孟庄煤矿瓦斯治理现场会交流材料(终稿)([1].3.23)资料

1、瓦斯治理现场会交流材料孟庄煤矿为深入贯彻落实皖北煤电集团公司 20082008 年 1212 月 1212 日瓦斯治 理现场会精神，着力构建瓦斯治理“十六字”工作体系，把瓦斯治理攻 坚战向纵深推进，我矿坚持“一通三防”重中之重，以杜绝“一通三防” 事故，实现“瓦斯零超限”为目标，狠抓现场管理，强化落实兑现，不 断改进创新。现将瓦斯治理的主要工作汇报如下：“三位一体”的组织机构1 1成立瓦斯地质办公室 为提高我矿瓦斯钻探工程质量和工作效率，确保瓦斯治理任务 落实和治理效果， 使治理工程设计与施工组织落实及过程监督考核工 作既分工明确，又有机协调配合，从 20092009 年 8 8 月份开始，我

2、矿紧密 联系矿井实际， 积极探索适应矿井瓦斯治理发展需要， 逐步形成具有 孟庄煤矿特色的瓦斯治理流程体系。 通过机构的不断整合优化， 明确 了各单位职责， 提高了瓦斯治理力度， 结合我矿实际情况对机构进行 进一步的调整，即撤销掘进一区，将掘进一区更名为防突区，下设防 突掘进队和钻机队； 原防突区更名为防突瓦斯地质办公室 （简称防突 办），下设瓦斯地质办公室和瓦斯抽排队，为加强瓦斯地质工作，把 原防突区技术室与技术科地质组合并成为瓦斯地质办公室， 从而形成 了防突办、防突区和通风区的“三位一体”瓦斯治理的组织机构。瓦斯地质办公室主要是进行工程设计和钻探验收，钻机队主要是进行打钻，防突掘进队主要是

3、进行防突掘进和石门揭煤工作瓦斯地质办公室由矿总工程师分管；钻机队和防突掘进队由生 产副矿长分管。总工程师负责组织钻探工程的设计、计划与审查审批工作，主 持工程的验收与考核。 生产副矿长负责钻探工程、 措施的实施及现场 管理与协调工作。通风（地测）副总协助总工程师搞好钻探工程的设 计、计划、验收与考核，具体负责钻探工程的“日兑现”与分析工作。2 2防突区与防突办的职能关系 防突区属于生产部门，防突办属于监督考核部门； 防突办主要是负责瓦斯治理工程计划和设计，防突区主要是 负责瓦斯治理工程的施工落实； 防突区主要是完成治理工程任务，防突办主要是进行验收考 核；3 3防突区与防突办的主要职责防突办的

4、主要职责 钻探工程的设计及计划安排； 安全技术措施的审批； 钻探工程施工过程监督； 钻探工程钻孔验收及考核； 钻孔资料统计分析建档； 突出危险性预测预报和防突措施的效果检验等。防突区的主要职责 钻机队的管理和人员培训； 安全技术措施编制； 钻探工程的施工管理和设备维修； 钻孔的现场定位、施工及封孔工作； 掘进工作面内的瓦斯泄放孔、效果检验孔及煤层注水孔的施工； 现场安全技术措施的落实及突出区域煤巷掘进及石门揭煤 工作； 防治水工程钻孔的施工与封孔等工作。4.4.其他相关职责 瓦斯地质办公室主要负责：钻探工程的设计、施工监督、验 收和钻孔资料分析建档、突出危险性预测预报和防突措施的效果检 验。

5、瓦斯抽排队主要负责：抽放管路安装，钻孔合茬抽放及瓦斯 抽放工作。 防突钻机队主要负责：钻孔的现场定位、施工与封孔；负责 防治水工程钻孔的施工与封孔， 负责现场安全技术措施的落实和设备 维修。 防突掘进队主要负责：掘进工作面内的瓦斯泄放孔、预测预 报和效果检验孔、 煤层注水孔的施工， 负责现场安全技术措施的落实 及突出区域煤巷掘进工作。 通风区主要负责：瓦斯泄放钻孔、预测孔及注水孔验收。5.5.钻探考核体系的调整及成效 新体制建立以后，进行了绩效考核体系的调整，将钻孔施工与 钻孔设计验收相分开，各单位之间既相互联系、又相互制约，提高了 工效，杜绝了弄虚作假现象。按照内部市场化运作，防突区钻机队实

6、 行钻尺计资分配制，防突区掘进队实行掘进进尺加泄放钻孔钻尺计 资，防突瓦斯地质办按照抽放量计资， 此种考核办法大大提高钻孔施 工质量及瓦斯治理效果， 避免了以往钻机队由于监督验收不到位， 瓦 斯抽放效果不好， 掘进队以追求掘进进尺， 造成瓦斯治理钻孔施工不 到位等现象的发生，给瓦斯治理造成重大隐患。根据新的管理模式，我们按照每月钻尺和进尺及抽放量分配区 队工资，区队根据员工完成的工作任务、施工工程质量及职责划分、 个人工作能力等进行合理分配薪酬。从而引导员工重视个人技能的提 高，加强工程质量的验收，让员工更能合理的运用工作时间。如瓦斯 地质办公室负责瓦斯治理、地质探查及水害防治钻探工程的设计、

