 m,钻场内的预抽钻孔终孔位置最远控制到巷道轮廓线外15 m。钻孔施工完毕后立即进行封孔、联网抽放。预抽钻孔布置如图1所示,煤巷条带预抽钻孔平面布置如图2所示。
根据目前预抽钻孔抽放参数,抽放瓦斯浓度10%,抽放瓦斯纯流量4 m3/min,则预抽期间可解决瓦斯含量Wg=1 4404/A=3.8 m3/t(A为日产量,结合平煤九矿条件,此处取1 500 t/d)。
1.2 探钻孔
为避免掘进期间突遇地质构造,在掘进期间,由地测部门利用瑞力波技术进行前探,同时为准确掌握工作面前方的地质情况,由防突部门在工作面使用ZL-1200型钻机进行深孔前探,前探孔深度30 m,每个循环保留10 m的深孔前探超前距。前探时,若探到地质构造,必须停止施工,采取针对性措施后再继续施工。
2 掘进工作面防突措施
依据工作面施工条件,采用打超前排放钻孔作为工作面防突技术措施,选用ZDY120S型煤矿液压钻机施工瓦斯排放钻孔。超前钻孔和效检钻孔断面如图3所示。
2.1 超前释放钻孔技术参数
①孔数:36个,3排扇形均匀布置,每排12个。②孔径:Ø89 mm。③孔深:投影于掘进方向16 m。④控制范围:措施孔终孔控制到巷道轮廓线外8 m。
2.2 实施排放孔措施的要求
(1)按照设计要求进行打钻(包括孔数、孔深、角度、控制范围)。措施孔按孔号先后顺序施工,即先打上排释放孔,再打下排释放孔。
(2)打排放孔前,首先敲帮问顶,工作面必须支护完好,并将巷道的杂物清理干净,保证行人畅通。班长为当班生产的第一责任者,分工必须明确,要指定专人操作钻机、专人观山,并严格按照设计的排放孔位置、角度进行施工。测试工、瓦检员和跟班人员严格把好措施的执行关,若没有按照措施要求执行,瓦检员有权停止作业,并向调度室汇报。瓦斯检查员在现场认真监督,随时检查瓦斯,并在允许进尺牌板上填写进度。
2.3 打钻安全措施
打钻时应加强顶板支护,防止顶板事故发生。打钻过程中若出现突出预兆,必须立即停止打钻,停电撤人。打钻时发生顶钻、喷孔、卡钻等动力现象时,应降低钻进速度,并来回拖拉钻杆,必要时停止钻进,换孔另打,然后再补打钻孔至设计深度。
3 防突措施效果检验
3.1 措施效果检验
(1)工作面每间隔至少20 m布置1组检验钻孔,每组3个钻孔,分别位于预抽区域的中间和两侧,至少要有1个钻孔的终孔位置位于预抽边缘轮廓线不少于2 m的范围内,采用瓦斯含量解吸仪测定瓦斯含量W。检验测试点布置如图4所示。
(2)检验期间,在煤层中进行钻孔等作业时发现喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时,则该预抽区域判定为措施无效,所在区域煤层仍属突出危险区。
(3)判定方法。当煤层残余瓦斯含量小于8 m3/t,且进行钻孔等作业时未出现明显突出预兆时,则该预抽区域判定为无突出危险区;当煤层残余瓦斯含量大于8 m3/t或进行钻孔等作业时出现明显突出预兆时,则该预抽区域判定为突出危险区,预抽防突措施无效。
当检验指标W超标或进行钻孔等作业时出现明显突出预兆时,该区域预抽措施视为无效,必须采取延长抽放时间或补打预抽钻孔等区域防突措施,直至效检合格为止。
3.2 区域验证
(1)工作面进入无突出危险区时,采用复合指标法连续进行2次区域验证。在工作面布置3个验证孔,1个孔距上帮0.5 m平行煤层顶板,1个孔距下帮0.5 m平行煤层顶板,第3个孔布置在巷道中间,钻孔尽量布置在软分层中,孔深8 m,孔径42 mm,验证孔控制巷帮4 m。
用风煤钻带动Ø42 mm麻花钻杆,钻进速度控制在1 m/min,钻到4,6,8 m时用WY-I型瓦斯Q值测定仪测定q值(钻杆钻进到位后取出钻杆,用封孔器封住孔底,测量室长度1 m),钻到3,5,7 m时搜集钻孔每钻进1 m所排出的煤粉,用弹簧秤测定S值。测定完后用最大的钻孔瓦斯涌出初速度qmax和最大的钻屑量Smax进行区域验证。区域验证孔平面布置如图5所示。
(2)掘进6m时在掘进工作面打1个超前距不小于10 m的超前钻孔,观察突出预兆。
(3)判定方法。如果测得的指标都在突出危险临界值以下且超前钻孔无其他异常时,该区域验证为无突出危险;如果测得的指标都在突出危险临界值以上或超前钻孔等发现突出预兆时,该区域验证为突出危险区。
当区域验证为有突出危险时,则该区域以后的采掘作业立即执行局部综合防突措施。
当区域验证为无突出危险时,在采取安全防护措施后进行采掘作业,累计允许进尺20 m。
4 安全防护措施
4.1 安装压风自救装置
(1)严格按照平煤[2007]214号文要求进行设计。压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上;压风自救风压不小于0.3 MPa。最前一组压风自救应设置在距工作面25～40 m,不得少于15组。自回风口每隔50 m设置1组压风自救装置,数量不少于5组,每组压风自救装置应供5～8个人使用,平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1 m3/min;每班指定专人对压风管路及压风自救进行检查,确保管路不漏气及压风自救装置完好。
(2)在以下每个地点都应至少设置1组压风自救装置:距采掘工作面25～40 m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风巷有人作业处等。
4.2 设置防突反向风门
(1)掘进工作面的进风侧及回采工作面回风侧必须设置正反向风门,正反向风门必须设置2道,牢固可靠,风门墙垛必须用砖或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2 m,墙垛厚度不得小于0.8 m,门扇采用8 mm厚的钢板,四边用不小于50 mm角铁包边加固,并在门板上用50 mm角铁加焊“十”字加强装置,门框和门板四周要包衬胶带,防止碰撞产生火花。
(2)正反风门连锁绳必须确保完好。进、出人员要随手关闭风门,使风门处于常关状态。
(3)穿墙风筒和车场水沟必须安装防逆风装置,防逆风风筒采用3 mm厚铁皮制成,其内防逆风板采用5 mm厚铁板加工制造。
(4)正反向风门必须经常进行全面检查,要求风门达到有关规定要求。
4.3 远距离放炮
(1)该工作面掘进巷道需要放炮时必须采用远距离放炮,每次放炮前必须切断掘进面进风侧反向风门以里巷道内及其回风系统内的所有非本质安全型电气设备电源,掘进工作面及回风流所经过区域人员全部撤到反向风门以外全风压新鲜风流中,并同时保证距离工作面不少于300 m。停电撤人工作由班组长分别指定专人负责落实,由安检员(或瓦检员)监督实施并做好记录。放炮地点设在进风侧反向风门以外距离工作面不少于300 m的全风压新鲜风流中,放炮地点必须有压风自救装置及直通调度室的电话。
(2)放炮前,由班组长、瓦斯检查员(或安检员)、放炮员检查掘进工作面顶板支护、通风瓦斯、爆破连线、撤人站岗、停电等情况,确认各项措施落实到位后,由班组长向矿调度室汇报,调度室值班人员再次落实回风系统是否停电撤人,确认无误后方可通知掘进工作面放炮;放炮后30 min,当监测系统显示掘进工作面巷道内及回风系统内瓦斯浓度均小于1%时,瓦检员、放炮员、班组长共同进入掘进工作面进行检查,确认无异常后方可恢复掘进巷道内及回风系统采掘工作面的正常工作[2]。
(3)放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁”制度。
(4)通风调度员负责观察炮放掘进面及其回风流瓦斯变化情况,若遇瓦斯浓度急剧升高,立即向生产调度汇报,生产调度值班领导立即启动应急预案。
5 效果分析
(1)通过采用区域性排放瓦斯“四位一体”化技术,使己15-22021回风巷掘进速度从原有的每月平均进尺85 m提高到每月进尺大于130 m。
(2)通过实施该项技术,在己15-22021工作面采掘过程中未发生瓦斯动力现象,瓦斯涌出量始终处在一个较低且平稳的状态,瓦斯传感器最大浓度为0.6%,效果明显。
(3)采用区域性排放瓦斯“四位一体”化技术防突措施后,实测的己15-22021工作面瓦斯压力为0.28 MPa,瓦斯含量5.8 m3/t,均小于防突规定所规定的临界值,有效消除了突出危险性。
(4)用区域性排放瓦斯“四位一体”化技术防突措施后,敏感指标测试经统计分析后发现,掘进过程中qmax=2.3 L/min,Smax=3.6 kg/m,未出现指标超限现象。
(5)通过实施该项技术,己15-22021工作面杜绝了煤与瓦斯突出事故,保证了矿井的安全生产。
参考文献
[1]国家安全生产监督管理总局,国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社,2009.
