11采区轨道上山过煤措施(何识宽).doc

《矿井瓦斯防治技术》
课程设计

11采区轨道上山防突措施巷
防突安全技术措施

姓 名： 何识宽
学 号： 107
班 级： 通风09-1
指导老师：

2010年 12月 29 日

徐州建筑职业技术学院瓦斯防突措施课程设计

前 言
煤矿瓦斯是煤矿采掘空间及围岩内有害气体的总称，其主要成分为甲烷。煤矿瓦斯事故主要有三种表现形式：瓦斯燃烧与爆炸、瓦斯喷出及煤与瓦斯突出、瓦斯窒息。瓦斯局部积聚是瓦斯窒息和瓦斯燃烧爆炸的主要条件，煤岩层内赋存有大量高压瓦斯是发生瓦斯喷出和煤与瓦斯突出事故的主要条件，因而，防止局部瓦斯积聚、降低煤岩层内赋存的瓦斯量和瓦斯压力是预防瓦斯事故的关键，瓦斯抽采实际上就是主要为达到以上目的的最有效预防瓦斯灾害的治本之策。
瓦斯赋存及涌出的预测评价、煤与瓦斯突出危险性的预测评价、煤与瓦斯突出的发生发展机理等是煤矿瓦斯抽采和煤矿瓦斯灾害防治的技术基础，而且一直是没有得到有效解决的技术难点。提高预测评价的准确性和对煤与瓦斯突出机理描述的精确性一直是该领域科技和工程技术人员研究的重点。安全防护措施是最后的保险绳，一旦发生事故，也要设法避免或减少人员伤亡。所以，防治煤与瓦斯突出是预防瓦斯灾害工作的重中之重。本措施共分为六大部分，第一部分主要介绍矿井地理位置及其瓦斯情况。第二部分重点介绍了采煤工作面煤与瓦斯突出危险性预测。第三部分介绍了防突技术措施的方法、选择及技术要求。第四部是防突措施效果检验。第五部是安全防护措施。第六部分是结论与意见。本防突措施难免有不当之处，敬请广大读者予以批评、指导。

编 者
2010-12-26

目 录
1 矿井概况 1
1.1 井田位置与范围 1
1.2 矿井瓦斯情况 1
1.2.1 地质勘探期间瓦斯情况 1
1.2.2 瓦斯含量、瓦斯压力测定情况 1
1.3 煤与瓦斯突出史 2
1.4 巷道工程概况 2
2 突出危险性预测 2
2.1 预测方法及原理 2
2.2 预测钻孔布置 3
2.3 预测钻孔参数 3
3 防突技术措施 4
3.1 防突技术措施 4
3.1.1 多排钻孔排放瓦斯技术 4
3.1.2 预先抽放瓦斯 4
3.1.3 金属骨架 4
3.1.4 水力冲孔 4
3.1.5 水力冲刷 5
3.2 本上山防突技术措施的选择 5
3.3 措施技术要求 6
3.3.1 施工前的准备 6
3.3.2 施工要求 6
3.3.3 安全措施 6
4 防突措施的效果检验 7
4.1 防突措施效果检验方法及钻孔布置 7
4.2 效果检验结果 7
5 安全防护措施 8
6 结论建议与参考文献 9
6.1 结论建议 9
6.2 参考文献 9