7、 计 划、验收、考核、安全措施的审批、资料搜集与分析建档工作。防突 区钻机队负责瓦斯抽采各类钻孔及岩巷内地质探查孔、超前探查孔的施工与封孔；负责防治水工程钻孔的施工与封孔， 负责现场安全技术 措施的制定与落实，参与设计、措施的审查与审批。按照内部市场化 考核的单位更加注重员工的能力和时间的合理化运用，将员工的薪酬与工作绩效相互衔接。员工只有加强自身技术的完善，提高自身素质， 合理运用班中时间，提高钻尺效率，才能获得更高的薪酬，大大提高 了员工的工作热情。自新模式运行以来，要求瓦斯地质办结合地质专业人员下井掌 握的情况，每天制定出掘进巷道迎头素描图及报表， 并上报总工程师 审阅，另外，加强了钻探

8、进尺的验收工作，现在所有钻孔终孔时必须 由瓦斯地质办人员现场采用提钻数钻杆进行验收，在施工钻探钻孔时每班都有地质人员现场跟班进行现场资料的收集。根据收集的地质资料，瓦斯地质办组织人员，及时对资料进行分析，于当天下午的兑现 会上进行汇报。根据已施工的钻孔资料情况分析，及时对未施工的抽 放钻孔参数进行调整。我矿根据在瓦斯治理中存在的问题， 组织技术人员进行攻关，并 取得一定成果，如自动放水器、一孔两用技术等改进。根据钻孔资料 的收集、归档、分析、终孔报告等一系列的流程，使得施工抽放的钻 孔能到达预计位置，使煤层原始瓦斯得到释放，保证了掘进巷道区域 瓦斯得到合理的抽放。原组织机构管理模式流程图新组织

9、机构管理模式流程图抽排队瓦斯地质办坚持以钻探工程、瓦斯抽放、安全监控及地质为主体的“四位一 体”瓦斯日分析例会，即每天下午由矿总工程师主持召开，通风副总 负责点名考核，通风区和防突办及钻机队管理人员参加的“一通三防” 会议。（一）主要内容1.1.通风值班汇报当天安全生产情况，主要包括：采掘工作面 通风瓦斯情况（包括变化及异常情况）；采掘工作面的放炮及煤层 注水情况；工作面过断层、揭煤及巷道贯通等。2 2 .通风监测队汇报安全监控系统运转情况，主要包括：安全 监控系统的运转情况；监控设备的安装和拆除；监控设备的检修 与维护；监控设备运行故障分析。3 3 .防突办值班汇报当天安全生产情况，主要包括

10、：抽放情况 及效果分析；防突预测校检情况。4 4. .瓦斯地质办汇报当天各掘进迎头地质和进尺情况，主要包括:迎头煤、岩层情况及分析；巷道进尺情况及设计和剩余工程量； 当天打钻地点钻孔验收情况，并分析煤层赋存情况。5 5 .钻机队汇报打钻地点计划进尺和完成情况，主要包括：打钻地点计划进尺和完成情况；打钻过程中出现的问题（包括打钻时 出现顶钻、吸钻、夹钻、喷孔等）。6 6 .当天下井人员汇报在井下发现的其他问题及处理意见和解决 办法。7 7 .工程技术人员汇报当天瓦斯治理工程设计，规程措施的编制审批及贯彻落实情况8 8对当天安全生产情况进行集体分析（如瓦斯、监控、打钻、 抽放等），并对存在的问题提

11、出针对性的办法及措施意见，最后由会 议主持人确认以及安排落实解决。9 9需要解决和安排的其他工作。（二）主要分析会议主要分析内容有瓦斯动态日分析 、监控运行日分析 、 钻孔施工日兑现 、瓦斯抽放日闭合 、抽放效果周分析 、钻孔 施工周安排、钻孔施工周总结、瓦斯地质日分析及巷道岩性 日分析 等，同时形成 孟庄煤矿“一通三防“综合信息日报，并将相 关内容及时在矿内信息网上进行发布。掘进工作面“六孔八步”防突措施为切实加强突出防治工作，认真落实两个“四位一体”的综合防突措施，提高打钻和抽放效果，增强防突效果，确保突出危险 性预测的准确性，实现安全生产。我们在W317317机巷掘进防突措施上，通过不断

12、总结分析，形成了我矿掘进工作面“六孔八步”的综合治 理防突技术。1 1 .底抽巷穿层钻孔一般底抽巷布置在距3 3煤层法线距离保持252530m30m，平面距机 巷20m20m，每15m15m施工一钻场，钻场规格一般为长X宽乂高=4.0m4.0m d.Omd.Om X3.Om3.Om。钻孔控制范围为巷道轮廓线外15m15m以上，在机巷上下5m5m范 围内按5.0m5.0m X5.0m5.0m网格式布置，其余按5.0m5.0m XO.OmO.Om网格式布置， 钻场内一般沿倾斜方向布置钻孔 6 6个，钻孔孔径一般为 113mm113mm，钻 孔均穿过3 3煤顶板0.5m0.5m以上。10-TV317

