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文档简介

1、“渐进式石门揭煤技术在严重突出厚煤层中的研究与应用论文关键词渐进式石门揭煤突出厚煤层论文摘要“渐进式是松藻煤电公司经过多年研究,平安揭开中厚煤层、薄煤层一种新型技术,它采用多指标,分步预测,分步消突、分步检验,实行“浅掘浅进的一种揭煤技术;本文运用“渐进式的揭煤形式,逐步平安揭穿了+730总回风8厚煤层,使“渐进式有了更广的运用范围。1.概况1.1矿井概况梨园坝煤矿处在渝黔交界处,属重庆市綦江县石壕镇和贵州省习水县温水镇,井田南西以天神沟罗半台f53断层与贵州省习水县温水矿区星文井田毗邻;北东以仙洞河为界与逢春煤矿为邻;北西以10号勘探线附近的拐点坐标连线为界与石壕煤矿相接;浅部最高至+800

2、标高;深部至0标高。井田走向长约11.7k,倾斜宽平均0.9k,面积约10.5k2。整个井田岩层倾角由浅至深、由东至西逐渐由35至55,为一中等倾斜的单斜构造。1.2煤层及瓦斯赋存情况根据地质136队提供的?梨园坝井田地质精查报告?,井田出露地层最老为志留系中统韩家店组,最新为三叠系中统雷口坡组;含煤地层为古生界二叠系上统龙潭组,煤系最大厚度81.38,最小厚度57.86,平均68.25;可采煤层4层,自上而下为6、7、8、12,其中8煤层厚度在1.468.73,平均厚度4.91。据地勘资料提供8煤层瓦斯含量为2.2528.683/t,平均15.653/t;详见表1-1。表1-1梨园坝井田各开

3、采煤层厚度及煤层瓦斯含量统计表煤层编号煤层赋存情况瓦斯赋存情况厚度瓦斯含量3/t最小值最大值平均值最小值最大值平均值60.053.751.360.0523.812.0471.390.647.711.579.478-1、8-21.468.734.912.2528.6815.658120.081.480.60.494.462.58与梨园坝煤矿相邻且处于同一矿区的石壕、逢春、渝阳、打通煤矿均为煤与瓦斯突出矿井,梨园坝煤矿所开采的6、7、8、12煤层中,6、7、8煤层在以上矿井均发生过煤与瓦斯突出,为突出煤层;矿井在+720排程度硐、+720主运输石门施工揭煤预抽钻孔期间大部分钻孔出现喷孔现象,实测最

4、大k1值1.78l/g.in1/2,虽然梨园坝煤矿是基建矿井,未做煤与瓦斯突出鉴定工作,但矿井按煤与瓦斯突出矿井进展管理。1.3巷道根本情况+730总回风石门井下位于矿井一采区东翼,开口于矿井总回风斜井+730程度,南接+730总回风上山,地表标高+1090,揭煤点8煤层标高+730,煤层埋深360,总工程量为451,3坡度由北向南掘。在掘进过程中都将穿过6、7、8煤层;在揭穿6、7时,8煤层为未受保护的强突出复合煤层,其上部为8-1煤层,厚2.2,中间夹矸0.9,下部为8-2煤层,厚2.8,8煤层总厚度5.0,预计揭煤8总厚度约6.0,煤层倾角2730;8-1瓦斯含量为12.273/t,8-

5、2瓦斯含量为28.433/t。石门的掘进区域均无明显断裂构造。详见图1-1。图1-1+730总回风石门位置关系及掘进地质说明书。2.应用方案的制定2.1揭煤区域防突措施矿区内各突出矿井的石门揭煤区域防突措施一般采用预抽煤层瓦斯,预抽煤层瓦斯是施工抽放孔抽排瓦斯,释放一定的地应力,增高煤体强度,最终到达消除或减少采掘过程中煤与瓦斯突出危险3。因此,+730总回风石门揭煤区域在工作面距8煤层顶板5时施工预抽钻孔,预抽煤层瓦斯。2.2揭煤部分防突措施“渐进式揭煤技术是在距所揭煤层顶底板5、3、2或1.5位置采用密钻孔,多指标分进展步预测,分步消突、分步检验,在保存足够的平安屏障前提下实行“浅掘浅进,

