煤矿从业人员应知应会培训课件煤与瓦斯突出防治技术.ppt

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煤与瓦斯突出防治技术,煤与瓦斯突出概述煤与瓦斯突出防治技术,煤与瓦斯突出概述,突出的定义突出的危害性突出的一般规律突出多发的地质构造突出的预兆突出机理突出分类,突出防治技术,防突技术的发展四位一体综合防突措施突出预测防突措施防突措施效果检验安全防护措施突出矿井管理突出矿井鉴定,煤与瓦斯突出概述,1、突出的定义,煤与瓦斯突出包括煤与二氧化碳、岩石与二氧化碳突出是发生在煤矿井下采掘过程中的一种极其复杂的瓦斯动力现象。是在很短时间(几秒到几分钟)内,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动力现象,并伴随产生不同程度的动力效应,可造成设施破坏和人员伤亡的现象,是煤矿井下最严重的灾害之一。,★世界上发生的第一次典型的突出1834年法国鲁阿尔煤田的伊萨克矿井★世界上最大的一次突出1969.7.13前苏联的顿巴斯煤田的加加林矿井石门揭煤时发生的突出,突出强度1.42万吨,瓦斯25万m3★我国在19501995年共有250对突出矿井,突出总次数1.43万次,占世界突出总次数的37★我国最大的一次突出1975.8.8天府矿务局三汇一矿平峒揭煤时发生的突出,强度1.278万吨煤岩,瓦斯140万m3,2、突出的危害,,★摧毁巷道设施★破坏通风系统★煤岩掩埋人员★瓦斯窒息人员★引起瓦斯爆炸、燃烧,国内情况我国最大的一次突出世界第二1975年8月8日,天府矿务局三汇一矿280m水平,平峒揭开K1煤层时,突出煤岩12780t,瓦斯140万m3炮响34s后发生突出,峒口一阵狂风,将小碎石卷起,吹到50m以外大量瓦斯携带煤粉涌出,呈黑浓烟状,持续40min才逐渐下降距突出点700多m远的三道风门被毁风门外装有钎子和矸石的矿车冲出30多m远1t多重的一块巨石被冲走120多m另一块重达3t的巨石冲出60余m,拐两个90的急弯进入变电所,国内情况我国最大的一次突出突出煤矸堆积情况距突出点110m,煤矸基本封顶堆积高度缓慢下降,整个堆积长度1170m,直到峒口南茅口大巷,堆积60m20m封顶;北茅口大巷,堆积250m约100m封顶,3、突出的一般规律,煤层突出危险性随开采深度增加而增大;煤层突出危险性随煤层厚度的增大而增大;大多数突出发生在掘进工作面;掘进面占80其中石门占6.75以上,采面占15.8石门突出的平均强度最大;突出前的作业方式以放炮最多;放炮占64.6,手、风镐落煤占21,其它占12.1突出多发生在地质构造带和应力集中带;多数突出前有预兆出现。,4.突出多发的地质构造,封闭的向斜轴附近煤层扭转区煤层产状变化区煤包及煤厚变化带煤层分叉处压性、扭性小断层处岩浆侵入带,5.煤与瓦斯突出预兆,有声预兆煤炮声、机枪声、闷雷声、劈裂声、支柱折断声等无声预兆煤层结构变化,层理紊乱,煤变软、光泽变暗,煤层由薄变厚,倾角由小变大工作面煤体和支架压力增大,煤壁外鼓、掉渣等瓦斯增大或忽大忽小,煤壁温度降低,6.突出机理概述,●突出机理是对突出发生原因和发动过程的认识是突出预测和防突技术的理论依据;●世界上尚未形成完整的公认的机理理论;●目前机理研究尚停留在各种假说阶段,各种假说可概括为3种类型应力学说、瓦斯学说、综合学说,其中综合学说得到较多支持;●综合学说认为突出是应力、瓦斯和煤岩物理力学性质三者综合作用的结果。