13、工作面V”轨道石门IV 317工作面穿层钻孔布置图C117#钻场G95#钻场3#钻场G51#钻场C3G1G6C22.2.区域效检区域校检规定：穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施 进行校验时，在煤巷条带每间隔 3030 50m50m至少布置1 1个检验点，测 定煤层残余瓦斯压力。实际布置：煤巷在穿层钻孔掩护下，每间隔 30m30m在钻场内布置 一个检测点，每个检测点布置两个测压钻孔，测定煤层残余瓦斯压力。区域效检检测点布置图13#钻场11#钻场钻场102.6m5#2#2.6m2.6m6#1#2.6m_#2.6 m0#33mV 317机巷2.6m亠8#9#50m3.3.机巷顺层抽放长钻孔（区

14、域验证）为了验证底抽巷穿层钻孔消突效果、探测地质构造、观察突出 预兆、抽放瓦斯，在巷道迎头施工 1111个顺层长钻孔并抽放瓦斯，孔 深一般505070m70m。在钻孔施工时选其中三个孔测定 K Ki值和少2,判定有无突出危 险，并在钻孔施工期间观察有无突出预兆。钻孔施工好一个合茬抽放一个，待单孔瓦斯浓度降到10%10%时方可循环预测进尺。每进尺循环留有不少于 10m10m的超前距。4.4.突出危险性预测孔为进一步验证有无突出危险，采用循环预测方法进尺，即在迎 头施工3 3个直径为42mm42mm，孔深10m10m的钻孔，钻孔控制在巷道轮廓 线外4m4m ,采用钻屑瓦斯解吸指标法，测定瓦斯解吸指

15、标 心、Ah h2、S S 值，判断有无突出危险性，每预测循环留有不少于 4.5m4.5m预测孔深超 前距。IV 317机巷预测钻孔平面布置图V 317机巷抽放钻孔布置图预测钻孔平面图V 317机 巷5.5.局部防突措施卸放孔当预测为突出危险工作面时，必须在迎头施工1212个1212米的超前卸放钻孔，并进行挂网抽放瓦斯。6.6. 效果检验孔执行局部防突措施后，必须施工效果检验钻孔，进行校检V 317机巷效果检验钻孔平面布置图11# 10#7 7#fr42m#fr42m 鮮三!多 ：# I 1/1/IV 317机巷卸压钻孔平面布置图1#2#3#4#5#6#7#9#110#11#12#=8#2mV

16、 317机 巷IV 317机巷卸压钻孔断面布置图V 317机巷效杲检验钻孔断面布置图IV 317机巷瓦斯治理加强孔平面布置图1600mm18uumm7 7 .炮前瓦斯治理加强孔（兼浅孔高压注水）为防止炮后瓦斯超限，每次放炮前，必须在迎头施工 1212个8 8米 的瓦斯治理加强孔，并进行高压注水。8 8.远距离放炮采取以上措施后，方可远距离放炮掘进。炮眼布置图1#/ 2#3#4#V 317机 巷V 317机巷瓦斯治理加强孔断面布置图|,f1訂i -I315 底抽巷!IV 315工作面顺层孔抽放布置图通过各项措施的落实，自施工以来，没有出现瓦斯动力现象及瓦斯涌出异常等现象，确保了进尺的安全。采煤工

17、作面“八联并抽”抽采技术通过在W 315315回采工作面瓦斯抽放技术及治理方法上， 经过不断 总结分析完善和创新，形成了我矿采煤工作面“八联并抽”的瓦斯综合 治理抽放技术。1.1.机风巷上下顺层孔抽放原理是利用顺煤层钻孔区域预抽本煤层瓦斯，降低煤层瓦斯含 量，降低突出危险性，确保采煤工作面的安全回采。方法是在底抽巷穿层钻孔未控制的区域，在风巷下帮和机巷上 帮及切眼沿回采方向每间隔5m5m施工一个本煤层钻孔进行瓦斯抽放， 钻孔直径一般为94mm94mm ,水平角与巷道夹角依次9090 和6565，垂直角 与煤层倾角一致，上下钻孔压茬在 10m10m以上。2.2.底抽巷穿层钻孔抽放穿层钻孔是在底抽

18、巷钻场内向工作面施工抽放钻孔，预抽煤层 瓦斯，工作面回采期间继续抽放。穿层钻孔是在煤层底抽放巷钻场内向工作面施工抽放钻孔，预3.3.风巷高位钻孔抽放高位钻孔是在风巷内向煤层顶板施工的钻孔， 高位钻孔瓦斯抽放 又称顶板裂隙带抽放，主要作用以工作面回采采动压力形成的顶板裂 隙作为通道来抽放工作面煤壁以及上隅角涌出的瓦斯。根据回采工作面矿山压力规律的研究，煤层随工作面回采，在工作面周围将形 成一个采动压力场，采动压力场及其影响范围在垂直方向上形成三个 带，既冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在水平方向上形成三个区，既 煤壁支撑影响区、离层区和重新压实区。在这个采动压力场中形成的 裂隙空间，便成为瓦斯流动通

