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平煤八矿新副井戊二轨道上山石门揭煤设计摘要:在煤与瓦斯突出矿井中,石门揭突出煤层危险性大,时间特别长,是矿井安全技术重点和采掘布置瓶颈工程。本文阐述了国内外关于煤与瓦斯突出机理综合学说,详细分析了石门揭煤突出原理,涉及其突出影响因素、发生条件、突出煤体力学特性与瓦斯流动规律,之后对通过对平行布孔抽放瓦斯、扇形布孔抽放瓦斯、交叉布孔抽放瓦斯比较,提出平煤八矿戊9-10煤层揭煤方案——石门短导硐、交叉布孔抽放瓦斯和震动放炮相结合揭煤办法。并按《防治煤与瓦斯突出细则》制定了“四位一体”防突办法及有关安全防护及防突办法。核心词:煤与瓦斯突出,石门揭煤,突出机理,短导硐揭煤技术DesignofCross-cutCrossingSeamatNewAuxiliaryShaftRailRaiseinPingmeiCorporation8MineAbstract:Intheminewhichgushthecoalandgas,rockcrosscutvuncoversthecoalprominentcoalbedseriousrisk,thetimeexepectlong,itistheminesecuritytechnologykeypointandtheexcavationdeploymentbottleneckproject.Thisarticleelaborateddomesticandforeignaboutcoalandgasprominenttheory,multianalysisrockcrosscuthasuncoveredthecoalprominentprinciple,includingitsprominentinfluencefactor,hasthecondition,theprominentcoalbodymechanicscharacteristicandthegasmobilerule,tothroughtoparalleclothKongPullsandputsthegasfan-shapedclothKongPullsoutputsthegas,overlappingclothholepullsoutputthegascomparesafterwards,proposedtheevencoaleightoresfifthheavenlystems9-10coalbeduncoverscoalplan-rockcrosscutshorttoleaduncoversthecoalmeasurewhichhole,overlappingclothholePullsoutputs.Thegasandthevibrationfiresagununifies.Andformulated“afourbody”accordingto“PreventingandcontrollingCoalangGasProminentRegulation”toguardagainstsuddenlythemeasureandthecorrelationsecurityprotectionandguardsagainstsuddenlythemeasure.Keywords:Coalandgasprominent;rockcrosscutuncoversthecoal;prominenttheory;shortholetoleaduncoversthecoalmeasure.目录1绪论 11.1前言 11.2国内外研究现状 21.2.1煤与瓦斯突出机理研究现状 21.2.2煤与瓦斯突出预测研究现状 41.2.3石门揭煤工作面突出机理 51.2.4石门揭煤研究现状 62实验区概况 102.1矿井概述 102.2实验区概况 112.2.1揭煤地点概况 112.2.2瓦斯地质状况 122.2.3瓦斯地质分析 133揭煤工作面突出危险性预测 143.1实验区瓦斯地质特 143.2前探钻孔 143.3煤层压力测定 163.4石门揭煤工作面突出危险性分析 174石门揭煤技术方案及参数 184.1石门揭煤预留岩柱厚度拟定 184.2石门揭煤防突办法选定 204.3短导硐施工方案 234.4抽放钻孔布置方式 234.4.1抽放钻孔布置方式选取 234.4.2交叉钻孔布孔方式 264.4.3抽放钻孔施工规定 264.4.4抽放钻孔工艺 274.4.5抽放钻孔安全技术办法 284.6揭煤爆破技术方案 285安全岩柱和效果检查 325.1突防效果检查 325.2预留岩柱厚度控制 335.3炮前防突办法效果检查 336防突系统和安全防护 356.1通风系统 356.1.1通风系统与局部通风 356.1.2反向风门 356.2监测监控 356.3安全防护 366.3.1压风自救系统 366.3.2隔爆水槽 366.3.3综合防尘 366.3.4其他 366.4供电及停电 376.5揭煤放炮眼布置 376.5.1炮眼布置 376.5.2爆破网络计算 376.7震动放炮安全技术办法 386.7.1爆破器材 386.7.2打眼与装药 396.7.3爆破 396.7.4其他 406.8避灾路线 416.9组织管理 416.10进入煤层掘进期间防突办法 426.11防瓦斯超限 437过煤门施工办法 447.1办法选定 447.2办法技术参数拟定 447.3办法实行详细规定 447.4办法效果检查 457.4.1瓦斯涌出初速度q值测试环节 467.4.2钻屑瓦斯解吸量指标测定办法和环节 467.4.3临界值及判断 467.4.4效检时 467.4.5效检后 46结论 47道谢 48参照文献 491绪论1.1前言煤炭是国民经济和社会发展基本,在国内一次能源生产和消费构造中始终占70%左右。据预测,到煤炭将占60%左右,2050年将占50%以上,在相称长时期内,煤炭仍将是国内重要能源。当前迅速增长经济,对煤炭工业发展提出了更高规定。国内煤矿重要是井工开采,生产环境条件复杂,与其他行业相比,煤矿安全尤为重要。安全是煤炭生产头等大事,安全对煤炭生产起着保证、支撑和推动作用,是煤炭工业可持续发展前提。当前,随着煤矿开采深度延伸和开采强度加大,地压和瓦斯涌出量越来越大,突出危险性也不断加大。在很短时间内,从煤(岩)壁内部向采掘工作间突然喷出煤(岩)和瓦斯现象,即煤(岩)与瓦斯突出,它是一种伴有声响和剧烈能效应动力现象,能摧毁井巷设施、破坏矿井通风系统,使井巷布满瓦斯和煤(岩)抛出物,导致人员窒息、煤流埋人,甚至也许引起瓦斯爆炸与火灾事故,导致产中断。因而,煤与瓦斯突出是煤矿最严重自然灾害之一,严重威胁着煤矿安全生产,制约着国内煤炭工业发展。从1834年3月22日法国鲁阿尔煤田依萨克矿井发生了世界上有记载第一次突出至今,己发生过突出国家有法国、前苏联、中华人民共和国、波兰、日本、美国等20各种国家和地区。据不完全记录,截止1981年发生突出次数已超过3万次,其中强度最大一次突出发生在1969年7月13日前苏联顿巴斯矿区加加林矿井,突出煤14200t,喷出瓦斯达250万m3。国内是世界上煤与瓦斯突出最严重国家之一,其特点是突出矿井分布面广,且分布于不同类型煤层,突出矿井始突深度不一,中小型突出占较大多数,大强度突出次数也不少;在区域上体现为南北均有分布,但南强北弱。建国后,第一次煤与瓦斯突出于1950年4月20日发生在辽源矿务局富国矿西二坑,此后,随着国内煤炭工业迅猛发展,老矿井开采愈来愈深,新矿井又不断增多,突出矿井也日益增多,不但突出次数大幅度增长,并且其突出强度也在提高,其中最大一次突出发生在1975年8月8日天府矿务局三汇坝一矿主平铜震动性放炮揭穿6号煤层时,突出煤岩12780t,突出瓦斯140万m3,居世界第二。1988年10月16日南桐鱼田堡煤矿二水平东翼三采区+20m石门,打震动炮眼时发生自行冲破岩柱突出。