防突工作总结 第2篇
红 林 煤 矿
防突队工作总结
防突队 二〇〇九年四月二日 红林公司2009年3月防突
工 作 总 结
在2009年3月的工作中，防突队坚持“安全第一、预防为主”的方针，抓好本队安全生产管理工作，认真落实各自的防突职责，切实有效的抓细抓严本队的防突安全工作，圆满地完成了2009年3月份的防突工作任务，现将2009年3月的防突工作总结如下：
1、根据采面向前回采情况，不定期对3915采面风巷、运巷的放水器、4寸抽放管进行回撤，本月对3915风运巷共计撤除4寸抽放管104米，并根据采煤工作进度及时安装高位硐室抽放，共计安装高位抽放管4组。2、2009年3月份在3918风巷安装Φ400mm瓦斯抽放管12米；三通1个，变头1个。在3918风巷安装6寸抽放管路512米，三通34个，斜口3个，短节2个，并对新安装的瓦斯抽放管进行吊挂。
3、本月对3917运巷安8寸龙门架1组，接8寸抽放管4.5米。
4、认真组织本队管道班在3918运巷安装9寸抽放管60米。
5、根据掘进进度，及时对39110风巷运安4寸抽放管150米，三通4个。
6、在3915风、运巷，3917运巷下帮撤除放水器26个。
7、在三上山处重新安装龙门架1组，6寸闸阀1个，变头1 个。
8、本月分别对各点施工的钻孔及时进行封孔预抽，在39110风巷、3918风巷、3917运巷封孔194个，安装放水器38个。9、3月份使用150液压钻机在39110风巷、3917运巷、3918风巷施钻4252米，并及时进行封孔预抽。
10、认真按照防突措施的要求，采用75风动煤钻对各采掘工作面执行空眼排放，认真组织好本队防突排放班的工作，在3915采面、39110风巷、3918风巷、3918运巷、3919风巷实施空眼排放20145米。
11、因上级领导来矿检查发现我矿存在抽放钻孔单孔抽放负压达不到13Kpa，责令防突队在3月6日至3月15日必须整改完毕，经全队人员的共同努力，最终将瓦斯抽放压力提高到13Kpa以上。
12、认真按照本队制定的《防突队管理规定》进行管理，加强防突安全生产管理工作，真正把“防突”工作做细、做严。
13、认真对150液压钻机钻孔进行管理，对施工钻孔造成的煤泥，及时进行清理；认真做到启动150液压钻机施钻的同时启动风动排水泵，并严格控制钻机冷却液压油的用水量，确保掘进工作面无积水。
14、每天对瓦斯抽放管路进行放水，认真进行管理，切实提高了瓦斯抽放效果。
15、对本队职工进行严格管理，对工作不负责任的人员进行了严肃处理。
16、坚持对职工全员培训，坚持每周星期一组织全队职工学习，认真按照手指述的方法进行班前安排工作及安全讲话。
17、但因本队2009年3月29日上午9时在3915采面实施空眼排放工作时，未将安全工作做好，导致本队一名职工右脚小腿部、关节处骨折。
2009年4月份工作计划
为了防突队在日常生产管理工作中各项工作有条不紊地开展，特对2009年3月的工作计划安排如下：
⑴认真对150钻机施钻工作进行管理，杜绝瓦斯超限作业，确保施钻工作的正常开展，坚决做到瓦斯超限就是事故的原则。
⑵认真对150钻机进行检查、维护工作，确保设备完好，保证施钻工作的顺利进行。
⑶认真对瓦斯抽放管道进行安装管理，认真按按质量标准化要求进行吊挂，切实做到平、直、稳、牢、管道吊挂整齐，切实有效的提高了安装人员工作责任心。
⑷、认真按照《防突细则》和“四位一体”防突措施进行对3915采面、3918运巷、3918风巷、39110风巷、3919风巷3917运巷实 4 施小直径空眼排放，将不安全隐患消灭在萌芽状态，认真防突施工现场管理，做到责任落实，措施到位，严禁少打多报，浅打深报现象发生。
⑸根据掘进进度，及时采用邻近巷道打钻预抽的方法，实施瓦斯超前抽放钻孔，确保掘进工作的安全顺利进行。
⑹坚持定期对各点的钻场，瓦斯抽放管路的安装、清扫工作，确保钻场无杂物堆积、抽放管路整洁，抽放管路及时到位。
⑺仔细对瓦斯抽放管道、放水器进行上架管理，认真按质量标准化要求进行管理。
⑻定期对职工在安全、质量标准化、业务技能培训，提高职工安全、质量标准化意识。
⑼认真对管道设施进行管理，对漏风的管道设施及时维修，坚持每天对瓦斯管道进行放水工作，认真按照质量标准化对管道进行吊挂。
⑽认真对采面上隅角瓦斯抽放管道管理工作，切实将管道安装工作做好。
⑾认真抓好3918风巷的瓦斯抽放管路安装工作及本煤层施钻探水工作。
防 突 队
防突工作 第3篇
摘要：石板沟煤矿属煤与瓦斯突出矿井，掘进工作面在过断层防突管理方面积累了有效的方法和经验。
关键词：煤与瓦斯突出 断层 掘进 措施
中图分类号：TD823 文献标识码：B
文章编号：1673-1069（2009）01-0000-00
0 引言
长治市石板沟煤矿，属煤与瓦斯突出矿井，井田内地质构造简单，总体为一走向NE35～45°、倾向NW的单斜构造。井田倾斜中上部，存在一走向NE55°、落差13m的F1正断层，贯穿井田。以F1正断层为界，煤层瓦斯灾害存在较大差异：F1以东浅部煤层，瓦斯灾害较轻；以西深部煤层，瓦斯灾害严重。目前，3条煤层下山已从矿井浅部开采区域向下，顺煤层下山掘进800m左右，穿过F1断层及其次生断层。
1 过断层前的管理措施
1.1 生产中，对于地质部门在防突预测图上标注的断层或日常下达的地质预报出现的断层，通风队队长、防突队队长、技术科长审签后，交给防突班；防突班副班长以上人员必须签字，并贯彻到防突员，根据断层情况制定过断层安全技术措施。过断层安全技术措施必须发放到各相关施工单位，并严格执行。
1.2 在断层预计揭露位置前20m，必须执行边探边掘措施，并根据提供的断层产状，探测断层是否存在和初步判断断层实际落差；将防突钻孔资料交地质科分析，以准确判断断层的落差。
1.3 掘进工作面施工过程中，如突然出现断层或煤层异常变化（突然变厚、变薄），防突员和瓦斯检查工必须立即向矿通风调度汇报；通风队防突地质人员必须及时深入井下调查，判断断层情况。若构造复杂，及时向通风副总和调度室汇报，由调度室安排矿地质科人员下井调查，确定断层产状。
1.4 掘进工作面施工前的探孔和卸压钻孔过程中，出现的见岩等情况，防突员和瓦斯检查工必须在钻孔验收单上详细记录，说明岩石性质，并向通风调度和防突队汇报。
1.5 掘进工作面预测钻孔倾角必须严格按巷道煤层倾角要求施工。一旦钻孔出现见岩石情况，应立即向防突队和通风调度汇报；现场人员根据见岩石情况，判断是煤层顶板或底板，并及时调整钻孔倾角，尽量穿过断层，进入另一盘煤，并预测另一盘煤的瓦斯情况。
1.6 预测过程中，若钻孔内出现涌水，必须立即向防突班和通风调度汇报，并记录钻孔出水时的深度。
1.7 如预测出工作面前方有断层，必须根据钻孔探测资料，至少留5m预测钻孔，并超前（若预测孔煤孔深度小于5m，则立即停头）施工卸压钻孔。施工卸压钻孔第一班，应有地质人员跟班，确保钻孔施工到另一盘煤。如判定另一盘煤厚度小于2m，则施工一排卸压孔；若煤厚度大于2m，则施工两排卸压孔。
1.8 若工作面遇落差大于煤厚度的断层，采用风动钻机无法穿过岩层时，应立即停头，用液压钻机施工探煤钻孔，准确探清煤层层位，将钻孔资料及时交地质科分析。然后，根据地质预报的断层情况采取防突措施。一般，在距离煤层法距3m前，施工防突钻孔，并采集钻孔煤样进行分析，确定煤层的突出危险性。
1.9 过断层前施工的各类钻孔，如出现顶钻、喷孔等异常现象时，应立即向通风调度汇报，通风队长要及时到现场确认。若确实为喷孔，现场则应立即停头，施工卸压钻孔。
2 过断层期间的防突管理措施
2.1 掘进工作面在断层面内掘进时，必须严格执行边探边掘措施。每次预测时，必须探测到工作面前方2m以后的煤厚：如探测煤厚度达到2m以上，必须立即停头，施工卸压钻孔。在工作面卸压钻孔、前探钻孔、预测钻孔探测到距离断层前5m，必须立即停止掘进，采取过断层措施。
2.2 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于1/2煤厚度且小于1倍煤厚度，则先在本盘煤层顶板0.5m左右处向另一盘煤层施工卸压钻孔（一般为8个20m深的钻孔），然后，再根据断层煤厚情况，施工一组卸压钻孔，钻孔控制到断层面后5～10m位置，钻孔间距按1.5～2m设计，每排3～4个孔。
2.3 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于煤厚度，则应根据巷道施工的倾角变化情况，施工卸压钻孔。一般，在工作面距离断层面3 m前施工卸压钻孔，钻孔数量根据前探钻孔情况确定。
2.4 断层另一盘煤上升，若断层落差小于1/2煤厚度，则直接施工16个20m深的钻孔（分2排施工），并进行连续预测，若预测超标，继续施工16个20m深的卸压钻孔。
2.5 断层另一盘下降，若断层落差大于1/2煤厚度且小于1倍煤厚，则先在本盘煤层底板0.5m左右处向另一盘煤层施工卸压钻孔（一般为8个20m深的钻孔），然后，再根据断层煤厚情况，施工一组卸压钻孔。钻孔控制到断层面后5～10m位置，钻孔间距按2m设计，每排3～4个孔。
2.6 正断层另一盘煤上升，若断层落差大于煤厚度，则应根据巷道施工的倾角变化，施工卸压钻孔。一般，在工作面距离煤层法距3m前施工卸压钻孔，钻孔数量根据前探钻孔情况确定。
2.7 正断层另一盘煤上升，若断层落差小于1/2煤厚度，则直接施工16个20m深的钻孔（分2排施工），并进行连续预测。若预测超标，继续施工16个20m深的卸压钻孔。
2.8 施工卸压钻孔时，必须探测断层附近的煤厚：若煤层厚度大于煤层正常厚度1.5倍，必须至少增加一排卸压钻孔。
2.9 施工卸压钻孔过程中，若出现顶钻、喷孔等现象，必须在该排钻孔附近增加一定数量的卸压钻孔，直至没有喷孔现象为止。取钻孔煤样测定K1值，进行△P和f值分析。
2.10 若工作面断层情况较复杂，无法准确判断，则直接施工16个20m深的钻孔，允许掘进7m进行边探边掘。若顺煤层倾角方向深度达不到15m，则应至少留5m超前距离进行边探边掘。
3 掘进工作面遇其它异常情况时的防突管理
正常掘进过程中，掘进工作面出现下列情况时，必须立即停止掘进，探测工作面前方是否有异常情况，并施工卸压钻孔。
3.1 工作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；
3.2 工作面出现明显的突出预兆，如有声预兆和无声预兆等；
3.3 工作面软分层突然增厚，并达到0.5m以上。煤层破坏严重，节理发育。煤层呈土糜状、鳞片状，工作面片帮、掉顶严重；
3.4 掘进工作面施工过程中，非局部通风、瓦斯探头等原因造成的工作面或回风流瓦斯浓度达到0.6%以上。
4 结束语