6、不施行震动性放炮直接揭开煤层1;该技术是松藻矿区在中厚煤层、薄煤层揭煤中研究成功,经多年应用并均获得良好效果的一种新型揭煤技术,为此,+730总回风石门揭煤时也应用该揭煤技术,并对该技术揭厚煤层的效果进展考察、研究。3.措施施行情况3.1揭煤预抽钻孔布置及施工+730总回风石门揭煤预抽钻孔在距8-1煤层顶板6.6岩柱施工83个,孔径65,钻孔布置方式442;钻孔均经穿透8-1、8-2煤层,并进入8-2煤层底板0.5,钻孔施工中在进入8-1、8-2煤层后均有喷孔现象,喷距0.53,实测最大k1值为1.76lg.in12,钻孔控制巷道轮廓线上方10,下方8,两帮外各10,控制面积847.52,采用

7、水泥砂浆对钻孔进展封堵,封孔深度5。详见图3-1。图3-1+730总回风石门预抽钻孔开工图3.2预抽效果分析、评估钻孔范围内瓦斯储量1740593,8-1煤层80292.233,8-2煤层926183,上下围岩按经历数取20,于6月上旬形成抽放,用by-30挪动式真空泵接抽,初始流量为8.243/in,浓度为28%,负压为320汞柱;抽放几天后,浓度迅速衰减为0.833/in,截止2022年9月8日,累计抽放94天,抽出瓦斯量41396.43,抽出率23.78%,钻孔施工期间瓦斯排放量132653,抽、排总量54661.43,抽排率31.4%,详见表3-2。表3-2+730总回风石门瓦斯抽排汇

8、总表钻孔数(个)钻孔控制面积2钻孔控制面积瓦斯储量3抽放量3打钻期间自然排放量3瓦斯排、抽总量3预排、抽率(%)8-18-283847.5814419261841396.41326554661.431.4+730总回风石门经预抽分析、评估,结合抽放钻孔施工期间自然瓦斯排放量,石门钻孔范围内瓦斯排、抽出率均在30%以上,符合揭煤相关规定。3.3预测、检验情况3.3.1预测、检验指标的选择目前矿区防突指标一般采用k1值、钻屑量sa值、煤层硬度系数f值以及施工中的动力现象来判断突出危险性;由于梨园坝煤矿由于处于新建中,突出敏感性指标未得到考察,因此+730总回风石门揭煤预测、检验只能采用?防治煤与瓦

9、斯突出规定?规定的临界指标,即k1值取0.5l/g.in1/2;在实际预测、检验过程中,由于采用水排粉,k1值降低20%使用,取0.4l/g.in1/2,未将钻屑量sa值作为指标使用;预测、检验时利用k1值和f值换算瓦斯压力p。3.3.2预测钻孔布置+730总回风石门在距8煤层顶板6.6、3.3、1.5和揭开煤层后过煤门共施工65预测钻孔18个、11个、9个,钻孔控制石门轮廓线两帮7,控制巷道上方12.4,下方5.1,预测钻孔穿透8-1、8-2煤层并进入8-2煤层底板0.5。3.3.3预测、检验结果+730总回风石门在距8煤层顶板6.6、3.3、1.5和过煤门共施工预测钻孔38个,6.6、1.

10、5岩柱及过煤门预测孔施工均无动力现象,实测最大k1值0.36l/g.in1/2,煤的硬度系数f=0.21,换算瓦斯压力为0.193pa;3.3岩柱位置预测2个钻孔k1值超标,最大0.42l/g.in1/2,经再超标孔两侧施工排放兼检验孔后检验有效,实测最大k1值0.32l/g.in1/2,煤的硬度系数f=0.21,换算瓦斯压力为0.171pa详见图3-2。图3-2+730总回风石门分步预测、消突钻孔开工图3.4金属骨架措施由于梨园坝煤矿煤层倾角较大,且+730总回风石门巷道高达4.5,为防止揭开煤层后支护不及时造成煤体垮落引发突出,在距8-1煤层顶板2.0位置采取了金属骨架措施,骨架采用40钢

