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渝阳煤矿防突工培训教案

一通三防 2013-07-01 0
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  渝阳煤矿防突工培训教案


  渝阳煤矿通风科


  2009年3月


  目 录


  第一章 煤与瓦斯突出概述 …………………………………(1)


  一、煤与瓦斯突出概况 ………………………………………(1)


  二、煤与瓦斯突出分类 ………………………………………(8)


  三、煤与瓦斯突出危害 ………………………………………(11)


  第二章 煤与瓦斯突出机理、规律、预兆 …………………(11)


  一、煤与瓦斯突出机理 ………………………………………(11)


  二、煤与瓦斯突出规律 ………………………………………(12)


  三、煤与瓦斯突出预兆 ………………………………………(12)


  第三章 “四位一体”防突措施 ……………………………(13)


  第四章 防治煤与瓦斯突出实施细则 ………………………(62)


  第五章 渝阳煤矿防突管理制度 ……………………………(102)


  一、未定性突出煤层管理办法 ………………………………(102)


  二、防突报告单送审管理办法 ………………………………(103)


  三、防突“四对口”现场动态管理办法 ……………………(104)


  四、防突仪器仪表管理办法 …………………………………(104)


  五、防突钻孔放线法布孔技术操作规范 ……………………(105)


  六、突出危险性预测(检验)现场操作管理规定 ……………(106)


  七、压缩氧自救器使用管理办法 ………………………………(107)


  八、压风自救器使用管理办法 …………………………………(108)


  九、防突工操作规程 ……………………………………………(110)


  十、防突工岗位说明书 …………………………………………(111)


  十一、防突钻孔施工汇报内容有关规定 ………………………(113)


  十二、防突头面“四位一体”措施现场查验制度及处罚规定…(115)


  第一章 煤与瓦斯突出概述


  一、煤与瓦斯突出概况


  (一)煤与瓦斯突出的主要特点


  矿区现有6对生产矿井,均为煤与瓦斯突出(以下简称突出)矿井,开采过程中煤与瓦斯突出频繁发生,据统计1958-2003年,总计发生突出476次,最大突出强度1624t,喷出瓦斯15万m3(见表1-3)。其中千吨以上的突出6次。历年突出共死亡230人,最多一次死亡125人(同华矿1960年5月14日)。抽排瓦斯钻孔是矿区防治煤与瓦斯突出的主要手段,而在施钻过程中发生突出,造成人员伤亡却是当前防突措施工程实施中最大的难点和安全隐患。1986年以来,相继发生钻孔突出35次,死亡19人,最大突出强度760t,瓦斯量44800m3,最多一次死亡6人(见表1-2)。


  表1-1 松藻煤电公司煤与瓦斯突出次数及死亡人数统计表


  矿井名称 突出次数(次) 突出强度(t) 死亡


  人数


  总计 回采 掘进 揭煤 平均 最大


  松藻煤矿 44 11 31 2 44.2 470 50


  打通一矿 260 194 58 8 18.5 1408 2


  打通二矿 64 34 22 8 63.4 695 17


  石壕煤矿 33 5 21 7 311.8 1624 3


  逢春煤矿 5 2 3 388.4 884


  同华煤矿 70 39 23 8 80.5 1000 158


  合计 476 283 157 36 60.3 1624 230


  表1-2 煤电公司历年钻孔突出统计表


  矿井 松藻煤矿 打通一矿 打通二矿 石壕煤矿 逢春煤矿 同华煤矿 合计


  突出次数 1 14 18 1 0 1 35


  死亡人数 1 2 11 0 0 5 19


  矿区各煤层突出情况见表1-3。


  表1-5 松藻矿区各煤层煤与瓦斯突出统计(1958-2003)


  矿井名称 煤层 突出次数 突出


  总煤量


  (t) 突出平均煤量(t/次) 最大突出煤量(t/次) 始突标高(m) 始突深度(m) 构造突出(次) 突出软分层厚(m) 石门突出 煤巷突出(次) 采面突出(次)


  次数 最大强度(t)


  松藻 K1 13 1046.2 80.5 470 588 251 10 1 15 7 5


  K2 15 254.1 16.9 72 533 302 6 10 5


  K3 16 645 40.3 163 538 176 0.5 2 163 13 1


  打通一矿 7# 251 1879.7 7.5 59 432 240 15 0.15 58 193


  8# 6 2858 476.3 1408 440 263 4 4 1408 1 1


  11# 2 4 2 2 170 556 2 2 2


  12# 2 89 44.5 84 238 364 2 2 84


  二矿 7# 43 755.2 17.6 121 436 234 23 0.15 1 121 16 26


  8# 20 3245 162.3 560 428 294 12 0.5 6 560 6 8


  11# 1 54 54 54 190 487 1 1 54


  石壕 6# 2 46 23 36 405 273 2 1 1


  7# 11 502 45.6 120 440 260 9 0.15 1 36 10


  8# 19 9562 503.3 1624 473 275 15 0.5 6 1624 9 4


  12# 1 180 180 180 445 398 1 1 180


  逢春 6# 1 50 50 50 617 373 1


  7# 1 439.4 439.4 439.4 678 1 1 439


  8# 3 1453.4 484.5 884 764 200 2 2 884 1


  同华 K1 19 446.3 23.5 80 400 234 13 7 12


  K6 29 430.5 14.8 200 370 220 2 27


  K3 21 4234 201.6 1000 590 113 6 7 1000 14


  合计 小计 476 26760.8 56.2 1624 764 113 124 37 1624 156 283


  薄 391 6176.4 15.8 470 678 220 85 0.15 10 439 112 269


  厚 85 20584.4 242.2 1624 764 113 39 0.5 27 1624 44 14


  根据历年各次突出情况分析,矿区突出存在以下主要特点:


  (一)按突出煤层分析:


  1 突出次数:最多的是7#煤层,占总次数的64.3%;其次是8#煤层,占17.86%。


  2 突出强度:最大的是8#煤层,平均突出强度242.2t/次,最大突出强度1624t/次;其次是K1煤层,最大突出强度470t/次;7#层最大突出强度439t/次。


  3 始突深度:最浅的是8#层,为113m,其余6#、7#、11#(K2)、12#(K1)分别是273m、234m、302m、234m。


  (二)按突出地点分析:


  1 突出次数:回采工作面最多,占59.5%;煤巷次之,占32.8%;石门揭煤突出最少,占7.8%。


  2 突出强度:平均突出强度石门最大,为391.84t/次;其次是煤巷,为59.07t/次;最小是回采工作面,为13.58t/次。最大突出强度依次为石门、煤巷、回采工作面。平均突出强度石门是煤巷的6.63倍,是回采工作面的28.85倍。(三)按突出前的作业工序分析:


  各煤层各工序突出情况见表1-6。割煤突出次数最多,占42.9%;放炮突出次之,占33.5%;打孔突出第三,占7.4%;浅孔松爆占6.3%,风镐占6.1%,手镐、放超前炮各占1.26%,深孔松爆有2次,吹炮眼、架料、回撤金属支架、攉煤各有1次。


  表1-4 松藻矿区突出与作业工序统计(1958---2003)