掘进工作面防突，必须建立包括突出危险性预测、突出防治措施、防突措施效果检验、安全防护措施等“四位一体”的综合措施体系。
我国煤矿防突工作的现状与完善措施 第4篇
1 煤矿突出的现状
随着开采的逐渐深入,开采突出的危险性大增,原本不是很危险的矿井突出的危险性也持续升高,突出危险的范围进一步扩大。研究发现,突出煤层大都与软煤层的存在有关系。通常情况下,如果软煤层的厚度不超过30 cm,就不会发生突出事故。但是大量的突出点调查分析显示,很多发生突出事故的周围都存在软煤层,另外软煤层突然变厚的地方也是煤矿突出的易发地点。在同一个矿井中,煤层的厚度越厚,突出的次数就越多,突出的强度也就越大,这样产生事故的几率也就越高,这些都充分说明煤矿突出事故的发生与煤层的厚度有很大的关系。
2 煤矿防突工作中常见的问题
2.1 不能及时有效地发现瓦斯突出
一般突出事故在发生之前都有一定的征兆,尤其以瓦斯变化征兆最为明显,通常瓦斯浓度或是工作面作业时瓦斯浓度都会发生一些变化。由于瓦斯突出是一个动态的过程,具有较强的随机性,因此如果不能及时有效地发现征兆,采取相应的措施,就不能及时有效地预防突出,减少煤矿的损失。因此,要求管理人员和工作人员在工作的过程中要注意观察工作面,及时有效地掌握第一手信息,如果发现异常,及时采取相应的措施进行补救。
2.2 对煤矿防突工作预测的不规范
对突出危险性的预测是防治煤矿与瓦斯突出的一项重要措施,它直接影响了突出工作的效率。如果能够及时有效地预测突出的危险性,就可以及时地采取相应的措施进行预防,从而消除危险性。如果在预测的工作中不能按照相应的规定进行施工,那么就不能及时有效地预测出突出的危险性,将会对工作面的防突造成巨大的威胁,那么此时就容易产生事故,危及人身安全。所以要求在施工的过程中必须按照相应的规定去施工,施工的各个环节要保证规范操作,按要求测定出有关的参数,从而及时有效地预测数据。如果工作面的预测值比平时的标准指标高出许多,即使没有达到相应的临界值,也要引起高度的重视。因为预测数据的突然增大,可能预示着某些地方的瓦斯压力突然增大,那么在施工时就要注意施工的速度,密切关注瓦斯的变化情况,如果发现异常情况及时停止作业,及时采取相应的措施保证整个煤矿井下的安全。当前有很多煤矿的防突工作预测不规范,久而久之容易产生瓦斯突出的安全事故,不利于煤矿的安全生产。
3 煤矿防突技术的相应措施
3.1 加强突出危险性的预测
在防突的技术管理上,应该对煤矿煤层的不同采区和相应的采掘面进行必要的突出危险性预测,通过预测,及时有效地采取相应的管理措施。因此,各个煤矿在管理的过程中应该加强瓦斯突出的预测工作,以保证煤矿的安全生产。
3.2 做好防突措施的检查
在有突出危险的开采地区进行工作时,采取相应的防突措施之后,必须采取相应的防突措施效果检验,只有保证防突措施实施的有效性,才能采取安全防护措施进行有效的施工,才能保证煤矿生产的安全。
3.3 加强安全保护工作
为了保证防突工作的准确性,必须及时做好安全防护工作。在有突出危险的采掘面进行作业时要采取防突措施,经效果检验合格以后,要认真采用安全防护措施进行施工,即使经过预测以后没有突出危险,也要认真采用安全防护措施进行施工,以此来保证施工的安全性。
3.4 推进安全制度建设
良好的制度是保证一切工作顺利进行的有效保障。煤矿的防突工作离不开完善的煤矿安全制度建设。因此,首先应该加强煤矿企业自身的安全制度建设,从而使企业充分认识到安全生产的重要性,加强煤矿企业的安全意识,切实把安全生产落实到实处,保证煤矿企业的安全生产。同时也应该建立相应的监督体系,严厉打击安全不达标的企业,只有安全达标才能保证安全生产。对违反规定、造成严重后果的企业要进行严厉的处罚,最终实现煤矿企业的安全生产。
4 结束语
综上所述,煤矿的防突工作对于煤矿的安全生产具有重要的意义,只有重视防突工作,并且采取相应的有效措施治理瓦斯突出的问题,做到发现问题、解决问题,做好突出工作的预测,才能切实保证煤矿安全稳定的发展。
摘要：随着经济的快速发展,全国各地对煤炭的需求量逐步增加,各地煤矿的生产规模也在逐步增加。但是近年来,各地煤矿安全事故频繁发生,煤矿企业也开始越来越重视煤矿防突工作的开展。为了更好地实现煤矿企业的经济效益,保证生产过程的安全性,各企业要对煤矿生产过程中一些问题进行治理,对突发事件能够做到妥善处理,最终保证煤矿企业的安全生产。
关键词：煤矿,防突,现状,措施
参考文献
[1]刘建喜.浅谈煤巷掘进面防突技术[J],企业导报,2012,(10):15-17
防突工作自查报告(上报) 第5篇
冀 中 能 源
邯郸矿业集团聚隆矿业有限公司
防治煤与瓦斯突出工作
自 查 报 告
二零一一年十二月十二日
A
聚隆矿业有限公司防治煤与瓦斯突出自查报告
前 言
聚隆矿业有限公司（原河北省临漳县煤矿）是邯矿集团2007年7月整合煤矿。该矿毗邻陶
二、大淑村煤矿（两矿在2007年4月曾发生过煤与瓦斯突出事故），煤层及地质条件相近。整合后技改期间，矿井在巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施等方面严格按上级有关防突规定进行。
矿井2010年以前在复采区域内进行采掘作业，2010年4月以后开始转入实煤体地区进行开掘作业，2010年1月集团公司委托煤科总院沈阳研究院对矿井2#煤层进行鉴定，鉴定结果为：2#煤层具有煤与瓦斯突出危险性。随后公司严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，从组织机构、安全装备、管理制度、人员素质等方面全面提升，夯实防突工作，提高了防突技术和管理水平。
正式申报为煤与瓦斯突出矿井后，公司组织人员对防治煤与瓦斯突出工作现状，展开自评、自查。针对矿井是否满足防治煤与瓦斯突出的基本条件，是否满足相关法律法规、规章、标准和规范中的有关规定，以及矿井目前在防治煤与瓦斯突出方面存在的主要问题和在以后生产期间需要注意的问题，提出科学、合理、可行的安全对策和措施建议。
一、公司概况
聚隆矿业有限公司，位于河北省武安市北安庄乡张粟山村东，西距武安市约5km，东到邯郸市25 km。老矿井建于1970年，设计生产能力0.15Mt/a，2007年改扩建为生产能力为0.45Mt/a。2011年7月20日，矿井正式更名为：聚隆矿业有限公司，隶属于冀中能源邯郸矿业集团，证照齐全。
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二、瓦斯地质概况
目前公司主采2#煤层，该煤层为无烟煤，平均煤厚3.89m，煤层倾角5～12°。煤层顶、底板为细砂岩，普氏系数为4～6，煤层结构复杂，大多含1～2层夹矸。煤的坚固性系数为1.67，区内断层、褶曲比较多，局部地区有火成岩侵入，瓦斯含量大、压力高，煤层原始瓦斯压力约1.05Mpa以上，煤层瓦斯含量约10.79 m/t。
2011年8月经石家庄泰然安全技术公司鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量为10.08m/min，相对瓦斯涌出量为15.17t/ m。
三、通风概况
矿井通风方式为中央边界式，主要通风机工作方法为抽出式。矿井由混合井、副井进风，西风井回风。
西风井安装两台型号为FBCDZ-No.26轴流式通风机做抽出式通风，一台工作，一台备用；配备电机额定功率均为2×315Kw，额定排风能力为4800-10800 m/min，负压为980-3690Pa。目前矿井总进风量为5711 m/min，总回风量为5928 m/min，矿井负压为2505Pa。
矿井通风系统符合要求，采区布置及其它系统合理可靠，无串联风。专用回风巷贯穿整个采区，无一段进风一段回风现象。井下主要进、回风巷全部设置了正反向风门，并安装了风门连锁装置。各采掘工作面及主要硐室全部有独立的回风系统。采掘工作面回风侧无风量调节设施。
掘进工作面的局部通风机全部采用三专供电，每天都有专人检查，保证局部通风机可靠运转。并能实行风、电和瓦斯、电闭锁。
四、矿井安全监控系统
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公司使用KJ75N型煤矿安全监控系统，系统运行平稳，中心站设置在公司调度室内，监控值班室与调度室联合职守。系统中心站为双回路供电，并配备了在线式不间断电源，系统具备双机备份功能，备份主机能在5分钟内投入工作；系统设有接地、防雷装置及录音电话。
井下分站、电源均按规定安设，传感器的安设种类、数量、位置、断电范围符合规定，总回风巷按要求设有高低浓度甲烷传感器。分站、传感器按规定升井维护、调校，确保准确可靠。
监控中心站能实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化、被控设备的馈电状态和各类传感器的运行状态。安设的监控设备具备故障闭锁功能，能实现甲烷超限声光报警、断电和甲烷风电闭锁等控制。监控数据按规定进行记录、审批、保存及备份。针对瓦斯超限报警情况，编有详细的瓦斯超限后的汇报处理程序，保证了汇报有序、处理及时。
瓦斯抽采系统的主管、干管上均安有瓦斯计量装置，并已接入矿井瓦斯监控系统，可实时监控抽采参数。
五、瓦斯抽采概况
2010年4月公司地面永久瓦斯抽采系统建成并正式投入运行。站内安装有4台2BEY52型真空泵，实行高低浓分源抽采，单泵功率为250kW，抽采能力为200m/min，最大抽采负压为0.1MPa。矿井总回风及回风上、下山敷设Ф450mm主管1000余米，回采工作面敷设Ф200mm支管1200余米，并随工作面推进而回撤，掘进工作面敷设Ф200mm支管800余米，并随工作面掘进而延伸。定期对钻场瓦斯抽采参数进行测定、分析，目前矿井抽采量为5.59 m/min。
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公司编制有2012-2014年瓦斯抽采工作长期规划、计划和安全技术措施，保证了瓦斯抽采工程正常衔接，实现了抽、掘、采平衡。瓦斯抽采采用顺层条带预抽、穿层预抽、块段预抽、高位抽采、空区埋管抽采等多种形式，抽采效果较好，确保了抽采达标。
六、防突管理与培训
公司设置有防突领导小组、并明确了各级成员的职责。成立了防治突出的专门机构，设有通防科、预测预报、钻机抽放、通风、瓦斯监测等专业防突队伍，负责日常防突工作。
通防科按规定编制报批防突工作规划、计划和措施，严格贯彻落实公司、季度、月度防突措施计划。制定有严格的防突措施的贯彻、修改或补充措施时的审批程序。各采掘工作面每班设专职爆破工、专职瓦斯检查员。