突出煤炭8765吨,岩石61m3,瓦斯201万m3,煤粉堵塞巷道1388m,瓦斯逆流1846m。近些年来,国内煤矿安全生产形势日益严峻,煤矿安全事故也层出不穷,80%以上都是瓦斯事故,其中以石门揭煤突出最为严重,导致了大量人员伤亡和财产损失。截止,国有重点煤矿中,有高瓦斯矿井152处、煤与瓦斯突出矿井154处,高瓦斯、突出矿井数量约占49.8%,煤炭产量约占42%,45户安全重点监控公司中,有高瓦斯、突出矿井250处,其矿井数量和产量分别占60.2%.、60.6%3。对于煤与瓦斯突出,特别是石门揭煤突出,各国都投入了大量人力、物力、财力,许多国家还建立了专门研究机构,专门研究其机理和防治工作;由于石门揭煤突出强度大,波及范畴广,导致破坏严重,能给矿井带来毁灭性劫难;同步,由于石门揭煤其施工工艺特殊性,揭穿突出煤层全过程均有突出危险,并也许发生持续突出、延期突出和自行揭开突出,比普通类型突出对人身安全危害更大,因此个别突出矿井不惜多掘数百米煤层巷道来绕过石门直接揭煤这个拦路虎,挥霍了大量工程费用,多数矿井在严重突出煤层石门揭煤过程中,为防治突出,防突办法步步设防,执行办法占用时间长,导致生产接替十分紧张,矿井发展步履维艰,经济形势特别困难。1.2国内外研究现状1.2.1煤与瓦斯突出机理研究现状煤矿开采过程中,直到十六世纪末,在煤矿井工开采中,才遇到有害气体,到十八世纪初期英国有深井开始发生甲烷爆炸。随着工业发展,煤炭开采日益加剧,矿井瓦斯事故也日益加剧,引起了世界各采煤国家密切关注,研究工作也获得了一定成果,但由于突出机理复杂多样性,迄今为止形成了各种假说,国外重要存在三种假说,分别是瓦斯作用说、地应力说和综合伙用说。(1)瓦斯作用说:该学说以为,煤内存储高压瓦斯是突出中起重要作用因素,在此类假说中“瓦斯包”说占重要地位,它以为在煤层中存在着瓦斯压力与瓦斯含量比临近区域高得多煤窝,即瓦斯包,其中煤松软、孔隙与裂隙发育它具备较大存储瓦斯能力,被透气性差煤所包围,存储着高压瓦斯:当巷道揭穿“瓦斯包”时,在瓦斯压力作用下将松软煤窝破碎并抛出而形成煤与瓦斯突出。另一类瓦斯作用说以为,甲烷在煤中以不稳定化合物形式存在,例如有多聚甲烷或结晶水化物存在,或者煤可以自然地分解并放出大量瓦斯,当巷道揭开饱含不稳定化合物煤区时,因温度上升或瓦斯压力下降,促使它们急剧地分解,放出大量瓦斯并夹带着煤喷出。(2)地应力说:该学说以为,突出重要是高地应力作用成果。然而对高地应力构成又有不同说法,一种以为除自重应力外还存在着地质构造应力,当巷道接近存储构造应变能高硬而厚岩层时,后者将像弹簧同样地伸张,将煤破坏和粉碎,从而引起瓦斯激烈涌出而形成突出;另一种以为采掘工作面前方存在着应力集中,当弹性厚顶板悬顶过长或突然冒落时,也许产生附加应力,在集中应力作用下,煤发生破坏和破碎时,随着着大量瓦斯涌出而构成突出。(3)综合伙用说:该学说以为突出是地应力、瓦斯、煤力学性质等因素综合伙用成果。由于它较全面地考虑了动力与阻力两个方面因素,因而得到各界学者普遍承认,在综合伙用说各种说法中又以苏联B.B.霍多特能量假说影响最大,她以为,突出是煤变形潜能W和瓦斯内能突然释放所引起近工面煤体高速破碎,并推断出激发突出三个条件,可表述为如下三个公式::①激发突出第一条件:对于回采W+Э>F+U(1—1)对于掘进W>F+U(1—2)对于石门揭煤W+Q>F+U(1—3)式中:W——煤变形潜能;Э——顶岩石动能;Q——煤内游历瓦斯所含内能;F——煤向巷道移动功;U——煤破碎功。②激发突出第二条件:Vp>Vx(1—4)式中:Vp—煤破碎速度;Vx—煤裂隙中瓦斯压力下降速度,取决于煤裂隙性。③激发突出第三条件:规定在煤破碎完毕之前,瓦斯压力应保持在比己破碎煤抛出阻力更大水平上,即:P>(m/s)*[g(f*cosasina)+a](1-5)式中:s—煤破碎区段横段面积;f—煤沿某一表面移动时该面摩擦系数;a—煤沿某一表面移动时该面与水平面所成倾角;g—重力加速度;m—煤质量;a—为了把煤抛出必要给煤加速度;—煤移动方向向上抛出时取“+”,反之取“一”。测算表白,在瓦斯矿井中,激发突出第二与第三条件事实上总是可以满足,故能否满足第一条件便成为发生突出重要而必须条件。霍多特以为,只有当煤中应力状态突然变化时,煤层也许产生高速破碎,下述因素可以引起煤中应力状态突然变化:煤层中坚硬区段或坚硬包裹体承载能力以脆性破坏形式消失了;围岩作用于煤层动载荷;放炮落煤时,巷道迅速进入煤层;放炮揭开煤层。地应力与瓦斯压力在上述过程中起到本质作用,而煤和围岩构造非匀质性是突出最普遍因素。1.2.2煤与瓦斯突出预测研究现状各国对于突出预测研究,重要是以突出综合伙用假说来进行,环绕地应力、煤层瓦斯压力与含量及煤地力学性质等因素开展实验和现场实验工作。其中,前苏联在煤与瓦斯突出防治方面做了大量研究工作,并且研究成果居世界领先水平,建立了较完善突出危险性预测体系,涉及区域性预测、局部性预测以及工作面预测,顿涅兹克工学院研究运用煤体两个重要变形指标弹性模量E和剪切模量G来拟定煤层突出危险性,研究对180个煤层进行了采样,涉及顿涅兹克、马凯耶夫、苏维埃和奥尔忠尼启泽等几种煤炭联合公司所属矿井65个突出危险煤层。关于煤样纵向和横向弹性波传播速度测定,则运用煤层中涌出氦体积或氖浓度变化预测,此外,前苏联重要煤田还研究出了石门揭煤预测突出危险性指标,如沃尔库京斯基、诺里利斯基、萨哈林以及近海某些煤田,当测定瓦斯压力高于1Mpa时则以为揭煤处有危险。在不断完善突出跟踪预测基本上,有些国家已经开展了研究瓦斯突出动态预测技术和突出危险区域预测技术。如:俄罗斯己建立了区域预测预报专家系统,将突出煤层划分为突出危险区(占突出煤层面积20%~30%)和非突出危险区(占突出煤层面积70%~80%),从而解放了一大片煤层,减少了防突工作量;德国应用V30等瓦斯涌出动态参数持续预报突出,己有较成熟经验总来说对瓦斯突出预测已初步形成了某些卓有成效办法,并在实际使用中获得了一定地成效。将其按预测范畴大小可归纳为三类:一是区域性预测,它重要是拟定煤田、井田、煤层和采掘区域突出危险性;二是局部性预测,它是在区域性预测基本上,依照钻探或物探、采掘工程等资料,进一步对局部地区或地点突出危险性做出评价;三是工作面预测,它是在区域性预测和局部性预测基本上,依照突出预兆各种异常效应,如声、电、磁、热等,对突出危险性进行警报。国内突出危险性预测办法分为区域突出危险性预测和工作面预测两种,区域突出危险性预测,即区域预测,用于预测煤层和煤层区域(涉及井田、新水平和新采区)突出危险性,在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓和准备时进行;工作面预测又叫点预测、寻常预测,用于工作面煤(岩)层突出危险性预测,它涉及石门揭煤、煤巷掘进和回采工作面突出危险性预测。其相应地机理为:区域性预测多以瓦斯地质动力因素、现场测定瓦斯压力及实验室测定煤突出倾向性参数,采掘集中应力等作为判断突出危险性和划分突出危险性重要手段;在工作面预测方面,重要以当时地应力、瓦斯与煤(岩)物理力学性质分布状态作为判断根据在石门揭煤瓦斯突出危险性预测上,国内重要采用综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法来实既有效突出危险性预测。此外,尚有用于区域性预测所采用单项指标法和综合指标法,在煤巷掘进工作面采用钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法和钻屑指标法等等,这些都需要现场实突出临界值,有依赖现场经验某些。1.2.3石门揭煤工作面突出机理瓦斯对煤岩体变形有很大影响。一是含瓦斯煤岩体骨架变形是由有效应力控制,瓦斯压力使煤岩体产生拉伸变形,瓦斯影响煤岩体骨架内部裂纹及孔隙张开、闭合。二是瓦斯使煤岩体应力——应变关系发生变化,从而使煤岩体弹模及抗压强度等发生变化。