19、道，通过钻孔内的负压 ，加速了瓦斯的 流动, ,使得高位钻孔能够抽出瓦斯，并且大大超过本煤层瓦斯的抽放 量。高位钻场一般按2525度上坡施工5m5m后，再施工5m5m平台，钻场 规格为长X宽X高 =10.0m=10.0m M.OmM.Om X3.0m3.0m。在每个钻场内采用 Z-2300-2300型全液压钻机向工作面方向施工 1010个孔径150mm150mm、孔深5050110m110m 钻孔，钻孔压茬一般在3030米以上。终孔位置水平方向控制在工作面 风巷往下0 040m40m处，垂直方向控制在煤层顶板上方 8 815m15m处。孔 口间距不得低于500mm500mm ,距底板不得低于1

20、.0m1.0m。在钻孔施工完成后， 对其下孔径巾63.5mm63.5mm的PVCPVC管。IV 315工作面风巷高位钻孔布置图IV315X 巷100m5mt 15m6m6m6m6m2#6m50m4.4.风巷下帮辅助钻孔抽放风巷下帮辅助钻孔抽放主要是弥补钻场钻孔接替时抽放效果不 佳，即在工作面过钻场期间，在风巷下帮向煤层顶板施工的钻孔，抽 取采空区的瓦斯，确保过钻场期间回风流瓦斯浓度与正常回采期间回 风流瓦斯浓度处于平稳状态。在高位钻场前后151520m20m的范围内施工施工4 4组辅助边孔进行 抽采，每组3 3个钻孔，终孔位置水平方向控制在工作面风巷往下 0 0 40m40m处，垂直方向控制在

21、煤层顶板上方 8 815m15m处。钻孔施工完成 后，对其下孔径巾63.5mm63.5mm的PVCPVC管。5.5.上隅角插管抽放为了有效解决上隅角局部地点瓦斯积聚问题，在上隅角采用插 管抽采技术，插管采用2 2分钢管加工而成，长度2m2m，末端500mm500mm 加工成花管，中间采用 19mm19mm刚编管与抽放管路多通连接进行抽放， 上隅角局部瓦斯较大地点，利用插管通过上隅角封堵编制袋插入采空 区较大地点（花管段全部插入采空区，以防插管抽空气影响抽放效果） 进行抽放，降低了上隅角瓦斯浓度，确保回采工作面的安全生产。主抽放管路风巷一6.6.风巷上帮钻场埋管抽放原理是由于瓦斯密度比空气密度小

22、，瓦斯会上浮漂移，并随着 工作面扩散风集中涌向工作面采空区， 造成工作面上隅角和回风流中 瓦斯浓度较高，易于积聚，仅靠增加工作面配风量来降低工作面上隅角和回风巷的瓦斯浓度是十分困难， 为了改变上隅角瓦斯流场，在风 巷上帮沿煤层倾向施工钻场，在钻场的最高处埋设一个横花管， 随着 工作面的推进钻场进入采空区，使上隅角高浓度瓦斯积聚在钻场内， 利用抽放通过花管把钻场内瓦斯抽出， 对上隅角瓦斯起拉动作用，从 而减少上隅角瓦斯涌出量，为了保证钻场与钻场之间连续抽放， 在钻 场与钻场之间施工抽放穿透钻孔， 通过多通进行合茬抽放；确保上隅 角无超限点，降低了上隅角瓦斯浓度，确保采煤工作面的安全生产。方法是在

23、风巷上帮切顶线外 3m3m沿煤层顶板施工规格宽x高x深 =1.6m=1.6m X2m2m X5m5m钻场，随着工作面推进循环施工，钻场中对中6m6m ,采用液压单体配合半圆木支护，刚性风筒导风，钻场施工好后，首先 钻场与钻场之间，施工6 6个穿透钻孔，孔径65mm65mm，在每个钻孔内 下63.5mmPVC63.5mmPVC套管，套管长度不低于 6m6m，并用聚氨酯封孔，套 管外通过多通与抽放管路连接；在钻场的上部埋设一横花管，为防止 钻场进入采空区后花管脱落影响抽放，横花管固定在钻场的支架上， 然后用V V型支架支撑，横花管埋设好后，钻场内的单体用木支柱替换 掉。随着工作面的推进，钻场进入采

24、空区，花管与抽放管路合茬抽放。钻场平面示意图为解决钻场即将进入工作面上方时，造成钻场内积聚高浓度瓦 斯。采用在钻场顶部吊管与抽放管路合茬抽放， 利用抽放负压把高浓 /7 7.咼位钻场吊管抽放抽放连接管I度瓦斯抽出，从而达到有效处理钻场即将进入工作面上方时，造成钻 场内积聚高浓度瓦斯问题。方法是在高位钻场顶部利用锚杆悬吊抽放横花管，花管用6 6寸钢管加工，花管长度2m2m，钻场距工作面2m2m时，钻场外口用编织袋 装煤封堵后，利用抽放软管与抽放管路合茬抽放有效解决工作面过钻 场期间瓦斯问题。采用高位钻场吊管瓦斯抽采技术后，主要效果有：过钻场期 间钻场附近瓦斯浓度基本无变化。如从W 315315工