技术科在临近突出煤层、地质构造、未保护区边缘、应力集中区域和巷道贯通等与地质测量工作相关时，按照防突规定的要求下发通知告知相关部门，通防科结合实际制定安全技术措施并按规定实施。目前采掘工作面没有布置在应力集中区域，公司地质测量工作符合要求，采掘作业也符合规定。
公司主要负责人、技术负责人进行了防突专项培训，并已取证。各级管理人员及井下工作人员都进行了防突知识培训，经考试合格后方准上岗。防突知识培训计划，培训教案、记录、试卷等资料保存完整。防突员、瓦斯检查工、爆破工、安全监测监控人员、瓦斯抽采人员等特种作业人员均持证上岗。现场作业人员基本掌握了本工种防突工作要求，熟悉突出预兆知识、瓦斯灾害避灾路线以及隔离式自救器、压风自聚隆矿业有限公司防治煤与瓦斯突出自查报告
救等安全防护设施的使用方法。针对突出事故应急预案，专门组织了相关人员进行了学习和演练，强化掌握了事故应急程序和要求。
职教科定期组织全体职工进行防突知识学习，加强职工的防突意识，提高职工对防突工作的认识，特别是矿井突出煤层区域、避灾路线、自救互救知识，突出预兆、防治措施等相关内容。
七、综合防突措施
（一）区域综合防突措施
1、区域预测
煤科总院沈阳研究院正在对矿井2#煤层进行煤与瓦斯突出危险性区域划分。在区域划分报告未完成前，所有实煤体采掘地区直接认定为突出危险区，执行区域防突措施。
2、区域防突措施
由于矿井暂无理想的保护层可开采，预抽煤层瓦斯是目前区域防突措施的主要手段。实体煤掘进工作面区域防突措施按照预60-100m条带执行，采煤工作面区域防突措施按照超前预抽块段方法执行，预抽煤层瓦斯钻孔的布置、封孔、抽放参数均符合规定。
1）煤巷掘进工作面区域防突措施
煤巷掘进工作面区域防突措施采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，预抽瓦斯钻场布置掘进工作面2#煤层中，设计控制范围为巷道两侧轮廓线外各15m，控制6
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条带长度为60-100 m，孔径89mm,预留20m超前距，每掘进40-80m一个循环。
2）回采工作面区域防突措施
回采工作面区域防突措施采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，预抽瓦斯钻孔与工作面运巷、风巷呈90°夹角，相向交叉10m布置在2#煤层中，控制范围为整个回采区段。
结合采面实际情况运巷、风巷各设计一排钻孔，钻孔沿工作面推进方向布置，钻孔从巷道腰线开孔，开孔水平间距为10m；终孔水平间距10m，回采工作面施工前分为3个区段，预抽区域段、消突区段（消突区段即为经过区域措施效果检验为无突出危险区）、允许回采段，每个区段的长度为60m，预抽区段必须超前消突区段不小于60m，消突区段必须超前允许回采段不小于20m。
3、区域措施效果检验
经验收区域防突措施钻孔施工合格、抽采符合要求后采用测定残余瓦斯含量法进行区域措施效果检验，取样钻孔分布及测点布置符合规定。掘进工作面采用φ89mm钻头进行钻进，在预抽条带前方20m、30m、50m位置各布置一个检验测试点进行取样；回采工作面采用φ89mm规格钻头进行钻进，沿回采工作面推进方向, 在工作面上、下侧每隔30～50m均匀布置1个检验测试点进行取样。煤样及时送瓦斯实验室化聚隆矿业有限公司防治煤与瓦斯突出自查报告
验、分析。
4、区域验证
经检验区域措施有效后，采用钻屑解吸指标法进行区域验证，掘进工作面用手持防突钻在2#煤层分别打3个钻孔，回采工作面自上端头10m至下端头10m，垂直煤体每隔15m布置1个验证钻孔，5m一个循环。通过测定钻屑量、解吸值进行分析、判断。
（二）工作面综合防突措施
1、工作面预测及效果检验
工作面预测按照区域验证执行，并划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。对突出危险工作面则执行工作面防突措施，并用钻屑解吸指标法进行效果检验，直至措施有效方可生产作业。
2、工作面防突措施
对突出危险工作面则执行工作面防突措施，根据工作面实际情况，设计采用孔径89mm浅孔抽采钻孔作为工作面局部防突措施。设计两排抽放钻孔，每排11个钻孔，控制范围在巷道两侧轮廓线外5m，控制条带长度为10m,终孔水平间距2.0m。每个循环作业，留有不少于5m的抽放孔超前距。
3、安全防护措施
1）入井人员均佩带隔离式自救器。
2）在运输大巷建有采区避难所。避难硐室内按要求设8
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有压风自救装置、放置有足量的饮用水、隔离式自救器，有与矿调度室直通的电话。下一步结合紧急避险系统建设，进一步完善避难硐室。
3）在煤巷掘进工作面进风侧建有2道牢固可靠的反向风门，通过风门墙垛的风筒、刮板输送机道，均由逆向隔断装置。
4）采掘工作面爆破作业均采取远距离爆破措施。5）采掘工作面巷道内、爆破地点、撤人与警戒人员所在位置等处均安要求安装有压风自救装置。
6）井巷揭穿突出煤层和在突出煤层中进行采掘作业时，均采取了远距离爆破、避难硐室、反向风门、压风自救系统等安全防护措施。
八、矿井机电管理
井下无架线式电机车，大巷蓄电池电机车设置有便携式甲烷检测报警仪。
机电设备防爆等级符合要求。机电科定期对机电设备、设施安装和使用情况进行检查指导，确保机电设备完好，防爆率达到100%。采掘工作面回风流中机电设备全部在工作面甲烷传感器断电控制范围内。
九、存在问题及整改方案
针对公司在防治煤与瓦斯突出存在的不足，依照《防治煤与瓦斯突出规定》的规定和要求，结合矿井的实际情况，为杜绝煤与瓦斯突出事故发生，确保矿井安全生产，提出以下建议和意见。聚隆矿业有限公司防治煤与瓦斯突出自查报告 1、2#煤层实体煤区域瓦斯压力、煤层瓦斯含量、基本参数没有测定；2#煤层钻孔实体煤区域预抽钻孔有效抽放半径及排放半径没有考察；2#煤层突出预测敏感指标临界值没有考察；2#煤层实体煤突出危险性区域没有划分
整改方案：以上参数的测定考察已于2011年11月1日和煤炭科学研究总院沈阳研究院签订技术咨询合同，相关参数测试考察于2012年一季度完成项目报告。在未给出结果前的敏感指标临界值暂定值已向报集团公司报批。
2、公司没有实验考查确定2#煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解析指标的临界值，没有实际考察确定石门揭煤工作面放突措施的有关参数。
防突工作 第6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。
防突工作 第7篇
煤与瓦斯突出是矿井中瞬间产生的一种特殊动力现象,是地应力、瓦斯和煤岩物理力学性质综合作用的结果[1]。大部分的煤与瓦斯突出都发生在地质构造带,地质构造对地应力、瓦斯和煤岩物理力学性质具有重要的影响。高压瓦斯是突出的主要动力,煤层破坏是突出的有利条件,采掘活动是突出的诱发原因,而地质构造是引起突出的关键因素[2]。英国的南威尔士矿区及前捷克斯洛伐克的奥斯特洛夫斯克卡文尔斯克矿区,突出几乎全部集中在构造带,保加利亚有90%的突出发生在构造带;前苏联、法国、比利时、日本、匈牙利等国均有类似情况。从我国一些煤矿的统计资料中也可看出这种联系,南桐煤矿452次煤与瓦斯突出中,90%以上的突出发生在断层构造及其附近,红卫煤矿225次突出中,有190多次发生在煤包处,占84%以上。
突出危险煤层采掘工作面构造发生突出的可能性极大,在构造处实施针对性的防突措施是减少甚至消除突出的有效途径。矿井因地质条件的差别,影响突出的地质因素不尽相同,采取的消突措施也因而不同。
1 矿井地质构造对突出危险煤层的控制
地质构造是控制煤与瓦斯突出的主要地质因素。最易发生突出的地质条件有背斜构造、小断层和煤层变薄带及构造作用形成的软煤带。易发生煤与瓦斯突出的地质构造带有8种类型,即向斜轴部地带、帚状构造收敛端区、煤层扭转区,煤层产状变化区、煤包及煤层厚度变化带、煤层分岔区、压性和压扭性小断层区、岩浆岩侵入带。
1.1 地质构造应力对煤与瓦斯突出危险程度的影响
构造活动决定了构造区域地应力场的分布,对煤层瓦斯的生成、运移、赋存乃至后期改造都起到直接作用,从而决定了煤层瓦斯压力和瓦斯含量;同时,煤层在构造应力作用下发生破坏,搓揉形成易于突出的软分层,这就决定了突出的三要素,因而煤与瓦斯突出大多数都发生在地应力集中的构造地带,而地应力的分布是受地质构造控制的。
1.1.1 地质构造应力对断层带区域的作用
在断层带区域,地应力的分布受到断层的地质力学性质、规模和各部位与断层距离远近的控制,压性断层受较大压应力作用,应力集中程度高,影响范围广;扭性断层两侧平行于断层方向的剪应力较高,影响范围也比较广;张性断层则受张应力作用,应力集中程度低,影响范围也比较小。
1.1.2 地质构造应力对褶皱区域的作用
经历了褶皱的煤岩层由于发生弯曲,煤岩层中地应力呈不均匀分布。褶皱的背斜轴部拉应力作用会使得岩层产生张性断裂,褶皱两翼会承受较大的剪应力,向斜轴部会受到压应力作用。背斜倾伏端因埋深加大,承受的压应力会增大。当褶皱经过强烈作用后,地应力集中变得更加明显。若是隔档式褶皱,则紧闭背斜与开阔向斜的交界部位应力产生集中;若是隔槽式褶皱,则紧闭向斜轴部应力产生集中;若是复式褶皱,则岩层变形曲率大且埋深大的部位应力产生集中;并且,两期褶皱交汇的部位也是应力集中的地带。
煤与瓦斯突出在井田中的分布是不均匀的,比较集中在某些地质构造带,一般突出发生在地应力比较集中的构造带。不同矿区控制的地质构造因素是不同的,某些矿区的突出主要受断层控制,另一些矿区主要受褶曲或煤层厚度变化控制,因此,矿区可根据已采区域主要控制突出的地质构造因素,来预测未采区域的突出危险区域。
1.2 地质构造作用对煤体力学强度减弱的影响
1.2.1 地质构造对煤层结构的影响
在一些煤层结构复杂的矿井,由于各煤分层煤岩成分、厚度、力学性质等方面存在较大差异,在构造作用过程中,其变形程度也大不相同。厚度小、强度高的煤分层往往变形程度低,而厚度大、强度低的煤分层中应力较为集中,往往发生强烈变形,并伴有层间滑动,产生小揉皱、裂隙、小断层,甚至发生煤层与顶、底板岩层相互穿插等现象,煤层的原生结构遭到破坏,孔隙率升高,强度降低,这些煤层发生瓦斯突出的危险性远高于变形程度低的煤分层。
已有研究表明,突出危险煤层并不是各个区域都有着同一危险性。突出危险区,即有突出危险结构的煤是区域分布的,与地质构造有关。煤体结构破坏程度影响煤层的力学性质和对瓦斯的储集能力,因而不同的煤体结构类型具有不同的突出危险性。煤层结构一般可以分为4类:
Ⅰ层状结构,具有不破坏的煤,层理清楚。
Ⅱ 微褶皱状结构,仍看得到层理,褶皱较少,褶皱两翼成钝角散开。
Ⅲ 褶皱状结构,看不到层理,煤受到构造运动揉皱,褶皱两翼成锐角散开。
Ⅳ强烈褶皱状结构,煤受到构造运动强烈揉皱,以至成为不规则形状(如椭圆形、漩涡性等)。
从煤层结构破坏类型来看,Ⅲ、Ⅳ类破坏类型的煤体结构分层是发生煤与瓦斯突出的必要条件。因此,突出发生在煤层及围岩构造破坏、机械强度降低的断裂处。断裂地带煤层遭到破坏,机械强度降低,当采掘工程进入地应力集中的构造破坏带内,高压瓦斯便向薄弱点采掘空间涌出形成突出,煤层构造是突出的主要地质因素。
1.2.2 地质构造对煤的力学强度的影响
煤的强度是煤受外力作用时抵抗破坏能力,其不但决定了破坏煤体所需的功,而且在很大强度上决定了煤的承载能力。通常煤的特性用摩尔包络线表示,即测定在不同正压力下煤的抗剪强度,从而确定煤的黏聚力和内摩擦角。有突出危险的软分层,其结构类型大多为Ⅳ类煤,其强度远小于不突出的Ⅰ、Ⅱ类煤(Ⅳ类煤强度为Ⅰ、Ⅱ类煤强度的11%~40%)。
1.3 地质构造对煤层瓦斯保存的控制影响
1.3.1 向斜对煤层瓦斯保存的控制影响
在向斜轴部,节理以压性或压扭性为主。向斜构造的两翼与轴部中和面以上为压应力场,表现为明显的应力集中,为高压区;轴部中和面以下处于拉张应力场,而且由于该处煤层往往埋深较大,只产生少量开放性裂隙,释放部分应力,形成相对低压区。这样,向斜的两翼和轴部中和面以上是利于瓦斯封存和聚积的部位,特别是向斜的轴部是瓦斯含量高异常区。当煤层埋深较大,顶板为厚层泥岩时,中和面以下也会出现煤层瓦斯聚积。
1.3.2 背斜对煤层瓦斯保存的控制影响
背斜构造的两翼与轴部中和面以下为挤压压力场,特别是轴部中和面以下出现明显的应力集中,这些部位为高压区。背斜轴部中和面以上为拉张应力场,在其作用下会产生大量的张性裂隙或正断层,造成应力快速释放,为低压区。因此,在背斜的两翼瓦斯往往能够较好地被封存起来,而在轴部则要看煤层与中和面的关系,中和面以上会逸散,中和面以下瓦斯则可能聚积。不过,当煤层埋深较大且顶板为厚层泥岩时,上覆地层应力使泥岩封盖层表现为塑性,拉张应力只会加大塑性变形,不会产生开放性裂隙,这样顶板仍然保持良好的覆盖性能,两翼煤层中的瓦斯也会向轴部运移,造成煤层的高含气性,此时中和面以上仍富集煤层瓦斯,且游离瓦斯占相当大的比例。背斜倾伏端因埋深加大,承受的压应力也会增大。
1.3.3 断层对煤层瓦斯保存的控制影响
断层伴随着构造运动而发生,断层的类型对瓦斯保存有着重要影响,其保存瓦斯的能力则随断裂性质的不同而具显著的差异。断层在形成过程中,会引起其附近煤层和岩层发生褶皱,使煤层受到强烈错动,生成厚度不等的软分层,同时还会使煤层变厚或变薄,形成局部小煤包,又产生次一级的地应力增高区。
1) 压性、压扭性断层。
压性断层是受挤压作用形成的,构造应力集中,此处断层泥、糜棱岩较发育,这些断层岩的透气性差,沿断层和垂直断层面方向上的瓦斯运移都相对困难,是封闭瓦斯的重要边界,煤层瓦斯保存较好,对发生煤与瓦斯突出有利。逆断层多属压性、压扭性断层。
2) 张性断层。
张性断层与压性则相反,其中结构松散的碎裂岩、断层泥比较发育,透气性好,利于瓦斯释放。其他断层对瓦斯的保存能力则按压扭性扭性张扭性的顺序逐渐减弱。此外,断层对煤层中瓦斯保存的控制还明显地受构造作用的强烈程度影响,随着地质构造作用的加强,断层泥、糜棱岩进一步发育,压性断层变得更有利于瓦斯保存,扭性断层保存瓦斯的能力也有一定程度的提高,张性断层则变得更有利于瓦斯释放。同时,压扭性断层是受到与其斜交的挤压力作用形成的,断层泥、糜棱岩较发育,是隔绝瓦斯运移的较好边界。断层形成时,也会产生较强的层间错动,使煤层中发育一定厚度的软分层;同时,使煤层厚度产生一定的变化,压扭性断层附近也是一个地应力增高区,因此,当煤层围岩为透气性差的岩石时,压扭性断层两侧也容易出现高瓦斯赋存带。
2 局部地质构造对采掘工作面煤与瓦斯突出的控制作用
2.1 采掘工作面出现地质构造的形态
局部地质构造是导致煤与瓦斯突出的主要因素之一。突出危险煤层采掘工作面出现地质构造的形态一般有:
1) 煤层发生弯曲变形成为褶曲,煤层沿走向与倾向上其产状发生变化;
2) 局部煤层倾角突然变陡而形成挠曲;
3) 煤层发生压薄带与增厚带伴生现象;
4) 局部断层构造,包括煤层未完全消失的断层,煤层完全消失的断层,具有张应力的正断层,具有压应力的逆断层,煤层重复的正断层和逆断层,煤层缺失性的正断层和逆断层。
2.2 局部地质构造对采掘工作面的控制作用
1) 局部地质构造可能导致煤层倾角变陡、煤层顶底板产生摩擦光滑镜面使其黏结性与稳定性降低、煤层厚度增大,煤层失去层理、条带,外生裂隙密布,甚至出现碎块状、粒状、片状、土状,构造煤分层发育明显的软分层增厚,煤层的物理力学强度降低,抵抗突出的阻碍作用减弱。
2) 构造点构造应力集中成为发动突出的主要动力。局部地质构造的出现使煤层倾角变陡、顶底板光滑,如遇支护不及时或支护质量差时上方煤体易发生垮落并导致突出的发生。
3) 煤层处于褶曲部位,巷道掘进急剧转向,易造成防突钻孔(深度)不到位而导致褶曲转折端前方煤体发生突出。
4) 采掘工作面由煤层压薄带推进到增厚带,仍按压薄带防突措施执行而导致增厚带煤体发生突出。
5) 沿断层的导脉(煤线)施工防突钻孔很难进入另一盘断层煤而导致前方煤体发生突出。
6) 断层无导脉且落差又大,在另一盘断层煤位置不清的情况下,掘进方向与防突钻孔实施中存在盲目性,极有可能误穿另一盘断层煤而发生突出。
7) 进入缺失断层的另一盘厚煤带或进入重复断层的上覆盘,防突钻孔不到位而发生突出。
3 采掘工作面过地质构造带的方法
突出危险煤层采掘工作面穿过地质构造带是一段危险的过程,组织管理要全面,技术措施要严密,防突职责要落实,现场应严格执行“有疑必探,预防为先,隐患不除,采掘不进”的原则,在确保安全的前提下,采掘工作面通过地质构造带。
南桐矿在长期的防突实践中,摸索出一些突出危险煤层工作面过地质构造带的方法。在加强地质工作,分析判定前方另一盘煤层的方向位置的基础上,按揭石门方式进行防突。首先用大型液压钻机准确探明前方煤层的位置,然后探眼前进至距煤层真厚岩柱3 m处实施预测措施,预测超标则实施排放孔措施并在效果检验有效后掘进,预测不超标直接掘进。
3.1 回采工作面过地质构造带的方法
1) 回采工作面遇压薄带、有导脉且落差较小的断层(包括重复与缺失性断层)时,除加强局部构造处的特殊围岩支护措施外,在地质分析判定断层落差不大、影响走向长度不远的情况下,在防突上对保护层开采遗留煤柱对被保护层主采层构成的未保护范围,首先用煤电钻沿导脉或压薄带寻找有条件的地方布孔,尽可能实施钻孔进入前方另一盘煤层或增厚带,释放前方煤层部分瓦斯与应力。在保留上述措施孔一定超前距的前提下,打眼爆破穿过断层上下翼岩石。当回采工作面煤层厚度一旦增至0.3 m及其以上,立即加密预测钻孔,根据预测结果决定是否实施排放孔措施,如预测超标,回采工作面实施排放孔措施应在原正常煤层段的基础上加密排放孔,以充分释放前方煤层积聚的瓦斯和集中的应力,确保回采工作面安全无突出穿过地质构造带。
2) 回采工作面遇无导脉且落差较大的断层(包括重复与缺失性断层),通过现场地质分析,如果判定出该断层落差大、影响走向长度较远、回采穿过中可能形成走向上的台阶,并造成开采难度高、推进速度慢及作业环境恶劣等诸多困难时,即使是保护层开采,也只能越过此地质构造带而被迫遗留煤柱。
3.2 掘进工作面过地质构造带的方法
1) 掘进工作面遇挠曲构造,即煤层倾角突然变陡的构造形式,除及时支护、加强顶部支护质量外,顶部防突钻孔应增大倾角,钻孔终孔点控制范围应增至巷道轮廓线外5 m。根据煤层的坚固性与稳定性大小,顶部防突钻孔不宜过多,以免破坏顶部煤体结构导致抽冒诱发突出。
2) 掘进工作面遇褶曲构造,即煤层弯曲变形的构造形式,除掘进方向沿煤层走向不变,加强转弯巷道处的支护外,防突在保留5 m安全屏障的工作面,尽可能利用小型煤电钻向前方煤层多打孔,然后用大型液压钻机打部分岩孔进入褶曲转折端煤层并过全煤层,再对转折端煤层排放孔进行检验,防突措施检验有效后方可继续掘进。
3) 掘进工作面遇压薄带与增厚带的伴生构造形式,如由煤层增厚带进入压薄带,防突措施可适当减少钻孔;如由煤层压薄带进入增厚带,防突措施可适当增加钻孔,加强排放孔工作,在检验有效后方可进入厚煤带掘进。
4) 掘进工作面遇有导脉的断层(包括重复与缺失性断层),即具有煤线的构造形式,除掘进沿煤线方向前进、加强构造处支护外,防突措施则沿煤线打孔,使其前方另一盘煤层的瓦斯能得到部分释放,同时利用大型液压钻机施工部分岩孔进入全煤层,加强另一盘煤层的瓦斯排放,在防突措施检验有效后方可继续掘进。
5) 掘进工作面遇无导脉的断层(包括重复与缺失性断层)时,应根据地质构造带的走向长度和该煤层采动超前应力峰值远近及该工作面突出危险性大小,在尽可能缩小遗留煤柱的前提下,决定新掘切割上山的位置。在新掘切割上山中,应在正常煤层上山的基础上全面加强其防突措施,避免在突出危险性增大的新掘切割上山中发生突出事故。
4 运用防突方法过采掘工作面地质构造带的实例
1) 南方某矿井-260 m水平回采工作面一腰巷掘进长度439 m,共揭露断层10条,断层最大落差3.0 m。在125 m处遇一小断层,通过实施消突措施后,爆破震动诱导而发生一次170 t的突出。事后勘查的原因是:巷道上方5 m以上有一组隐伏断层形成地垒构造导致煤厚1.8 m以上,超过排放孔控制范围。其余小断层处掘进,均未发生突出事故。在368 m处遇一落差3 m的大断层,巷道方向急剧转向,掘进防突采取了按有导脉断层的防突措施执行,避免了突出事故的发生。
2) 南方某矿井-260 m水平一、二段回采工作面在掘腰巷、机巷、切割、回采时的打孔过程中共发生突出16次,突出强度4~90 t。在回采工作面新掘切割上山时,在遇断层构造多、突出危险性大的情况下,通过对煤层加密预测与排放孔防突措施,杜绝了煤层突出事故的发生。
5 结语
1) 地质构造对煤层瓦斯的控制作用是通过地应力而表现出来的;在褶皱的一些部位和压扭性断层附近产生一个地应力增高区,形成一个封闭的高瓦斯富集区。
2) 地质构造是造山运动中多次受力运动而形成的,其空间产状、表现形式千变万化,只有因地制宜,根据地质构造的变化,采取针对性的防突措施,才能有效地防治煤与瓦斯突出事故的发生。
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.