,,煤与瓦斯突出机理瓦斯主导说“瓦斯包”说、“煤粉带”说、“煤空隙结构不均匀”说、“裂隙堵塞”说、“闭合空隙瓦斯释放”说、“瓦斯膨胀”说、“瓦斯解吸”说、“地质破坏带”说、“突出波”说、“火山瓦斯”说、“卸压瓦斯”说等地压主导说“岩石变形潜能”说、“应力集中”说、“剪应力”说、“振动波”说、“冲击移动”说、“顶板位移不均匀”说;“应力叠加”说、“塑性变形”说、“拉应力”说、“放炮突出”说等,煤与瓦斯突出机理化学本质说“瓦斯水化物”说、“爆炸的煤”说、“重煤”说、“地球化学”说、“瓦斯煤固溶体”说、“硝基化合物”说等综合假说“国内外多数研究人员认为,煤与瓦斯突出是由地应力、瓦斯和煤的物理力学性质三者综合作用的结果在实践中、多数人认为综合假说能比较客观地解释一些突出动力现象,在防突工作中,其效果基本令人满意突出机理,迄今为止尚未得到根本解决近几年来,中国矿大提出了“煤流变机理”、“地球失稳论”,辽工大提出了“球壳失稳”、“动力失稳固流耦合”等假说,突出的综合假说,地应力地层压力、构造应力)瓦斯压力煤的物理力学性能(煤结构、煤的强度),突出的发生和发展过程,准备阶段发动阶段扩展阶段停止阶段,7.突出分类按突出性质分类煤与瓦斯突然喷出煤的压出煤的倾出,煤与瓦斯突然喷出孔洞为口小腔大的梨形、舌形、倒瓶形等抛出距离较远,且有分选现象堆积角自然安息角煤的破碎程度高,含有大量粉煤和极细的粉尘有大量瓦斯涌出,吨煤瓦斯涌出量远远大于煤层原始瓦斯含量,往往出现瓦斯逆流现象,其距离可达数十米乃至千米以上,瓦斯波及范围可达几个采区乃至全井有明显的动力效应,破坏井巷设施,推翻矿车,搬运巨石等,煤的突然压出伴随瓦斯涌出煤的整体位移或抛出距离不远没有孔洞或呈口大腔小的锲行孔洞压出的煤呈块状,无分选现象巷道瓦斯涌出量增大动力效应一般不严重预兆工作面掉渣,支架来压,煤体内出现劈裂声、闷雷声等,煤的突然倾出伴随瓦斯涌出孔洞口大腔小主要是碎煤,无分类现象多数情况下,煤量不大于100t煤抛出的距离一般较小堆积角近于自然安息角瓦斯涌出量明显增加,但吨煤瓦斯涌出量少于煤层原始瓦斯含量无明显动力效应预兆煤硬度变低,工作面掉渣,支架来压等,按突出强度分类特大型突出大于1000t大型突出500999t中型突出100499t小型突出小于100t,,小型突出次数多,占总数的87特大型突出只占总数的0.7,但超过100次,白龙山煤矿的突出实例,C78煤层的突出实例2005年3月4日回风立井突出2005年3月24日1副斜井突出C2煤层的突出实例2005年8月8日20205胶运顺槽突出2005年8月10日20205回风顺槽突出,煤与瓦斯突出防治技术,1、防突技术的发展阶段,防突技术大致可分为3个发展阶段●第一阶段在20世纪50年代以前,以安全防护措施为主,避免人员伤亡。主要措施是采取震动性放炮;●第二阶段20世纪50至70年代,以防止突出措施为主,普遍采取防突措施(区域和局部措施),辅以安全防护措施;●第三阶段综合防突措施,增加了突出预测和措施效果检验内容,形成了包括突出危险性预测、防突措施、措施效果检验和安全防护措施的“四位一体”综合防突措施。,2、四位一体综合防突措施突出危险性预测防治突出措施防治突出措施效果检验安全防护措施,3、突出预测,预测的目的和意义预测方法分类预测方法概述预测技术的研究重点,3.1目的和意义,★保障安全生产判识区域或工作面突出危险性,为预防突出事故提供依据,同时提高安全管理效率。确定防突措施的有效性;为作业人员进行突出预警;★提高经济效益提高防突措施的针对性,减少防突措施工程量,减少防突成本,提高采掘进度,从而在安全的前提下解放生产力,提高矿井经济效益。★我国“四位一体”综合防突体系的重要组成突出危险性预测和防突效果检验2个重要环节,3.2预测方法分类,●区域性预测煤层、水平、阶段及局部区域预测●工作面预测采掘工作面预测(局部预测),3.3预测方法概述,●区域预测方法和指标地质勘探时期和矿井生产时期的突出危险性预测煤层------突出煤层和非突出煤层。突出煤层-------突出危险区、突出威胁区、无突出危险区不同区域的管理制度有所不同。