1 矿井概况
1.1、井田位置与范围
义安矿业位于河南省洛阳市新安县正村乡，南距新安县城15km，东距洛阳市40km。是义马煤业集团所属的大型煤矿之一，设计年生产能力120万吨。
矿井主要技术经济指标：
矿井设计生产能力：1.2Mt/a、矿井服务年限：63.7a 、井巷工程量：18509m 、万吨掘进率：154m 、职工在籍人数 2642人、建井工期36个月。
1.2、矿井瓦斯情况
1.2.1、地质勘探期间瓦斯情况
义安矿业地勘期间共采集瓦斯煤样7个，全部采用解吸罐采取。25014孔因为采样不合格，不予采用。另外6孔野外解吸瓦斯含量分布不均，最小为160mL，最大为1204mL。2602孔位于断层附近，储藏条件较差，瓦斯容易逸散，其中甲烷含量全区最低为61.81%，其余各孔甲烷含量均大于70％，瓦斯采样分析结果见表1所示。由瓦斯试验成果来看，全矿井总瓦斯含量4.02-12.19m3/t，平均为7.22m3/t，全部处于沼气带、氮气沼气带的范围，且沼气带、氮气沼气带相互穿插，分带与深度关系不明显。本区游离瓦斯占全部瓦斯含量的41.86-93.55%，平均70.06%。
表1义安矿业地勘期间测定的二1煤层瓦斯含量
钻孔孔号
采样深度（m）
瓦斯成分
瓦斯含量(m3/t)
CO2
CH4
N2
2101
685.70-685.86
1.86
88.29
9.84
4.02
2108
975.00-975.15
2.79
92.19
5.02
7.74
2203
800.55-800.70
4.57
72.84
22.60
6.56
25015
856.58-856.73
5.68
79.55
14.77
6.46
2602
656.15-656.30
2.34
61.81
35.85
6.36
2802
548.65-548.80
1.84
95.57
2.59
12.19

1.2.2、瓦斯含量、瓦斯压力测定情况
根据河南理工大学与义安矿业合作研究的《洛阳义安矿业有限公司防治煤与瓦斯突出总体设计》报告。所测结果来看：可靠瓦斯含量在6.75-14.52m3/t之间，平均为9.8m3/t。其中二1煤层瓦斯含量为6.75-14.52m3/t；二2煤层瓦斯含量为9.40-9.76m3/t。
利用水泥砂浆和胶囊粘液封孔技术对二1煤层和二2煤层进行了瓦斯压力的测定，共测定了12个煤层瓦斯压力（其中二1煤层7个，二2煤层5个）。义安矿业二1煤层瓦斯压力为0.29-1.51MPa；二2煤层瓦斯压力为0.42-0.93MPa。
1.3、煤与瓦斯突出史
义安矿业自2003年筹建以来，迄今为止共发生了3次瓦斯动力现象（其中在二1煤层发生2次，二2煤层发生1次）。其主要情况如下：
2005年12月24日19:35分在东首采煤工作面揭开二1煤向前掘进时（首采煤工作面联络巷与车场交汇点处）发生了一次小型瓦斯突出，突出瓦斯151.3m3，突出煤炭15.92t，吨煤瓦斯涌出量为9.50m3/t。当时主要征兆是：顶板出现“咔、嚓”断裂声、煤炮声、煤尘大等。
2006年11月23日八点班，在东翼FD001(12011)工作面胶带巷二1煤层掘至61m处，巷顶托煤约1.5m，当用钎挖柱窝时，在12:07分时工作面前方出现煤炮声，工作人员马上撤退，边走边听到煤炮连续响十声左右，煤尘飞扬，探头报警，监测系统把双风机电源切断，工作面停风，人员安全撤出。当时压出煤量约20t，涌出瓦斯量约1000m3，吨煤瓦斯涌出量为50m3/t。煤清理后发现，在前方约有高1.5m，长2m的孔洞。
2007年1月4日7:24分在西轨大巷第二中部车场向西119m发生一次由于放炮诱导而引发的二2煤层煤与瓦斯突出，井下瓦斯探头大面积超限，未造成人员伤亡。根据井下实际测算，共突出煤量246t，突出瓦斯10432m3，吨煤瓦斯涌出量为42.41m3/t。根据现场情况，突出孔洞深约2m，抛出的煤破碎程度较高，含有大量碎煤和手捻无粒感的煤粉。突出前有响煤炮、煤尘大等征兆。
2007年经河南理工大学工程技术研究中心鉴定，义安矿业为煤与瓦斯突出矿井。

