底板抽放巷

关键词： 突出 防突 措施 矿井

底板抽放巷（精选五篇）

底板抽放巷 篇1

1 矿井地质概况

新义公司井田属新安煤田, 一水平标高-305m、埋深达到700 m, 井田内可采煤层仅有山西组的二1煤, 其他煤层均不可采。二1煤层厚度变化大, 具有短距离内急剧变化的特点, 煤层厚度0~15.47m, 平均厚4.81 m, 煤层平均倾角5°, 煤体极其松软, 煤的坚固性系数平均仅0.2, 属大采深三软煤层。煤层伪顶为泥岩和炭质泥岩, 厚度0~1.3 m, 局部发育;直接顶为砂质泥岩, 厚度2~6 m, 不稳定;基本顶为细砂岩或中砂岩, 厚度≥6 m;直接底为粉砂岩, 厚度6~10 m;基本底为硅质泥岩, 平均厚度2.5 m, 坚固性系数f>10。煤层绝对瓦斯涌出量为21.71 m3/min, 相对瓦斯涌出量9.38 m3/t, 为煤与瓦斯突出矿井;二1煤尘具有爆炸危险性, 属不易自燃煤层。

2 新义煤矿底抽巷位置选择

2.1 理论分析

(1) 层位及垂距选择。根据12021工作面实际地质情况, 在煤层底板存在一层比较稳定的粉砂岩, 平均厚度为8 m, 基本底为硅质泥岩, 硬度大, 不易布置底抽巷, 所以, 考虑到岩层层位、与煤层安全距离及巷道掘进的难易程度, 将底抽巷布置在粉砂岩层中, 与煤层底板保持6~10 m的安全距离。

(2) 内外错布置选择。由于工作面北部为井田边界, 而且底板抽放巷内错布置时, 当工作面采过后, 底抽巷处于采空区下方, 巷道始终处于卸压状态, 利于底抽巷的维护。所以, 将底抽巷布置方式选择为内错布置。

(3) 底抽巷平距选择。实践表明, 煤层透气性系数、钻孔抽采负压、钻孔密度等因素与煤层预抽瓦斯的效果密切相关, 只是影响程度有所不同。采动后的煤层渗透系数急剧增加, 煤层瓦斯渗流速度增大, 瓦斯涌出量也随之增加。因此, 在选择底抽巷水平距离时, 要充分考虑底抽巷对欲掘进煤巷位置及其附近的卸压作用, 卸压越充分, 越有利于瓦斯抽放及煤巷的安全快速掘进[5]。图1为在数值模拟环境下12021工作面轨道巷底板抽放巷道掘进后, 在已掘底抽巷前方10 m、掘进面正上方和后方10 m的未采煤层采动影响情况。

当分析断面在底抽巷掘进后方10 m时, 上部煤层卸压比较充分, 煤层最大垂直位移量为4.1 mm, 当距离底抽巷中线15 m左右时, 煤层垂直位移有减缓的倾向;当分析断面在底抽巷掘进面正上方时, 上部煤层卸压略弱于-10 m时的影响程度, 此时煤层最大垂直位移量为2.3 mm, 当距离底抽巷中线10m左右时, 煤层垂直位移有减缓的倾向;当分析断面距离底抽巷掘进面正前方10 m时, 上部煤层基本不受采动影响, 煤层垂直位移很小, 最大垂直位移量为0.7 mm, 所以底抽巷对于顶部的煤层卸压和防治瓦斯突出起到了积极的作用。

将以上实测数据输入tecplot软件导出的煤层位移模拟如图2所示, 对比数据, 可看出与理论值非常接近。在底抽巷布置在10 m时, 底抽巷距垂直煤层巷道的水平距离应尽量在10 m范围之内, 此时底板抽放巷道对煤层的卸压作用最强烈。因此, 新义公司将平距选为6 m的安全值是合适的。