煤体中瓦斯以游离和吸附两种形态存在于空隙空间中,吸附量占总量80~90%以上,因而瓦斯解吸将影响瓦斯流动状况。依照近代岩石变形破坏机理,煤岩变形破坏过程是其内部裂纹裂缝发生发展起主导作用过程,因而围压作用是制止岩石裂纹裂缝发生发展,也即制止岩石破坏,而瓦斯压力力学作用也相称于围压作用,只但是瓦斯压力增长相称于围压减少。实验室宏观实验得出瓦斯压力对煤岩力学响应和力学性质影响涉及了吸附和游离瓦斯共同作用,对于单一煤种吸附量受瓦斯压力影响。煤岩体强度将随瓦斯压力增长而减少;瓦斯压力越高,弹性模量越低。通过以上理论分析研究,石门揭煤工作面由岩巷向煤层掘进时,集中应力带逐渐前移至煤岩交界处,爆破作业使集中应力带处在巨大载荷作用下,导致了叠加于原蠕变变形上流变变形波,煤岩体变形处在峰值强度后,当这一变形持续时间足够长时,在某方向变形将有也许发动大强度突出;若岩体局部破碎或岩柱厚度局限性时,甚至会冲破岩柱及某些煤体自行揭开突出。如果在震动放炮后,煤体内突出准备阶段并未完结,煤层内应变发生不稳定蠕变,新暴露面附近煤内产生能量积累,经一定流变时间煤体或未爆岩体处在过载应力状态时,突然破碎而发生延期突出。此外,缓倾斜煤层煤门巷道较长,由于煤、岩强度明显差别,揭开岩盖后,煤层承受很高应力,如果卸压不充分,含高压瓦斯煤体强度很低,集中应力区域煤体加速蠕变变形破坏,推垮松弛区域煤体而发动持续突出。依照突出煤层石门揭煤特点,控制石门揭煤各种类型瓦斯突出,一方面必要采用高强度瓦斯抽排办法,使石门工作面正前全段煤门范畴充分卸压,这样,虽然煤岩体变形处在峰值后,进入加速破坏蠕变阶段,由于瓦斯充分释放,煤岩体强度增长,承载能力增强,突出也不能发生,只能产生片帮等现象;另一方面要控制石门工作面两侧向正前补给瓦斯,以控制延期突出和过煤门持续突出。而在震动放炮揭开煤层前一方面要防止石门自行揭开突出,必要通过研究煤岩体力学性能、煤岩体变形场与瓦斯赋存之间关系,拟定足够厚度(即强度)预留岩柱。1.2.4石门揭煤研究现状在煤矿生产中,石门揭穿煤层比煤层平巷、上下山和采煤工作面具备最有助于突出发生与发展条件,因而它危险性也最大,不但突出强度大、概率高并且典型突出次数最多,国内外最大突出均发生在石门揭煤时,即在爆破揭开煤层瞬间,由于表层突然破碎,煤体应力状态和瓦斯赋存状态突然变化,富含瓦斯煤层在瓦斯压力和应力作用下,急剧向巷道空间抛出大量煤岩和瓦斯而导致石门揭煤突出严重影响了矿井和采区顺利接替,因而始终是防突研究重点。依照石门条件下发生突出状况不同,石门突出可分为:爆破揭开石门时突出、延期突出、过煤门时突出和自行冲破岩柱突出,其中以放炮揭开煤层时突出所占比例最大。在这些石门揭煤研究过程中,国内外都获得了宝贵技术成果。(1)石门揭穿煤层前,必要遵循:①必要打预测煤层突出危险性钻孔,控制突出煤层层位前探钻孔和测定煤层瓦斯压力钻孔。预测煤层突出危险性钻孔可以和测定瓦斯压力钻孔合并,规定可以确切掌握煤层突出危险性、煤层层位、倾角、厚度、顶底板岩性、地质构造等煤层赋存状况,为安全岩柱设计尺寸和安全迅速揭穿煤层提供可靠资料;②前探钻孔,在石门工作面掘至距煤层(垂距)10m之前,至少打两个穿透煤层全厚,并进入顶(底)板不少于0.5m钻孔,详细记录岩芯资料。如果遇到地质构造复杂、岩石破碎地区,在石门工作面掘至距煤层20m之前,就必要在石门四周外缘5m范畴内布置一定数量钻孔,保证确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯状况等。同步,为防止误穿煤层,在距煤层垂距5m以上时,可在石门工作面顶(底)部两侧补打3个直径为42mm底超前钻孔,但其超前距离不得不大于2m;③测压钻孔,可兼作预测孔。在石门工作面距煤层5m以外,至少打两个穿透煤层全厚钻孔,测定钻屑量和钻屑瓦斯解吸指标、煤瓦斯涌出初速度和结实性系数等;为精确测到瓦斯压力值,测压孔应布置在岩层致密完整处,并且测压孔见煤点与前探钻孔见煤点之间间距不得不大于5m,否则应将后者密封。在近距离煤层群内,层间距不大于5m或层间岩层破碎时,可测得这些煤层综合瓦斯压力;④石门掘进工作面与煤层之间必要留设一定厚度安全岩柱,岩柱尺寸应依照防止突出办法规定、岩石性质、煤层倾角和地应力大小等拟定。但两者间底最小垂厚应为:急倾斜煤层不不大于3m,缓倾斜煤层不得不大于2m;采用震动放炮办法时,最小垂厚是:急倾斜煤层2m,缓倾斜煤层1.5m.如果岩石松软、破碎,还应当恰当增长垂距;⑤石门揭穿突出煤层前,若预测有突出危险时,必要采用防止突出办法,并经效果检查有效后,方可用震动放炮揭穿煤层;当预测无突出威胁时,可不采用防止突出办法,但必要采用震动放炮揭穿煤层和安全防护办法;⑥石门揭穿突出煤层前,经预测有突出危险性或瓦斯压力不不大于1MPa时,必要采用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、金属骨架或其她经实验有效防止突出办法,并配以震动放炮揭穿煤层;如果煤层瓦斯压力小1MPa或煤层厚度不大于0.3m时,可采用震动放炮揭穿煤层。在实行防止突出办法时,必要进行实际考察得出符合本矿井实际关于参数。采用排放钻孔办法防止石门揭穿缓倾斜煤层突出时,当钻孔不也许一次打穿煤层全厚时,可采用分段打钻,但第一次打钻钻孔穿煤长度不得不大于15m,见煤后掘进必要留5m煤内钻孔超前距离。采用金属骨架办法时,必要与抽放瓦斯、水力冲孔或排放钻孔等办法配合使用;(2)从石门工作面距突出煤层垂距不不大于10m处开始,直至穿过煤层进入顶(底)板2m全过程作业中,都必要采用防突办法,并须编制专门设计;(3)石门揭穿突出煤层专门设计必要涉及:①预测有突出危险钻孔布置,控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力钻孔布置;②建立安全可靠独立通风系统,并加强控制通风风流设施办法;③揭穿突出煤层时防止突出办法;④精确拟定安全岩柱厚度办法;⑤制定石门揭穿突出煤层所有作业过程中防治突出和保证人员安全办法。石门揭煤详细防突技术也有很大发展,有水力冲孔、排放钻孔、金属骨架、震动放炮等,当前在国内揭煤技术上存在着某些问题重要有:(1)预测精确性不高:由于受地层条件,施工条件限制以及操作技能影响,很难精确测定瓦斯压力,并且所费时间很长,并且钻孔指标测试是随孔径、孔深、取样办法不同而不同随机变量,很难真实反映揭煤点突出状况;此外还缺少煤构造因素考虑,有时浮现钻屑解吸值很大而没有突出危险,却盲目增长了防突工程量,有时又浮现钻屑解吸指标很小却发生突出状况;(2)震动性放炮易诱发突出:震动放炮是一项安全办法,是在没有把握消除突出危险状况下,采用多打眼,多装药办法,一次性揭开煤层让该突煤层在放炮时突出,不伤害人员,但由于装药量大,极易诱发突出,且突出强度很大,孔洞解决困难,且因震动放炮震动强烈而致煤层暴露面积大,易导致巷道两帮浮现集中应力急升,后续施工中在刷齐巷道时常导致突出;(3)安全揭煤岩柱很难精确控制:放炮施工受打眼、装药、岩柱等条件变化,不易控制得恰到好处,为了保证揭煤安全,往往岩柱留得偏大(按规定需有1.5--2m安全岩柱),经常揭不开煤;(4)揭煤时间长:不论采用何种防突办法,普通都需几种月时间,甚至几年时间,揭煤时全井断电撤人,影响全矿井几种班生产,难以进行安全生产管理;(5)耗费大:放一次震动炮普通耗炸药130~50Kg,雷管100发左右,由于震动大,巷道跨落、冒顶维护等都增长了支护材料消耗,如果发生突出解决孔洞时材料消耗更大,这些都使得掘进成本相应增长。2实验区概况2.1矿井概述平煤八矿位于平顶山市区东部,一九八一年投产,设计生产能力300万吨/年。八矿井田东以沙河为界,西以21勘探线与十矿相邻,南以煤层露头线为界,北部12勘探线东以白石沟断层为界,12勘探线以西以丁5.6煤层-650m等高线为界,井田东西走向长12.5km,南北倾斜宽3.36km,面积41.24km2。