1.4、巷道工程概况
11采区轨道上山防突措施巷沿二1煤层顶板倾向掘进，11轨道上山揭二1煤点位于上13点(图1)，二1煤层揭开后首先：以方位45°沿二1煤层顶板掘进保证巷道顶板以下1.5m煤厚，进行消突，施工23.45m后，以方位315°、+5°坡度施工35.508m后，再以方位225°、±0°施工23.45m与11轨道上山贯通。巷道断面为梯形，采用12＃矿用工字钢梯形对子棚+锚网+锚索支护，工字钢对子棚棚距700mm（中对中），梁长3500mm，
腿长2800mm，扎角72°。
2 突出危险性预测
2.1、预测方法及原理
严格执行“预测—防突措施—效果检验—掘进”的循环作业，每个作业循环必须保留6m的措施孔超前距和3m的效果检验孔超前距。主巷每20m进行一次突出危险性预测（即预测钻场时同时预测正头），无论指标大小，均要采取防突措施。采取措施后，必须进行效果检验。在措施巷拐弯处及以后每隔20m施工巷帮钻场，巷帮钻场施工前必须进行突出危险性预测，指标不超时方可施工钻场；指标超标时必须采取防突措施。
11采区轨道上山防突措施巷掘进期间采用钻孔瓦斯涌出初速度法、钻孔钻屑量及钻屑解吸指标法进行突出危险性预测。
（1）钻孔瓦斯涌出初速度法技术原理：利用钻孔瓦斯涌出初速度法来预测煤巷掘进工作面的突出危险性，是通过测量钻孔瓦斯涌出初速度，与临界值相比较得出工作面前方是否有突出危险。该方法的核心技术在于钻孔瓦斯涌出初速度的测量。
（2）钻孔钻屑量法技术原理：这种预测方法是综合性的，因为同时考虑了工作面的应力状态、物理力学性质、瓦斯含量，及考虑了决定突出危险的主要因素。
（3）钻屑解吸指标法技术原理：用钻屑指标法进行防突措施效果检验，是在采掘面打检验钻孔，检验每个钻孔沿孔深每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标△h2是否超过临界值。
2.2、预测钻孔布置
1）在掘进工作面打3个直径为Æ42mm，深10～11m的预测钻孔，中孔沿掘进方向，两边孔的终点应位于巷道轮廓线以外3.5m处，见图2。
图2 预测钻孔布置三视图

2）中孔在2、4、6、8、10m处，边孔在2.5、4.5、6.5、8.5、10.5m处分别依次测定钻屑解吸指标（Δh2）和瓦斯涌出初速度（q）。
3）测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度0.5m，并做到封严不漏气，封孔气压不低于0.2MPa，测定工作在2 min内完成。
4）每米测定一次钻屑量（S）。