2.2 布置形式

12021工作面轨道巷底抽巷设计长度为627 m, 布置在二1煤层底板的粉砂岩中, 与轨道巷呈内错布置, 错距 (中—中) 6 m, 掘进过程中巷道顶板距二1煤层底板保持8~10 m的安全岩柱, 设计长度为579.3 m, 12021工作面轨道巷底抽巷的实际布置情况如图3所示。其主要作用是通过穿层钻孔预抽轨道巷条带煤层瓦斯, 保证12021轨道巷安全掘进。轨道巷底板巷每隔30 m布置1个钻场, 在钻场内布置钻孔, 进行冲孔并连管预抽胶带巷瓦斯。

3 底抽巷防突设计

12021轨道巷区域防突采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯+水力冲孔卸压增透区域防突措施。

(1) 钻孔控制范围。控制巷道两帮各15 m, 总控制宽度36 m, 两钻场间距为30 m, 钻孔控制交叉距为5 m, 控制长度为35 m, 则措施孔控制范围为36 m×35 m。

(2) 孔底间排距及钻孔数量。根据水力冲孔经验, 钻孔水力冲孔后近3 d的有效影响半径在6~8m之间。因此, 在轨道巷两帮15 m范围内, 采用间距6 m的网格式冲孔+抽放钻孔 (钻孔间距为终孔点间距) 。根据底抽巷掘进进度, 穿层钻孔施工设计方式分2种: (1) 有钻场的巷道段钻孔布置。每个钻场内布置7排、6列, 共42个孔, 孔径133 mm, 具体施工如图4所示。 (2) 没有钻场的巷道段钻孔布置。在正巷每6 m布置1列钻孔, 每列7个钻孔, 具体施工如图5所示。

4 抽放效果检验

从底板抽放巷穿层钻孔瓦斯抽放量、12021工作面轨道巷掘进过程中煤体残余瓦斯含量和瓦斯浓度3个方面检验抽放效果。

(1) 通过现场检测数据分析, 钻场中钻孔控制交叉距为5 m, 抽放时间为2个月, 共抽放瓦斯量为21.3×104m3, 抽放率达50%, 效果较好。

(2) 通过对轨道巷掘进期间煤壁前方残余瓦斯含量进行测定 (共测15个循环, 每循环进尺30 m) , 所测15次残余瓦斯含量平均为6.5 m3/t。

(3) 掘进过程中, 巷道掘进面瓦斯浓度为0.5%。

以上数据表明, 新义煤矿12021工作面轨道巷进行底板抽放巷穿层钻孔抽放瓦斯的效果比较理想, 有效保证了巷道快速、安全掘进。

5 结论

(1) 根据新义公司的实际瓦斯地质条件, 在理论分析的基础上对底抽巷在新义煤矿的布置进行了研究, 得出新义公司12021轨道巷底抽巷为内错、垂距为8~10 m、平距为6 m的布置方式较为合理。

(2) 新义公司采取“瓦斯抽放+水力冲孔”的瓦斯治理方法取得了良好的抽放效果, 对于条件类似矿井的瓦斯治理具有借鉴及指导意义。

参考文献

[1]国家安全生产监督管理总局, 国家煤矿安全监察局.煤矿安全规程[M].北京:煤炭工业出版社, 2011.

[2]俞启香.矿井瓦斯防治[M].徐州:中国矿业大学出版社, 1992.

[3]程远平, 付建华, 俞启香.中国煤矿瓦斯抽采技术的发展[J].采矿与安全工程学报, 2009, 29 (2) , 127-139.

[4]张志鹏.底板巷穿层孔预抽瓦斯区域防突技术研究[D].焦作:河南理工大学, 2011.

底板抽放巷 篇2

【关键词】高位抽放巷；上隅角瓦斯；采空区瓦斯；应用与管理

近年来，我国煤矿行业安全事故的出现频率日益上升。其中，出现频率高，而且被人们所了解的安全事故就是瓦斯爆炸。可以说，瓦斯爆炸是煤矿区出现最多也是最主要的安全事故。瓦斯事故带来的危害是巨大的，过多的瓦斯充斥在空气当中，会导致空气的含氧量急剧降低，此时工作人员及周边人员便会出现窒息现象，甚至威胁到其生命安全。我国煤矿行业每年因为瓦斯爆炸及相关事故造成的重大经济及人员损失是不可估量的，所以如何控制住瓦斯灾害是煤矿行业安全管理工作的重中之重。