八矿采用立井多水平采区上下山开拓方式开发,采用走向长壁所有垮落采煤工艺,一水平标高-430m,二水平标高为-693m。八矿是个多煤层同步开采严重突出矿井,回采煤层共有四层:丁5.6、戊9.10、己15和己16.17,其中戊9.10和己15煤层为突出煤层,至今发生大小突出共35次,突出煤量3222吨,瓦斯量247900立方米。丁5.6煤层伪顶为炭质泥岩,直接顶为丁4煤层底板,直接底为丁7煤层顶板、泥岩,该岩层遇水易膨胀,底鼓现象较严重;戊9.10煤层顶板普通为砂质泥岩,顶板裂隙较发育,属复合顶板,很难管理,老顶为细~中粒砂岩,灰色、钙质胶结,呈厚层状,比较坚硬,老底为细砂岩比较坚硬;己15煤层直接顶为灰色砂质泥岩,底板极软即己16.17煤层顶板,灰黑色砂质泥岩,顶部含泥质较大,己16.17煤层底板为砂质泥岩。矿井瓦斯及二氧化碳鉴定成果为:绝对瓦斯涌出量71.257m3/min,相对涌出量14.594m3/min;二氧化碳绝对涌出量32.292m3/min,相对涌出量6.818m八矿当前通风系统为中央并列与分区对角混合式通风系统,重要通风机工作办法为抽出式,共布置四个进风井筒(副井进风、新副井,主井、北风井辅助进风),四个回风井筒(东风井、西一风井、西二风井、丁一风井);当前,矿井总进风量27161m3/min,东风井安装两台K4-73-11N032F离心式主扇,服务于己一、己三及己三扩大采区,主扇工作风量5568m3/min,工作风压3250Pa;西一风井安装两台K4-73-01N032F离心式主扇,服务于己二下延、戊二采区下延,主扇工作风量7100m3/min,工作风压3400Pa;西二风井安装两台GAF26.6-15.8-1型轴流式主扇,服务于一水平己四、戊四采区、二水平己二、戊二采区,主扇工作风量8563m3/min,工作风压3200Pa;丁一风井安装两台安全监测系统:八矿现用KJ安全监测系统,监测机房配备两台主机,一台运营一台备用,八台大屏幕显示屏,并与公司实现联网,井下共有KG型工作分站37台;KG3003型低沼瓦斯传感器71台,局扇开停传感器71台,瓦斯断电仪42台,馈电状态传感器46台,重点工作面安装一氧化碳传感器6台,温度传感器12台,矿井和采区总回风安装风速传感器12台,风门开关传感器24台。八矿位于李口向斜轴南北转折仰起端,井田西翼与十二矿、十矿井田内分布北西向牛庄向斜、郭庄背斜以及原十一矿逆断层末端相邻,并受其控制;东翼则接近北东向洛岗大断层;故该井田既受北西向构造控制,又受北东向构造控制,处在区域北西向与北东向构造交汇部位。井田内发育三个明显褶皱构造:一处是盆形任庄向斜,反映了北西向与北东向构造联合伙用成果;一处是轴向北东前聂背斜,反映了北东向构造作用成果;另一处是轴向近南北焦赞山向斜,属复合构造作用成果。井田内煤层走向变化明显,接近十矿井田东翼煤层走向呈北西向展布,至井田中部煤层走向侧转呈北西和近东西向。井田内有三条大断层:位于井田南部边界呈北西向展布任庄正断层,落差120m;位于井田中部呈北东向展布辛店正断层,落差40m;横贯已一、已三采区呈北西向展布张湾正断层,落差20m。此外,井田内部还发育有大量北西向和北东向小断层,均以压扭性构造为主。2.2实验区概况2.2.1揭煤地点概况八矿戊二轨道上车场开口,开口位置距副井1348m,开口标高-416m,方位角32°,施工坡度-13°。半圆拱形断面,净宽3800mm,净高3600mm,S净=12.7m2。设计工程量约1044.5m,穿岩段采用锚网喷支护,喷浆厚度120mm;过煤段采用架U29棚子支护,棚间距500mm,之后喷浆封闭,喷浆厚度由于八矿开二队从上端已施工430m停头,停头处巷道底板距戊9-10煤层顶板3.2m岩柱停掘,10月30日建井一处综合四队从八矿新副井二水平向上已施工308.5m,停头处巷道顶板距戊9-10煤层底板5m停掘,因而该巷剩余工程量306m所有为揭穿、过戊9-10煤。依照实际揭露地质资料推算,揭煤位置地面标高+210.0m,戊9-10煤层底板标高-562m,煤层埋深772m,煤层厚度3.5m,直接顶板为3m厚砂质泥岩,其上部厚0.8m戊8煤层,底板为厚约6m砂质泥岩夹2层0.2m厚煤线,煤层倾角6°~12°,预测下山施工至490m处将揭露戊9-10煤层。依照建井一处在八矿二水平施工状况及地质资料,该煤层在八矿地区为突出煤层,因此此工作面按突出危险工作面管理。图2-1戊二轨道上山揭煤示意图2.2.2瓦斯地质状况煤层产状:走向296°~304°,倾向32°,倾角6°~12°,煤层厚度(构造式)1.2(0.3)~2.0软分层厚度及层位0.3~0.5m,接近中上部煤层节理较发育煤层赋存比较稳定、厚度变化不大。煤种牌号:肥煤水份2.8%,灰份23.8%挥发份31.8%煤容重1.43煤结实性系数(f)=0.2~0.6,煤破坏类型Ⅱ~Ⅳ,煤尘爆炸指数27.1%~44.2%,煤自燃火期4~6个月,煤层瓦斯含量18(m3/t),煤层瓦斯压力2.4(MPa)以上,绝对瓦斯涌出量最大3.5m3/min。煤层顶板特性底板为厚约6m深灰色砂质泥岩,含2层约0.2m厚煤线。该地点地质柱状图图2-2戊二轨道上山地质柱状图2.2.3瓦斯地质分析该工作面地质构造较简朴,煤层赋存比较稳处在戊9—10煤层顶板砂质泥岩中,之后巷道向下按13°坡度穿层施工。依照三维地震资料测定△P和f值范畴普通为:△P在10~32;f值在0.2~0.6;K值在70~142,煤层瓦斯压力在1.4MPa以上。与本次揭煤点相距约100m东测压点测得瓦斯压力为1.9MPa(表压力)。揭煤地点构造软煤普遍发育,瓦斯压力和瓦斯放散初速度较大,具备发生突出煤体强度、放散初速度和煤层压力条件。依照八矿地质资料分析,该工作面按煤与瓦斯突出危险工作面进行管理。3揭煤工作面突出危险性预测3.1实验区瓦斯地质特揭煤地点构造破坏严重,形成大面积软煤分层,并在该分层中发育一系列次级褶皱,这些褶皱轴向与地层走向一致或以小角度相交。断层多为顺层断层,在断层带上煤层受到严重破坏。以主断面为界,之上多为未受构造影响原生构造煤,条带构造,垂直节理。揭煤地点煤层瓦斯含量为18m3/t,煤层瓦斯压力1.4MPa以上,具备突出危险性3.2前探钻孔八矿戊二轨道上车场开口,开口位置距副井1348m,开口标高-416m,方位角32°,施工坡度-13°。半圆拱形断面,净宽3800mm,净高3600mm,S净=12.7m2。设计工程量约1044.5m,穿岩段采用锚网喷支护,喷浆厚度120mm;过煤段采用架U29棚子支护,棚间距500mm由于八矿开二队从上端已施工430m停头,停头处巷道底板距戊9-10煤层顶板3.2m岩柱停掘,10月30日建井一处综合四队从八矿新副井二水平向上已施工308.5m,停头处巷道顶板距戊9-10煤层底板5m停掘,因而该巷剩余工程量306m所有为揭穿、过戊9-10煤。由地勘资料和已掘进巷道揭露资料分析,首采面瓦斯地质条件较复杂,为了精确掌握煤层位置、赋存状态和瓦斯地质条件,及为保护岩柱设计尺寸提供基本数据。在八矿戊二轨道上车场开口,开口位置距戊9-10煤层10m时,在掘进工作面正头施工前探钻孔2个,使钻孔穿透全煤层并进入顶(底)板不不大于0.5m,用来探明戊9-10煤层赋存状态。前探钻孔设计参数如表。表中1、2号孔全钻取芯,当1、2号探孔有疑时施工备用探孔以探清地质状况。在施工前探钻孔过程中,依照《防突细则》第32条、第34条及第60条规定,对揭煤点突出危险性选用钻屑瓦斯解吸指标△h2作为突出预测指标,进行第一次突出危险性预测,预测指标临界值如表3-1。表3-1前探钻孔参数表钻孔序号位置倾角中线夹角孔径(mm)见煤深度(m)止煤深度(m)钻孔总长(m)备注距中线(m)距腰线(m)10-0.513°0°75穿煤0.5全取钻芯20015°0°75穿煤0.5全取钻芯备用探孔0-128°0°75穿煤0.5全取钻芯表3-2突出预测指标临界值突出预测指标钻屑瓦斯解吸指标△h2(pa)干煤湿煤临界值200160预测时所有探煤孔都要进行预测,预测位置为见煤后每2m预测一次,当钻孔钻进到预定取样孔深时,及时启动秒表计时,并用1mm和3mm分样筛重叠起来在孔口接钻孔中排出钻屑,并经筛提成1~3mm粒度,装入解吸仪煤样瓶中,秒表记时到3min时转动三通阀,使煤样瓶与测量系统接通,与大气隔绝,秒表记时到5min时刻解吸仪示值即为Δh2。