2.3、预测钻孔参数
瓦斯涌出初速度指标：q=4. 2L／min；
钻孔钻屑量指标：S=7.86Kg／m；
钻孔钻屑解吸指标：Δh2=270 Pa.
WFC---2型瓦斯放散初速度自动测量仪，其测量原理是先将制好的煤样称取一定的质量式样装入测量系统样杯中，在真空状态下脱气净化煤粒吸附表面后，充入高纯CH4，让其在近似大气压力状态下吸附CH4至饱和后，使其迅速解析CH4排到以预置好的真空系统中，测量其最初一段时间（10-60S）煤样放散甲烷形成压力，作为煤样的瓦斯放散初速度指标△P。
MD---2型瓦斯解析仪测得，瓦斯解析指标K值是煤屑脱落暴露大气中时，第一分钟内每克钻屑的瓦斯解析量，一般使用ATY型瓦斯突出预测仪或WTC型瓦斯突出参数仪。
表2 预测及效检指标临界值表
危险性
瓦斯涌出初速度指标(q)
钻孔钻屑量指标(s)
钻屑解吸指标(Δh)
有突出危险
qmax≥3.5L／min
Smax≥6Kg／m
Δh2≥200Pa
无突出危险
qmax＜3.5L／min
Smax＜6Kg／m
Δh2＜200Pa
基于以上鉴定数据结果，11区轨道上山属于有突出危险的区域。
3 防突技术措施
3.1、防突技术措施
3.1.1、多排钻孔排放瓦斯技术
多排钻孔排放瓦斯技术具有施工较简便、控制范围大的特点，以及较好的防突效果。多排钻孔概适用于急倾、缓倾斜煤层，也适用于水平煤层；即适用于薄煤层，也适用于厚煤层；即适用于一般突出煤层，也适用于严重突出煤层。根据钻具及实际情况的要求，不同的地质条件可以采用不同的设备。
3.1.2、预先抽放瓦斯
预先抽放瓦斯技术施工较简便、控制范围大，并且有较好的防突效果。根据钻具及实际情况的要求，不同的地质条件可以采用不同的设备，各种条件下的岩（井）巷揭煤均可采用此项技术。
3.1.3、金属骨架
由于金属骨架措施不能大量释放突出潜能，只能在一定程度上起到抑制突出发生的作用，所以，其预防突出的能力是有限的。金属骨架仅作为石门揭开突出危险煤层的一种预防突出的辅助配套措施，以防止上悬和两帮的媒体垮落而诱发突出。
3.1.4、水力冲孔
水力冲孔以石门揭煤时所留的一定厚度的岩住（穿层冲孔岩柱一般不小于5m）作为工作的安全屏障，向突出煤层打钻（在安全屏障内不允许冲孔），在穿过岩柱见煤后，通过钻头切削和用高压水激发喷孔，使煤层突出能量在可控制条件下缓慢释放。
3.1.5、水力冲刷
水力冲刷作为一种防突措施，经理论与实践证明是一种有效的防治突出的手段，尤其适用于石门揭开突出危险煤层。
3.2、本上山防突技术措施的选择
根据有效制约突出的发生，力求简单易于掌握的原则，把11采区轨道上山防突措施巷分为AB、BC、CD三段。
3.2.1、AB段防突措施
首先由施工队进行除碴，加强揭煤段巷道支护，采用人工装碴对揭开的岩层进行清理，同时进行卧底，使煤层外露1.5m。
采用小直径排放钻孔防突措施对揭煤地点进行第一循环消突，沿巷道掘进方向，在煤层中布置φ42mm小直径排放钻孔，控制巷帮8m，巷道正前15m，按钻孔面积占煤断面面积的3%计算，共需要施工120个钻孔，呈6排布置，每排20个，其排间距为0.25m，相邻钻孔间距为0.18m，布置参数见附表2布置方式如图3所示。
在过煤层中，第二循环及以后（即巷道进入全煤后）采用浅孔排放钻孔进行消突，钻孔孔径为φ89mm，控制巷帮8m，巷道正前11m。保证巷道内煤层厚度大于1.5m，施工1～33号孔。措施孔参数见附表3布置方式见如图4所示。
3.2.2、BC段防突措施
深孔抽放:
在11采区轨道上山BC段主巷内及左右帮共施工30个抽放钻孔，钻孔孔径Φ89mm，孔深为70m，其参数见表4，布置方式如图四。
巷帮钻场深孔抽放:
AB段施工至设计位置后向前施工3.5m作为BC段抽放钻场。在钻场内施工9个抽放钻孔，钻孔设计参数见表6，抽放孔控制巷帮8m，在巷道轴线方向上投影不得小于70m，抽放孔压茬在轴线方向上投影不得小于10m，抽放孔布置见图5。