25、作面过3#3#钻场开 始，钻场附近无瓦斯超限点出现。过钻场期间回风流瓦斯浓度与正 常回采期间回风流瓦斯浓度处于平稳趋势。8 8.钻孔穿透钻场抽放方法是在高位钻场与高位钻场之间施工 3 3个穿透钻孔，终孔位 置落在钻场平台顶部，水平方向上均匀落在钻场 5m5m平台范围内；在 过钻场前，穿透钻孔与直径巾200mmPVC200mmPVC管路连接利用移动抽放系 统进行抽放。主要是解决钻场即将进入工作面上方时的瓦斯积聚问 题。高位钻孔穿透钻场布置图IV315315工作面通过采用“八联并抽”综合抽采措施，工作面瓦斯抽 采率达到 7070以上。煤层底板抽放巷的综合利用技术安徽省煤矿瓦斯治理规定第 2121

26、条和安徽省构建煤矿瓦斯 综合治理工作体系实施办法第 1313 条规定 : : 突出危险区域煤层掘进 必须实行岩巷预抽掩护， 岩巷超前 100m100m ，预抽时间不得少于 4 4 个月； 回采工作面形成后， 施工回采范围的煤层网状钻孔预抽煤层瓦斯， 预 抽时间不得少于 6 6 个月。这也就确定了煤与瓦斯突出规定第 4545 条规定的“顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯”的区域防突措施不允许在 安徽省内使用。采用穿层预抽条带煤层瓦斯的区域防突措施，也必须符合安徽 省的规定：区域效果检验必须按煤与瓦斯突出规定第 5252 条采用 直接测定残余瓦斯压力或瓦斯含量，一次效果长度不少于 60m60m ，检 验

27、有效范围必须超前煤层掘进工作面大于 20m20m 且岩巷超前煤巷工作 面不少于 100m100m 。按照这个要求，我矿先施工一条岩石底板抽放巷以掩护煤巷掘 进，通常情况下，岩石底板抽放巷仅用作掩护巷道掘进，其使用效率 低下， 通过分析研究与实践， 在采取一定措施后能够对底板抽放巷进 行综合利用，从而达到“一巷多用”的综合利用效果，以提高巷道的使 用效率，下面就是我矿 IV315IV315 机巷底抽巷的综合利用情况。1 1 穿层钻孔进行煤巷掘进掩护煤层底板抽放巷的主要作用是对煤层掘进实行预抽掩护，通过 在其中布置钻场和施工穿透煤层的钻孔，并连网对煤层瓦斯进行抽 放，以达到消突掩护掘进的目的。2

28、2.底抽巷穿层钻孔煤层探查在底抽巷及钻孔施工过程中，我们可以通过对每个钻孔的资料 进行认真收集和及时分析，从而对煤层的变化和可能出现的地质构造 作出准确的判断和预测，为设计和施工决策提供依据。我们正是基于 对在W 317317工作面机巷底抽巷和切眼底抽巷钻孔施工过程中大量钻通常清况下，一条底抽巷及其钻场施工结束后，为保证其后路 钻孔的施工、抽放系统的建立检查维护、被掩护巷道的施工甚至工作 面的回采，往往底抽巷仍要保持长期的局部通风状态， 为解决通风与 瓦斯管理问题。我们就利用了其上区段底抽巷（即W 315315工作面机巷 底抽巷）使上下区段两条底抽巷实现贯通， 这样就不仅解决了机巷底 抽巷和中

29、间底抽巷的通风问题，同时也解决了 W 315315工作面机巷底抽 巷的通风问题。4 4.利用底抽巷超前施工风巷和切眼及提前预抽问题对于突出矿井的生产来说，最突出的问题莫过于接替问题，因 受瓦斯管理的限制，掘进单进较低（往往很难突破5050米），同时要求 回采工作面形成后，必须施工回采范围的煤层网状钻孔预抽煤层瓦 斯，且预抽时间不得少于6 6个月，因而造成矿井接替的紧张，而紧张 的接替局面往往使矿井的管理者在决策时不能给瓦斯管理留下很充 裕的时间空间，反过来又影响到瓦斯的治理效果， 从而对掘进施工造 成更大的影响，如此恶性循环，使矿井生产接替陷入被动。对于我们 这个衰老矿井来说，单一的采区生产，

30、接替问题尤为突出。为此，我 们通过认真的分析研究，决定在W 315315工作面机巷底抽巷设计施工一 条联络巷（W 317317风巷联络巷）进入W 317317工作面风巷位置，并利用 此联络巷作运输系统，先施工W 317317沿风巷里段和切眼及本煤层网状 钻孔，提前对煤层瓦斯实施预抽。这样无论是掘进施工还是煤层瓦斯 预抽时间上都比较富余，按现有的施工管理水平，工作面接替时间起 码可以提前8 81010个月。当然，这样需要增加一条长度约为 5050米联 络巷的工作量，不过此联络巷在工作面回采时还可以被再利用，另外这样的设计也有利于施工组织，一个施工队可以安排两个工作面进行 交替作业，大大优化了劳动

31、组织，提高施工单位的进尺水平。5 5.利用沿空留巷实现“Y Y”型通风为在下区段W 317317工作面回采时实现“Y Y”型通风，利用上区段W 315315机巷底抽巷及其W 317317风巷联络巷作为专用回风巷。我们在设计 IV 315315工作面机巷底抽巷与W 317317风巷联络巷时，把W 317317风巷联络 巷进入煤层的位置作为W 317317工作面的切眼拨门位置，在V 317317工作 面回采时进行风巷沿空留巷，从而实现Y Y”型通风通风系统。IV 317工作面Y型通风布置图V 315机巷底抽巷V 315机巷V 317中间底抽巷V 317机巷底抽巷U型棚支护沿空留巷技术1 1.W 3