为了防止误穿煤层,在石门距戊9-10煤层法距5m时,在掘进工作面正头施工补打3个小直径(42mm)超前探钻孔,且保证其超前距离不少于2m,不大于2m时应重新打超前探钻孔。用以探明戊9-10煤层精确赋存和层位,前探钻孔设计参数如表。在探孔施工中同步用Δh2进行第二次突出危险性预测。表3-3小直径超前探钻孔参数表钻孔序号位置倾角(度)水平角(度)孔径(mm)见煤深度(m)止煤深度(m)钻孔总长(m)备注距中线(m)距底板(m)1左偏1.50.113左偏1442穿煤200.115042穿煤3右偏1.50.128右偏1442穿煤3.3煤层压力测定在石门开口后继续向前掘进4.5m测压钻窝,在钻窝内施工二个测压钻孔。测压钻孔参数如表五。在打测压钻孔过程中,每米钻孔采一种煤样,测定煤结实性系数f,并将两个测压孔所测结实性系数最小值平均,作为煤层平均结实性系数。将结实性系数最小值两个煤样混合,测定煤瓦斯放散初速度ΔP。为了精确得到原始瓦斯压力值,测压孔应布置在岩层比较完整地方,测压钻孔见煤点与前探钻孔见煤点之间距离不得不大于5m。表3-4测压钻孔参数表钻孔序号位置倾角(度)与回风大巷中线夹角孔径(mm)见煤深度(m)止煤深度(m)钻孔总长(m)备注距迎头(m)距底板(m)10.50.12860°94穿煤220.11580°94穿煤在打测压钻孔过程中,每米钻孔采一种煤样,测定煤结实性系数f,并将两个测压孔所测结实性系数最小值平均,作为煤层平均结实性系数。将结实性系数最小值两个煤样混合,测定煤瓦斯放散初速度ΔP。为了精确得到原始瓦斯压力值,测压孔应布置在岩层比较完整地方,测压钻孔见煤点与前探钻孔见煤点之间距离不得不大于5m。并用D、K值对揭煤点进行预测,综合预测指标D、K值按下式计算:D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)K=△P/fD――煤层突出危险性综合指标;K――煤突出危险性综合指标;H――开采深度;P――煤层瓦斯压力,取测压孔实测煤层瓦斯压力最大值MPa;△P――软分层煤瓦斯放散初速度指标;f――软分层煤平均结实系数。由于缺少本矿区综合指标D、K预测临界值,建议预测采用《防治煤与瓦斯突出细则》给定临界,预测采用临界值如表5所示。表3-5综合指标D、K预测煤层区域突出危险性临界值煤层突出危险性综合指标D煤突出危险性综合指标K0.25153.4石门揭煤工作面突出危险性分析本次设计测定预测参数范畴为:△P在10~32,f值在0.1~0.3;K值在70~142,煤层瓦斯压力在1.4Mpa以上;构造软煤普遍发育,瓦斯放散初速度较大,具备发生突出煤体强度、放散初速度和煤层压力条件。4石门揭煤技术方案及参数当前国内揭开严重突出近水平煤层普通要五至七个月时间,最长甚至要16个月。为尽量缩短揭煤时间,在总结成功揭煤经验、认真研究平煤八矿揭煤工作面瓦斯地质条件基本上,需要重点解决难点有:①石门揭煤预留岩柱厚度拟定;②瓦斯抽放方式拟定;③揭煤爆破方式进一步研究。以安全、迅速、办法简朴为原则,初步提出三个抽放技术方案,两个爆破技术方案。4.1石门揭煤预留岩柱厚度拟定石门揭煤全过程采用爆破破碎煤岩体方式。在爆破掘进过程中,炮眼中炸药产生高温高压气体作用于被爆破煤岩体上,使炮眼周边煤岩体受到一种以炮眼轴线为中心向四周辐射冲击波和后续应力波压力。爆破点深部某些煤体将产生激烈变形和破坏。由于炮眼周边煤岩体只具备向炮眼轴心方向和巷道空间方向自由度,从而使得被爆破煤岩体只能向采掘空间抛出。同步,炸药爆炸时产生垂直于炮眼轴线方向冲击压力将起到瞬时减少或消除某些深部煤岩体与巷道轴向垂直受压载荷作用,为突出创造有利条件。此外,炸药在岩体内爆炸,开挖范畴内岩石爆破下来,同步必然对保存岩体导致损伤和破坏,从而使围岩力学性能劣化,承载力及稳定性减少,当煤岩交界处岩体破碎、岩柱厚度较小时,就难以抵抗大地应力和瓦斯压力而自行揭开煤层,发生突出。因此,石门揭穿煤层之前,必要预留合理厚度岩柱,既要防止突出,同步又有助于采用防突办法。为此,咱们采用有限元数值模仿手段,从岩石物理力学性能、爆破对岩石损伤和破坏作用、地应力和瓦斯压力影响等几方面综合进行研究,拟定安全最小预留岩柱厚度。岩石在爆破时,在一定范畴内导致破坏或破碎,未破坏保存岩体将产生损伤作用,保存岩体在爆破后力学性质及其稳定性研究是合理拟定石门揭煤预留岩柱厚度重要基本之一。爆破损伤岩石力学特性反映了岩石在爆炸作用下损伤限度,其破坏与损伤范畴与爆破条件、爆破参数、装药量等因素关于。因而,依照爆破损伤岩石力学性能实验及成果分析、爆破对围岩损伤现场实验、爆破对围岩质量影响分析等三方面工作,在爆破损伤岩石力学性能实验基本上,在岩石大巷中进行了巷道掘进爆破对围岩力学性能及完整性影响现场实验;采用分次爆破方式实验对比了周边眼爆破参数对围岩影响,选用不同装药直径对比实验不同不耦合系数条件下爆破对围岩影响;分析研究了爆破条件对岩石质量指标RQD和围岩力学性能影响;装药构造和爆破损伤对围岩稳定性影响。依照实验研究和理论分析成果,可以得到如下结论:(1)爆破对保存岩体影响区域重要在25倍炮孔半径范畴内,如果按照现场采用φ38mm炮孔直径计算,其影响范畴为0.475(2)在爆破影响范畴以内岩体影响限度为:按照岩体基本质量指标BQ来计算时,BQ值减小值在20%~30%以内;按照岩石单轴抗压强度计算时,强度减小了5%~20%。(3)爆破对保存岩体影响与爆破办法有很大关系,采用不耦合装药可以明显削弱对岩体损伤和破坏,且在保证爆破效果前提下,应当加大不耦合系数,对于现场实际钻眼爆破条件,采用φ38mm炮孔直径时,采用25~28mm瓦斯压力变化将引起煤岩体有效应力变化,从而使煤岩体力学性质如变形和强度特性发生明显变化。设瓦斯压力为p,为简化讨论取α为1,则骨架有效应力可写为:σi,=σi–p假设岩体破坏满足库仑—莫尔准则,则以主应力表达库仑—莫尔准则写成有效主应力形式为:σ1,=σ+sσ3,式中:σ1,、σ3,—分别为最大、最小有效主应力σ—岩石单轴抗压强度s—主应力系数。经整顿:σ1-p=σ+s(σ3-p)在应力σ-τ平面内画出有效应力表达莫尔圆以及实际应力莫尔圆,如图4-1所示。图中,A、B线为瓦斯压力等于零时莫尔包络线,曲线Ⅰ为有效应力莫尔圆,曲线Ⅱ为总应力莫尔圆。当瓦斯压力为零时,莫尔圆在包络线AB里边,当瓦斯压力增长时,该曲线向左移动,直到它和A、B相切,此时破坏发生。图4-1瓦斯压力对煤岩强度影响由以上分析可见,煤岩体强度将随瓦斯压力增长而减少。此外煤体瓦斯吸附量增长,使煤体体积膨胀,强度减少,甚至导致煤体颗粒之间联结力完全丧失,煤体近似散粒状。依照大量工程经验和爆破实验成果,力学参数测定是岩块实验成果,岩体强度普通较岩块强度要小,同步揭煤巷道爆破作业对预留岩柱产生损伤作用,结合平煤八矿矿区煤层实际状况,预留岩柱厚度取2m4.2石门揭煤防突办法选定《煤矿安全规程》第二百零二条规定,防治石门突出办法可选用抽放瓦斯、水力冲孔、排放钻孔、水力冲刷或金属骨架等办法。某些详细简介如下:钻孔抽放瓦斯:石门揭煤前,由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻,将煤层中瓦斯通过钻孔自然排放出来,待瓦斯压力降到安全压力如下时,再进行采掘工作。水力冲孔:又称钻冲法,是运用煤柱或岩柱作为安全屏障,向有自喷能力底危险煤层钻孔,通过钻头切割和高压水射流冲击破碎煤体,激发煤层潜能释放,排出煤和瓦斯,使其周边地应力减少、透气系数增长、瓦斯压力及含量减小、煤强度增高、煤弹性变形能与瓦斯能释放,从而使喷煤喷瓦斯钻孔周边一定范畴内煤丧失突出能力。