,★煤层突出危险性鉴定和预测预测指标及参考临界值指标瓦斯压力P煤的破坏类型煤的坚固性系数f瓦斯放散初速度∆P临界值0.74MPaⅢ、Ⅳ、Ⅴ0.510白龙山2.5Ⅲ以上0.3-0.4416-23只有上述全部指标达到或超过临界值时方可划分为突出煤层★突出煤层区域预测1.瓦斯地质统计法确切掌握煤层赋存、地质构造等与突出分布规律时划分2.综合指标法从岩石工作面向煤层至少打2个钻孔,测压、每米的f、平均最小f值、软分层混合样的∆P。3.其它方法综合指标DD0.0075H/f-3p-0.74K∆P/f参考临界值D0.25K20无烟煤/15其它煤种,,,,●工作面预测方法和指标★接触式预测(传统预测法)通过打钻孔测定钻屑瓦斯解析指标(K1、∆h2)、钻粉量、钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减、钻粉温度等单项指标或综合指标进行突出危险性预测。这是目前被广泛使用且成熟的预测方法和指标。缺点是要占用一定的作业时间和需要一定的工程量;不能连续预测;无法预测延期突出等。★非接触式预测通过安装在工作面后方的各种传感器和主机对采掘过程中产生的各种信息进行处理,根据处理结果进行实时连续预测。方法主要有瓦斯涌出动态指标法、声发射检测法、电磁辐射法等。,3.4预测技术发展方向,●区域预测借助各种物探手段的区域预测方法地质动力区划法三维地震法、应力计算法等和煤层透视法(地质坑透及钻孔坑透等)结合统计规律预测区域突出危险性;●非接触式连续预测声发射预测、电磁辐射预测、瓦斯涌出动态等已进行了大量的研究,但要达到实用化程度还需进行不懈的研究。●突出强度预测“九五”期间刚刚开始进行的研究内容,难度较大。,3.5工作面常用预测方法和指标,●工作面预测(检验)方法●几种常用预测指标及测定方法●危险性预报,3.5.1工作面预测(检验)方法,石门工作面综合指标D、K钻屑瓦斯解吸指标其它经试验验证有效的方法煤巷掘进、采煤工作面钻孔瓦斯涌出初速度R值指标钻屑指标(解吸指标、钻粉量等)其它经试验验证有效的方法,预测(检验)钻孔布置1层位一般应布置在软分层中;2孔径一般多采用∅42mm孔径;3数量根据不同煤层产状、不同工作面有所不同在煤巷掘进工作面对于急倾斜煤层布置2个,倾斜及缓倾斜煤层布置3个;采面每隔10-15m布置1个;石门工作面一般应布置2-5个;4范围控制巷道轮廓线外一定范围内,(2-4m);5长度不宜太深,一般为8-10m6检验孔一般布置在措施孔之间,或在措施应控制范围内的措施未控地带(因为钻孔布置不均导致),,,,,,,,,,,,,,煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意,缓倾斜煤层钻孔布置示意,,,,,,,,,,,,,,,,,急倾斜煤层钻孔布置示意,,,2-4m,,,,,,,,,,,,,10-15m,采煤工作面预测钻孔布置示意,,,,,,,,,,,,,,应不小于3m,,,,,,,,,,,,,,,1、2、3,4,1,3,2、4,石门工作面检验钻孔布置示意,,,3.5.2几种常用预测指标及测定方法,★钻屑瓦斯解吸指标★钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减指标★钻粉量★综合指标R★瓦斯涌出动态指标★其它,3.5.2.1钻屑瓦斯解吸指标,★指标常见形式K1值和∆h2二者的区别与联系2点之差与10点拟合;具有一定相关性。★钻屑瓦斯解吸规律有多种表述公式Q-WK1t0.5;Vv1t–k;等★突出预测的基础大量实验证实突出危险煤与非突出危险煤的瓦斯解吸特征不同,突出煤具有较大可解吸瓦斯量,具有较快的解吸速度。反映出瓦斯压力、可解吸量、瓦斯放散能力、破坏程度等的差别,也即反映出突出危险性大小。