1.瓦斯与煤矿生产的关系

1.1何为瓦斯

瓦斯并不是中国原有的词语，它是英文Gas的音译词。瓦斯不是由一种单纯元素构成的气体，它是有多种东西混合而成的，包括占多数比重的甲烷、乙烷、丙烷以及硫化氢、二氧化碳等多种化学元素。

1.2瓦斯与矿井工作

矿井工作对“瓦斯”的惧怕程度是不可小觑的，很多时候矿井工作与瓦斯两个词组就是相互联系在一起的。若瓦斯遭遇明火，燃烧即发生爆炸，即是所谓的瓦斯爆炸事故，随即而来的就是各种危害后果。瓦斯一旦爆炸，会对井下作业的矿工的生命与财产产生直接影响，所以很多有经验的矿工会选择一种实验方法来探测瓦斯。这种方法就是把对瓦斯气体十分敏感的金丝雀装入鸟笼带入矿井下，若金丝雀因失去知觉而晕倒时，矿工便会以最快的速度逃出矿井。金丝雀是对瓦斯极其敏感的一种动物，当它受到危害时，瓦斯还是十分淡薄的，此时并不能对人体造成致命伤害，这就为矿工逃生争取了时间。

2.瓦斯抽放的目的与预防

2.1瓦斯抽放的目的

瓦斯抽放是煤矿生产作业中的必经阶段，瓦斯抽放的最终目的是为了保证矿井作业的安全，同时充分利用瓦斯能源。以前的瓦斯仅仅依靠通风将采区、矿井等地方的瓦斯稀释，但是很难达到瓦斯具体要求的浓度，而且从经济方面考虑也存在很多不合理的地方。所以，瓦斯的抽放越来越重要，国家出台了关于利用与治理瓦斯的一系列优惠政策，希望瓦斯能作为一种能源，通过相关技术手段，变害为利，造福于社会。

2.2瓦斯的预防

在煤矿行业中，瓦斯主要集中在矿井、巷道和工作面上。瓦斯预防的技术方向主要有两大趋势：一是利用通风机稀释瓦斯，然后将安全浓度内的瓦斯排放到地面大气；二是抽放瓦斯，在负压下用瓦斯泵抽高浓度的瓦斯，然后通过输送管网将瓦斯输送到地面。这两种技术可以相互补充，视具体情况确定最终采用何种预防技术。

3.高位抽放巷抽放瓦斯

3.1高位抽放巷的具体工作原理

高位抽放巷简称高抽巷，是瓦斯抽放技术手段中使用范围最广、效果最好的一种技术措施。由于煤矿行业中矿井瓦斯主要是由甲烷组成，甲烷的密度低于空气的密度，所以会漂浮在空气之上。据此原理，便可知高浓度瓦斯的主要聚集地方必然是采空区的上部空间。

3.2高位抽放巷的布置

高位抽放巷的布置是需要经过缜密推敲和计算的，因为布置的是否合理直接影响到抽放瓦斯的效果。一般高位抽放巷被布置在裂隙带岩层中，因为瓦斯进入裂隙带主要是以渗流的方式通过煤体流入，受到的风量变化是微弱的，瓦斯的浓度也是最小的。另外，其受到的采动影响小，巷道受到的损害也是微弱的，有利于高位抽放巷将高浓度瓦斯长期稳定地抽出。

若是将高位抽放巷布置在冒落带，有两方面原因会影响到抽放效果。一是岩层冒落间极不稳定，高位抽放巷会因为稳定性太差而遭到破坏；二是岩石的自然堆积带必然容易受到通风量的影响，此处的瓦斯浓度是非常不稳定的，被抽出的瓦斯浓度小，而且量很低，所以抽放效果不是很理想。

若是将高位抽放巷布置在弯曲带岩层内，其效果更差。因为此岩层带仍然保持着原有的完整性，透气性很差，是很难将瓦斯抽出来的。

3.3高位抽放巷的长度与高度

高位抽放巷与煤层之间的高度建立在矿压理论的基础上，应当参考具体的煤层顶板裂隙带的高度再进行确定。高位抽放巷的长度的确定依据是在工作面回采之后，根据基本顶的初次来压步距来确定的。不同的基本顶的初次来压步距，高位抽放巷的长度是不同的。