水力冲孔重要合用条件有:煤质较软或有软分层,煤结实系数f在0.5如下;具备自喷能力煤层。实践表白,水力冲孔是用于严重突出危险煤层一种有效防突办法,除用于石门揭煤外,也可用于煤巷掘进和回采。排放钻孔:又称多排钻孔,是石门揭煤惯用一种防突办法,其机理重要是在揭穿煤层石门断面外均匀布置多排扇形钻孔,使石门周边一定范畴内煤体发生收缩变形,紧张状态得到缓和,煤变形弹性能与斯潜能得到释放,地应力值与地应力梯度减小,煤透气性增大,瓦斯压力值与瓦斯压力梯度减少,煤力学强度增长,从而消除了石门揭穿煤层突出危险性.排放时间看详细状况,多排钻孔布置取决于煤层危险限度、煤层透气性能和钻孔有效作用范畴等参数,钻孔要均匀布置,孔底间距普通控制在1-2m,在测得有效半径后,石门揭穿煤层预排瓦斯底钻孔数按下式计算:式中:K—系数,视煤层危险限度而定,普通取1.2;a—巷道两帮排放瓦斯带底宽度,m;h、b—巷道高度、宽度,m;r—有效排放半径,me金属骨架:金属骨架是用于石门揭穿煤层一种超前支架,当石门掘至煤一定距离时,在石门断面顶部及两帮打钻孔并穿透煤层全厚进入顶(底)板岩内0.5m以上,孔内插入钢管或钢轨,形成金属骨架,排放一定数量瓦斯,并使一定范畴内煤体得到卸压,同步又增长煤体结实性和稳定性。在巷道揭穿煤层过程中,它支撑上方煤体重力,制止煤体突然破坏与离层,从而达到防突目,普通使用于薄煤层中。《细则》规定,采用金属骨架防突时,必要与抽放瓦斯、水力冲破或排放钻孔等办法配合使用,骨架孔直径普通为75~108mm,孔间距普通0.2~0.4m左右,当骨架材料采用钢管时,直径不不大于5Omm钢管,采用钢轨则不不大于8Kg/m,其长度恰当不不大于钻孔0.4~0.5m近年来,国内外科研、生产单位在石门揭煤突出预测及采用防突技术办法方面都进行了较进一步研究,先后采用水力冲孔、金属骨架、扩孔钻具卸煤、煤层固化和抽排瓦斯等技术办法,起到了积极防突效果。相比之下,水力冲孔办法以高压水流为动力,对突出煤层进行冲刷卸压,起到有效防突作用,但该办法需用高压水源及配套冲孔设备,在技术尚未完全成熟状况下,执行办法时易诱导突出,因此没有得到较好推广应用;金属骨架和扩孔钻具卸煤办法重要合用于突出危险不太严重倾斜及急倾斜煤层,在缓倾斜煤层中施工难度较大,当前也缺少采用此办法时统一合理参数计算办法,实行过程带有一定经验性,其应用范畴受到一定局限;煤层固化办法用固化液胶结煤体,增强了煤体自身强度,能有效地制止瓦斯突出发生,但该办法属于被动防突办法,作业成本高,且不利于过煤门掘进时防突,其安全性也有待于进一步提高;抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤办法,可以合用于缓倾斜煤层,有较高安全限度,但执行该办法普通需要很长抽放和排放瓦斯时间,揭煤工期多数超过五个月,严重影响矿井生产接替。鉴于国内外在石门揭煤防突研究方面现状,国内外突出矿区不得不投入大量人力、财力用于揭煤防突,揭煤工期长、成本高,严重影响了突出矿井经济发展。而没有安全有效防突办法,更使瓦斯突出事故严重威胁着煤矿职工人身安全。特别近些年来,发生数起石门揭煤突出事故,更为煤矿安全生产敲响了警钟。自六十年代以来,石门揭煤防突办法先后采用了水力冲孔办法、金属骨架结合扩孔钻具卸煤办法、煤层固化办法和钻孔抽排瓦斯办法,相比之下,钻孔抽放瓦斯办法能有效地排放煤层瓦斯,使煤体充分卸压,增强煤体强度,近年来揭煤防突实践证明该办法能可靠地消除石门工作面突出危险性,是积极积极防突办法,因而应作为石门揭煤首选防突办法。平煤八矿主采煤层为缓倾斜、具备严重突出危险性戊9-10煤层,以往普通采用扇形钻孔抽、排瓦斯、震动放炮一次揭开煤层揭煤方式,详细揭煤工艺是:石门揭煤工作面打小直径(75mm)钻孔→抽放瓦斯→防突效果检查→石门掘进→震动放炮(分区爆破法)一次揭开煤层→清理、支护→防突效果检查→煤门掘进,完毕揭煤工作。由于小直径钻孔抽放瓦斯效果差,抽放占用时间很长,揭开煤层普通要五至七个月时间,最长甚至要16个月。为尽量缩短揭煤时间,在认真分析研究以往揭煤经验基本上,提出了集中抽放防突结合石门短导硐揭煤办法。此种办法在焦作矿区进行了实验,成功对九里山、演马庄、位村煤矿,在安全前提下,顺利揭开突出危险煤层,明显缩短了揭煤工期;推广应用于三对矿井七处严重突出危险煤层,未发生一次煤与瓦斯突出事故。结合平煤八矿戊9-10煤层特点及工程技术实际将抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤作为本次揭煤防突办法。4.3短导硐施工方案本次揭煤采用抽、排瓦斯结合导硐震动放炮揭煤详细办法是,在巷道底板距煤层法距2m处,在迎头两帮开二个耳巷,两个耳巷内6个孔及时用聚氨酯进行封孔,封孔长度不下于5m,并与巷道内主抽放管路合茬,保证抽放钻孔孔口负压不不大于0.013MPa,并在揭煤过程中保证不间断抽放。石门为净宽2.8m、净直墙高1.4m半圆拱巷道,掘至距煤层垂距2m时,按5°角度起坡掘导硐,在顶板水平高度不变条件下,上行掘进3.6m,导硐直墙高度1.4m,半圆拱逐渐变为圆弧拱,然后保持该规格下行掘进3.6m导硐。为保证导硐底板距煤层垂距2m,采用每掘进循环进行一次探测煤层,探孔钻进采用大功率煤电钻,保证预留岩柱厚度,保证短导硐与煤层法距不不大于2m。短导硐施工采用钻孔光面爆破,炸药采用乳化炸药,毫秒电雷管引爆。考虑到爆破对保存岩体损伤作用,导硐施工爆破参数按设计规定,循环进尺0.9m,采用YTP-28凿岩机打钻,远距离放炮。导硐采用锚喷支护方式,锚杆为φ16mm×1800mm树脂锚杆,间排距600mm×600mm,喷射混凝土厚度100mm。4.4抽放钻孔布置方式4.4.1抽放钻孔布置方式选取1、惯用抽放钻孔布孔方式石门揭煤工作面采用抽放瓦斯防突办法,其抽放钻孔布置形式普通有下面几种:(1)平行钻孔抽放在石门揭煤工作面巷道两侧各掘进一种钻场,在钻场及石门正前平行布置钻孔,如图4-2。平行钻孔布置方式长处在于设计、施工简便,但钻孔工程量大,增长辅助岩巷工程,抽放与导硐掘进不能平行作业,抽放时间长。(2)扇形钻孔抽放在石门揭煤工作面正前布置钻孔,钻孔排布呈扇形分开,如图4-3。扇形钻孔布置方式长处在于施工简便、无辅助岩巷工程,但钻孔工程量大且抽放不均匀,抽放与导硐掘进不能平行作业,抽放时间长。石门石门石门钻场图4-2平行钻孔布置抽放石门石门石门图4-3扇形钻孔布置抽放(3)交叉钻孔集中抽放在石门揭煤工作面巷道两侧各掘进一种钻场,在钻场布置空间交叉钻孔,一方面截流巷道两帮瓦斯,另一方面抽排导硐下部煤层瓦斯,如图4-4。交叉钻孔布置方式长处在于瓦斯抽放均匀不留空白带,抽放与导硐掘进可以平行作业,巷旁截流钻孔能截流抽放巷道两帮煤体瓦斯,并且在揭煤全过程可以持续抽放,但增长了辅助岩巷工程。导硐导硐图4-4交叉钻孔布置抽放从石门揭煤突出机理研究及以上抽放形式对比可以看出,巷旁截流、巷内交叉钻孔集中抽放钻孔布置方式,尽管多开挖钻场增长了岩巷工程,但瓦斯抽放强度大、效果好,不但可以强化石门工作面正前范畴抽放效果,并且能截流抽放巷道两帮煤体瓦斯,在揭煤全过程可以持续抽放,可有效控制揭煤时大强度突出、延期突出和过煤门持续突出;抽放与导硐掘进、煤门掘进平行作业,缩短了抽放时间,综合研究技术、经济、安全三方面因素,抽放钻孔拟定巷旁截流、巷内交叉钻孔集中抽放布置方式。4.4.2交叉钻孔布孔方式依照八矿煤层特点,本次揭煤采用交叉钻孔集中抽放瓦斯结合短导硐震动放炮揭煤。详细办法如下:(1)在巷道底板距戊9-10煤层法距2m处,在迎头两帮开二个耳巷,耳巷高3.2m,深4.5m,宽B=3.2m,在两个耳巷迎头施工48个抽放钻孔,掘进迎头施工10抽放钻孔,(2)办法施工完毕后及时用聚氨脂进行封孔,进行瓦斯抽放。