,,,,,,t,V,瓦斯解吸曲线示意图,★测定仪器介绍●ATY、WTC测定指标K1、温度、V30等构成主机、煤样罐、组合筛、秒表、弹簧秤、充电器、打印机、瓦斯监测仪、温度探头等改进设想●MD-2、MD-3测量∆h2指标,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,MD-2型解析仪示意图,★K1值计算公式及物理意义QWK1*t0.5式中Q-测定的瓦斯解吸量W-测定前的瓦斯损失量t-瓦斯解析时间;tt1t2tit1钻屑从煤体暴露到接粉的时间;t1L/10t2-从接粉到开始测定的时间;一般为1-2minti-从开始测定到采集数据的时间;i1,210,时间间隔为0.5minK1是通过10个测定值拟合计算而得,相当于第1分钟的瓦斯解吸量,K1越大瓦斯解吸速度越快。,★K1指标与突出危险性的关系K1指标综合反映了瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的孔隙结构等参数。大小与瓦斯、煤的物理力学参数、瓦斯解吸特征及测量工艺、环境条件和测定误差等有关。K1越大,突出危险性越大。★测定方法●仪器准备主机及必备件、充电、精度、气密性等●其它准备皮尺、粉笔、秒表、瓦检仪●钻孔布置软分层、孔数、钻孔参数等参照细则●测定按使用说明书(下图)●记录、显示、预报、打印等,★注意事项●钻孔布置必须在软分层且参数合理,避开钻孔影响●电量必须充足,操作快速、减少暴露时间,2min内完成●把握接粉时机、避免卡钻处理后钻进时立即接粉●观察测量中仪器是否漏气●最好采用干粉测定●充分筛分●避开矸石段、观察钻粉中是否混有矸石●控制打钻,禁止先打到预定深度后等待接粉●现象记录、工作面异常描述●预测深度不宜太长等●预测完后最好在井下显示一遍,确定准确值(小数点后3位)●定期标定,★参考临界值煤样K1mL/g.min0.5∆h2(mmH2O)干煤0.5200湿煤0.4160采掘工作面预测时应采用干粉且结合钻粉量综合判断,,,,3.5.2.2钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减指标,★指标概念q,Cq★钻孔瓦斯涌出速度及其衰减规律(见下图)★与突出危险性关系q及Cq指标综合反映了瓦斯压力、应力状态、透气性和瓦斯放散能力。q越大、Cq越小突出危险性越大;,,,,,,,,t,q,qq0t-k,★q及Cq指标的联合使用一般配合使用,敏感性会提高。q指标大于某一大值或小于某一值时可以不测Cq指标,直接用q指标预报危险性;在某一范围时内时,需要用Cq指标配合预报,当Cq指标小于某一临界值时预报为有危险,否则无危险。,★测定方法●测定仪器及其构成封孔器、测杆、流量计(最好为瞬时流量计)、打气筒、压力表、测量室控制杆、备用胶囊等●钻孔布置软分层、孔径、孔数、钻孔参数等参照细则●准备测量装置、气密性检查、皮尺、粉笔等测定按规定进行●记录●预报★测定仪器封孔装置、流量计两大部分构成重庆分院的TWY预测仪、ZWC-2型初速度测定仪抚顺分院的多级流量计、转子流量计、煤气表等,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,,煤壁,封孔胶囊,测杆,钻孔,测量室控制杆,高压胶管,压力表,打气筒,流量计,钻孔瓦斯涌出初速度测定示意,★参考临界值,★注意事项●钻孔布置必须在软分层且参数合理,避开钻孔●操作快速,减少暴露时间,2min内完成●控制打钻,禁止先打到预定深度后等待测量●观察压力表,检查是否漏气●进气端是否堵塞●测量室长度控制●现象记录●不要正对测杆避免人员受伤等●定期检查气密性●要备用胶囊与工具,3.5.2.3钻粉量,★指标概念及表示形式Kg/m,L/m★与突出危险性关系钻粉量S综合反映地应力、瓦斯和煤质三因素,但影响最大的是地应力,在以地应力为主导突出的矿井较多应用。