防突工作 第8篇
该工作面区域性防治突出措施采用沿煤层预抽瓦斯方式, 运输巷和回风巷内钻孔间距5 m, 钻孔直径65 mm, 钻孔平均长度50 m;切眼中部预抽空白带区域, 钻孔间距5 m, 钻孔直径65 mm, 钻孔平均长度18 m。
本次评价区域为F1断层前ABCD范围, 如图1所示。
1 评价指标的确定
根据国家相关规范要求及5916工作面实际情况, 评价区域 (F1断层前) 内防突措施效果根据实际测定的最大残余瓦斯压力pc、最大综合指标D值、平均瓦斯预抽率η和最大突出预测指标K1值等指标进行评价, 其临界值如表1所示。
1.1 残余瓦斯压力
由于直接法测定残余瓦斯压力工程量较大, 工艺复杂, 需较长的测定时间, 同时工作面已施工大量抽采钻孔, 对瓦斯压力测定影响较大, 因此, 残余瓦斯压力采用计算法, 即通过测定残余瓦斯含量Qcy, 再根据以下公式计算残余瓦斯压力pc:
式中Qcy煤层残余瓦斯含量, m3/t;
a, b吸附常数;
pc煤层残余瓦斯压力 (绝对压力) , MPa;
Ad煤的灰分, %;
Mad煤的水分, %;
π煤的孔隙率, m3/m3;
γ煤的体积质量 (假比重) , t/m3;
Qkjx可解吸瓦斯量, m3/t;
Qbkjx常压不可解吸瓦斯量, m3/t。
Q1取样过程中瓦斯损失量, m3/t;
Q2井下解吸瓦斯量与实验室粉碎前瓦
斯解吸量之和, m3/t;
Q3粉碎瓦斯解吸量, m3/t。
1.2 综合指标D
综合指标D值根据公式 (5) 进行计算:
式中D工作面突出危险性综合指标;
H煤层埋藏深度, 取评价区域内煤层的
最大埋深, m;
p′c残余瓦斯压力 (相对压力) , 取各个
钻孔所测压力的最大值, MPa;
f软分层煤的坚固性系数。
2 评价指标的测算
经过对龙凤煤矿5916工作面 (F1断层前) 评价区域井下打钻及取样分析, 9号煤层的瓦斯吸附常数及工业分析等参数见表2。经计算, 评价区域内煤层残余瓦斯压力见表3。
注:吸附实验温度ts=30℃。
注:吸附实验温度ts=30℃。
5916回采工作面 (F1断层前) 最大埋藏深度为147 m, 软分层煤的坚固性系数为0.34;残余瓦斯含量对应的残余瓦斯压力最大值为0.428 MPa。
综合指标D计算结果见表4。
评价区域内瓦斯预抽率采用残余瓦斯含量进行计算, 根据测试, 评价区域内测得的最大残余瓦斯含量为10.18 m3/t, 煤层原始瓦斯含量为16.61 m3/t, 经计算, 评价区域内瓦斯平均预抽率为38.7%。
龙凤煤矿目前采用K1值作为工作面突出预测指标, 根据矿井实际情况, 其临界值采用K1=0.4 m L/ (gmin1/2) 。在5916工作面切眼, 从运输巷开始每隔15 m施工1个钻孔测定K1指标, 钻孔深度10~12 m, 自第2 m开始, 每米测定1次, 取其中测定的K1max值, 作为辅助性评价指标。
K1值测点布置如图2所示, 5916工作面切眼处K1值测定结果见表5。
3 抽采效果综合评价
根据表1, 并结合评价指标的测算结果, 可以得到5916工作面 (F1断层前) 区域性防突措施效果评价指标, 结果见表6。
由表6可以看出, 5916工作面区域性防突措施效果评价指标均满足临界值要求。
4 结论及建议
1) 评价区域内, 区域性防突措施效果评价指标均满足各临界值要求, 区域性防突措施达标。
2) 受工作面地质条件、打钻设备及打钻技术条件的影响, 评价区域内有可能存在钻孔抽采小区域空白带, 为确保安全, 必须采用工作面预测方法 (K1, S值) 对预抽效果进行连续性效果检验。当效果检验有效时, 在保证足够效果检验超前距且采取安全防护措施的情况下进行回采;当效果检验无效时, 应及时采取补充措施, 补打瓦斯抽采钻孔或排放钻孔, 直至效果检验有效时, 在保证足够效果检验超前距且严格采取安全防护措施的情况下方可回采。
3) 从瓦斯抽采钻孔施工顺序及抽采时间上看, 瓦斯赋存具有不均匀性, 建议整体增加抽采时间。
4) 对工作面抽采措施空白区域, 应加快补充措施钻孔的施工。施工抽采钻孔时, 应对设计孔径的有效抽采半径进行考察, 严格按照抽采有效半径进行补充钻孔的施工, 并对现有瓦斯抽采钻孔 (或钻场) 以及空白带补充施工的瓦斯抽采钻孔 (或钻场) 进行单独计量, 为准确计算钻孔控制范围内的瓦斯预抽率打下基础。
摘要：针对龙凤煤矿5916工作面所采用的沿煤层预抽瓦斯的区域性防治突出措施, 根据国家相关规范要求及该工作面实际情况, 以评价区域内残存瓦斯压力pc、综合指标D值、瓦斯预抽率η和突出预测指标K1值为评价指标, 对评价区域内防突措施效果进行评价, 为工作面安全回采提供了保障。
防突工作 第9篇
平煤股份四矿位于平顶山市西约6km处, 矿区走向长3.8km, 倾向宽4.6km, 总面积4.6km2。矿区为低山丘陵地形, 地面标高+160~+505, 井田基本上是走向北西, 倾向北东, 倾角平缓的单斜构造。矿井开采丁组、戊组、已组、庚组煤, 分别是丁56合层、丁6、戊8、戊910合层、戊10、已15、已16、已1617合层、庚20煤层。矿井瓦斯等级为突出。其中丁56、丁6、已16、已1617合层为突出煤层。
2 矿井瓦斯治理理念
四矿在区域瓦斯治理中主要以开采保护层为主, 坚持“应保必保”, 强制开采保护层的区域瓦斯治理理念。根据近几年的区域治理经验积累, 充分研究丁组、戊组、己组、庚之间瓦斯含量及赋存条件, 煤组、煤层之间距离、岩性, 按照区域治理原则, 调整矿井生产布局, 优化工程设计, 瓦斯治理由局部治理向区域治理转变:己组煤层首先开采无突出危险己15煤层作为上保护层解放己16.17突出煤层;戊组煤层优先开采戊8煤层, 复式解放下覆戊9.10高瓦斯煤层以及上覆丁5.6突出煤层。提高区域性瓦斯治理效果, 消除煤层瓦斯突出危险性。
3 工作面概况
丁56-19170掘进工作面位于丁九采区东翼下部, 南部丁5.6-19150采面 (已回采结束) 相邻, 北部丁56-19190采面已回采结束, 西与丁九回风、丁九轨道及丁九皮带下山相通, 东至一、四矿井田技术边界。垂深620~835米。丁5.6-19150工作面可采走向长770m, 倾斜长139m, 其中机巷可采长度为781m, 外段采用5.0x3.0m的锚网断面支护, 容重1.4t/m3, 圈定面积107030m2, 工业储量47.4万吨。煤层倾角5.8~6.5°, 平均6.2°。该工作面为突出工作面, 但于由下覆戊8-19190工作面已回采完毕, 两工作面层间距为79m左右, 属于被保护层工作面, 且工作面上、下区段已回采完毕, 沿空掘进。按卸压角60°划定, 在该工作面采止线46m以东区域在保护层有效保护范围内, 由于丁5-6-19170工作面的下保护层戊8-19190保护层工作面跳切眼影响丁5-6-19170机巷中段有151m没有处于保护范围内 (但是属于沿空巷道) 。
4 工作面防突设计
根据保护区域划分, 将工作面划分为三个段, 并制定针对性的防突措施, 进行分段管理。
4.1 丁5-6-19170机巷外段 (257m) 。