施工完毕抽放孔后,经预抽15天后计算煤层瓦斯预抽率,当预抽率不不大于30%,且用△h2进行突出危险性检查指标不超时,采用前探安全岩柱办法向前掘进短导硐,保证短导硐与煤层法距不不大于2m(3)掘完导硐后在导硐迎头施工10个抽放钻孔并封孔连管抽采,然后向下挖底至距戊9-10煤层法距1.5m处采用震动放炮揭开1m煤层。在导硐掘进和揭煤过程中保证耳巷内4.4.3抽放钻孔施工规定(1)在短导巷施工完毕后,依照矿井戊9-10煤层特点拟定钻孔布置及各钻孔参数。钻孔施工必要从里向外,从巷道一帮向另一帮,施工过程中必要记录清岩孔长度、煤孔长度、钻孔角度、钻孔位置和钻孔编号等。(2)每施工完毕一种钻孔必要用压风将炮眼内煤岩粉吹净并及时用聚氨脂进行封孔,封孔长度为岩孔所有封,并与巷道内主抽放管路合茬,保证抽放钻孔孔口负压不不大于0.013MPa。若钻孔不能及时封孔合茬抽放,要用压风将炮眼内煤岩粉吹净,并用木塞将炮眼口塞住,防止掉入杂物。(3)瓦斯抽放瓦斯封孔办法工作面在距煤层顶板2m岩柱位置处,布置钻场施工集中抽放瓦斯办法。采用聚氨酯结合水泥砂浆封孔办法。封孔段长度:岩孔不大于4m钻孔规定所有封堵,岩孔不不大于4m钻孔,除聚氨酯封孔段以外水泥砂浆封堵长度不得少于3m。封孔前用压风办法将孔内积水排净,否则不得封孔。如巷道瓦斯超限,规定打好一种孔,封一种孔,连一种孔,以保证封孔质量。抽放期间为保证抽放效果,规定专人负责放水、检测瓦斯抽放量等工作,发现问题及时解决。图4-5抽放孔布置4.4.4抽放钻孔工艺(1)钻孔直径和间距。钻孔直径选为75mm;孔间距由煤层透气性和进行抽放时间及煤层抽放半径(r),取2m间距均匀布置钻孔。(2)由煤层透气性和瓦斯压力,初步设计瓦斯抽放时间为2.—5月。在抽放控制范畴内,如果测试指标降到突出临界值如下,以为防突办法有效。否则,以为办法无效,采用补充办法(曾加时间,曾加钻孔数量),经办法效果检查有效后,方可恢复掘进施工。4.4.5抽放钻孔安全技术办法(1)施工钻孔电气设备电源必要和该巷道瓦斯探头实行风电、瓦斯电联锁,要保证钻孔施工期间正常供压风、供电及排水。(2)施工钻孔前,抽探队要将迎头余渣及杂物清理干净,巷道断面符合设计规定。(3)抽探队必要严格按设计施工钻孔。钻孔施工前,要将钻机摆放平稳,打牢压车柱,吊挂好风水管路和电缆。(4)钻孔施工过程中,钻杆先后禁止站人,不准用手托扶钻杆,所有施工人员要将工作服穿戴整洁。在钻孔施工过程中,禁止用铁器敲砸钻具。(5)在钻孔施工过程中,通风区要严格按照《煤矿安全规程》中关于规定对施工地点瓦斯等气体进行检查,禁止瓦斯超限作业。施工班(组)长在施工过程中必要使用便携仪。(6)在钻孔施工过程中,若发既有突出预兆及异常现象时,瓦检员和施工负责人要迅速将所有人员撤至安全地带,同步切断该巷道内所有电气设备电源,并及时向矿总工程师、矿调度室、通风科、防突科及关于单位报告,待通过解决且瓦斯等有害气体浓度恢复正常后,方可继续施工。矿调度室、通风科、防突科要加强对钻孔施工过程中调度指挥及记录工作。(7)在钻孔施工过程中,操作人员要严格按照钻机操作规程和钻孔施工参数精心施工,严格控制钻进速度,在人工取下钻杆及加钻杆过程中,钻机控制开关必要打到停止位置,不得违章作业,同步做好施工记录。(8)钻孔施工期间要采用办法进行孔口除尘,杜绝煤尘飞扬现象,并在钻孔施工地点配备4只灭火器,并做好该工作面洒水灭尘工作,杜绝煤尘堆积。(9)施工钻孔所有设备,任何单位和个人不得随意挪动与拆卸。施工完钻孔参数必要及时填写在钻孔施工记录牌板上,并报矿调度室、防突科备案。4.5揭煤爆破技术方案震动放炮:《细则》中指出,石门揭穿危险性煤层前,按规定,当预测为突出危险工作面时,必要采用防治突出办法,并经效果检查有效后,方可用震动放炮揭穿煤层。震动放炮是一种石门揭煤时诱导突出安全防护办法,国内外实践经验表白,在石门揭煤时无论选取了什么防突办法,都应当把震动放炮作为最后揭开煤层办法,由于强大震动力有助于释放煤体内弹性潜能,缓和压力。它重要用于石门(或立井)揭穿煤层,对于突出危险性小,煤层压力不大于1MPa或煤厚不大于0.3m时可直接采用此办法,其效果影响因素重要有:岩柱尺寸、炮眼布置炮眼数和装药量等参数。揭煤爆破可以采用震动放炮,也可以采用远距离放炮。远距离放炮揭煤普通采用渐近煤层方式,揭煤时间跨度长,不利于管理,但不必特殊放炮器材。震动放炮一次揭煤爆破方案炮眼布置大体上有二种,一种是普通光爆法,一种是分区爆破法。普通光爆法因使用广泛、工艺已被职工熟悉,从而操作简朴,但普通光爆法对围岩预留岩柱产生损伤作用大;分区爆破法加大了装药不耦合系数,可以明显减小对保存岩体强度及基本质量指标值影响。二种不同装雷管方案比较如表6所示:震动放炮揭煤因一次起爆雷管数目多,单孔装一种雷管在进行爆破网路计算时电阻普通较大,对放炮器材规定高;为了减少网路电阻可采用单孔装两雷管串联,孔与孔并联联线方式,但这种方式在起爆时也许产生拒爆,在解决拒爆时非常棘手。图4-6普通爆破法示图B-BA-A图4-7分区爆破法炮孔布置采用分区爆破震动炮时,每平方米爆破断面炮眼数目按4~5个拟定。为提高爆破效果,炮眼普通分为三区至五区,第一区作为掏槽眼均垂直于导硐底板布置,其他炮眼均朝向端头方向与水平成一定夹角。石门揭煤单位炸药消耗量按照正常掘进量1.5~2倍拟定。整个爆破网络采用大串联方式。网路电阻应分别计算放炮电缆、雷管和连线接触电阻。表6揭煤放炮方案技术比较表项目单孔装一种雷管,孔与孔串联单孔装两雷管串联,孔与孔并联优点1使用雷管数目少;2装药和联线以便;3不会浮现拒爆现象。1普通不会浮现放炮前不导通现象;2爆破网路电阻小,网路可靠,对放炮器材规定低。缺点1放炮前一但浮现不导通,爆破网路检查麻烦;2爆破网路电阻大,网路不可靠,对放炮器材规定高。1使用雷管数目多;2装药和联线不以便;3会浮现拒爆现象;4放炮前浮现不导通,网路检查非常麻烦。5安全岩柱和效果检查5.1突防效果检查揭煤放炮前防突办法效果检查办法采用钻屑瓦斯解吸指标法、钻屑指标法和钻孔瓦斯涌出初速度法。(1)效检孔布置采用倒三角形布孔,用大功率煤电钻在掘进工作面打4个钻孔,石门中间孔布置在办法孔之间,其他三个孔位于石门下部和两侧,终孔位置位于办法孔边沿线上。效果检查钻孔布置如。效果检查钻孔布置参数如表5-1。表5-1效果检查钻孔布置参数表编号与中线夹角(度)与水平夹角(度)距导硐迎头(m)距底板(m)见煤深度(m)钻孔总长(m)1L4130003.715.02030003.611.33R4130003.715.04045502.08.5(2)操作规定:单孔对钻屑瓦斯解吸指标和钻屑指标测定为见煤后每2m测一次,钻孔瓦斯涌出初速度只测定一次。(3)条件具备状况下,必要进行残存瓦斯压力测定。(4)规定达到效果及各指标临界值,如表5-2所示:表5-2效果检查各指标临界值效检指标钻屑量S(Kg/m)瓦斯涌出初速度q(L/min)钻屑解吸指标△h2(Pa)残存瓦斯压力(MPa)临界值不大于6不大于4.5不大于200(湿煤160)0.74经效果检查后,表中任何一指标不超临界值时,办法有效;任何一种指标超临界值,办法无效,需重新采用办法。图5-1办法效果检查孔布置图5.2预留岩柱厚度控制按照《防突细则》规定:石门揭煤工作面实行抽、排放瓦斯办法时,岩柱厚度不不大于3m。对于平煤八矿缓倾斜煤层条件,为了避免钻孔岩孔长度过大,无效钻孔工程量大,作业时间长,并且增长了打钻难度。拟定防止石门揭煤自行揭开预留岩柱厚度为2m,石门掘进时规定严格掌握煤层产状,保证安全施工。为防止石门进入预留岩柱,当岩柱垂距3m再向前掘进时,每掘进循环在石门工作面底部和两侧打三个超前钻孔,方向垂直煤层顶板,其超前距为2.5m,保证预留岩柱不不大于2m。在巷道距戊9-10煤层法距5m开始,每循环进尺前在迎头底板打二个超前钻孔,一种钻孔与巷道腰线平行向前,一种与巷道腰线呈90°向下、深度为2m以上,前探安全岩柱厚度,超前钻孔由瓦检员、放炮员和安检员共同验收合格后,向调度室报告,调度室必要做好记录,只有在与煤层法距不不大于2m时,方可掘进,法距不大于2m时及时向揭煤指挥部报告,由揭煤指挥部制定办法。