4.煤矿安全管理中的具体应用与对策

高位抽放巷在瓦斯抽放工作中确实发挥了重要的作用，也基本符合理想中的效果。但是仅仅依靠高位抽放巷来抽放瓦斯以达到安全标准和减少安全事故是远远不够的，煤矿安全管理工作应该从更多的层面来切入焦点，保障煤矿工作中的安全。

4.1转变管理理念，提高认识

当我们认识到瓦斯是威胁煤矿工作安全的一大重要因素时，我们就应该致力于解决瓦斯爆炸问题，做好预防与善后的工作准备，避免在安全事故发生时措手不及，导致危害扩大。现阶段，我国的瓦斯治理工作已经进入到了一个相对正规化、规范化和科学化的轨道之上，对治理瓦斯的工作也有了更为具体和明确的目标与追求。如何将理论观念完整地落实到实际工作中是减少瓦斯爆炸事故的关键。

4.2加大科技创新与投入力度

科技的力量是无形且巨大的，一种科技手段的研发诞生很有可能改变一个行业的发展现状。对于煤矿安全管理来说，技术手段是不可或缺的。建立一套完整且配套的技术是保证煤矿行业生产开采安全的重要保障。应当建立一套以瓦斯灾害的预防、监测、预警、救援措施等为重点，瓦斯灾害防控技术、瓦斯与煤矿共采技术、瓦斯综合整治技术等多项技术合为一体的全方位技术，从而将煤矿安全事故的发生率降到最低。同时，可以减轻矿工的精神压力，全身心投入到份工作中来，效率也会随之提升。

4.3合理布置采区巷道，优化矿井开拓部署

采区巷道的布置和矿井的具体部署必须遵从“抓大系统、防大事故、除大隐患”的思想路线，避免出现一些通风系统不完善、设施不牢靠、专用巷道不专等不应出现的问题。既要提前预防，又要做好缩小灾后事故影响范围的准备工作。

5.结束语

煤矿安全工作在整个国家安全生产工作中占据着非常重要的地位，直接影响着国家安全生产工作的水平。同时，煤矿的生产是否安全也在影响着人民群众的生命与财产安全，所以必须加大煤矿的安全管理工作力度，把安全管理理念贯穿于煤矿生产的全过程，认真对待每个工作细节，切不可因小失大。 [科]

【参考文献】

[1]陈继刚，高佳佳，袁东升.李雅庄矿顶板走向高抽巷位置确定及应用研究[J].中州煤炭，2013，（05）.

[2]贾立刚，胡胜，朱国忠，周福宝.特厚煤层首分层综采工作面瓦斯综合治理技术[J].煤炭技术，2010，（08）.

[3]贺志强.新安煤矿高位瓦斯抽放巷综合抽放技术[J].中州煤炭，2010，（09）.

底板抽放巷挡水墙技术应用与实践 篇3

1 巷道概况

鹤煤公司十矿1310底板抽放巷位于该矿13采区南翼中部, 巷道设计由13采区南翼回风上山开口掘进, 采用锚网喷支护, 施工断面为3.6 m×3.6 m, 设计工程量620 m。该巷道设计层位位于二1煤层下部25 m左右底板岩层中, 巷道所处地区为新开拓区, 水文地质条件中等, 掘进过程中主要受C3L8灰岩含水层影响。该含水层为该矿的主要含水层之一, 位于二1煤下20.58~55.38 m, 平均33.75 m, 厚度0.58~7.39 m, 平均厚5.55 m。该地区C3L8灰岩含水层富水程度极不均匀, 受F1070 (H>100 m) 断层影响, 该区域岩性破碎, 裂隙发育且连通性较好, 1310底板抽放巷平面如图1所示。