外段沿丁5-6-19190风巷掘进到-3+8m位置, 该区域处于戊8煤层保护范围, 掘进期间根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《平煤股份公司防治煤与瓦斯突出实施办法》要求对巷道前方和实体煤侧进行连续预测。
4.2 丁5-6-19170机巷中段 (151m) 。
中段 (151m) 处于未保护范围内, 沿丁5-6-19190风巷-5掘进到-7+5m位置, 对巷道前方和实体煤侧进行连续预测, 掘进期间在工作面布置3个孔深不少于15m的超前排放钻孔, 钻孔呈扇形布置, 下帮为防止与采空区打透, 轮廓控制在2m;上帮控制轮廓线以外8m;中间钻孔垂直工作面煤壁, 并留有不少于10m超前距。
4.3 丁5-6-19170机巷上述408m外, 其余巷道均处于下保护层戊8-19190保护层工作面的保护范围内, 掘进期间执行验证进尺。
预测孔布置及预测方法:预测孔3个, 其中巷道上下帮各0.5m布置一个, 由于丁5-6-19170机巷为沿空掘进, 净煤柱宽度为3.3m, 为防止下帮预测孔穿透丁5-6-19190风巷, 下帮预测孔终孔位置在巷道轮廓线2m位置, ;上帮预测孔终孔控制到巷道轮廓线外3.0m处, ;中间孔沿巷道走向布置, 三个预测孔孔径42.0mm, 走向投影孔深8.5m。选用钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标预测突出危险性。临界值分别为3.5L/min和6.0kg/m。当3个预测孔指标参数均小于临界值时, 工作面视为无突出危险工作面, 允许进尺6m, 留2.5m预测超前距。
区域验证孔布置及验证方法参照预测孔, 若验证孔指标参数均小于临界值时, 工作面视为无突出危险工作面, 其允许进尺为25m。
5 掘进期间各项防突指标
5.1 外段验证指标
(1) q最大值为0.5 (L/min) 、S最大值3.8kg/m, 远小于临价指标 (临界值分别为3.5L/min和6.0kg/m) , 在施工预测孔时, 没有出现夹钻、顶钻、喷孔等动力现象。
(2) 瓦斯涌出情况:通过监控系统统计, 该段掘进机落煤期间瓦斯最大值0.18%, 并且非生产状态与生产状态下瓦斯值相差不大于0.1%, 瓦斯未出现因掘进落煤忽高忽低。
(3) 瓦斯含量测定情况:外段掘进期间, 对工作面进行了三次现场取样测定原始瓦斯含量, 结果分别为1.95m3/t、1.06m3/t、1.48m3/t。
5.2 中段预测指标
(1) 预测q最大值为0.8 (L/min) 、S最大值3.8kg/m, 小于临价指标 (临界值分别为3.5L/min和6.0kg/m) , 在施工预测孔时, 没有出现夹钻、顶钻、喷孔等动力现象。
(2) 瓦斯涌出情况:通过监控系统统计, 该段掘进机落煤期间瓦斯最大值0.25%, 瓦斯未出现因掘进落煤忽高忽低。
(3) 瓦斯含量测定情况:外段掘进期间, 对工作面进行了二次现场取样测定原始瓦斯含量, 结果分别为1.87m3/t、1.52m3/t。
(4) 超前钻孔执行情况:中段掘进期间共执行超前排放钻孔措施50次, 施工超前排放钻孔150个, 在施工超前排放钻孔时未出现过异常动力现象。
5.3 里段验证指标
(1) q最大值为0.5 (L/min) 、S最大值3.8kg/m, 远小于临价指标 (临界值分别为3.5L/min和6.0kg/m) , 在施工预测孔时, 没有出现夹钻、顶钻、喷孔等动力现象。
(2) 瓦斯涌出情况:通过监控系统统计, 该段掘进机落煤期间瓦斯最大值0.15%。
(3) 瓦斯含量测定情况:里段掘进期间, 对工作面进行了三次现场取样测定原始瓦斯含量, 结果分别为1.27m3/t、1.39m3/t、1.17m3/t。
6 结论
保护层工作面由于地质构造, 会出现遗留煤柱现象, 通过合理的计算, 确定被保护范围以及受煤柱影响而出现的未保护范围, 在被保护层生产作业期间, 制定出针对性的防突措施, 使防突措施做到有的放失, 确保防突工作面安全生产。
摘要：文章通过对四矿丁56-19170机巷防突设计现场执行中的效果分析, 说明被保护层工作面合理划分保护区域, 以及受保护层煤柱影响未保护区域, 分区域制定针对性的防突措施, 确保生产期间安全生产。
防突工作 第10篇
十二矿己15-31010采面是规划的三水平首采工作面, 垂深1015~1100m。机巷设计1041m, 风巷设计1065m, 切眼220m, 可采储量90万t。该工作面煤层赋存变化较大, 己15和己16-17煤层层间距0.7~2.8m, 己15煤厚3.5m左右, 己16-17煤厚1.4~1.8m左右。正常煤层为原生结构煤, 煤的破坏类型为II~III类, 局部为Ⅳ类, 煤层节理比较发育, 倾角在12°左右, 瓦斯含量32.5m3/t, 瓦斯压力2.85Mpa, 瓦斯储量2880万m3。顶板和底板为深灰色砂质泥岩, 透气性较差。
由于煤与瓦斯突出威胁严重, 且地质资料不清, 一度被迫停产, 为此十二矿与中国矿业大学合作, 采取了综合性的防突和防瓦斯超限措施, 取得了较好的效果。
2 实施科学决策, 奠定安全基础
2.1 优化设计, 坚持措施工程先行
在己15-31010机、风巷上方各施工一条高位瓦斯抽排巷, 己15-31010风巷瓦斯抽排巷与风巷的平距30m (采面内侧) , 机巷瓦斯抽排巷与机巷的平距40m (工作面外侧) 。机、风巷瓦斯抽排巷全部施工到位后再施工机、风巷, 在抽排巷内分别向机、风巷穿层打钻抽放瓦斯, 以消除机、风巷掘进时的突出危险性, 并降低瓦斯涌出量。
2.2 优化调整系统, 保证系统安全可靠
2.2.1 开掘专用回风巷
在己15-31010机、风巷分别施工了专用回风巷和三水平回风下山贯通, 保证机、风巷在掘进过程中, 回风能直接进入采区专用回风巷。
2.2.2 安装新主扇
在北山回风井安装两台JAF-28-16主扇, 并挂网成功, 实现了己七采区与三水平的分区通风。
2.2.3 安装对旋式局扇
将机、风巷的原230k W局扇全部更换为245k W对旋式局扇。有效风量提高到550~850m3/min。除在掘进工作面按规定安装瓦斯传感器外, 还在风机群附近安设了各类开停传感器, 对局扇的运行状况实现了24h连续监控, 另外在防突反向风门外增设了瓦斯传感器。
2.2.4 新建三水平瓦斯抽放站
安装了两台CBF360-2型瓦斯抽放泵, 铺设了直径500mm的抽放管路1800m, 抽放能力大幅度提高。
3 防治煤与瓦斯突出实施一体化综合防突技术
围绕瓦斯突出问题, 从卸压隔断和瓦斯排放着手, 运用现场测试、理论分析和实验研究三种方法, 开展一体化综合治理技术研究:采用高位巷卸压隔断与掘进工作面瓦斯排放措施, 并与抽放、注水与边掘边排、割、抽相结合, 最终实现安全生产。
3.1 地质先行实施前探钻孔
坚持“先探后掘、不探不掘”的原则, 每循环施工中设计3个迎头前探地质钻孔, 在靠近巷道两帮和中心各施工一个钻孔, 其中1个仰角、与煤层顶板方向1个平行、1个俯角施工, 主要用来探前方构造, 设计探孔孔深40m, 保持超前距10m.