5.3炮前防突办法效果检查掘进导硐和抽放瓦斯平行作业,掘完导硐后即进行突出危险性效果检查。揭煤放炮前防突办法效果检查办法采用钻屑解吸指标(Δh2)、钻屑量指标(Smax)和钻孔瓦斯涌出初速度指标(q),由于校检钻孔为负角度钻孔,钻屑量采用难度大、精确率低,因而这次校检钻屑量指标仅作为参照指标,详细为运用MD-2瓦斯解析仪测得△h2,运用JN-2胶囊封孔器和ZLD-2多极流量计测得q值。(1))效果检查孔布置:采用倒三角形布孔,在掘进工作面打4个钻孔(先用钻头直径为75mm液压钻机在岩层打,见煤后停止;改用钻头直径为42mm煤电钻在煤层中打),石门中间孔布置在办法孔之间,其他三个孔位于石门上部和两侧,终孔位置位于办法孔边沿线上。其中:J1、J2、J3钻孔深8m,J4钻孔深8m,效果检查钻孔控制到巷道两帮轮廓线外2.2m,方位、角度及位置。(2)操作规定:使用钻头直径为42mm煤电钻打效果检查钻孔时,J1钻孔见煤第1m打完后,自第2m开始,每米测定一次瓦斯涌出初速度q和钻屑量S,每2米测定一次钻屑解吸指标△h2。J2、J3、J4钻孔自见煤第2m开始,每2m测定一次瓦斯涌出初速度q、钻屑量S和钻屑解吸指标△h2。(3)规定达到效果及指标:经效果检查后,瓦斯涌出初速度q小4.5L/min,且钻屑解吸指标△h2不大于200Pa,可以留顶板厚度为1.5m向前掘进,使用木支架进行支护,达到揭煤位置后进行揭煤。效果检查后,瓦斯涌出初速度q不不大于4.5L/min,或钻屑解吸指标△h2不不大于200Pa时,进行补打释放或延长排放时间。具备状况下,必要进行残存瓦斯压力测定。(4)达到效果及各指标临界值,如表5-3所示:表5-3效果检查各指标临界值效检指标钻屑量S(Kg/m)瓦斯涌出初速度q(L/min)钻屑解吸指标△h2(Pa)残存瓦斯压力(MPa)临界值不大于6不大于4.5不大于200(湿煤160)0.74经效果检查后,表中任何一指标不超临界值时,办法有效;任何一种指标超临界值,办法无效,需重新采用办法。6防突系统和安全防护6.1通风系统6.1.1通风系统与局部通风(1)通风区要加强对通风系统维护和检修工作,保证通风系统稳定,局扇不喝循环风。(2)该揭煤工作面回风系统必要保证系统稳定、风流足够和畅通,与该系统相连风门、密闭墙等通风设施必要结实可靠,防止突出瓦斯涌入其她区域。(3)揭煤期间,通风区要加强该巷道局部通风管理,保证迎头所需风量。(4)局部风机实行双风机双电源,供电实行“三专”、“两闭锁”。(5)局部通风机必要设专职司机,严格现场交接班;局部通风机供风不正常或备扇不能正常工作时禁止进行爆破作业。(6)揭煤进回风通风系统、正反向风门数量、位置见通风系统示意图。6.1.2反向风门通风区应在该揭煤工作面进风侧设立三道牢固反向风门,施工质量应符合如下规定:(1)风门墙垛可用砖或者混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石深度可依照岩石性质拟定,但不得不大于0.2m,墙垛厚度不得不大于800mm,风门厚度不得不大于50mm。两道风门之间距离不得不大于10m,风门正面应包1.2mm铁皮,并用2根50×50mm以上角铁穿带。(2)门框和门采用坚实木质构造,门框厚度不不大于100mm。(3)风门墙体上安装风筒逆风装置,风门有反向底坎及皮带挡风装置。6.2监测监控该巷道按如下规定设瓦斯监测探头,并实现瓦斯电闭锁。设立如下:(1)探头T1安设距迎头不大于5m,距巷顶不不不大于300mm,距巷帮不不不大于200mm。报警点:≥0.8%断电点:≥0.8%复电点:<0.8%断电范畴:掘进工作面内及回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。(2)探头T2安设距离该巷道第一汇风点前10m~15m巷道内,距巷顶不不不大于300mm,距巷帮不不大于200mm。报警点:≥0.8%断电点:≥0.8%复电点:<0.8%断电范畴:掘进工作面巷道中及其回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。(3)探头T3安设距离该巷道第一汇风点后10m~15m巷道内,距巷顶不不不大于300mm,距巷帮不不大于200mm。报警点:≥1.0%断电点:≥1.0%复电点:<1.0%断电范畴:局扇及掘进工作面巷道中及其回风系统内所有非本质安全型电气设备电源。6.3安全防护6.3.1压风自救系统压风自救系统。压风自救系统设立在距掘进工作面25~40m巷道内,正头一组可供施工队人数最多时使用,长距离掘进巷道中,每隔506.3.2隔爆水槽在揭煤石门内安设隔爆水槽,水量不少于200L/m2。6.3.3综合防尘(1)灭尘管路应铺设平、直,吊挂整洁,每隔30m设一种三通阀门,软管跟至迎头,各转载点设喷头,做到落岩(煤)、出岩(煤)洒水。(2)巷道要经常洒水灭尘,禁止煤尘飞扬,风筒、电器、开关等要经常擦拭干净。(3)在距离工作面100m内安设三道喷雾洒水装置,保证正常使用。(4)加强个人防护,所有施工人员都必要佩带防尘口罩。6.3.4其他(1)揭煤期间禁止采用风镐落煤和使用扒矸机出矸。(2)放炮地点安设一部直通矿调度室电话。(3)放炮地点安放6个干粉灭火器。(4)揭煤期间进入该巷道内所有人员必要佩戴并能纯熟使用自救器。6.4供电及停电(1)电气设备必要有专人负责检查、维护,施工队每班、机电科每天检查一次防爆性能,签名备查,禁止使用防爆性能不合格电气设备。(2)揭煤期间,每一项停电必要责任到人,执行停、送电要有记录。(3)揭煤放炮时,除通风机外全矿井下非本质安全型电气设备所有停电,其他放炮时风门以里和回风巷道内所有非本质安全型电气设备所有停电,停电先后必要向矿调度室和揭煤指挥部报告。6.5揭煤放炮眼布置6.5.1炮眼布置在导硐施工完毕后,在导硐内进行震动放炮前最后一次防突效果检查,经检查各种指标都不超,在导硐内下挖0.5m并彻底清理导硐内浮碴,严格按揭煤炮眼布置图,所示施工揭煤炮眼,炮眼施工完毕后,在采用了安全防护办法后,距待揭煤层法距1.5m外开始执行震动放炮揭开煤层。揭煤爆破参数如表十所示:6.5.2爆破网络计算整个爆破网络采用大串联方式。分别计算放炮电缆、雷管和连线接触电阻,放炮母线采用铜芯小电缆,长度约800m,铜芯截面积不不大于4mm2,串联爆破网路电阻计算:R总=R1+R2+R3式中:R总—整个爆破网路电阻R1—雷管总电阻,单个雷管电阻取4.1ΩR1=4.2×88=369.6ΩR2—放炮母线电阻R2=ρL/S=0.017×800×2/4=6.8ΩR3—联线接触电阻,一种接触点电阻取1ΩR3=(88+3)×1=91Ω则R总=369.6+6.8+91=467.4Ω表6-1爆破参数表炮眼名称眼号雷管段号炮眼个数炮眼深度(m)炮眼角度炸药消耗雷管消耗与底板夹角与中线夹角kg/孔卷/孔小计个/孔小计kg卷第一区煤眼1~161162.0~2.1详细见剖面图中所示详细见剖面图中所示见平面图112116岩眼17~23271.3~1.4见平面图2817第二区煤眼24~3038~443142.1~2.5见平面图126114岩眼31~37271.4见平面图2817第三区煤眼52~58472.5见平面图7717岩眼45~5159~653141.4见平面图56114第四区煤眼66~7281~895162.5见平面图208116岩眼73~79471.4见平面图2817共计88132.6663886.7震动放炮安全技术办法6.7.1爆破器材(1)在爆破时必要使用专用爆破器,由专人保管。炸药采用三级乳胶炸药,爆破必要采用铜脚线毫秒电雷管串联起爆,雷管总延期时间不得超过130毫秒,禁止跳段使用。电雷管使用前由专人在

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