抽放钻孔尽量布置在硬分层中(注:硬分层中不易塌孔,容易抽放)，每施工好一个抽放钻孔，必须立即封孔合孔抽放，封孔长度不小于6 m，封孔抽放后，每天由抽放人员测定一次抽放孔的负压、流量和浓度等参数，并填写在记录本上，向调度室、防突科汇报，保证抽放钻孔24小时持续抽放。
3.2.3、CD段及11采区轨道近煤巷段防突措施
巷帮深孔抽放:
在11采区轨道上山CD段主巷内及左右帮共施工87个抽放钻孔，钻孔孔径Φ89mm，孔深为35m，布置方式如图6。
巷帮钻场深孔抽放:
BC段施工至设计位置后向前施工3.5m作为CD段抽放钻场。在钻场内施工9个抽放钻孔，钻孔设计参数见表8，抽放孔控制巷帮8m，在巷道轴线方向上投影不得小于35m，抽放孔压茬在轴线方向上投影不得小于10m，抽放孔布置见图6。
抽放钻孔尽量布置在硬分层中，每施工好一个抽放钻孔，必须立即封孔合孔抽放，封孔长度不小于6 m，封孔抽放后，每周由抽放人员测定一次抽放孔的负压、流量和浓度等参数，并填写在记录本上，向调度室、防突科汇报，保证抽放钻孔24小时持续抽放。
3.3、措施技术要求
3.3.1、施工前的准备
1) 检查施工地点的瓦斯浓度,只有在瓦斯浓度小于0.6%才能进行施工。
2) 检查瓦斯报警断电仪是否完好，核对瓦斯探头显示的瓦斯浓度是否准确。若探头损坏或探头显示的瓦斯浓度误差较大，不得进行防突钻孔的施工。
3) 检查施工地点附近撤人的避灾撤人路线是否畅通，若不畅通必须清除所有障碍物后才能进行防突钻孔的施工。
4) 检查施工地点的煤壁煤层是否松软，若煤壁松软应背护好煤壁后才能进行防突钻孔的施工。
3.3.2、施工要求
1) 钻孔的孔间距、孔深、方位和打钻范围严格按钻孔设计进行施工。
2) 浅孔排放钻孔采用风煤钻和ZQS-65/2.5手持式气动钻机施工。
3) 钻机的操作严格按《钻机使用说明书》进行操作。
4) 钻孔现场记录表必须认真填写，记录详细，数据可靠。
5) 严格执行钻具检查制度。接钻杆时，必须在接完第一根后，再接第二根。
3.3.3、安全措施
1) 打钻现场必须悬挂一台便携瓦斯检测仪。
2) 打钻前要将孔口喷雾和全断面净化喷雾设置好，打钻过程中，要将其开启，并保证有足够的水量和雾化效果。
3) 钻进过程中，如发现煤岩松动、片帮、来压或瓦斯急剧增大、顶夹钻等现象时，应立即停止工作，撤出人员，并向矿调度、防突科及队值班汇报。
4) 打钻过程中，出现异常情况，应及时汇报矿调度、防突科及队值班。
5) 所有施钻人员必须佩带化学氧隔离式自救器，并会使用，严禁穿化纤衣服、携带电子表、烟草及点火器具进入施工现场，施工现场严禁拆卸矿灯。
6) 在施工过程中，钻孔周围1m处瓦斯浓度达到0.6%时，必须停止向前钻进，进行退钻或空转；瓦斯达0.8%时，必须停止工作，切断电源，因瓦斯超限而停电时，必须检查电气设备和施工地点附近20m范围内的瓦斯情况，只有在瓦斯浓度降到0.6%以下时，方可重新开钻。
7) 监测队每天对施钻地点及回风区域CH4 传感器进行调校、试断电，确保监控设备动作准确可靠。
8) 施钻期间，必须保护好各种管线和安全设施，施钻人员必须搞好安全自保，戴好防尘口罩和用好喷雾。
9) 施工过程中出现严重喷孔,并向矿调度室汇报。
10) 钻孔施工职工熟悉突出预兆，如出现：煤层层理紊乱，煤变松软或不均匀，煤变得暗淡无光，煤层厚度增大或变小，煤层倾角变陡，煤体干燥，有煤（岩）炮声，支架发出响声，煤（岩）开裂掉渣、片帮，煤层外鼓、煤（岩）自行脱落，煤层颤动，钻孔变形，垮孔顶钻，打钻时喷孔，瓦斯涌出忽大忽小，煤尘增大，气味异常，打钻时喷瓦斯、喷煤，发出哨声、风声和蜂声等突出征兆时，必须在班长的统一指挥下快速撤离施工现场，切断迎头及施工现场回风流的电源，汇报矿调度室。