11、管作为骨架对煤层进展支护,骨架孔间距0.25,终孔于8-2煤层底板,骨架控制石门顶板出8-2煤层底板1位置。详见图3-3。图3-3+730总回风石门金属骨架孔施工设计图3.5揭煤准备3.5.1揭煤炮眼布置+730总回风石门分别在距8-1、8-2煤层顶板0.5再一次对煤层的突出危险性进展了预测,确认无突出危险后开场布置揭煤炮眼,炮眼间排距0.50.5,楔型掏槽,掏槽眼每排2个分别布置在石门工作面中线两侧,共布置揭煤炮眼30个;周边眼按正规掘进炮眼布置;所有揭煤炮眼深1.52.4,均进入煤层1.01.5。3.5.2电雷管选择为防止爆破时出现瞎炮,布置揭煤炮当班前一个班对需要的电雷管进展选取,每个电

12、雷管的电阻值控制在4.24.5之间,装药前再次测定雷管阻值,深度超过1.5的炮眼脚线只留0.2,多余的截掉,缺乏部分用铜脚线代替,保证管阻值在3.04.5之间。3.6揭煤所有炮眼施工完毕后采用压风将眼内煤、矸吹尽,孔底装填0.1炮泥,孔口装入黄泥、水炮泥,封堵深度1炮眼深度小于1.5的封堵0.5,根据炮眼深度确定装药量,炸药采用矿用3#乳化炸药;炮眼装药量在7条以下每孔1发电雷管,7条以上每个验孔2发,采用14段煤矿用毫秒管,总延时爆破时间不超过130s;+730总回风石门揭煤装药量36.4kg,雷管45发,所有炮眼采用大串联一次性全部启爆,详见图3-4。图3-4:炮眼装填构造示意图3.7管理

13、措施3.7.1技术管理1石门揭煤的技术方案、措施采取集中会审,由企业技术负责人组织,建立方由通风、消费、机电、地质测量、平安等部门;监理参加;施工单位技术负责人参加,共同把关,形成会审意见,分别报上级主管部门会审,最后形成统一意见;经审批的揭煤技术措施由防突技术员或措施编制人员向所有参与揭煤工作的人员进展贯彻,并经考试合格前方可上岗作业。2装备专业防突员和防突专业队伍,防突员负责揭煤期间预抽钻孔、揭煤预测钻孔的布置、参数测定、揭煤报告单、大样图的绘制,并及时报送技术负责人审签和下发执行;防突专业队伍必须由煤电公司颁证的专业揭煤队伍,负责防突钻孔的施工及石门揭煤工作。3通风防突部门定期对揭煤预抽

14、情况进展分析,石门揭煤瓦斯抽放率符合规定后采劝渐进式揭煤技术施行分步揭煤。4工作面距8煤层顶板3.3垂距开场采劝浅掘浅进措施,严格控制循环进度,每槽炮进度不大于1,直至过完煤门。5炮后由地测、通防及施工单位共同到现场收尺,地面填在施工在样图上,并报送总工、监理,由总工组织相关人员进展分析,决定下一步采取的措施及进度。3.7.2现场施工及平安管理1施行揭煤前,石门揭煤巷道形成独立、可靠的通风系统,按揭煤防突措施安设防突平安防护设施,并保证完好;装备专职瓦斯检查员随时检查石门工作面瓦斯情况;严格执行“一炮三检和“三人连锁放炮制度。2施行分步揭煤预测时,建立揭煤防突进度管理“四对口台帐,预测有效允许

15、掘进期间严格控制循环进度,防止超挖超掘平安屏障。3实行防突现场施工汇报制度,防突员执行防突技术措施过程中出现异常和完成防突钻孔后及时向调度室、技术负责人汇报;施工队掘进期间值班队干在施工掘进炮眼前和放炮前、后向调度室汇报现场情况。4防突报告单、大样图填绘完好后交防突部门、技术负责人审签,并及时下发施工队、调度室,施工队在接到防突报告单前不得组织掘进施工。5通风防突、平安部门不定期检查揭煤防突技术、平安措施的落实、执行情况,防止出现与现场实际不符及时修订、增补针对性的技术、平安措施。6揭煤施行防突工序时回风流设为禁区;揭煤掘进放炮采取远间隔 撤人、断电放炮,揭煤期间救护队带机值班。7揭开煤层当班

