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金黃莊副立井筒揭煤防突技術

文檔作者：何全洪曹國華孔令平孟現臣文檔來源：安徽金黃莊礦業有限公司		點擊數：	更新時間： 2022年08月31日
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第3期
2009年9月
水力采煤與管道運輸
HYDRAULIC C0AL MINING &amp;amp; P|PELINE TRANSP0RTAT10N
No．3
Sep．2009
金黃莊副立井筒揭煤防突技術
何全洪 曹國華孔令平孟現臣
(安徽金黃莊礦業有限公司安徽蕭縣235222)
摘要：金黃莊礦副立井施工至一740m處穿過中組煤層，針對埋藏深，地壓大，有煤與瓦斯突
出危險性情況下，井筒施工距煤層l2m進行前探孔施工，距煤層5m進行瓦斯壓力測定。距煤
層3m施工抽放孔進行瓦斯抽放，經效果檢驗確認無突出危險后，采用放震動炮一次揭開煤
層。
關鍵詞：立井 揭煤 瓦斯壓力 震動放炮
中圖分類號：TD262．6 5 文獻標識碼：B 文章編號：1006—0898(2009)03—0028—04
O 前言 實施消突措施效果檢驗一揭煤一穿煤施工。
金黃莊礦采用立井開拓方式，布置主井、副
井、風井井筒各1個。副井設計深度878I'l1．凈徑
6m，掘進斷面38．46m 。副井掘砌過程中穿過
中 ，中 和中 3層煤，其中中 ‘煤層厚度為
0．2m，中 _煤層厚度為0．25m，中 煤層厚度為
0．65m。中組煤煤層頂板均為泥巖．煤層底板為
泥巖或含泥質粉砂巖。
1 施工方案
金黃莊礦井為煤與瓦斯突出礦井，由于井筒
首次揭中組煤，按突出煤層進行管理。副井井筒
揭煤認真執行“四位一體”防突措施．揭穿中組煤
按下列順序進行：探明副井工作面和煤層相對位
置一在揭煤地點測定煤層瓦斯壓力．進行突出危
險性預測一預測有突出危險時．采取消突措施一
2 揭煤前準備工作
2．1 揭煤方案的編制
揭煤前編制了《金黃莊礦井副井井筒揭煤防
突設計及防突技術措施》，該方案內容主要有揭
煤地點瓦斯地質情況、通風系統、安全監測系統、
揭煤施工順序、消突措施、安全防護措施及組織
保障措施等。該方案經審查批復后。組織職工進
行了傳達學習。
2．2 慎選施工隊伍
由有井筒揭煤施工資質的中煤第七十一工
程處負責副井中組煤揭煤工程施工。
2．3 開展技術協作
2008年5月，金黃莊煤礦與中國礦業大學煤
礦瓦斯治理國家工程研究中心簽訂了《金黃莊煤
礦井筒煤層突出危險性評價與防治技術研究合
②運輸巷在過鉆場時，必須保護好瓦斯管，
防止被采面溜子壓壞。
③采面設計時傾向不宜過長．否則會因鉆機
施工鉆孔的能力達不到而存在盲區。
6 結論
對于高瓦斯礦井，在首采煤層回采中．下臨
近層瓦斯涌出量大．易造成瓦斯超限．治理下臨
近層瓦斯涌出是當前開采首采煤層的關鍵環節。
該礦14111、14114采面的頂底板穿層鉆孔抽放
配合留管抽放、風排治理首采煤層采面瓦斯的方
法是成功的、可行的，為類似的首采煤層工作面
提供了瓦斯治理新途徑。
28
參考文獻
[1] 于不凡．煤礦瓦斯災害防治利用技術手冊．北京：煤炭工業
出版社．2005修訂版
[2] 張榮立，何國緯，李鐸．采礦工程設計手冊．北京：煤炭工
業出版社．2003
作者簡介：
李忠衛(1978一)，男，助理工程師．貴州遵義人。2004年畢
業于河南理工大學采礦專業，現任土城礦采區技術副區長，一直
從事現場生產技術管理工作。
收稿日期：2009—0l一04
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2009年9月 何全洪等：金黃莊副立井筒揭煤防突技術 第3期
同》。按照合同要求，由中國礦大技術人員進行
瓦斯參數的實驗室測試及現場突出危險性預測．
擬出揭煤方案并完成揭煤效果評價。
2．4 完善通風系統
在副井口以南30m安裝2臺FBDN6．3／30×
2對旋風機，井筒內敷設~800mm玻璃鋼風簡．
迎頭兩節為t~800mm膠質風筒．采用壓入式通
風，進風量490m ／min，實現了雙風機雙電源自
動切換。
2．5 電氣防爆管理
揭煤之前組織專業技術人員對井下電氣設
備進行全面檢查，實現“三專兩閉鎖”．項目部安
排專人負責日常的防爆檢查。