2 巷道出水情况简介

2013年2月1日, 该巷道掘进面上帮底部出水, 水量为4 m3/h, 经对水样化验对比, 分析出水水源来自C3L8灰岩水。为了验证分析结果, 在掘进面位置进行了地质钻探, 共钻探施工3个钻孔, 均穿过C3L8灰岩, 于二1煤层位置终孔, 钻孔施工完毕, 钻孔中出水量合计在32 m3/h。为解除该地区C3L8灰岩含水层出水可能导致的水害威胁, 在1310底板抽放巷测点S820前30 m下帮钻场内施工了6个疏放水钻孔, 对C3L8灰岩含水层进行疏放, 但疏放效果不理想;2月23日, 水量增大至55 m3/h, 经取水化验分析仍为C3L8灰岩水。根据后期的调查情况, 该巷道从S820测点向前10 m位置处新增加一出水点, 并导致顶板垮落, 由于长期出水对裂隙的冲刷, 使出水通道更加通畅, 该巷道水量目前稳定在75 m3/h左右, 通过水样化验与资料分析, 可初步认定出水水源为C3L8灰岩水。在施工疏放水钻孔时安装压力表对其进行测压, 测压值显示为0.22~0.24 MPa, 由于距离出水口太近, 水压可能降低, 不能作为该地区C3L8灰岩含水层水压。而在1306回风联络巷掘进期间曾实际揭露C3L8含水层, 并有少量出水现象, 揭露点标高为-361 m。将该标高定为该地区C3L8灰岩最高水位高度进行水压估算, 1310底板抽放巷标高为-524.5 m, 水位高度163.5 m, 理论计算水压为1.635 MPa。由于出水点已持续出水近6个月, 且水量无明显下降趋势, 大大增加了矿井排水费用和安全威胁。通过经济和安全分析对比, 对出水点采取构筑挡水墙的封堵措施, 可有效降低矿方排水费用, 减轻经济负担, 确保巷道安全。

3 挡水墙设计

井下挡水墙的结构形式主要有圆柱形、楔形以及倒截锥形[9,10], 其中圆柱形和楔形挡水墙在水压小于1.6 MPa时采用, 倒截锥形在水压大于1.6MPa时采用。因此, 该巷道挡水墙采用倒截锥形结构。

3.1 放水管壁厚计算

式中, δ为管壁厚度;d为放水管内径, 取30 cm;P为水闸墙硐室设计承受水压, 取20 kg/cm2;R2为管材许用应力, 取800 kg/cm2;dΔ为附加厚度, 取0.2cm。

根据上述计算, δ=5 mm, 水闸墙硐室内埋设的Ø400 mm无缝钢管, 壁厚选8 mm。

3.2 水闸墙墙体厚度计算

(1) 水闸墙墙体长度计算。

式中, L为水闸墙墙体长度;L0为水闸墙墙体应力回升段长度, 取1.0~2.0 m;Li为墙体应力衰减段计算长度:

式中, γ0为结构的重要性系数, 取1.1;γf为作用的分项系数, 取1.3;γd为结构系数, 取2.0;P为水闸墙硐室设计承受的水压, 取2.0 N/mm;ft为混凝土轴心抗拉强度设计值 (采用强度C25混凝土, 取值1.27 N/mm2) 。

经计算, Li=3.78 m。

故水闸墙墙体长度L=Li+L0≈6 m。

(2) 水闸墙硐室最大掘进断面积计算。

式中, S2为水闸墙硐室最大掘进断面积;γsd为作用不定性系数, 取1.2~2.0, 水压大、围岩抗压强度较低时取大值;fcc为素混凝土轴心抗压强度设计值乘以0.85, 取10.12 N/mm2;S为水闸墙墙体前、后巷道净断面积, 10.90 m2。