一般S比正常排粉量大3~4倍时认为有危险。细则推荐的临界值为6kg/m;0.54L/m,★测定方法●测定仪器及其构成弹簧秤、塑料桶或袋等●准备测量装置、皮尺、粉笔等●钻孔布置软分层、孔径、孔数、钻孔参数等参照细则●测定按规定每m一次●记录、预报★注意事项钻孔布置必须在软分层且参数合理、钻粉接全、现象记录、控制打钻速度、测量长度控制等,3.5.2.4综合指标,★指标公式R(Smax-1.8)qmax-4★与突出危险性关系综合反映了瓦斯、应力、煤的力学性质等参数,R越大突出危险性越大,R≤0时,用单项指标判断★测定方法见钻粉量和初速度测定方法★注意事项钻孔布置必须在软分层且参数合理、钻粉全接、现象记录、控制打钻、测量长度(1m)控制等,3.5.2.5瓦斯涌出动态指标,★几种指标形式●放炮后30(60)min内吨煤瓦斯涌出量V30、V60●放炮瓦斯浓度峰值与炮前正常瓦斯浓度的比值B●瓦斯涌出变动系数KV●两次放炮瓦斯涌出量峰值差|∆q|●除了放炮的其它作业瓦斯涌出量增减幅度|∆Q|一些参考指标及其临界值指标V30KVB|∆q||∆Q|m3/tm3/minm3/min参考临界值90.750.40.21,,,,★V30与突出危险性关系●V30指标指工作面炮后30min吨煤瓦斯涌出量。由4部分组成炮后煤壁表面、巷道顶底煤壁表面新增瓦斯量Vq30、Vdq30和落煤的游历瓦斯量Vp30、解吸瓦斯量Vx30,一般Vdq30和Vp30变化不大。V30指标包含了瓦斯涌出和瓦斯解吸两个方面,和突出的影响因素有关;●理论上讲,V30指标一般随着循环放炮的次序由小变大或变化不大,但也有不符合这一规律的情况,当规律异常变化时,表明前方可能存在突出危险。当由小变到很大或由小变到很大然后又大幅变小时,往往前方有异常。,★V30测定方法●一般利用矿井环境检测系统或WTC瓦斯突出参数仪测定,利用矿井环境检测系统时需要人为统计计算。●统计内容每一次进尺的落煤量(可通过上报的煤量或根据进尺长度、断面、密度计算)、进尺前瓦斯浓度、进尺30min内平均瓦斯浓度;风量等★注意事项掌握矿井瓦斯涌出规律、保证瓦斯浓度传感器精度、风量、落煤量应尽量准确由于各参数均有误差存在,目前多作为辅助预测指标.,3.5.2.6其它预测指标简介,★电磁辐射煤岩受力发生变形、位移和微破坏过程中一些原子的外层电子获得高的动能而逃逸出来,随着破坏的发展,外逸的电子不断增多,裂隙面不断获得静电荷分布,达到一定值时便发生电磁辐射现象。电磁辐射强度可用于预测突出。★声发射煤岩受力发生变形、位移和微破坏过程中,会发射出应力波,利用对该应力波的测定可以预测突出。★煤体温度,突出危险性预报,★单一指标测定值大于等于其临界值时判定为有突出危险性★存在以下几种情况之一时可直接判定为有突出危险●处于地质构造带●煤层赋存条件急剧变化区●处于应力叠加区●打钻时出现喷孔、顶钻等动力现象●有明显突出预兆★多指标预测时,只要一项指标超标就判定有突出危险★敏感指标及临界值应根据矿井实际考察确定,4、防突措施.1区域性防突措施4.2工作面防突措施基本原理释放煤层瓦斯卸除地应力,国内外主要应用的防突措施,4.1区域性防突措施4.1.1开采保护层保护层的定义选择保护层的原则保护层开采作用机理保护层影响范围,保护层的定义,所谓保护层,通常是指在煤层群开采中,某些煤层具有煤与瓦斯突出危险,而另一些煤层则不具有这种危险,这时,根据赋存的相互关系,选择某一层不具有危险或危险性较小的煤层先行开采,从而对具有危险的煤层起到消除突出危险的效果。先行开采的煤层称为保护层,后开采的煤层称为被保护层,保护层位于被保护层上方的称为上保护层,反之称为下保护层。迄今为止,开采保护层是防止煤与瓦斯突出最经济、最有效的根本手段。