2．6 使用安全監鋇4系統
礦井建設期間，安裝煤科總院重慶研究院
KJ90NA安全監測系統。井筒內安設兩臺
KJ9001 C型高低濃度瓦斯傳感器。一臺距井底小
于5m，另一臺距井口10～15m，斷電值≥0．7％
CH4，斷電范圍井筒內及井口20m范圍內所有非
本質安全型電氣設備，復電值<0．7％CH ，報警
值≥O．7％CH 。嚴格落實瓦斯傳感器旬標校制
度，每旬對瓦斯探頭標校1次。
2．7 建立壓風自救系統
揭煤前在井簡內安裝三組壓風自救裝置。
3 防突措施
3．1 探明副井工作面中組煤位置
副井在施工至垂深727m，距煤層法距19m
時停止掘進，進行煤層探查工作，共施工5個探
煤孑L(見表1)。在施工前探孑L期間，孑L內最大瓦
斯濃度為36％ ，工作面瓦斯濃度為0．07％ ．井底
工作面瓦斯探頭顯示數據0．06％ 。在探煤孔施
工期間，孔中向外流水時水中有氣泡冒出，其中
3 探煤孔有較大的瓦斯氣泡連續地冒出。
表1 探煤孑L參數表
注：方位角以正北方向為o。。
3．2 煤樣實驗室分析
利用探煤孔取煤樣測定中 上。、中 上 和中，下
3層煤的堅固性系數f值和瓦斯放散初速度AP
值(見表2)。
表2 煤層突出參數實驗室測定結果
3．3 瓦斯突出危險性預測
距煤層5m時施工3個測壓鉆孔進行煤層瓦
斯壓力測定，測得最大瓦斯壓力0．4MPa，確認為
井筒揭煤處煤層原始瓦斯壓力為0．4MPa。
采用鉆屑瓦斯解析指標法(△h 、K )進行預
測煤層突出危險性，A h =45Pa，K。=0．1，預測
結果為無突出危險性煤層，按突出威脅煤層進行
管理。
3．4 排放鉆孑L施工
根據《防治煤與瓦斯突出細則》和《煤礦瓦斯
抽采基本指標》的相關規定，共設計4圈排放鉆
孑L，最外圈排放鉆孑L終孔間距2．5m，共31個：第
二圈排放鉆孔間距為2．5m，共21個；第三圈排
放鉆孑L終孔間距為2．5m，共10個：第四圈排放
鉆孑L終孔間距為2．5m，共3個。施工示意圖見
圖1。
由于中組煤層硬度小，為加強煤層支護。保
證揭煤過程中的安全，在第二圈排放鉆孔中排放
鉆孔插入直徑50mm的鋼管作為金屬骨架．加固
煤體，金屬骨架穿過煤層進入底板不小于0．5m．
經過一段時間的排放，向鉆孔內注入水泥砂漿。
待其凝固后以起到加固煤體的作用。
4 瓦斯抽排量統計
4．1 風排瓦斯量統計
根據T 探頭(井簡回風口)數據資料，對每
日瓦斯濃度變化情況進行了統計整理．從施工排
放孔開始共排放瓦斯3 1 d，排放瓦斯
4213．44m。
。
4．2 瓦斯抽放量統計
抽放系統采用2BEI一203真空水環泵．其額
定流量為1 lOOm’／h，配套電機額定功率為
37kW，抽放主管路采用 l59×6mm的鐵管。支
管采用~50mm的納m管，共抽放瓦斯總量為
375．8m 。圖2所示為抽放管瓦斯流量隨時間變
化關系。
29
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2009年9月 水力采煤與管道運輸 第3期
第一罔排放鉆孔
：
4
第=三罔排放鉆 L
罵黟東
(a)鉆孑L開孔圖(注：圖中數值單位均為m)
(b)排放鉆孑L施工剖面圖(注：圖中數值單位均為m)
圖l 排放鉆孔施工布置圖
5 排放效果考察
5．1 殘余瓦斯含量
在副立井控制井壁外8m范圍內。中組煤儲
量為751．5t．煤層瓦斯含量12．16m ／t。瓦斯儲量
為9138．24m ，抽排放瓦斯量4589．24m 。排放率
50．22％ ，殘余瓦斯含量6．05m ／t。經過長時間
的抽排，殘余瓦斯含量已經降到了《煤礦瓦斯抽
采基本指標》規定的8m ／t以下。
圖2 抽放管路瓦斯流量隨時間變化關系圖
5．2 殘余瓦斯壓力
在法距5m處進行瓦斯壓力 定的鉆孔，封
孑L后并未立即拆表，在施工排放鉆孔的同時，用
來觀察瓦斯壓力變化情況，瓦斯抽放結束后，煤
體殘余瓦斯壓力為0．2 MPa，遠遠低于臨界值
0．74MPa，排放鉆孔起到了十分明顯的效果。
5．3 效果檢驗指標
在法距5m處進行效果檢驗．采用鉆屑指標
指標法測得1 效果檢驗孔k．=0．1，△h，=40Pa；
2 效果檢驗孔k =0．08，△h，：30Pa，均遠小于
突出臨界值△h ：160Pa，k。=0．4。經過長時間
的排放，瓦斯排放率、殘余瓦斯含量、殘余瓦斯壓
力及鉆屑解析指標均降至臨界值以下。