经计算, S2=23.22 m2。

(3) 水闸墙墙体嵌入围岩深度E计算。

式中, E为水闸墙墙体嵌入围岩深度 (含砌壁厚) ;h3为水闸墙墙体前、后巷道墙高, 1.75 m;B为水闸墙墙体前、后巷道净宽, 3.5 m。

经计算, E=0.8 m。

根据以上计算结果, 此次水闸墙硐室墙体长度为6 m。挡水墙平面如图2所示。

4 挡水墙施工方法

挡水墙建在1310底板抽放巷拐弯处S820测点向前2 m位置 (最外部出水点向外8 m左右) , 该处巷道采用U型钢棚支护, 挡水墙总厚度为2.0 m, 里外各砌筑2道0.5 m厚砖石墙, 中间灌注1.0 m厚混凝土心墙。在构筑挡水墙前, 需先将整段墙体位置巷道顶板及两帮板梁、松动岩块等全部清除, 然后用风镐对底板进行掏槽, 掏槽深度0.3 m。在整段挡水墙的顶、底板及两帮打锚杆, 采用Ø20 mm×2.0 m螺纹钢锚杆, 间距0.7 m, 排距0.5 m, 两帮及顶部锚杆外露长度1.0 m, 底部锚杆外露长度0.4m。构筑挡水墙时要在墙体内预埋注浆管, 在1310底板抽放巷测点S820后方5~20 m范围内, 安装搅拌设备、注浆泵、注浆管路等配套注浆设备, 并建储浆池, 规格2.0 m×1.0 m×0.8 m (长×宽×高) , 注浆管分为心墙注浆管和填矸注浆管。心墙注浆管用于挡水墙中间1.0 m厚心墙的混凝土灌注, 位于巷顶中线下0.5 m且右偏0.5 m, 长度1.2 m。填矸注浆管用于挡水墙内巷道堵水注浆, 分长、短管, 长管埋设于巷道底板向上1.8 m中线位置处, 长度14~16 m;短管埋设于巷道顶板中线向下0.5 m处, 长度8~10 m。预埋注浆管采用Ø75 mm无缝钢管, 丝扣拧紧, 外露长度0.3 m, 均在孔口加带闸阀。另外要在巷中挡水墙顶部埋设返浆管, 长度2.5~3.0 m, 返浆管上也要加带闸阀。构筑挡水墙时要在墙体左下角原巷道水沟处埋设Ø250 mm引水管1根, 长度3~4 m, 外加闸阀, 内设铁箅子。填矸及注浆前期用于排水, 注浆时当有浆液从引水管返浆时即关闭闸阀。构筑挡水墙时先建里面的一道砖墙, 要接顶、接底严密, 墙体与顶板接触空隙处用片石块堵严, 并用水泥浆填实, 确保不出现蜂窝。在里面一道砖墙建好以后向外预留1 m空间砌筑外面一道砖墙, 砖墙分步砌筑。砖墙砌筑到高度1.5 m时对心墙进行混凝土浇筑, 水泥采用425#普通硅酸盐水泥, 石子粒径5~20 mm, 中粒石英河砂, 水泥、砂、石子配比为1∶2∶3, 混凝土要搅拌均匀, 分层浇筑, 并用振动器充分振动捣实;随后继续砌筑砖墙, 砌筑到高度3 m时, 继续浇筑混凝土心墙, 用振动器充分振动;最后砖墙砌筑接顶, 上部心墙空间可用预埋的心墙注浆管进行注浆。外面砖墙要接顶、接底严密, 墙体与四周巷道接触空隙处用片石块堵严, 并用水泥浆填实, 确保不出现蜂窝, 1310底板抽放巷的注浆挡水墙平面和断面如图3和图4所示。

5 结语

1310底板抽放巷在采用挡水墙对突水点进行治理以后, 进行90 d的观测。在观测期间, 并未出现突水现象, 堵水效果显著, 巷道围岩稳定, 达到了设计要求和预期目标, 实现了突水巷道的成功截流, 减轻和节省了矿井排水压力和排水费用, 保证了矿井安全生产, 可为同类地质条件挡水墙的设计与施工提供参考。

参考文献

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[4]倪礼强, 熊善平, 胡忠新.采空区挡水墙应用实践[J].采矿技术, 2010 (S1) :96-97.

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[8]关永强.水闸墙在高承压松软煤巷特大突水治理中的应用[J].煤矿安全, 2014 (2) :115-118.

[9]中国煤炭建设协会.GB50416—2007煤矿矿井井底车场硐室设计规范[S].北京:中国计划出版社, 2007.