32、15315工作面概况IV315IV315工作面位于IV-1IV-1采区南翼，上界标高-551.1m-551.1m ,下界标高 - -617.2m617.2m。工作面走向长约698m698m，倾向长147m147m，吨，本工作面煤层 厚度1.9m1.9m4.0m4.0m，平均煤2.5m2.5m，倾角1717 -23-23。，平均倾角2020。，可 采储量为33.8733.87万，煤层赋存较稳定，结构较简单，两巷均为2525型U U型棚支护，跟煤层顶板施工，巷道设计断面为宽X高 =4.0=4.0疋.8m.8m , 棚距0.6m0.6m，工作面采用走向长壁后退式回采，爆破落煤，单体液压 支柱配合铰接

33、顶梁支护顶板，“三四”硐管理全部垮落法处理采空区。附图1:IV 315、W 315工作面平面布置图及煤岩层柱状图2 2 .沿空留巷的技术分析为解决工作面接替问题，减少巷道掘进量，决定在V 315315工作面 探索性的实施了沿空留巷技术。沿空留巷的地质分析V315315机巷巷道支护状况总体较好，为保证支护措施的针对性， 留巷前对机巷的顶、底板岩层状况进行进一步探查（具体见附图2 2）, 为采取，经查直接顶为灰色泥岩，厚 2.82.84.8m4.8m，岩性均一，工作面 回采时能随采随落，极易冒落，基本顶为灰色细砂岩，厚2.52.54.2m4.2m , 岩层坚硬，周期来压步距为202030m30m，

34、底板以泥岩为主，遇水膨胀。附图2:i二二 一一 - 一一-沿空留巷的矿压分析根据矿压理论：采动影响所形成的支承压力是使巷道变形的直 接原因。工作面回采过程中，采空区上方岩层重量将向采空区周围新 的支承点转移，从而在采空区四周形成支承压力带（见附图3 3），按其对巷道的影响程度可将采动影响分为三带，即超前采动影响带、剧烈采动影响带、采动影响稳定带。其中超前采动影响带，其范围根据 顶板性质、采深、采高等因素的不同，一般为工作面向前0-20m0-20m，有时甚至可达30m30m，该影响带内巷道围岩的变形、移动和破坏主要是 由工作面超前支承压力和沿倾向支承压力叠加作用引起的（见附图 3 3）。随着工作

35、面的推进，采动影响越来越剧烈，便进入采动剧烈影响 带，一般为工作面后方5 560m60m，该影响带内巷道围岩强烈变形、移 动和破坏，这主要是由于采空区顶板冒落，巷道上方顶板暴露，从而 形成一端固定在留巷及其下帮煤体上的悬臂梁，这种“梁”在自重及上 覆岩层的作用下，发生明显的弯曲，原来顶板被挤紧的裂隙可能张开， 岩块之间产生相对滑移，致使顶板发生下沉甚至于垮落，造成留巷断 面急剧缩小，支架严重损坏，该带内留巷变形形式主要以旋转变形为 主（见附图4 4）,表现为巷道采空区侧顶板下沉量大于巷道的煤壁侧。 当巷道经受剧烈变形后，巷道上方岩层相互位置和力学状态得到调 整，岩层逐渐平衡，采动影响逐渐变小，

36、开始进入带动影响稳定带， 一般在工作面后方60-100m60-100m以后，采动影响稳定带顶板下沉速度一般比采掘巷道稍大一些，其顶板运动特征以平行下沉为主附图3：附图4：3 3 .沿空留巷方案的制定根据上述矿压分析和W 315315工作面的围岩特性及原支护状况，巷 道的承载来自超前支承压力、倾向支承压力、顶板冒落动载荷及上覆 岩层自身载荷这几个方面，据此，我矿提出锚索（钢带）-U-U型棚支架- -混凝土巷旁支护的复合支护，实施对315315机巷的沿空留巷。同时， 辅以单体挑棚作为加强支护，具体施工剖面图见附图5 5附图5：IV315315沿空留巷施工剖面图预应力锚索（钢带）支护机理在超前采动影

37、响带内，超前支承压力和倾向支承压力对巷道影 响较大，为了减小其对巷道破坏，采用超前工作面30m30m施工预应力锚索对顶板进行主动支护，使顶板在没有受到采动影响的情况下，通 过锚索预应力作用使巷道松动圈围岩产生压缩，挤压岩层中的节理裂隙，使各岩层岩块之间保持挤紧状态，借助于彼此之间的高摩擦力， 阻止它们之间的相对滑动离层，调动围岩的积极性，在超前采动影响 带内形成“承载梁使其叠加悬吊在巷道顶板上部稳定岩层中，提高顶 板的整体性和内在抗力，让顶板发挥承载作用。锚索长度：L L二L1+L2+L3L1+L2+L3式中L L 锚索长度，m m;L1L1 锚索外露长度，取0.2mm0.2mm ;L2L2-