  矿井 煤层 突 出 次 数


  风镐 手镐 放炮 放超前炮 浅孔松爆 深孔松爆 吹炮眼 架料 割煤 回撤金支 攉煤 打孔


  小计 42mm 65mm 72mm 86以上


  松藻 K1     8           5


  K2     15


  K3 11 3 1                 1   1


  打通一矿 7#     48 6 25 1 1   155     14 12     2


  8#     4     1     1


  11#     2


  12#     2


  二矿 7#     11   3       14     15   13 1 1


  8# 2   15                 3 1     2


  11#     1


  石壕煤矿 6#     1           1


  7#     11


  8#     14   2       2     1       1


  12#     1


  逢春 6#     1


  7#     1


  8#     3


  同华 K1 6 1 11               1


  K6 1   2           26


  K3 9 2 7         1   1   1       1


  合计 小计 29 6 159 6 30 2 1 1 204 1 1 35 13 14 1 7


  薄 7 1 115 6 28 1 1   201   1 27 12 13 1 3


  厚 22 5 44   2 1   1 3 1   6 1 1   4


  (四)突出的主要预兆有:煤层变软,变薄,变厚,地质构造;瓦斯超限,瓦斯忽大忽小,工作面或煤壁、煤粉发冷,打孔时喷孔、顶钻;响煤炮,支架变形,压力声响,片帮,掉渣,煤壁外鼓,吸钻,卡钻等。


  (五)突出与埋藏深度的关系:


  从矿区各矿井各煤层突出与埋藏深度关系(表1-5及图1.1)可以看出,随着埋深增加突出危险增大。主要表现在,随着深度的增加,突出次数也随之增加,原来不突出的煤层也发生了突出。同时,随着深度增加,在采取相同措施的情况下,施工煤层防突钻孔时容易发生突出。


  表1-5 各矿井各煤层突出与深度关系表


  矿井名称 深度(m) 6#


  (K6) 7# 8#


  (K3) 11#


  (K2) 12#


  (K1)


  松藻煤矿 100-200     5


  201-300     10   6


  >300     1 15 7


  打通一矿 100-200


  201-300   25 2


  >300   225 4 2 2


  打通二矿 100-200


  201-300   15 1


  >300   28 19 1


  石壕煤矿 100-200


  201-300 1 8 6   1


  >300 1 3 13


  逢春煤矿 100-200   1 1


  201-300     2


  >300 1


  同华煤矿 100-200     4


  201-300 29   16   6


  >300     2   13


  公司合计 100-200   1 10


  201-300 30 48 37   13


  >300 2 256 39 18 22


  图1.1 松藻矿区各煤层突出与深度关系图


  (六)年度突出次数不均衡性。主要是当矿井进入深部水平或进入新的区域,突出危险性增大,而人们的防突认识不够,没有及时采取恰当的防突技术措施。松藻煤电有限责任公司历年突出次数见图1.2。


  1.2 松藻煤电有限责任公司历年突出次数变化图


  二、煤与瓦斯突出分类


  在开采瓦斯煤层时,经常会发生一些瓦斯动力现象,有时还造成—定的动力效应。这些事先没有预计到而突然发生的瓦斯动力现象外表很相似,然而其本质并不相同,应该予以正确的分类和科学的鉴别,以便采取不同的预测方法和预防防措施。


  各研究者虽提出不同的分类方法,但大多数都倾向于按动力现象的成因分类。根据我国实际情况,我们认为可以分成:煤的突然倾出、煤的突然压出、煤与瓦斯突出、岩石和瓦斯突出4类。


  突出分类的基本原则是:


  (1)动力现象造成的空洞位置及形状(包括孔洞中心线和水平面所成之倾角);


  (2)喷出煤(或岩石)的粒度及其分选情况;


  (3)煤(或岩石)的抛出距离及堆积坡度;


  (4)强度(喷出的煤量及岩石量);


  (5)喷出{的瓦斯量及瓦斯流运行方向}


  (6)动力效应;


  (7)现象发生前的预兆。


  (一)、煤的突然倾出


  煤的突然倾出是煤矿中常见的瓦斯动力现象,在顿巴斯煤田的急倾斜煤层,煤的突然倾出占突出总数的50%以上。


  煤的突然倾出主要是重力引起的,而瓦斯在一定程度上也参与了倾出过程,这是由于瓦斯的存在进一步降低了煤的机械强度,瓦斯压力还促进了重力作用的显现,由于这种关系,煤的倾出能引起或转化为煤与瓦斯突出。在急倾斜煤层,煤和瓦斯突出又多以煤倾出开始,最终转化为煤与瓦斯突出。


  煤的突然倾出具有下列特征:


  (1)倾出空洞具有较规则的几何形;比(椭圆形、梨形、舌形等)。在上山,空洞常沿煤层倾斜方向延伸,多为梨形; 在平巷,空洞多分布在工作面,上方及上隅角,椭圆形较为常见, —般空洞的上部呈自然拱的形状。在平巷内,空洞中心线与水平面所成之夹角,必然大于煤的自然安息角。


  (2)倾出的煤主要是碎煤,有时也能见列少量粉煤,无分选现象。


  (3)煤的抛出距离及其堆积情况,取决于煤量的多少、空洞的大小及倾角。煤的抛出距离一般不超过50m,倾出的煤的堆积坡面角, —般接近于自然安息角,沿倾斜发生大强度倾出时,堆积坡度可能小于自然安息角。


  (4)倾出的煤量由数t到数百t,但多数情况下不超过100t。


  (5)倾出时的沼气涌出量取决于煤层瓦斯含量,煤的破碎程度,倾出煤量等,每t倾出煤的瓦斯涌出量略少于或接近煤层瓦斯含量。不会发生瓦斯流逆流,在正常通风条件下,—般经o.5~1h,便能降至正常浓度。


  (6)倾出时的动力效应,可以推倒空车、折断木支架等。


  (7)在倾出前经常出现的预兆是:煤的硬度降低,煤开裂,工作而掉煤渣,支架压力增加等,有时煤体中也出现劈裂声、闷雷声等。


  (二)、煤的突然压出


  煤的突然压出是由应力或开采层集中压力引起的,瓦斯只起次要作用,尽管伴随着突然压出,回风流中沼气浓度增高。一般并不引起巷道瓦斯超限(或超限时间很短)。按表现形式不同,煤的突然压出又可分为两类。


  第—类,煤的突然移动,常见于准备巷道,表现为煤体的整体移动,煤体虽保持某种程度的完整外形,而实际上已被压坏并布满裂缝,甚至还有部分煤体被压碎成块状。有时也表现为巷道底板整体向上鼓起。不抛出煤和不形成空洞是它的特点。


  这一类突然压出乃是应力的水平挤压作用所造成的。其特征为:


  (1)工作面煤体整体移动,或底板煤体向上鼓起0。2~0.4m(有时达1m),不形成空洞。


  (2)煤不抛出,无分选现象。


  (3)强度—般在10~20t以下;个别达50t以上;


  (4)瓦斯涌出量小于煤层的瓦斯含量,通常不引起巷道瓦斯超限。


  (5)动力效应较小,支柱一般不被破坏,只是嵌入压出的煤体中,底板鼓起时,可把矿车、钻机抬起。


  (6)压出前的预兆是;支柱压力增加,掉煤渣,煤体内出现劈裂声、雷声等。


  第二类,煤的突然挤出,多发生在倾斜和缓倾斜煤层的回采工作面,它是由于应力大,煤层中有软分层,有平行工作面的解理裂缝,在直接顶板中有弹性岩石(砂岩、石灰岩等)和放顶不及时,悬顶过大等条件下,煤层受到采动应力作用使工作面边缘煤体被压碎而发生的,瓦斯随着煤的突然挤出而加剧涌出。其特征为:


  (1)压出空洞沿弧形条带分布,中间最宽达1~3m,有时达6m;长度—般为7~30m,有时达60m。空洞分布在软分层中,空洞高度可达到软分层全厚,并向上下两个方向逐渐减少,其剖面呈唇形。


  (2)抛出的煤为小块及大块,煤粉很少,无分选现象。


  (3)压出的煤可抛出1—3m,个别情况下在4 m以,堆积坡度比自然安息角小.