3.2 利用高抽巷进行穿层抽放
穿层孔设计每0.7m设计一个, 要求从高抽巷向机、风巷施工方向打钻, 一个从上帮穿过煤层到底板不低于2m, 相邻另一个从下帮穿过煤层进入底板不低于2m, 依次类推, 要求超前机、风巷工作面不低于200m, 预抽期不低于3个月 (见图1和图2) 。
3.3 超前排放钻孔措施
根据排放钻孔的排放半径, 在巷道迎头施工4排32个排放孔 (每排8个, 共4排) 。孔径89mm孔深10.5~11m (如图2) 。
3.4 高压磨料射流割缝技术应用
3.4.1 高压磨料水力射流割缝原理
采用水力割缝措施后, 首先增加了煤体暴露面积, 且扁平缝槽相当于局部范围内开采了一层极薄的保护层, 达到层内自我解放, 给煤层内部卸压、瓦斯释放和流动创造了良好的条件, 其结果是造成了缝槽上下煤体的一定范围的较充分卸压, 增大了煤层的透气性能
3.4.2 高压磨料射流割缝卸压技术方案
3.4.2. 1 割缝孔布置
在排放孔打完后, 分别对上排的1、3、5、7号孔, 第2排的10、12、14、16号孔, 第3排的17、19、21、23号孔, 第4排的26、28、30、32号孔共计16个钻孔进行割缝。根据高压磨射流割缝钻孔的影响半径计算, 巷道两帮的割缝孔进行高压磨射流割缝后可影响到巷道轮廓线以外3.4~4.4m范围 (见图3) 。
3.4.2. 2 操作
高压割缝时, 将割缝管送入钻孔, 由里向外匀速割缝, 割缝速度保持在1~2m/min。要求割缝时, 相临钻孔之间尽量割穿, 以确保卸压效果。
3.4.2. 3 现场安全措施
割缝前必须检查割缝钢管的密封及连接的可靠性。水压控制在25~30MPa范围内。当喷头进入孔底后方可加压割缝, 当割至距离孔口2m时, 停止割缝, 以免高压水伤人.换孔割缝及拆卸割缝设备时, 必须先将压力泵全部卸压停泵后进行。割缝工作现场必须由专人负责统一指挥, 并且在迎头吊挂便携式瓦斯检测仪, 当瓦斯达到0.8%时, 立即停止割缝, 采取措施, 待瓦斯正常时方可继续割缝。
3.5 隔断式瓦斯抽放措施
隔断式瓦斯抽放措施除了起到对巷道四周卸压和减少巷道内的瓦斯涌出以外, 还可以通过抽放钻孔对巷道轮廓线外的实体煤进行卸压。
钻场可在巷道两帮交替, 同帮钻场间距40m, 相对两帮钻场间距20m (见图4) 。将施工完毕的钻孔应及时联网进行抽放。要求迎头超前工作面5m前挂耳孔必须打完, 否则不许进尺。
3.6 利用穿层孔进行高压注水措施
利用已15-31010机、风巷高位瓦斯抽排巷穿层抽放孔对煤层进行高压注水, 对距工作面30m的穿层抽放孔, 进行高压注水, 煤降低体弹性, 塑性增大, 并把应力集中带推向煤体深部, 使应力集中系数减小, 并使煤体湿润, 挤出和置换瓦斯, 减弱了工作面处的突出危险性。注水利用井下高压水, 以相邻孔出水为准。
4 严格管理, 确保安全
4.1 加强措施效检, 防止意外发生
(1) 降低效检指标, 增加安全可靠性。效果检验的指标采用q值和S值, 其中:q临界值取3.0L/min, S值临界值取5.0 kg/m。二者均低于细则要求的4.0L/min和6.0 kg/m
(2) 增加校检次数, 提高校检可靠性。效检超前距为5m。第1次效检指标不超, 允许进尺3m;第2次效检指标不超, 允许进尺2m。
4.2 严格瓦斯管理, 确保不发生瓦斯超限
为了确保不发生瓦斯超限, 除增大风量外, 将瓦斯探头报警和断电值均调为0.8%。另外, 在放炮前瓦斯浓度超过0.5%时, 严禁放炮, 必须向业务科室汇报, 查明原因, 采取措施, 待瓦斯浓度降为0.5%以下方可放炮。炮后如果瓦斯浓度超过0.8%, 必须制订针对性措施, 否则不准进行第二次放炮。
5 效果分析
(1) 安全程度显著提高。采取综合措施后, 煤炮和喷孔夹钻现象明显减少。瓦斯含量降低。在正常生产中, 巷道中的瓦斯浓度一直稳定在0.2%~0.3%之间, 即使炮后也未超过0.5%。
(2) 施工进度明显提高。已15-31010机 (风) 巷施工采取综合措施后, 施工速度明显提高, 由实施措施前月单进40m左右, 提高到80m左右, 掘进效率提高100%。
摘要：介绍了1000m高突矿井防突及瓦斯综合治理, 包括地质前探、穿层抽放、高压注水、钻孔排放、高压磨料水力割缝、隔断抽放等技术措施及效果分析。
防突风门的防逆风装置设计 第11篇
防突风门是煤与瓦斯突出矿井的重要安全防护设施之一。当工作面发生煤与瓦斯突出时, 防突风门可以防止突出产生的高浓度瓦斯逆向流到新鲜风流中, 在一定程度上阻止了煤与瓦斯突出影响范围的扩大[1]。突出过程中瞬间涌出的高能量瓦斯流具有浓度高、来源充足的特点, 不但会向回风方向快速蔓延, 而且还会通过风门的水沟、风筒、刮板输送机道向进风方向快速蔓延, 从而波及其它用风地点。由此可以看出, 防逆风装置必须安全、可靠, 即防逆风装置动作时不会产生撞击火花, 自身坚固, 能有效地隔断瓦斯流。
为了有效地防止大型和特大型煤与瓦斯突出破坏防突风门, 一方面需要提高防突风门 (包括门扇、门框和门墙) 的构筑质量和承受冲击载荷的能力, 合理地选择风门构筑位置、门墙方位和风门数量, 另一方面需要完善过风门的水沟、风筒、刮板输送机道的防逆风装置[2]。由于该设施的特殊功能, 有关标准、规定上明确要求防突风门上严禁设置调节风窗, 过风门墙体的水沟、风筒及刮板输送机道设置防逆风装置。胶带输送机相对刮板输送机而言, 运输性能更好, 但存在不容易封堵漏风、断面大于0.4 m2的缺点, 严重影响防突风门的安全性能[3]。大多数煤炭企业防突风门只考虑水沟、风筒及刮板输送机道的防逆风装置设计。
防逆风装置作为防突风门的有效组成部分, 同样需要满足其等效静载荷0.6 MPa的承压要求。水沟、风筒及刮板输送机道的防逆风装置———逆止阀的铁板厚度不小于5 mm, 铁质硬风筒的铁板厚度3~5 mm, 木质门扇厚度不小于50 mm, 漏风间隙宽度不大于20 mm[4]。
运动物体猛烈撞击时, 大量的动能在局部或一个点转化为热能、释放出火花。对于突出后充满高浓度瓦斯的巷道空气环境而言, 撞击火花是灾难性的。设计防逆风装置, 可以从两方面考虑消除撞击火花, 即选用无撞击火花型材质作原料和受撞击部位选用吸能或缓冲材料。有色金属的无火花型材质有铍青铜和铝青铜, 如铍铜-25合金在含30%O2或6.5%~10%CH4空气中以564 J的冲击能、20次冲击均不会产生撞击火花, 但受以下因素限制:铍青铜、铝青铜材料昂贵, 加工工艺复杂, 后期维护中须清除撞击工作面腐蚀氧化物及杂物碎屑以防止第三物参与撞击, 其难以应用于防逆风装置[5,6]。木质材料有一定弹性及缓冲作用, 与其它材质构成的运动物体撞击不产生撞击火花, 可用于防逆风装置。
2 水沟防逆风装置
因水具有流动性, 当风门门墙两侧大气压悬殊较大时, 水沟内水被快速吹飞, 水封涵渠效果立即改变, 形成气流通道, 要达到较好的封闭、隔断效果, 可采取插板式防逆风装置, 如图1、2所示。对于防突风门而言, 能采用排水管排水就尽量不砌筑水沟。
1.插板;2.滑道固定座;3.角钢
1.安装支架;2.橡木销子;3.迎风小板;4.插板;5.滑道;6.风门墙;7.水沟
插板滑道制作完成后, 进行除锈、防腐处理, 滑道内喷塑。安装时插板、滑道垂直安装, 两侧滑道对齐、用水泥砂浆砌筑在水沟两帮, 要求插板上下提升自如。迎风小板与安装支架之间、销子与插板之间采用尼龙绳悬吊。当瓦斯风流作用于迎风小板时, 销子脱落, 插板落下, 起到了隔断风流的作用。
3 风筒防逆风装置
目前有个别生产厂家能提供不同直径的、带有防逆风装置的铁质风筒, 价格虽然较高, 但产品质量有保证。绝大多数矿井仍使用自加工的风筒, 加工时计算好下料尺寸后, 使用卷板机卷板成型, 再用样板校验、手工校圆, 工序较复杂。加工要点:活动半圆板周边要打磨光滑;半圆板与风筒之间活动间隙一致;限位钢圈撞击面附着橡胶垫牢固;在活动半圆板合页处加注润滑剂, 保证其活动自如。风筒防逆风装置如图3、4所示。
1.铁质风筒;2.防风筒脱节钢圈;3.限位钢圈;4.防逆风活动半圆板
1.活动半圆板;2.支撑弹簧;3.轴套管;4.轴;5铁风筒;6.内外固定螺帽
如巷道压力较大, 构筑风门时要采取加固措施, 事先在风门墙体预留风筒位置的上部采用工字钢或废旧轨道作横梁以提高墙体的抗压能力。安装风筒时, 除了注意安装方向外, 还需保证活动半圆板的轴处于铅垂线状态。使用过程中, 为确保防逆风装置安全、可靠, 应经常检查风门墙体状态以及风筒是否变形。风筒变形后直接影响活动半圆板的动作, 活动半圆板刮蹭到变形的风筒内壁会产生摩擦火花, 影响其安全性能, 轴变形则半圆板不能全部打开, 影响其可靠性。
4 刮板输送机道逆风装置
过防突风门的刮板输送机运煤通道如采用插板式防逆风装置, 不容易解决钢板与滑道之间因摩擦产生火花的问题, 故设计为外拍式防逆风装置。刮板输送机运煤通道断面一般不大于0.4 m2, 600 mm×500 mm (宽×高) 较为常见, 具体断面根据中部槽选择, 中部槽通常规格为1200 mm×420 mm×180 mm, 具体如图5所示。
1.固定拍板合页;2.拍板;3.墙体的运煤通道;4.加强扁铁;5.中部槽
采用松木制作拍板, 拍板厚度为50 mm, 外侧及四周边角包裹白铁皮 (贴风门墙体侧为内侧) , 内、外两侧采用20 mm×4 mm (宽×厚) 扁铁进行加固, 以满足承受冲击波的承压要求。配重吊桶采用排水水管加工, 下部焊接底板、上部开口, 内装砂子以调节拍板开启角度, 如图6所示。
1.定滑轮;2.安装支架;3.配重吊桶 (内配砂子) ;4.尼龙绳;5.拍板;6.风门墙体;7.刮板输送机运煤通道;8.刮板输送机中部槽
为了防止大块煤或矸石通过刮板输送机通道时破坏防逆风装置, 除及时分拣或破碎工作面出来的大块煤或矸石之外, 还要在防逆风装置前侧5~10 m处安装具有一定强度的限高装置。拍板抬起角度以满足正常情况下出煤为宜, 可按45°~60°设定拍板平面与铅垂面的夹角。
5 结论
安全、可靠的防逆风装置, 能够将突出过程中产生的高浓度瓦斯流隔阻在反向风门以内, 完善的防逆风装置不但能保证局部通风系统的稳定、将事故控制在尽可能小的范围内, 而且能降低突出后发生瓦斯爆炸的几率。
防逆风装置的设计方案既要结合矿井实际加工水平, 又要就地选材、节省投资, 满足后期维护要求。装置还要简单、耐用、可靠。自2013年9月以来, 永城煤电控股集团有限公司所属的煤与瓦斯突出矿井均推广了以上防逆风装置, 取得了较好的使用效果。
摘要：为了提高防突风门的质量、有效防止突出事故范围扩大, 基于防突风门的特殊功能, 分析了防逆风装置的安全性能要求, 结合井下现场实际情况, 分别设计水沟、风筒、刮板输送机运煤通道的防逆风装置, 并介绍了加工、使用过程中的技术要点。
关键词：煤与瓦斯突出,安全防护措施,防突风门,防逆风装置,装置设计
参考文献
[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.防治煤与瓦斯突出规定[M].北京:煤炭工业出版社, 2009.
[2]苗法田.矿井风门冲击变形特征及结构优化[J].安全与环保, 2013, 40 (2) :28-30.
[3]单智勇.防逆风装置及关键技术的研究应用[J].煤炭工程, 2009 (5) :102-104.
[4]李国军, 邓良泽, 王德全, 等.FM反向防突风门在古宋煤矿的应用[J].煤炭工程师, 1998 (3) :43-44.
[5]MT 1066-2008, 煤与瓦斯突出矿井反向风门设置技术条件[S].