16、,技术负责人在调度室全过程指挥揭煤工作,平安副总负责现场指挥揭煤工作的落实;揭开煤层后按规定停够时间再采取下步措施。8揭开煤层后不得回收金属骨架,露出巷道轮廓线外的骨架砌入碹体内。4.揭煤效果4.1技术效果4.1.1预抽效果+730总回风石门在石门工作面距煤层顶板6.6前采取穿层钻孔预抽煤层瓦斯,经施工钻孔期间自然瓦斯排放和94天的抽放,瓦斯排、抽出率31.4%。4.1.2密钻孔多指标分步预测+720主运输石门在距8煤层顶板6.6、3.3、1.5岩柱和揭开煤层过煤门预测5次,累计预测钻孔59个,每个钻孔见煤均每米测定k1值,每轮取煤样做煤样硬度系数f值并换算瓦斯压力,除3.3岩柱预测一个k1值

17、超过0.4l/g.in1/2外实测0.42l/g.in1/2,其余均未超标,换算瓦斯压力最大为0.171pa,且无动力现象发生。4.1.3“浅掘浅进防突技术石门经预测有效后采劝浅掘浅进防突措施,在距8煤层底板3.3岩柱起,每轮循环进度控制在1.0以内,按正规掘进循环作业,巷道永久支护跟拢碛头,施行光面爆破,消除由于巷道不规那么造成的应力,采劝浅掘浅进,加强顶板支护,消除了放炮所产生的强烈震动和顶板垮落诱发的煤与瓦斯突出。4.1.4金属骨架措施+730总回风石门在距8-1煤层顶板2.0位置采取了金属骨架措施,骨架施工完成后自然养护7天后进展掘进和下步防突工序,期间石门煤层段巷道顶部及两侧未发生煤

18、层及顶板垮落。4.2平安效果+730总回风石门在加强技术、现场管理,保证揭煤措施在现场有效落实的根底上,杜绝了突出事故的发生,保证了石门平安揭开严重突出厚煤层,到达了预期效果。5.技术分析5.1预抽技术分析1由于+720主运输石门、+730总回风石门均采用65直径钻孔,受8-1、8-2煤层之间夹矸影响,钻孔在通过夹矸进入8-2煤层中钻进时,排粉较为困难,特别是低角度和俯孔尤为明显,为解决这一难题,孔径应设计为87。2在倾斜厚煤层石门工作面距8煤层一定间隔 位置施工抽放钻孔,石门中下部钻孔倾角容易与煤层倾角趋于一致,导致钻孔煤段太长,假设煤层松软、施工时有喷孔、垮孔现象,钻孔极易垮塌而影响抽放效

19、果;因此,预抽孔应尽量在底板巷道中施工,否那么在设计钻孔时应尽可能减少与煤层倾角趋于一致的钻孔,并保证一次性穿透两层煤层。3对于煤层透气性差、衰减速度快、自喷才能极强的倾斜厚煤层,预抽钻孔在施工期间瓦斯自然排放量较大,因此注意准确搜集这部分瓦斯量对预抽效果分析、评估极为重要+730总回风石门施工的83个钻孔瓦斯排放量就到达132653。5.2预测技术分析“渐进式揭煤技术各分步预测、消突、检验的作用是保证每步岩柱位置完全消除突出危险,而钻孔预测是一种点预测方式,其有效范围与钻孔间距和布置方式亲密相关,特别是厚煤层,一旦钻孔间距过大,就有“漏报的可能,因此,在实际揭煤预测、检验中应采用多种指标、密钻孔来进展,预测、检验钻孔应布置在预抽孔间距相对较大或上轮预测孔未控制到的区域,钻孔终孔间距在45为宜。对于过煤门的预测,钻孔应尽可能布置在煤层中,否那么钻孔的间距应减小,且钻孔的煤段孔应尽

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