,选择保护层的原则,优先选择上保护层选择下保护层时不得影响和破坏上部的被保护层允许的最小层间距HKMcosα,,上保护层开采后,在工作面后方的卸压范围内被保护煤层仅在卸压保护带内才消除了煤与瓦斯突出危险。下图为鱼田堡煤矿开采上保护层3煤层后被保护层4煤层参数变化情况。由图中可看出,被保护层参数的变化可大致划分为4个带,即正常应力带、集中应力带、保护卸压带和应力恢复带。,开采保护层前后的变化,被保护层中瓦斯压力下降瓦斯流量增大煤层变形增大底板岩石应力降低煤体温度降低,,,,,,,,4.1.2预抽煤层瓦斯预抽煤层瓦斯作用机理预抽煤层瓦斯方法,预抽瓦斯防突效果的评价,预抽瓦斯后,突出煤层的残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量煤层瓦斯预抽率应大于25,4.2工作面石门揭煤、煤巷掘进面、回采面防突措施4.2.1石门揭煤防突措施石门揭煤程序-----探查煤层层位(10m以外)-----测压或预测突出危险性(5m)-----采取防突措施(3-5m)-----进行措施效果检验-----远距离放炮或震动性放炮揭开煤层(1.52m)-----穿过煤层并进入顶(底)板岩石2m,,图3-5-1石门揭煤工作面前探钻孔布置示意图1、2控制煤层层位钻孔;3、4测定煤层瓦斯压力钻孔;5突出危险煤层,,图3-5-1石门揭煤工作面前探钻孔布置示意图1、2控制煤层层位钻孔;3、4测定煤层瓦斯压力钻孔;5突出危险煤层,1、,图3-5-1石门揭煤工作面前探钻孔布置示意图2控制煤层层位钻孔;3、4测定煤层瓦斯压力钻孔;5突出危险煤层,1、,图3-5-1石门揭煤工作面前探钻孔布置示意图2控制煤层层位钻孔;3、4测定煤层瓦斯压力钻孔;5突出危险煤层,石门揭煤防突措施----预抽瓦斯----水力冲孔----排放瓦斯----金属骨架,石门揭煤防突措施,抽放瓦斯有足够的抽放时间大于3个月岩柱厚度在3m以上在石门周边35m范围以内布孔孔间距一般23m检验瓦斯压力小于0.74MPa,石门揭煤防突措施,水力冲孔打钻有自喷能力的煤层岩柱大于5m断面内上、中、下三排共布置9个孔冲出煤量大于煤厚m的20倍t,石门揭煤防突措施,瓦斯排放钻孔有足够的排放时间岩柱大于3m距石门周边3-5m范围内布孔孔间距一般为1-2m检验瓦斯压力小于0.74MPa,石门揭煤防突措施,金属骨架急倾斜薄或中厚煤层岩柱2-3m巷道周边外0.5-1m布置骨架孔孔间距一般0.2m单排或0.3m双排钻孔进入顶底板岩石0.5m,4.2.2煤巷掘进防突措施---超前排放钻孔---深孔松动爆破---水力化措施注水湿润、水力压裂、水力挤出、水力冲孔),超前排放钻孔,(1)超前钻孔可适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层;(2)超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定,一般为75120mm,地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m;若超前钻孔直径超过120mm时,必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施;(3)钻孔应尽量布置在煤层的软分层中;(4)超前钻孔的控制范围,应控制到巷道断面轮廓线外24m(包括巷道断面内的煤层);(5)超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定,钻孔的有效排放半径必须经实测确定;(6)煤层赋存状态发生变化时,应及时探明情况,再重新确定超前钻孔的参数;(7)必须对超前钻孔进行效果检验。如果经检验措施无效,必须补打钻孔或采取其它补充措施;(8)超前钻孔施工前应加强工作面支护,打好迎面支架,背好工作面。