  (4)压出的煤量一般为数十t,大强度压出可达375t。


  (5)压出后短时间内瓦斯浓度可达10%以上,但在正常通风条件下,很快能恢复正常。在大强度突然挤出时,大量瓦斯涌出可以延续较长时间,每t挤出的瓦斯涌出量略大于煤层瓦斯含量。


  (6)动力效应抛出的煤,一般可将工作面支架打断、折断,在突然挤出和老顶冒落时,有时出现冲击气浪,有时还发生顶板开裂。


  (7)压出前的预兆:软煤分层厚度增加,支架压力增加,工作而掉煤渣,煤体中出现劈裂声,闷雷声等。


  (三)、煤与瓦斯突出


  煤与瓦斯突出是在地应力和瓦斯的共同参与下发生的,而应力是发动突出的的主要动力,其特征如下:


  (1)突出空洞的位置和形状是各式各样的,大部分空洞位于巷道上方及上隅角,但也有位于巷道下隅角。突出空洞的形状为口小腹大的梨形或椭圆形,有时呈很复杂的奇异的外形。空洞中心线与水平面之夹角可以小于自然安息角,也可大于自然安息角,但很少为水平平方向的。


  (2)煤与瓦斯突出的另一个重要特征是喷出的煤具有分选现象,即在靠近突出空洞和巷道下部为块煤,其次为碎煤,离突出空洞较远处和煤堆上部是粉煤,有时粉煤能被抛出很远。


  (3)煤的抛出距离取决于突出强度,可以从数m到数百m,突出的煤可以堆满全断面,造成巷道堵塞。煤的堆积坡度通常小于自然安息角。


  (4)煤和瓦斯突出的煤量,可由数t到数千t,按强度可把煤与瓦斯突出分成如下5类:


  ①小型煤与瓦斯突出,强度小于10t,


  ②中型煤与瓦斯突出,强度10~99t;


  ③次大型煤与瓦斯突出,强度100—499t;


  ④大型煤与瓦斯突出,强度500—999t;


  ⑤特大型煤与瓦斯突出,强度等于或大于1000t。


  (5)煤和瓦斯突出时喷出的瓦斯量,取决于煤的瓦斯含量和突出的煤量。特大型煤与瓦斯突出时,短时间能涌出数十万至数百万m3的瓦斯,吨煤瓦斯涌出量高达100~800 m3,超过煤层瓦斯含量5—30倍。


  瓦斯一般顺风流运行,而在特大型煤与瓦斯突出时,瓦斯与粉煤流以暴风形式,可逆风流运行并充满数千m长的巷道。


  (6)煤和瓦斯突出的动力效应明显,常表现为推翻矿车,搬动巨石,破坏支架,造成冲击气浪以及声响等。


  三、煤与瓦斯突出危害


  所谓煤与瓦斯突出,就是在地应力和瓦斯的共同作用下,破碎的煤、岩和瓦斯由煤体或岩体内突然向采掘空间抛出的异常的动力现象。


  煤与瓦斯突出是一种伴有声响和猛烈力能效应的动力现象,它的主要危害有以下几点:


  1、摧毁井巷设施;


  2、破坏通风系统、设施,使风流发生逆流。


  3、使井巷充满瓦斯和煤抛出物,可能引起瓦斯爆炸火灾,造成人员亡,导致生产中断。


  第二章 煤与瓦斯突出机理、规律、预兆


  一、煤与瓦斯突出机理


  煤与瓦斯突出机理,是煤和瓦斯突出发生的原因、条件及发展过程。突出机理目前国内外多数研究者所持的观点是综合假说,即煤和瓦斯突出是由地应力、瓦斯和煤的物理力学性质等因素综合作用的结果。


  发生煤和瓦斯突出的第一个必要和充分条件是:煤层和围岩具有较高的地应力和瓦斯压力,并且在近工作面地带煤层的应力状态发生突然变化,使潜能有可能突然释放。煤和瓦斯突出发展的第二个必要和充分条件是:有足够的瓦斯流把碎煤抛出,并且突出孔道要畅通,以便在空洞壁形成较大的地应力梯度和瓦斯压力梯度,从而使煤破碎向深部扩展。


  煤和瓦斯突出的全过程,一般可以分成三个阶段,即发动、发展和停止队段。


  在突出的发动阶段,由于外力作用(爆煤、割煤、钻进等),煤体应力状态突然变化,岩石和煤的弹性潜能迅速释放。当释放的岩石和煤的弹性潜能以及瓦斯压力足够高时,即可把煤破碎,激发突出。


  在突出的发展阶段,依靠释放的弹性潜能和瓦斯的膨胀能,使煤进一步破碎并由瓦斯流把破煤抛出。随着碎煤的抛出,使突出的空洞壁始终保持着较高的应力梯度和瓦斯压力梯度,使煤的破碎过程得以由发动中心向周围发展。


  在出现下列任一种情况时,突出即停止:


  (1)激发的突出的能量已耗尽;


  (2)继续放出的能量不足以粉碎煤;


  (3)突出孔道堵塞,不能继续在突出空洞壁处建立高的应力梯度和瓦斯压力梯度。


  二、煤与瓦斯突出规律


  1、突出发生在一定的深度上;随着煤层深度增加,突出的危险性增大,即突出的次数增多、突出强度增大、突出煤层的层数增加、突出危险区域增大。


  2、突出的次数和强度随煤层厚度(特别是软分层厚度)增加而增多,突出最严重的煤层一般都是最后的主采煤层。


  3、突出的主要气体是瓦斯,同一煤层瓦斯压力越高的地方突出危险性越大。


  4、突出煤层的特点是煤的强度低、变化大、透气性差、瓦斯放散速度高、温度小、层理紊乱、地质破坏大。


  5、突出危险呈带状分布,如向斜轴部地区、向斜轴与断层或褶曲交会地区、火成岩侵入形成的变质煤和非变质煤交混地区等地质构造附近。


  6、绝大多数突出都是发生在破煤时,如放炮、割煤、打钻等。


  7、大多数突出都有预兆。


  8、突出危险性随硬而厚的顶底板存在而增大。


  9、由于煤的自重影响,向上方向掘进巷道时突出较多,向下方掘进巷道突出较小,突出次数随煤层倾角的增大而增加。


  三、煤与瓦斯突出预兆


  绝大多数煤与瓦斯突出都有预兆,突出的预兆主要有3个方面:


  1、地应力方面表现为:有来压声响、支架折断、煤炮声、煤岩开裂、煤壁外鼓、片帮、掉渣、底鼓、煤壁颤动、钻烃形、打钻时顶钻或夹钻等现象。


  2、瓦斯方面表现为:瓦斯涌出异常,忽大忽小,闷人,煤尘增大,煤或气温变冷,空气气味异常,打钻喷瓦斯、喷煤,有哨声、风声、蜂呜声等。


  3、煤层方面表现为:煤结构变化,层理紊乱,煤强度松软或不均匀,暗淡无光泽,煤厚变大,倾角变陡,挤压褶曲、波状隆起,煤体干燥,顶底板阶梯凸起,出现断层等。


  第三章 “四位一体”防突措施


  一、突出危险性预测


  (一)、区域预测


  区域预测是对新矿井、新水平、新采区突出煤层进行突出危险性划分。由于被预测的煤层未被揭露或未完全被揭露,只能通过钻孔、取样测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量、解吸速度等瓦斯基本参数,以及煤的物理力学性质,用单项指标或多项综合指标确定该区域的突出危险性;或者采用邻近矿井、上水平、附近采区煤层瓦斯地质资料推测该地区发生突出的可能性。


  通过区域预测可将预测区域的煤层划分出突出危险区、突出威胁区和无突出危险区;当然,生产矿井新水平、新采区可能只存在突出危险区和突出威胁区。根据划分出的不同区域采取不同的、针对性的措施,突出危险区域通常在采取预抽等区域性防治突出措施后,再通过连续工作面预测进一步预测煤层的突出危险性;突出威胁区域一般在采掘工作面每推进30-100m后,应用工作面预测方法连续进行不少于2次的区域性预测准确性验证,以确认判断是否正确。


  区域预测所划分出的不同危险区域也不是一成不变的。由于预测是通过邻近区域瓦斯地质资料或有限的钻孔资料来预测煤层的突出危险性,难免有遗漏或偏差,因而需在生产实践中进一步验证,不断补充和完善预测资料,修正预测结果,以达到既有安全可靠性、又尽可能减少对采掘生产的影响之目的。


  (一) 瓦斯地质统计法


  瓦斯地质统计法,是根据已采区域突出点分布和地质构造(包括断层、褶曲、煤层赋存条件变化、火成岩侵入等)的关系,然后结合未采区的地质构造条件划分出突出危险区和突出威胁区。它是利用瓦斯地质资料进行的一种类比推断法。


  瓦斯地质统计法预测考虑了突出区域性分布性质,强调了地质条件对煤层突出、以及突出煤层瓦斯参数的控制作用,在许多生产矿井得到了应用和发展。


  1、划分突出危险区的基本要求


  (1) 在上水平发生过突出的区域,下水平的垂直对应区域应预测为突出


  危险区。


  (2) 根据上水平突出点分布和地质构造关系,确定突出点距构造线的最远距离线,并结合地质部门提供的下水平或下部采区的地质构造分布,按照上水平构造线两侧的最远距离线向下推测下水平或下部采区的突出危险区域。


  (3)未划定的其他区域为突出威胁区。


  2、瓦斯地质统计法预测指标


  针对瓦斯地质统计法提出的瓦斯和地质两方面的指标,不同矿区(或地区)有其适用于本矿区的衡量标准;但在同一个矿区(或地区),所采用的瓦斯、地质指标,以及划分的标准应是一致的。一般情况下,划分突出危险区的标准如下。


  (1)地质因素标准


  一是断层附近区域,根据断层的性质、落差大小等不同因素采用不同的标准。一般情况下,压性、压扭性,落差大的断层应适当加大危险区范围。如:落差0.5 m的断层,在断层两边各10 m范围划为突出危险区;0.5-1 m落差的断层,在其两边各15 m划为突出危险区;落差1 m以上按其两边各20 m划为突出危险区。


  二是褶曲轴线两侧,特别是呈封闭型的背斜或向斜轴部,一般在其轴线两边20-50 m范围划为突出危险区。


  三是煤层产状及赋存变化区域。如煤层走向、倾向及倾角变化,煤层厚度、特别是软分层厚度变化区域。一般将煤厚变化达40%以上,或软分层厚度达15cm以上的地段划为突出危险区。


  松藻矿区突出危险性区域预测地质参数见表2-1。


  表2-1  松藻矿区煤与瓦斯突出区域预测参数参考表


  构造名称 煤层 危 险 范 围 (单侧) 考 察 地 点 备 注


  断层褶曲 7# H<0.5m,单侧10m;H=0.5-1m,20m;H≥1m,30m;羊叉滩背斜40m;大木树向斜20m 打通二矿:S2707、S2705、S1710、S1708


  断层 7# H>0.5m,10m; H<2.0m,15m;


  H>2m,20m 石壕矿N1716 薄化带两侧各20m为突出威胁区


  K2 H=0.5-1m,10m; H=1-2m,20m;


  H>2m,30-60m 松 藻 矿


  K1 H≤3m,20m;H>3m,30~60m 同 华 矿


  断层褶曲 7# H<1m时,10m;H=1-2m时,20m;H>2m时,30m;鱼跳背斜、大木树向斜60m 打通一矿S1714


  煤厚变化 7# 软分层增至0.15m以上;煤厚变化40%以上 打通一矿S1714


  (2)瓦斯因素标准


  相邻近工作面有喷孔、突出等异常动力现象,预测出现超标的对应区域应划为突出危险区。其余地点为突出威胁区。


  不突出区的划定比较严格,首先应是在经过考察的始突深度以上,同时无构造和瓦斯异常涌出点。


  在被预测区域进行采掘活动时,应采用工作面预测方法对上述划分进一步验证,逐步完善和修正突出危险区和威胁区范围。例如:突出威胁区预测超标或有喷孔等动力现象,则立即改划为危险区。突出危险区,经多次连续预测,未遇到构造,指标很低,又无动力现象,也可改划为威胁区或无突出危险区,只采取安全防护措施采掘,不采取防突技术措施。


  3、瓦斯地质图


  瓦斯地质图是应用统计法绘出的已采矿井的突出点分布图,分析矿井地质与突出的关系,推测判断深部水平或同水平的构造延伸部分的突出危险性。瓦斯地质图是矿井防突工作的重要组成部分,据此可以分析突出煤层瓦斯基本参数分布规律及突出的分布特点、指导煤层突出危险性区域划分,对提高防突措施的针对性和可靠性、防止突出事故的发生起着重要作用。因此,突出矿井应在收集分析可靠的瓦斯地质资料基础上,编制矿井分层瓦斯地质图,并以此指导煤层突出危险性区域预测图的绘制。


  瓦斯地质图由矿井瓦斯和地质两部分资料构成,分别由矿井地测和通风部门绘制、修改、补充和完善。地质方面的资料有:采掘进度、被保护范围、煤层赋存条件(厚度、软分层厚、高程、埋深等)、地质构造、突出点的位置等;瓦斯方面的资料有:突出强度(包括突出瓦斯量)、瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯涌出量、透气性系数、煤层突出特征参数等。并在统计分析大量瓦斯地质资料基础上,绘制各参数的等值线、分区分带线。瓦斯地质图可以单独编制,也可与采掘工程图合用。


  松藻矿区典型矿井瓦斯地质图见图2.1。


  (二) 综合指标法


  采用综合指标D和K(计算见式2.1、2.2)来预测煤层的突出危险性,其临界值应根据本矿区实测数据确定,如无实测资料,可参照表2-2取值。


  ………………………………(2.1)


  ……………………………………………………(2.2)


  式中 D——煤层突出危险性综合指标;


  K——煤层突出危险性综合指标;


  H——开采深度,m;


  P——煤层瓦斯压力,取实测瓦斯压力的最大值,MPa;