38、锚索有效长度，m m;L3L3锚索锚固长度，取1.5m1.5m。为保证留巷的稳定性，锚索应保证锚固到稳定岩层内，因此锚 索的有效长度为稳定岩层下各岩层厚度，根据前述探查地质资料为 4.8m4.8m，考虑直接顶岩层不均匀性，取 L2=5.5L2=5.5L=L1+L2+L3=7mL=L1+L2+L3=7m ；孔深 6.8m6.8m锚索间排距：根据锚索间距与锚索孔深之间的关系应满足L4/SL4/S支 的经验公式，则锚索间距为 3.43.4，其中 L4L4 为孔深，从提高安全性能和留巷动 压影响大两个方面综合考虑，确定锚索排距1.0m1.0m，间距1.8m1.8m，矩形布置。锚索采用7 7股5mm5m

39、m、直径为15.2415.24的高强度刚绞丝，配套瓦 片式锁具和托盘。锚固涨紧力不少于 100kN100kN。 U U 型棚支架IV315315机巷为U U型棚支护，该支护方式具有一定的可缩性，既 能在一定程度上抑制巷道围岩变形， 又能适应围岩变形， 达到让压的 目的，回采过程中，支架的可缩性已基本消耗殆尽，支架近乎处于刚 性状态，在采动剧烈影响带内顶板冒落形成的动载荷想完全依靠刚性 状态的 U U 型棚来承载显然是不现实的， 为此，我们在背帮留巷时对 U U 型棚上帮棚腿让压扩帮， 一方面为留巷保留一定的预留断面， 另一方 面使 U U 型棚再生一定的可缩性，以缓解采动剧烈影响的旋转变形，

40、让 U U 型棚支架和锚索共同耦合作用于顶板，让支架保持在一个技术 上有效的合理承载范围内。 混凝土巷旁支护 支护机理 在剧烈采动影响带内，随着工作面回采会形成一端固定在留巷及其下帮煤体上的悬臂梁，这种“梁”在自重及上覆岩层的作用下主要 产生旋转变形为主， 混凝土巷旁支护的主要作用是分担和减轻留巷支 架的所受载荷， 使采空区顶板冒落形成的“悬臂梁”变成“双支梁，”抑制 巷道与采空区交界处的顶板下沉，以避免留巷支架严重变形。 参数选择 混凝土巷旁支护的混凝土宽度越小，则混凝土巷旁支护单位阻力越大，这会混凝土的抗压强度提出的要求更高，反之，增加混凝土的宽度会增加劳动量， 在满足安全前提下， 考虑到

41、经济因素及混凝土强度，我们取0.60.6倍采高作为巷旁混凝土宽度，即 2.52.5 X X）.6=1.5m.6=1.5m。 加强支护留巷期间，煤壁前 30m30m 及及留巷内采取一板三柱（单体支柱） 方法加强对留巷的支护，降低采动影响稳定带的顶板下沉量。4 4施工工艺锚索-U-U型棚支架- -混凝土巷旁联合支护的留巷施工工艺分为：刷帮、施工锚索；扩棚下底梁；背帮喷浆。 刷帮 机巷上帮始终超前煤壁 30m30m 刷帮，以便施工锚索。 刷帮以U U型棚腿为边向上刷宽不少于1m1m,刷帮采用三棚单 体支柱、铰接顶梁构成的走向棚进行支护，其中上帮支架一梁两柱， 用塘材、笆片背严,其它支架一梁一柱。 每

42、次刷帮前,必须先清理好后路,保证退路畅通,并对支柱 二次补液确认安全后,然后方可作业。 挂梁前严格执行敲帮问顶制度,对顶板破碎处,可先用长钎 （不小于 1.2m1.2m ）掏梁窝,然后在挂梁支设临时支柱维护好顶板,最 后再支正规支柱,支柱初撑力不小于 6.4Mpa6.4Mpa 。 锚索施工 在机巷始终超前煤壁 30m30m 施工 4 4 排锚索对顶板进行主动支 护,其中巷道中线向上 200mm200mm 处施工一排锚索,在该排锚索上、下 分别施工一排和两排锚索，排距为1m1m，间距1.8m1.8m （具体见附图5 5）。 锚索直径为 15.24mm15.24mm ,锚索长度 7.0m7.0m。

43、 锚索锚入顶板坚硬岩层0.80.81.0m1.0m。 每个锚索 5 5 根树脂药卷,药卷为 Z2335Z2335。 采用规格为27mm27mm合金刚钻头打眼，钻压4-6KN4-6KN。打眼前 首先敲帮问顶，采用短钎（1 11.2m1.2m ）续接进行打眼，索眼深度与锚索长度相匹配。安装锚索：安装前，先把树脂药卷依次放入眼内，用钢绞线 顶住药卷，将药卷送入眼底，用转换套固定钢绞线并与锚杆机连接， 用锚杆机进行搅拌，搅拌时间454560s60s,停止搅拌并顶推约1 1分钟后 慢慢将锚杆机落下，养护 1 1 小时后在装 W W 钢带、锚索托板和锚索锁 具，用 FDB063FDB063 液压泵配合 Y