,钻孔有效半径的测定,一定时间内钻孔周围卸压、排放瓦斯的范围测定方法与步骤(1)钻孔流量法防突细则附录五(2)钻孔突出预测敏感指标法,深孔松动爆破,1深孔松动爆破措施,可适用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。2)深孔松动爆破的孔径为42mm,孔深不得小于8m。深孔松动爆破应控制到巷道轮廓线外1.52.0m的范围。孔数应根据松动爆破有效半径确定。采用深孔松动爆破防突措施,在掘进时必须留有不小于5m的超前距;3深孔松动爆破的有效影响半径,应进行实测;4)深孔松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.56.0m每个药卷(特制药卷)长度为1m,每个药卷装入一个雷管。装药必须装到孔底。装药后,应装入不小于0.4m的水炮泥,水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的封口炮泥;5在装药和充填炮泥时,应防止折断电雷管的脚线;6深孔松动爆破后,必须进行措施效果检验。如果措施无效,必须采取补救措施;7深孔松动爆破时,必须执行撤人、停电、设警戒、远距离放炮、反向风门等安全措施。,水力冲孔,对于有自喷(喷孔)能力的突出煤层,利用钻孔切割和水射流的打击,破坏煤岩内部应力平衡和瓦斯的不稳定平衡,在人为控制下激发喷孔,随着煤和瓦斯的大量排出,突出潜能被释放,从而起到消除一定范围内突出危险性的作用。,水力冲孔工艺流程及装置示意,1逆止钻头;2套管;3钻杆,4.2.3回采工作面防突措施----超前钻孔----松动爆破----注水湿润煤体,5、防突措施效果检验检验的方法检验的时间检验的位置,,图3-6-1掘进工作面措施效果检验孔布置图措施孔;2措施效果检验孔;3掘进工作面,,掘进工作面措施效果检验孔布置图措施孔;2措施效果检验孔;3掘进工作面,6、安全防护措施震动性放炮远距离防炮反向风门井下避难所压风自救系统自救器,震动性放炮的设计,1、震动放炮的专门设计,必须符合下列要求1)震动放炮必须编制专门设计,经矿总工程师批准后报矿务局备案;2)震动放炮的炮眼数目,应按照每平方米石门断面4~5个确定;3)震动放炮的炮眼布置,根据断面和岩性确定;4)岩眼不得打入煤层,眼底距煤层应保持0.2m的距离。如果岩眼已打入煤层,必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥;5)震动放炮的单位炸药消耗量,应按照正常掘进量的1.52倍确定,打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药,并用长0.25m的炮泥隔开;6)所有炮眼都在炸药与封泥间装12个水炮泥,封泥都必须密实地装至孔口;7)震动放炮必须采用铜脚线的毫秒雷管,最后一段的延期时间不得超过130ms,并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。8)震动放炮工作面,必须具有独立可靠的回风系统;9)震动放炮时,回风系统内电气设备必须切断电源,严禁人员作业和通过。,震动性放炮的要求,1)震动放炮要求一次全断面揭穿或揭开煤层。对急倾斜和倾斜的薄煤层,都必须一次全断面揭穿煤层全厚;对急倾斜和倾斜的中厚、厚煤层,一次全断面揭入煤层深度应不小于1.3m,对缓倾斜煤层,应一次全断面揭开岩柱。如果震动放炮未能按要求揭穿煤层,在掘进剩余部分时(包括掘进煤层和进入底(顶)板2m范围内),必须按照震动放炮的安全要求,进行放炮作业。2)震动放炮未崩开石门全断面的岩柱和煤层时,继续放炮仍需按照震动性放炮有关规定执行,并需加强支护,设专人检查瓦斯和观察突出预兆;在作业中,如发现突出预兆,工作人员应立即撤到安全地点。