  ΔP——煤层软分层煤的瓦斯放散初速度指标;


  f——煤层软分层煤的平均坚固性系数。


  表2-2  用综合指标D和K预测区域突出危险性的临界值


  煤层突出危险性综合指标


  D 煤层突出危险性综合指标K


  无烟煤 其它煤种


  0.25 20 15


  注:若D值计算式中两个括号内的计算值都为负时,则不论D值大小,都确定为突出威胁区。


  综合指标各相关参数的测定应按以下要求进行:


  第一,在岩石巷道向突出煤层至少打两个测压钻孔,测定煤层瓦斯压力P;第二,在打测压孔的过程中,每米煤孔采取一个煤样,测定煤的坚固性系数f;第三,将两个测压钻孔所得的坚固性系数最小值加以平均作为煤层软分层煤的平均坚固性系数;第四,将坚固性系数最小的两个煤样混合后,测定煤的瓦斯放散初速度指标ΔP。


  综合指标D考虑了开采深度、煤层瓦斯压力及煤的坚固性系数三因素,分别表征了突出机理综合假说中的地应力、瓦斯和煤的物理力学性质三个方面;其计算依据是在总结分析国内主要突出矿井突出煤层应力状况以及瓦斯压力情况提出来的。K指标则考虑了煤的瓦斯放散初速度指标ΔP(其反映了煤的破坏程度和孔隙性质,及其瓦斯含量、流动特征等),作为D值的附加指标是必要的。


  综合指标法多应用于矿井勘探阶段预测,也可作为生产矿井煤层突出危险性区域预测指标之一。(三) 分级预测法


  为了提高预测的准确性,保证在安全的前提下最大限度地减少防突工程量,突出矿井有必要对预测区域从大到小逐级进行突出危险性预测。按照预测范围的大小,可将煤层突出危险性预测划分为采区区域预测、小块段区域预测、局部预测3级;上一级预测对下一级起指导作用,下一级预测对上一级进行修改、补充、完善和检验。


  采区区域预测,也就是所提出的Ⅰ级预测,主要依据地勘资料和相邻采区开采时的瓦斯、地质资料,对开拓区进行突出危险性划分,即采用瓦斯地质统计法对矿井一个或几个水平、采区进行大范围搜索。目前,在这种大范围内开展区域预测尚缺乏适当的技术装备,致使预测工程量大、预测准确性较差。这一阶段虽然比较粗,但为实施区域防突措施提供了依据。在划分出的突出危险区,采用条带预抽、网格预抽,既避免了盲目上区域措施、增加防突工程量,又对突出危险区实施防突措施提供了安全保障。


  小块段预测,即Ⅱ级预测,是在采区区域预测基础上,把预测范围缩小到采准巷道圈划的小阶段内进行。预测的方法是针对相邻区域开采中所揭露的地质构造、突出状况、瓦斯涌出状况,将对应范围划分为突出危险区、突出威胁区和不突出区。这一阶段为修订区域防突措施、编制局部防突措施提供了可靠的依据。Ⅱ级预测比Ⅰ级预测准确性更高。据统计,松藻矿区小块段预测划分出的突出危险区域,在开采时确有突出危险的突出预测准确率为69.7%;小块段预测划分为突出威胁区与不突出区的不突出预测准确率高达93%。小块段预测由于范围小,附近工作面的开采,地质探孔,瓦斯抽放钻孔等资料都可作为预测依据;其煤层赋存状况清楚,构造清楚,瓦斯赋存状况清楚,所以预测准确性较高。


  局部预测,即Ⅲ级预测,实质是对小块段预测的检验,所采用的方法为工作面预测。为了减少防突工程量,在突出威胁区采取间隔预测方式,在突出危险区采取连续预测方式,不突出区不再预测。这一步的预测要求预测不突出准确率达到100%。松藻局近10年来,准确率达99.9%,每年预测几万次,预测为不突出,而实际发生了突出的情况是极少的。由于操作不当,预测措施执行不到位造成的突出要多一些。还有的突出是预测有突出危险而在执行消突措施时发生突出(见表2-3)。因此,局部预测的可靠性是比较高的。


  表2-3 松藻矿区近10年局部预测突出状况表


  分类 总突出次数 预测无危险突出 预测操作不对突出 预测有危险执行消突孔突出 其它突出


  次数 87 6 11 30 40


  (四) 小块段预测


  1、理论依据


  小块段区域预测是基于煤与瓦斯突出分布呈不均衡性的特征,同时地质条件对突出的分区分带具有明显的控制作用,将区域预测的范围缩小到采、准巷道圈划的小阶段内进行,以便进一步提高区域预测的准确性和可靠性,在保证安全的前提下降低防突工程量,提高防突工作面单产单进。


  2、预测指标


  小块段预测采用4项指标:地应力指标、构造(断层、褶曲等)应力指标、煤结构指标、瓦斯指标。这些指标现场比较容易收集资料,也易于掌握,不需要花大量工程。预测时在综合分析的基础上,划出危险区、威胁区、以及不突出区。


  (1)原始地应力指标


  原始地应力的大小主要取决于开采深度。采深越大,地应力越大。原地应力是由上覆岩体重量造成的。地应力与瓦斯压力有密切联系。由于地应力的压缩作用,使空隙中的瓦斯具有压力,同时瓦斯又对孔壁起反作用。瓦斯压力达一定值,遇到采掘活动打破了应力平衡,就可能产生突出。前苏联预测危险范围用岩石压力、瓦斯压力和煤层的稳定性三个要素进行预测。为便于应用,松藻用始突深度为临界值划分出无突出危险范围和有突出危险范围。始突深度以上为无突出危险,始突深度以下为有突出危险。


  在正常地层,始突深度并不一定突出。只有在煤层破碎,瓦斯富积的地带才可能发生煤与瓦斯突出。一般认为在一定开采深度,瓦斯压力与煤的坚固性综合作用才有可能突出。根据突出最小瓦斯压力与坚固性系数的关系表达式为:


  …………………………………………… (2.3)


  式中:Pmin——发生突出时的最小瓦斯压力,MPa;


  fmin——软分层平均坚固性系数。


  用表达式计算得到始突深度处部分参数如表2-4所示。最小突出瓦斯压力与始突深度的实测压力比较接近,表明始突位置深度已处于不突出的边缘。始突深度线上个别矿的 瓦斯压力比较大,这是原始煤层状况。如用于揭煤始突深度还应减少一些。用于采、掘,由于采动影响,瓦斯会提前释放一部分,可以达到最小突出压力状态。因此,始突深度以上无突出危险。在始突深度以下再用其他指标划分突出危险区和突出威胁区。在逢春煤矿的8#严重突出层作过试验。其中N1831工作面沿推进方向有一宽10m的条带煤柱,开采深度100余米,处在始突深度以上,按无突出危险对待已安全回采220余米无异常。


  表 2-4 松藻矿区始突深度的部分参数


  矿 别 层别 始突深度(m) 实测压力(MPa) fmin Pmin


  松藻煤矿 K2 324 0.76 0.46 1.673


  打通一矿 7# 240 1.30 0.21 0.976


  打通二矿 7# 246 1.40 0.19 0.92


  石壕煤矿 7# 225 0.85 0.26 1.115


  逢春煤矿 7# 200 0.55 0.27 1.14


  同华煤矿 K1 275 1.55 0.22 1.00


  (2)瓦斯指标


  瓦斯含量是预测煤与瓦斯突出的敏感指标之一,但现场测试复杂、所需要时间长。为便于测试,采取测煤层钻屑瓦斯解吸指标K1值作为预测突出的敏感指标,它与煤的破坏类型有关。因此K1值是煤层中的瓦斯含量与破坏程度的综合指标。工作面预测时直接测K1值判断突出危险与非突出危险。