6 揭煤
使用FJD一6A型傘鉆．4．7m中空六角鉆桿
配~42mm鉆頭打眼，光面爆破。采用三級煤礦
許用035mm x400mm水膠炸藥。選用1—5段毫
秒延期電雷管，領用前逐發進行導通試驗。爆破
參數見表3。
表3 副井揭中組煤爆破參數
采取以上措施后，于l0月30日放震動炮揭
穿中組煤層，放炮后最大瓦斯濃度0．25％ ，安全
揭穿中組煤。
30
7 結語
揭煤點上煤成粉狀，少量成粒狀，煤的原生
結構和構造已經破壞，煤的破壞屬Ⅳ類，煤的堅
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第3期
2009年9月
水力采煤與管道運輸
HYDRAULIC COAL MlNING &amp;amp; PIPELINE TRANSPORTAT10N
NO．3
Sep．2009
尾排巷在高瓦斯薄煤層中的應用
馬 良
(四川順通礦業集團四川順通641200)
摘要：洪發煤礦為高瓦斯礦井，全礦絕對瓦斯涌出量6．43m ／min，2206工作面絕對瓦斯涌出
量4．5m。／min。該面通過采用尾排巷、尾排巷留管等瓦斯綜合治理技術，瓦斯抽排量平均為
3．2m ／min，抽排率達70％ ，確保了安全高效開采。
關鍵詞：瓦斯治理 尾排巷 瓦斯抽放
中圖分類號：TD712 ．623 文獻標識碼：B 文章編號：1006—0898(2009)03—0031—02
O 前言 2 工作面瓦斯治理技術
洪發煤礦是四川順通礦業集團的一個小型
礦井，礦井設計能力6萬t／a，各生產安全系統具
備9萬t／a的能力。全礦劃分為一個水平兩個采
區(上、下山采區)。礦井有主要可采煤層1層，
截止2008年10月，保有資源儲量為67．82萬t。
目前礦井開采下山采區．全礦劃分一個生產
水平。目前主要開采K，煤層。礦井于2006年
11月進行技改建設，2008年4月正式投入生產。
礦井開采深，瓦斯含量高，頂板較穩定，開采條件
復雜．被眉山市經濟管理委員會審定為高瓦斯礦
井
1 技改后的首采工作面概況
技改后的首采面2206工作面為該礦二采區
K，煤層工作面，w 型布置方式、面長240m，走向
長為8lOm。K，煤層平均厚0．8m，煤層傾角1。
3。，平均2。，煤層瓦斯含量為2～4m ／t。工作
面供風量為400m ／min。工作面正常回采期間絕
對瓦斯涌出量為3 6m ／min，平l均為4．5m ／
min。在該面主要實施風排瓦斯、尾排巷及尾巷
埋管抽放等綜合抽排技術。較好地解決了長走
向、高瓦斯、高推進速度機采工作面的瓦斯治理
問題。工作面平均日產量達200t，最高日產量為
220t。
根據工作面瓦斯涌出量預測結果，該工作面
瓦斯涌出的主要來源為鄰近K 、K 煤層及圍巖
的卸壓瓦斯進入采空區。由于該礦瓦斯含量高、
煤層薄，采取瓦斯抽放技術經濟成本高，不合理。
因此，采取尾排抽放技術進行工作面及采空區瓦
斯治理。
2．1 尾排巷留管抽放技術
為了解決近水平薄煤層高瓦斯礦井回采期
間瓦斯超限的問題．回風巷采取雙巷掘進(即同
時施工尾排巷和回風巷)：尾排巷與回風巷距離
為3m。尾排巷與回風巷平均50m施工一個聯絡
巷。在尾排巷安設~230mm的鋼管作為2206回
采工作面采空區瓦斯抽放主管路，該管路每隔
100m設置一個瓦斯管放水器，每隔50m設置一
個三通，主管路通過三通與預埋在2206回采工
作面采空區的瓦斯抽放管相聯通，預埋瓦斯抽放
管伸人2206回采工作面采空內15m左右。利用
地面抽放站的2BEA153—0型水環真空泵產生
的負壓，抽放采空區的瓦斯。根據工作面、回風
巷、尾排巷內的瓦斯濃度情況，適當打開瓦斯抽
放管主管路上的閘閥進行調節，以達到最大的抽
放效果。工作面正常回采期間，尾排巷內平均
瓦斯濃度為1．8％ ～2．2％ ，排放瓦斯純量為
0．6m ／min；抽放混合量濃度為1 5％ ～30％ ，抽
固性系數0．22，瓦斯壓力0．4MPa，瓦斯放散初速
度4．4mm Hg。預測中 煤層有突出威脅，施工中
按突出煤層進行管理。嚴格執行“四位一體”防突
措施．實現了優質、快速、安全揭穿煤層。
作者簡介：
何全洪，男。現在安徽金黃莊礦業有限公司從事通風技術管
理工作。
收稿日期：2009—0l一15
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