4 防突措施的效果检验
4.1、防突措施效果检验方法及钻孔布置
AB段措施孔施工完毕释放瓦斯2小时后；BC段、CD段经抽放达标后，防突办采用q、S、Δh2三指标进行效果检验，效检孔控制巷帮3m，效检孔孔径42mm，孔数3个，其参数见表3、布置方式见图7。若指标不超时，允许掘进5m，保证留有3m的效检孔超前距，若指标超限，则按防突办要求补打措施孔，重新效检。
表3 主巷突出危险性效检钻孔布置参数表
孔 号
孔深(M)
距中线距离(M)
与中线夹角（度）
倾角（度）
1、3
8.5
1.5
24
0
2
8
0
0
0

4.2、效果检验结果
瓦斯涌出初速度指标：q=3. 1L／min;
钻孔钻屑量指标：S=4.6Kg／m;
钻孔钻屑解吸指标：Δh2=165 Pa.
基于以上鉴定数据结果，11区轨道上山突出危险已消除。

图7 校检孔布置图
5 安全防护措施
在掘进过程中，必须加强防突设施管理:
设置反向防突风门为了保证煤巷掘进时的安全，必须在掘进工作面的进风侧建造反向防突风门。反向风门的位置及数量,11采区轨道上山和11采区胶带上山联络巷各建两组正反向风门，每组正反向风门为两道正向风门和两道反向风门组成。反向风门的建造要求,风门墙采用砖和水泥砂浆砌筑，墙体嵌入巷道周边岩石的深度不小于0.2m，墙体厚度顶部最薄处不小于0.8m。两道风门之间的距离不小于4m。风门墙体上安装风筒逆风装置;压风自救系统 ,在距掘进正头25～40m的巷道内及放炮地点，各安装一组（15个压风自救装置）。自开口随着巷道的掘进，每隔50m安装一组（5个）压风自救装置。远距离放炮地点安装一组15个压风自救装置及直通调度室的电话。压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。压风自救系统由使用单位进行安装和管理;避难硐室在11区轨道上山左帮、11区轨道胶带上山联络巷开口向里130m处已施工一个避难硐室。硐室为半圆拱形断面，锚喷支护，墙高1.3m，净宽3.4m，净高3m,每个避难硐室安装一个1.1m（宽）×1.48（高）的风门，风门墙体厚度为0.5m，风门向外开启，可开启到紧贴巷道避，风门一侧预留2个Φ108mm的穿墙管,硐室内安装一组压风自救装置（15个压风自救袋组成）、安装一寸水管一个和一部直通调度室的电话;远距离放炮,在采取防突措施和效果检验后，突出指标不超限时，可以向前掘进，掘进过程中，严禁使用风镐手镐落煤及耙矸机耙煤，必须采用放炮掘进，放炮时为了防止煤与瓦斯突出，必须采用远距离放炮。放炮地点在11采区轨道上山防突风门外，撤人及放炮把口地点，放炮前，由跟班队长负责安排人员将11区轨道上山所有人员撤至11采区轨道上山防突风门外。警戒地点如下，11采区轨道上山防突风门外，11采区轨道胶带联络巷防突风门外11采区胶带侧。警戒人员必须把11区轨道上山及联巷内的所有人员全部撤到警戒地点以外的安全地点，并在警戒地点拉警戒绳、挂警戒牌，严禁任何人员进入爆破地点，距爆破地点距离大于300m。停电地点：放炮前，由跟班队长负责安排将11采区轨道上山及其回风流内的所有非本安型电器设备电源全部停电；突出应急措施，加强工作面瓦斯检测，设专职瓦检员，经常检查工作面瓦斯浓度，掌握突出预兆，当发现异常情况时，立即停止工作面作业，并协助班（组）长立即组织人员快速佩戴自救器按避灾路线撤离危险区或进入压风自救袋内，见图8避灾路线图。

6 结论建议与参考文献
6.1、结论建议
1）巷道掘进过程中严格落实防突措施，遇到地质构造时及时补充防突措施。
2）BC段掘进长度地测科控制标高，当巷道底板与11轨道底板同时标高时，停止向前掘进，施工CD段。
3）当掘进距离安全硐室大于300m时，可在安全硐室起爆，警戒地点按措施执行。
4）效检指标超标时，防突办下发补打措施参数表。
6.2、参考文献
[1] 张铁岗.防治煤与瓦斯突出规定 [M].北京:煤炭工业出版社,2009.
[2] 国家安全生产监督管理总局.煤矿安全规程 [M]. 北京:煤炭工业出版社,2006.
[3] 俞启香.矿井瓦斯防治 [M].徐州：中国矿业大学出版社，1992.

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