  小块段预测时,主要依据邻近块段工作面预测的解吸指标K1值是否超标,以及采掘过程中有无动力现象。凡发生突出、喷孔、K1值超标现象,与之对应的30~40m范围都应划为突出危险区,以策安全。


  (3)构造应力指标


  构造应力的存在是公认的,一般说来,构造应力可能比原始地应力大数倍到数十倍。目前现场还不具备测定构造应力的手段。我们采取地质统计法,分析地质构造与煤与瓦斯突出的关系,并确定其影响范围。


  地质构造带煤质发生变化,煤层破碎,强度低,瓦斯的放散速度增大。根据考察,在构造带所测得的瓦斯参数K1和H值要比正常带增大0.2~8.7倍(详见表2-5)。破碎影响多远,突出就会在多远的地方发生。


  表2-5 松藻矿区构造带瓦斯参数


  矿 别 考察地点 断层落差


  (m) 单侧距断层


  (m) 异常带 正常带 构造带


  增大(倍)


  石壕煤矿 N1716运巷 2.0 5.0 H=12~15 H=1.39 8.7


  石壕煤矿 N1716回风巷 2.0 7 H=12.3~22.8 H=2.28 6.7


  打通二矿 S1710轨道巷 1.2(3条) 58 K1=1.02 K1=0.64 0.6


  打通二矿 S2705北回风 0.6 15 K1=0.58 K1=0.5 0.2


  打通一矿 N1715上运巷 0.2 8 K1=1.179 K1=0.3 2.93


  打通一矿 S2705运巷 大木树向斜 单测远20 K1=0.65 K1=0.33 0.97


  注:K1---钻屑解吸指标值,ml/(g•min1/2);H---钻孔瓦斯涌出初速度,l/min。


  破碎影响范围一般是根据断层落差大小、褶曲大小而变化的。断层落差大,影响范围就大。根据各矿地质构造带突出分布情况,确定了各类构造的突出影响范围,作为划分突出危险和突出威胁区的临界值(详见表2-1)。


  (4)煤结构指标


  煤结构是以煤粒尺寸和形态变化为特征。突出危险煤层的突出地带具有复杂的煤结构,普遍存在破坏严重的煤粒。为了分析确定煤结构指标的敏感性,除采用揉皱系数分析外,还借助于重庆煤科分院所作的压汞试验,有关煤样表面积、总体积、大孔比率、压汞曲线比率等微结构指标进行分析。


  ①不同煤层比较


  根据取样实验室分析,松藻矿区中厚煤层8#(K3)煤层的各项瓦斯参数(如吸附常数a、瓦斯放散初速度△P、综合指标K值等),以及微结构指标(如表面积、总体积、大孔比率等)都较薄煤层7#(K2、K1)煤层大,而坚固性系数f值则较低,表明8#(K3b)煤层突出危险性大(见表2-6)。


  表2-6 松藻矿区煤微结构指标


  矿别 煤层 a b △P f K 表面积


  (m2/g) 总体积


  (mm3/g) 大孔比率


  (%) 滞后值(mm3/g)


  松藻矿 K1 30.19 0.109 15 0.41 36.6 94.77 22.87 31.28 3.53


  K2 31.57 0.113 15.1 0.49 30.8 84.68 23.26 29.22 2.96


  K3 31.29 0.119 28.4 0.17 167.1 124.65 47.05 41.3 17.93


  一矿 7# 30.45 0.165 12 0.59 20.3


  8# 32.95 0.122 21 0.42 50


  二矿 7# 34.485 0.12 17 0.29 58.6


  8# 34.83 0.133 30 0.13 230.8


  ②同一煤层不同分层比较


  松藻矿区7#、K1、K2煤层中,均夹有一层呈鳞片状结构的软煤分层。打通一、二矿7#层的软分层特别明显,一般厚为0.2m,局部地带厚达0.4m。软分层的坚固系数很低,最小的为0.1~0.15。不同的分层取样测试结果如表2-7。


  表2-7 煤层的软分层微结构指标


  矿别 煤层 分层 a b ΔP f K 表面积(m2/g) 总体积(mm3/g) 大孔比率


  (%) 滞后值


  (mm3/g)


  松藻煤矿 K2 上分层


  下分层


  平均


  软分层 32.79


  33.04


  32.92


  33.01 0.113


  0.112


  0.113


  0.118 13


  14


  13.5


  25 0.61


  0.48


  0.55


  0.34 21.30


  29.30


  25.30


  73.50 57.46


  67.18


  62.30


  140.46 21.07


  23.70


  22.40


  27.01 26.99


  25.52


  25.80


  32.34 1.97


  1.54


  1.76


  4.52


  打通二矿 7# 上分层


  下分层


  平均


  软分层 34.7


  32.4


  33.55


  33.38 0.119


  0.121


  0.120


  0.122 14


  14


  14


  21 0.56


  0.54


  0.55


  0.31 25


  25.90


  25.40


  69.0 77.72


  117.07


  97.40


  113.18


  由表2-7看出,软分层强度很低、而瓦斯放散速度及有关的微结构指标等都较高,综合指标K值达69以上。


  软分层是7#(K1、K2b)煤层突出的主要特征之一。软分层的分布是有一定规律的。如打通一矿的软分层主要分布在北区+370-410m范围内,由西向东形成一个条带,最厚的达0.3-0.5m。打通二矿的软分层主要分布在羊叉滩背斜的两侧。其它矿则多在断层附近才有明显的软分层增厚。


  大量实践表明,软分层达到一定厚度就可能发生突出,我们用软煤比R这个参数来作指标:


  ………………………………(2.4)


  式中:R——软煤比,%;


  M软——软分层厚度,m;


  M——煤层厚度, m。


  通过考察,软煤比增加,钻屑量随之增加。一般当钻屑量超过临界值时就有喷孔现象。因此确定钻屑量超标时的软煤比为突出危险界限。


  ③结构变化带与正常的对比


  通过对松藻煤矿两个K1煤层煤样(一个为正常煤样,另一个样取自煤层增厚达2.0m、搓揉破坏明显地带)分析(详见表2-8),破坏煤除煤质较软、强度较低外,瓦斯等温吸附实验的a常数也较大,瓦斯放散速度及有关的微结构指标也都较高(压汞曲线滞后值除外)。这反映了煤层受结构影响,突出危险性有增大的倾向。


  表2-8 煤结构变化对比


  矿别 煤层 煤样 a b ΔP f K 表面积


  (m2/g) 总体积


  (mm3/g) 大孔比率


  (%) 滞后值


  (mm3/g)