44、CD-230YCD-230 张紧钢绞线，并达到涨紧力不 少于100KN100KN （3232。9MPA9MPA），锚索外露长度控制在 100mm100mm200mm200mm。 扩帮下底梁 工作面每采一个循环， 要对下出口老塘侧 U U 型棚支架上帮棚 腿扩帮。 扩帮时，先用点柱管理 U U 型棚，再拔掉上帮棚腿，重新挖腿 窝、支棚腿，然后再用 3 3 副卡缆将梁、腿卡紧，保证 U U 型棚支架梁 腿接合严密、正规有力。 扩帮后，便可对巷道卧底，保证巷道高度不低于 2m2m,然后 在U U型棚腿的上下帮分别沿走向放一块 0.20.2 0.20.2 xi.4mxi.4m的方木，最后 在两方木中间

45、下底梁（0.150.15 X3.6m3.6m ）并用木楔打紧。以避免来压时U U 型棚支架上帮棚腿“跪棚”而失去承载性能。 背帮喷浆 回柱前,直接在 U U 型棚上帮用木板、铁丝网等背严。 背帮所用的材料规格为：木板（1.4m1.4m 0.2m0.2m X0.2m0.2m），背帮时 先清静浮煤,然后从底板向上先用木板沿 U U 型棚背到顶,木板与木 板之间用扒钉扒牢,相邻两块木板接合严密,保证喷浆时不漏浆。 背好帮后,在留巷上帮沿采空区喷浆,混凝土墙垛宽度不少于 1.5m1.5m 。 喷浆技术要求：混凝土重量比为：水泥：黄砂：石子 =1=1 ： 2 2： 2 2,水泥标号： 425#425#

46、硅酸盐水泥,速凝剂配比： 4%4%,料子要搅拌均 匀。 喷浆注意事项有：喷浆前，先将喷射现场的杂物清理干净， 保证退路畅通，并接好输料管、风水管，输料管平直不得有急弯，接 头严密；喷浆开机时应按风、水、电、料的顺序进行，关机时按料、 电、水、风的顺序进行；喷浆时，喷浆人员必须站在有支架掩护地点 进行喷浆，喷头前方不得站人，也不得将喷头对准他人；在喷射过程 中，如出现赌管，应立即停止加料。 处理堵管时，喷头前方严禁有人； 每次喷浆结束后，应用压风把喷浆机清扫干净，以利下次使用。5 5需要注意的问题 施工锚索时，其托盘一定要紧贴岩面，沿巷道施工下帮两排 锚索时，一定要先将煤顶找掉。 锚索施工过程中

47、，要加强对顶板的探查，根据顶板岩层分布 状况适当调整锚索长度，保证锚索生根于坚硬岩层。 要加强锚索施工质量的监测并建立台帐 喷射混凝土要及时，紧跟工作面人行道老塘侧，若顶板破碎 易冒，要先改棚喷浆，在回其上侧支柱，防止矸石窜入喷体范围内， 造成喷体底空 留巷过程中要注意保持工作面下口有一个畅通的安全出口。 条件不允许时可在工作面前方刷帮处预留。 采取措施保持留巷内的通风，可采取局扇或采用管道负压通 风。也可采取分段封闭埋管挂网抽放。并制定措施限制人员进入。6 6效果分析 沿空留巷技术发展到今天，一直受制于巷道围岩性质、结构以 及施工工艺，其应用范围仍很有限。锚索（钢带） -U-U 型棚支架 -

48、 -混凝 土巷旁支护的复合支护留巷技术在我矿W 315315工作面的实施，目前已 留巷165m165m，经布点观测，巷道底扎平均为 3.5m3.5m，巷道高度平均为 1 1 . . 5 5 m m ，基本达到预期效果，其经济及社会效益十分显著，体现了其良好的推广价值： 可以实现无煤柱开采： 与沿空掘巷相比， 按照 4 4 米煤柱计算， 每米巷道可多回收资源 14.514.5 吨， 以大大降低工作面巷道掘进量：工作面回采结束后，仅需对 所留巷道进行简单的修护即可投入使用。 相比沿空掘巷， 则大大降低 工作面万吨掘进率。 可以大大缓解工作面的接替。一般来说，单一采区布置生产 的煤与瓦斯突出矿井，其

49、上区段回采结束后的 3 3、4 4 个月后、回采所 带来的动压影响基本稳定，方可实施对下个工作面沿空风巷的掘进， 且按瓦斯治理规定， 工作面形成后还要对工作面煤层实施网状钻空抽 放，其时间不得少于 6 6 个月。这样，工作面的接替问题将十分突出。 而采用沿空留巷技术则较好的缓解了这个问题。 可以大大节约成本和设备投入。 支护技术科学，施工工艺简单。其支护虽采用的是常用的支 护方法，但超前工作面刷帮、施工锚索（钢带）则实现了对回采动压 的超前管理， 达到主动支胡的目的。 而巷旁混凝土支护采用一台喷浆 机即可实现远距离带压喷射， 既保证了喷体与巷旁顶底、 板接合严密， 又不会与工作面生产交叉影响。操作非常方便。 对于煤与瓦斯突出矿井，沿空留巷还可有效降低煤与瓦斯突 出的概率，对安全生产来讲意义重大。6 6结束语 合理的支护方案是留巷成功的必要条件，优良的工程质量是留 巷成功的重要保障。只要让压适度，卸压充分，并保证合理的支护形 式，使顶板适量下沉而不离