底板抽放巷 篇4

为保证底板抽放巷安全、快速施工, 防止误揭己15-17煤层, 准确探知巷道顶板距己15-17煤层的距离, 坚持物探先行, 探测距离为60m, 允许进尺40m, 保持20m超前距, 同时作为补充勘探的一种手段, 根据“有疑必探”的原则, 在工作面向前施工过程中, 采取“预测预报, 先探后掘”的施工方案。巷道内有一层厚0.2~0.5米的煤线标志层, 此煤线标志层距己15-17煤层底板8~12米左右;在巷道施工过程中为了提高工作效率, 探煤时在此标志层上向前方打设钻孔。探煤时若在标志层上无法探煤时必须更换其它钻具进行探煤。

具体施工方案:向前施工过程中用65型风动钻机配合长1米的麻花钻杆探煤, 每次探煤时, 用65型风动钻机在煤线上以煤线坡度为准, 平行于煤线坡度布置, 沿煤线向前方距两帮0.5m处, 各施工一个与巷道夹角10度向两侧布置的前探钻孔, 孔深不小于10m (见附图) , 预留5m超前距;每施工20m, 垂直顶板施工一个钻孔, 钻孔终孔位置进入煤层顶板不小于0.5m, 以探明施工巷道与煤层层间距。

用65型风动钻机打钻过程中小于10米穿过煤线见岩, 需及时汇报有关部门设计钻孔角度更换钻具进行探煤。每次探煤 (探30m掘20m, 保持10米的超前距) 时先布置1号钻孔垂直向上探煤, 孔深以穿过己15-17煤层顶板0.5米为终孔位置。然后向前布置2号前探孔仰角为14~22°, 进入己15-17煤层底板不小于0.5米 (见附图) , 未探到煤层时, 根据地测部门要求补打钻孔, 探明为止。根据现场情况前探孔如果投影孔深未达到或超过30米前见煤时, 以实际打设的前探孔为准并保留不小于10米的前探孔超前距。施工过程中巷道顶板始终保持与己15-17煤层底板间距不小于7米, 并根据每次超前探测结果及时调整施工坡度。

探煤工作比较影响掘进进度, 沿煤线探煤一般需用一个半个小时左右, 巷道地质条件正常情况下, 每天需探煤1-2次, 每次探煤孔深10~20米, 若巷道前方出现地质构造, 则沿煤线无法探测, 需更换钻具探煤, 一次影响1-2个小班, 如不改进探煤工艺, 平均每月因探煤影响8-12个小班。

在施工过程中, 我们针对探煤工具进行了技术革新, 自己加工了MQT-120气动锚杆钻机探煤架。配合MQT-120气动锚杆钻机进行探煤, 这种探煤架轻便简单, 易于运输, 探煤孔深可达25米左右, 每次探煤仅需60-100分钟 (附图) , 既节省了探煤成本, 又提高了工效, 巷道有无地质构造均可采用此探煤工艺。

通过底板抽放巷防误揭煤快速探煤方法探析, 为巷道的快速、安全掘进提供了有力保障。该探煤方法在我矿成功的应用, 实现了高产高效, 2013年4月份使大断面全硬岩条件下综掘生产进尺达到月进301米以上的新水平, MQT-120气动锚杆钻机快速探煤方法的成功应用为集团公司东五矿同等条件矿井有很好的借鉴价值。该方法的推广应用, 将大大提高经济效益及社会效益。

摘要：随着煤炭开采深度的增加, 煤与瓦斯突出现象日益严重, 平宝公司属于煤与瓦斯突出矿井, 为了解决掘进煤巷施工期间煤与瓦斯突出的问题, 采取了底板瓦斯抽放巷区域瓦斯治理消突技术, 底板抽放巷施工速度制约着煤巷的掘进速度, 为了提高掘进速度, 底板抽放巷怎么防误揭煤快速探测成为摆在我们面前制约生产的瓶颈。

底板抽放巷 篇5

关键词：高位抽放巷,瓦斯抽放技术,桃山煤矿,应用

为了更好地治理瓦斯, 提高掘进工作面的进度, 桃山煤矿结合其他矿业集团多年防治瓦斯的经验, 首先在一采区93#左三片掘进工作面进行了“高抽巷”治理瓦斯新技术的探索, 实现了一采区掘进工作面区域性瓦斯的有效治理, 实现矿井高产高效的新途径。