3)煤层特厚或倾角过小不能一次揭开煤层全厚时,在掘进剩余部分时,必须采用抽放瓦斯、排放钻孔、水力冲孔等防突措施,并应遵守下列规定(1)采用抽放瓦斯、排放钻孔、水力冲孔之前,必须加强巷道及迎面支护,巷道支架背严、背实后,方可进行作业。作业时,必须采取保护工作面作业人员的安全措施;(2)放震动炮前,对所有钻孔和在煤体中形成的孔洞都应严密封闭孔口,孔内注满水或以黄土、砂充实。,远距离防炮,采用远距离放炮时,放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难所内,放炮地点距工作面的距离根据实际情况由矿务局总工程师确定。放炮员操纵放炮器地点应配备压风自救系统或自救器。远距离放炮时,回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点,都必须停电撤人,放炮30min后,方可进入工作面检查。,反向风门,1、反向风门必须设在石门掘进工作面的进风侧,以控制突出时的瓦斯能沿回风道流入回风系统;2、必须设置两道牢固可靠的反向风门,风门墙垛可用砖或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定,但不得小于0.2m,墙垛厚度不得小于0.8。门框和门可采用坚实的木质结构,门框厚度不得小于100mm,风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于4m;3、放炮时风门必须关闭,对通过内墙垛的风筒,必须设有隔断装置。放炮后,矿山救护队和有关人员进入检查时,必须把风门打开顶牢;4、反向风门距工作面的距离和反向风门的组数,应根据掘进工作面的通风系统和石门揭穿突出煤层时预计的突出强度确定。,井下避难所,1、避难所设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮器的地点,避难所的数量和距采掘工作面的距离应根据具体条件确定;2、避难所必须设置向外开启的隔离门,室内净高不得低于2m,长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定,但每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护必须保持良好,并设有与矿调度室直通的电话;3、避难所内必须设有供给空气的设施,每人供风量不得少于0.3m3/min。如果采用压缩空气供风时,应有减压装置和有阀门控制的呼吸嘴;4、避难所内应根据避难最多人数,配备足够数量的自救器。,压风自救系统,压风自救系统的要求是1、压风自救系统安设在井下压缩空气管路上;2、压风自救系统应设置在距采掘工作面2540m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中,应每隔50m设置一组压风自救系统;3、每组压风自救系统一般可供58个人用,压缩空气供给量,每人不得少于0.1m3/min。,压风自救系统安装图1三通;2气管;3弯头;4接头;5球阀;6气管;7自救器;8防护袋;9卡子,7.突出矿井管理,组织管理1.防突机构及人员2.突防措施计划3.制度及责任制4.防突装备5.人员培训,防突日常技术管理,1.加强地质测量工作2.加强通风管理,完善通风系统3.保证采掘工程质量4.电气设备要符合防爆要求5.加强支护,防止冒顶垮塌6.加强爆破工作管理7.处理好突出孔洞8.认真收集和分析突出原始资料,8.突出矿井鉴定,鉴定以实际发生的动力现象为依据鉴定由国家安全监察局授权的单位进行,
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