  松藻煤矿 K1 正常样(41#) 27.76 0.1 12 0.46 26 58.28 18.97 28.35 3.51


  破坏样(39#) 32.11 0.12 18 0.35 51 131.26 26.77 34.2 3.51


  综上所述,在实验室测试的煤层微结构参数与煤层的突出危险倾向之间表现了良好的相关性。除去众所周知的ΔP和f值对预测准确性影响外,微结构参数对突出危险的影响可以解释为:即较大的比表面积和较多的总孔隙体积,有利于富集和贮存更多的瓦斯,大孔比率较高,说明煤中利于瓦斯流动的孔隙通道更为发达,这样作为发动突出主要能源之一的瓦斯量不但多,而且可以在短时间内迅速释放出来,成为破坏和抛掷煤炭的动力。压汞曲线的滞后值通常与煤结构的复杂性和煤的强度有关,滞后值愈大的煤,其强度也愈小。在7#和K2b煤层做的煤样微结构测试结果表明,7#、K1、K2b煤层正常情况下比8#、K3b煤层的突出危险性小,当软分层存在或受到煤层结构破坏影响时,突出危险可能增大。这是一般突出煤层与严重突出煤层进行小块段预测的重要依据之一。根据以上测试和现场试验,7#(K1、K2b)煤层一般软煤比达15%以上,就具有突出危险。


  3、小块段预测的示例


  打通二矿S1708工作面回采前,进行了小块段区域预测。首先综合分析区域地质情况:埋深300m,大于始突深度;控制全井田的羊叉滩背斜贯穿工作面;f 8大断层,落差5-6m,距回风巷最近处不足2m,工作面内还有大小不等的断层6条,附近的N1709突出14次。由此预测到S1708工作面具有突出危险。开采实践证明,这种划分是正确的。工作面小块段区域预测见图2.2。


  采掘过程中,在危险区进行工作面预测时,采取连续性预测,每次预测后都必须保持足够的安全超前距掘进。预测超标还必须采取技术措施和检验措施。而在威胁区,每间隔30m预测2次,并在预测间隔区间要观察地质情况,一有异常,必须补作预测。工作面实际突出危险区域验证见图2.3。


  图2.2 打通二矿S1708回采工作面小块段预测


  图2.3 打通二矿S1708回采工作面实际小块段预测验证


  4、预测准确率


  通常采用预测突出率、预测突出准确率、预测不突出准确率等三个指标,说明小块段划分的可信性。


  (1)预测突出率


  η1=100S0/S……………………………(2.5)


  式中:η1——预测突出率,℅;


  So——预测有突出危险区的长度或面积,m或m2;


  S——预测区域的总长度或面积,m或m2。


  (2)预测突出准确率


  η2=100S1/S0 ……………………………(2.6)


  式中:η2——预测突出准确率,%;


  S1——预测实际有突出的长度或面积,m或m2。


  (3)预测不突出准确率


  η3=100S2/S3……………………………(2.7)


  式中:η3——预测不突出准确率,%;


  S2——预测实际不突出危险的长度或面积,m或m2;


  S3——预测不突出区域的长度或面积,m或m2。


  根据松藻矿区44个小块预测的试验资料,预测突出率η1为21.2%,预测突出准确率η2为69.7%,预测不突出准确率η3 为93.0%。


  η1反映了突出危险范围的大小。根据各矿的生产实践来看,同一煤层在各矿的突出范围是不一样的。例如打通一矿的7#煤层突危险区要达30%以上,而相邻的石壕煤矿7#层突出危险范围不足10%。从全局来看,突出危险范围达21%的数据略高。而实际上偏于安全也是必要的。


  η2反映了小块实际揭露的突出危险与预测的突出危险的比率。也就是说小块预测的突出危险范围中近70%确属于有突出危险,有30%的范围是没有突出危险而划为突出危险区。这与η1偏高是对应的。这对安全生产没有害处,只是多作了一些防突工程。


  η3反映预测不突出区是否真正安全的问题。预测不突出区经工作面预测和掘进,确属不突出的比率高达93%,只有7%的范围实际为突出危险或威胁区。这7%升级问题,可在局部措施预测时加以补救。


  采用突出率、突出准确率、不突出准确率等三个指标,分析判断小块段预测的敏感性比较直观,便于应用。


  二、工作面预测


  (一)钻屑指标法


  1、WTC预测仪测量K1值公式各字母的含义。


  Q=K1•T1/2-WL ---------①


  T=t1+t2+t3 ---------②


  答:Q---每克煤样在时间t2内测出的瓦斯解吸量,ml/g;


  WL—每克煤样在时间t1+ t3内损失的瓦斯解吸量,ml/g;


  K1――解吸特征系数,其值相当于煤样自煤壁暴露后第一分钟内的瓦斯解吸量,ml/g•min1/2;


  T---煤样自煤体脱落暴露在大气中算起,到测定时的总时间,min;


  t1――从孔口取样到启动解吸仪时的时间,min;


  t2――从启动解吸仪到仪器读取数值时的时间,min;


  t3――煤样自煤体切削下来,经电煤钻麻花钻杆送到孔口所需的时间,min;经验数据t3=0.1L,L为取样时的钻孔长度,m。


  2、石门预测孔布置


  在岩巷揭煤过程的每一分步,采取多功能网格状立体化的方式,布置了众多的预测和检验钻孔(一般情况下有20-30个孔,达到《防突细则》规定个数的6-8倍),大大超过规程规定的布孔密度和控制范围,避免了个别少量孔的误差、失误的影响,确保了整体预测检验的可靠性。分步施工预测钻孔,分部控制。根据煤层与巷道夹角大小,在保证施工钻孔准确到位的条件下,确定分几步施工预测钻孔。一般情况下,石门揭煤采取分步(在距煤层10m、5m、3m、2m或1.5m垂距位置以及过煤门时进行)预测、分部消突、分步到位。(见图2.4)


  图2.4 上山渐进式揭突出煤层预测钻孔布置图


  在巷道与煤层夹角较小时,防突范围较长,施工预测钻孔步数要相应要增多(见图2.5)。


  10m岩柱施工2个地质兼预测孔,终孔于巷道上方;5m岩柱及小于5m岩柱处的每步施工预测孔孔间距3-5m,控制巷道帮外5m,保证下步钻孔施工碛头有5m以上水平钻孔超前距。5m岩柱施工的预测钻孔控制巷道上方沿煤层倾斜的距离根据煤层倾角和煤层厚度确定,近水平煤层不少于5m,倾斜煤层、急倾斜煤层6~8m。进入煤层前最后一步预测孔要控制石门下方煤层不少于3m。


  图2.5 平巷渐进式揭突出煤层预测钻孔布置图


  3、掘进工作面预测孔布置


  8#(K3)缓倾斜煤层掘进工作面预测孔控制两帮不少于4.0m,倾斜、急倾斜煤层掘进工作面控制上方4.0m,下方2.0m;预测孔数4~5个。7#(K1、K2b、K6)缓倾斜煤层防突掘进工作面预测钻孔控制两帮3~4m,倾斜、急倾斜煤层工作面控制上方不少于3.0m,下方不少于1.5m,预测孔至少4个, 所有预测孔深不准超过12m(钻孔布置见图2.6)。石门揭煤工作面按“渐进式揭煤技术规定”执行。


  图2.6 钻屑指标预测法钻孔布置图


  4、采煤工作面预测孔布置


  采煤工作面突出危险性预测,可使用煤巷掘进工作面突出危险性预测的方法,根据采面横向突出危险性的差异,每隔2-15m布置一个预测钻孔,孔深5-12m,超前距3-5m,孔径42-87mm。具体参数均通过科研考察确定。