1 一采区93#左三片掘进工作面瓦斯涌出特征及涌出量预测

一采区93#左三片掘进工作面2013年1月份开始施工, 工作面标高为-626.88~-618.44, 根据当时掘进工作面实测风量及瓦斯情况, 可以看出当工作掘进初期, 没能使用瓦斯高抽巷, 绝对瓦斯涌出量就在3.42~7.82 m3/min, 平均为5.62m3/min。当掘进工作面施工接近并使用高抽巷时, 绝对瓦斯涌出量就在1.62~2.07 m3/min, 高抽巷的绝对量为8.86 m3/min。以上结果表明随着掘进工作面继续施工及高抽巷的使用, 会大大降低一采区93#左三片掘进工作面的瓦斯涌出量。

根据桃山煤矿掘进工作面瓦斯治理经验, 可知桃山煤矿93#层为突出煤层。瓦斯赋存状态, 决定了煤层透气性系数小, 钻孔瓦斯流量哀减系数大, 属难抽放煤层, 93#左三片掘进面采取任何单一的措施都很难从根本上解决该工作面施工期间的瓦斯问题。结合掘进面顶板岩石坚硬, 相对稳定的实际情况, 在平行于93#左三片平巷30m的水平距离, 施工一条岩石巷道, 布置在顶板岩层中, 抽放施工期间掘进瓦斯, 即采用“高抽巷抽放瓦斯技术方案”。

2 高抽巷抽放瓦斯的科学原理

在93#左三片高抽巷里开设25个钻场, 钻场间距30m, 每个钻场施工10个钻孔, 钻场规格为长×深×高=3 000×3 000×2 200mm。

3 钻孔参数

设计孔长30~45m, 根据抽放半径5m, 确定开孔间距0.3m, 钻孔终孔间距3m, 开孔位置按三花眼布置。各钻孔布置角度如下:

4 抽放系统设置

4.1 抽放流程

93#左3片抽放钻孔→93#左3片瓦斯抽放支管路 (60~1 000m) →93#右3片瓦斯抽放支管路 (150m) →一采三水平回风下山瓦斯抽放主管路 (540m) →二水平主运石门联络巷 (120m) →二水平主运巷 (700m) →28D副井下山 (1 800m) →2#地面泵房→排空。

4.2 计算方法

预计混合量抽放总风量为10m3/min, 管中瓦斯混合物流速为15m/s, 则分管管径按下列公式选取:

式中:D———瓦斯管内径m;Q———管内瓦斯流量m3/min;V——瓦斯在管路中的平均流速m/s (一般取10~15m/s) 。

4.3 管路中的附属设备

平均每100m在支管路低凹处设置一个放水器。在主管路与支管路连接处设置支管路阀门。在单个钻场上设置集风器, 每个抽放钻孔必须有测试孔。每个钻场在接入干管后方必须安装自动放水器。

5 钻场通风

钻场采用风机配合胶质风筒压入通风。在施工钻孔时, 机长接班后必须将便携挂在钻场内侧 (钻孔开孔位置上方) 。

6“高抽巷”抽放瓦斯效果方案

根据桃山矿一采区93#左三片“高抽巷”抽放瓦斯经验, 最大抽放瓦斯绝对量达14.2 m3/min, 平均抽放量为8.9m3/min。综上分析可以得出结论:“高抽巷”抽放瓦斯效果, 比以上几种方法综合运用要好得多。

7 治理瓦斯效果比较

一采区93#左三片自施工推进30m后, 进行抽放, 风排瓦斯量为3.42~7.82m3/min, 平均为5.62 m3/min。推进100m后, 绝对瓦斯量10.2~12.4m3/min, 平均为11.3 m3/min。当高抽巷在工作面推进100m后真正得到使用, 工作面风排瓦斯量显著减小, 风排瓦斯涌出量仅在1.62~2.07 m3/min变化, 高抽巷的绝对量为8.86 m3/min。实践证明:高抽巷瓦斯抽放技术能很好地解决一采区93#左三片回风瓦斯超限问题及动力现象。

8 经济效益和社会效益