  三、区域防治突出措施


  区域防突措施主要是开采保护层和大面积预抽煤层瓦斯。开采保护层,是防止煤与瓦斯突出最有效的技术措施,国内外实践反复证明了这一点。所以凡是有条件开采保护层的,都应该首先选择这种措施。


  (一) 开采保护层


  在开采煤层群的突出矿井中,一些煤层具有煤与瓦斯突出危险,而另一些煤层无突出危险或突出危险性较小。当首先开采无突出危险或突出危险性较小的煤层后,对其它煤层起到消除突出危险作用时,则首先开采的煤层称作保护层。受到保护作用而消除了突出危险的突出煤层被称为被保护层。保护层位于被保护层之上的称为上保护层,反之称为下保护层。


  保护层开采后,被保护层的应力状态、煤结构和瓦斯动力参数都发生显著变化,表现为煤层应力降低(卸压)、透气性增加、瓦斯压力及瓦斯含量下降、煤体变硬等,因而突出危险性得以消除或降低。


  1、 保护层开采的防突原理


  保护层开采后,其周围的煤岩层向采空区移动,采空区上方岩体冒落并形成自然冒落拱,采空区下方岩体向采空区膨胀形成裂隙,使采空区上下方煤岩产生应力、透气性、瓦斯压力等变化及煤岩体移动。其作用变化顺序如下:


  开采保护层→岩层移动→被保护层卸压(地应力降低、煤层膨胀变形)→透气性增加、瓦斯解吸→煤(岩)层瓦斯排放能力增强→瓦斯排放、钻孔瓦斯流量增大→瓦斯压力降低→瓦斯含量减少→煤体机械强度提高→应力进一步降低。


  开采保护层防止煤与瓦斯突出原理可用图3.4表示。


  图3.4 开采保护层防止煤与瓦斯突出原理框图


  2、保护层的选择


  (1)如何选择保护层


  开采煤层群的突出矿井,应首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时,应根据安全、技术和经济的合理性,综合分析比较,择优选定。如果矿井所有煤层都有突出危险,应选择突出危险程度较小的煤层作保护层,但在此保护层中进行采掘工作时,必须采取防治突出措施。选择保护层时应优先选择上保护层,条件不允许时,也可选择下保护层,但在开采下保护层时,不得破坏被保护层的开采条件。开采下保护层时,上部被保护层不被破坏的最小层间距离应根据矿井开采实测资料确定;如无实测资料可参考使用下式确定:


  当α≤60° 时,    H=KMcosα…………………………(3.7)


  当α>60° 时,    H=KMsin(α/2) ……………………(3.8)


  式中:H——允许开采的最小层间距离,m;


  M——保护层的开采厚度,m;


  α——煤层倾角,度;


  K——顶板管理系数。冒落法管理顶板时,K=10;充填法管理顶板时,K=6。


  3、开采保护层注意的几个问题


  ⑴ 开采保护层时,应同时抽放被保护层的瓦斯,一方面可以减轻保护层瓦斯的涌出量,另一方面又可以预防卸压瓦斯通过层间裂缝喷向保护层工作面而引起瓦斯事故。


  ⑵ 不得在采空区留煤柱。特殊情况非留煤柱不可时,应经矿务局(公司)总工程师批准,并将煤柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上,应标出煤柱的影响范围,在这个范围内进行采掘活动时,必须采取防治突出措施。


  ⑶ 保护层的开采厚度等于或小于0.5m时,必须检查其保护效果。如果保护层的实际保护效果不好时,还必须采取防治突出的补充措施。


  ⑷ 保护层采空区内要避免一切可能的充填物,以保持被保护层充分卸压。


  ⑸ 保护层采空区内支护材料,必须全部撤出。


  ⑹ 保护层的作用时间,特别是层间距离远的要经过考察后确定。松藻矿区的实践证明,为使被保护层得到充分卸压,保护层提前开采的时间一般应在半年以上。


  4、保护层的有效作用范围


  保护层的有效作用范围,包括走向、倾向和层间的有效作用范围。该有效作用范围的划定,应根据矿井实测资料确定,报矿务局(公司)总工程师批准后执行。如果矿井暂无实测资料,可参考使用以下数据:


  (1) 保护层与被保护层之间的有效垂距:


  可参考表3-9及式3.9和3.10确定。


  表3-9 保护层与被保护层之间的有效垂距


  煤层类别 最大有效垂距(m)


  上保护层 下保护层


  急倾斜煤层 <60 <80


  缓倾斜和倾斜煤层 <50 <100


  上保护层最大有效距离:


  Ss=Sspβ1β2………………………………………(3.9)


  下保护层最大有效距离:


  Sx= Sxpβ1β2…………………………………………(3.10)


  式中:Ssp、Sxp——上、下保护层的理论有效间距,m。它与工作面长度a和开采深度H有关,可参照表3-10取值,当a>0.3H时,则取a=0.3H,但a不得大于250m;


  表3-10 Ssp、Sxp 和H、a的关系


  H Sxp (m) Ssp (m)


  a (m) a (m)


  (m) 50 75 100 125 150 175 200 250 50 75 100 125 150 200 250


  300 70 100 125 148 172 190 205 220 56 67 76 83 87 90 92


  400 58 85 112 134 155 170 182 194 40 50 58 66 71 74 76


  500 50 75 100 120 142 154 164 174 29 39 49 56 62 66 68


  600 45 67 90 109 126 138 146 155 24 34 43 50 55 59 61


  800 33 54 73 90 103 117 127 135 21 29 36 41 45 49 50


  1000 27 41 57 71 88 100 114 122 18 25 32 36 41 44 45


  1200 24 37 50 63 80 92 104 113 16 23 30 32 37 40 41


  β1——保护层开采影响系数,按下式确定:


  当M≤M0时,β1=M/M0;M>M0时,β1=1。


  M——保护层的开采厚度,m;


  M0——开采保护层的最小有效厚度,m;M0可按图3.5确定。


  图3.5 确定最小有效开采厚度M0曲线图


  β2——层间硬岩(砂岩、石灰岩)含量系数,以η表示硬岩在层间岩中所占有的百分比;


  η≥50%时,β2=1-(0.4×η/100);η<50%时,β2=1。


  (2) 保护层超前距离


  正在开采的保护层工作面,必须超前于被保护层的掘进工作面,其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的两倍,并不得小于30m。


  (3) 保护层保护范围的划定


  ⑴ 走向保护范围


  对于停采的保护层采煤工作面,停采时间超过3个月、且卸压比较充分,该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角56~60°划定,如图3.6所示。


  图3.6 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围


  (2)倾斜保护范围


  保护层沿倾斜的保护范围,按卸压角划定,如图3.7所示。卸压角大小应采用矿井的实测数据。如无实测数据时,参照表3-11的数据确定。


  图3.7 沿倾斜保护范围


  表3-11 保护层沿倾斜的卸压角


  煤层倾角α(度) 卸 压 角(度)


  δ1 δ2 δ3 δ4


  0 80 80 75 75


  10 77 83 75 75


  20 73 87 75 75


  30 69 90 77 70


  40 65 90 80 70


  50 70 90 80 70


  60 72 90 80 70


  70 72 90 80 72


  80 73 90 78 75


  90 75 80 75 80


  5 保护层保护范围考察实例


  松藻矿区打通二煤矿选择一般突出煤层7#层(煤厚0.7~0.95m)作为保护层开采,其下距具有严重突出危险的主采煤层8#层(平均厚度2.3m)7.1m;?

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