安顺煤矿防突技术措施Word文件下载.docx
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表1井田地层特征表
地层系统
组段厚度(m)
系
统
组
段
代号
极值
均值
二叠系
上统
峨眉山玄武岩组
P2β
>
103.33
龙潭组
第一段
P2L1
64.16-87.94
74.58
第二段
P2L2
50.50-60.09
55.13
第三段
P2L3
67.89-91.42
83.73
第四段
P2L4
43.34-57.25
49.86
第五段
P2L5
109.49-136.98
124.42
长兴组
P2C
16.79-29.08
22.82
大隆组
P2d
10.60-21.86
14.02
三叠系
下统
飞仙关组
下段
TTF1
37.74-61.58
46.07
上段
TTF2
57.31-77.65
67.14
永宁镇组
TTFYn
213.73
30.00
第四系
Q
0-60.09
4.00
本井田四周为F1、F2、F3及F5四条主要断层围限。
井田内断层稀少,总体呈较稳定的单斜构造,其构造复杂程度屑简单类型。
按围限断层的不同规模和排列方向,可分为下列两组:
1、北东向断层组:
为一组断距较大、延伸较长的区域性断层组。
井田的南北边界F1、F2断层为其主要代表。
F23为FI派生的正断层,规模稍大。
F16、F201、F202为F2派生的延伸有限、落差较小的正断层。
2、北西西向断层组:
为一组落差较小,延伸有限的井田断层组。
井田东西边界F3、F5断层为其主要代表。
F9、F25、F301为F3派生的小断层。
F501、F502、F503为F5派生的小断层。
这些均为延伸有限,落差较小的正断层。
井田内小断层稀少,破坏轻微。
地表仅发现北西西一北西向F4、F12、F13三条正断层,其中F4断层平行F5断层,延伸贯穿井田西部,地层落差12m。
F12、F13断层位于井田中部,延伸数百米,地层落差3m~15m。
主要断层特征见表2。
表2主要断层特征表
断层
名称
性质
地点
长度(m)
断移后的几何特征
起
止
重复或缺失
断层产状
地层落差(m)
走向方位角
倾向
倾角
F1
正断层
白岩区以西
乐平区附近
35000
缺失
55º
~70º
SE
69º
~81º
东端200~300
西端750
F2
白岩区附近
三岔河区域
20000
~60º
NW
50º
东端870
西端400
F3
郭家囤
白岩脚
10000
重复
280º
~310º
SSW
56º
~74º
东端40~60
西端数米
F5
水洞各什之间
龙头山
3000
~300º
59º
110
F23
北交F3
南交F1
40º
~50º
SN
70º
左右
90
F4
300º
~340º
12
1.4煤层及煤质
本井田可采煤层3层,即M0、M8、M9煤层。
M0煤层:
俗称毛坡煤,产于P2L5地层中部,上距S1标志灰岩平均9.45ra,直接顶板为深灰色粉砂质粘土岩,底板为深灰色粘土岩。
倾角一般在2~6º
煤层结构简单,一般含小于0.05m夹矸一层或不含夹矸。
煤层厚度Om~4.81m,平均2.05m,厚度变化系数为46%,且规律性不明显,为不稳定煤层。
井田内有八个大小不等的不可采薄化区,薄化面积占井田勘探面积的7%。
M0煤层属粉粒状暗亮煤,裂隙发育,结构较松软,机械强度低,易碎裂揉皱镜面极为发育,煤层的顶底部黄铁矿含量较高。
M8煤层:
俗称高煤,产于P2L3地层中部,大部分地区煤层与S3标志层灰岩直接接触。
井田西北部和东南部部分地段,煤层与S3标志层灰岩之间夹有0.19m~3.43m灰黑色炭质粘土岩或灰色粘土质粉砂岩,煤层底板为灰黑色炭质粘土岩或灰色粘土岩。
煤层结构一般较简单,含夹矸l~2层,夹矸厚度在0.1m~1.61m之间变化.在井田中部煤层具分岔现象而出现薄化区(O.7m~0.8m)。
井田内煤层厚度0.03m~1.98m,平均1.2lm,厚度变化系数33%,属较稳定型煤层。
M8煤层属块状暗亮煤,微细裂隙发育,机械破碎多沿裂隙面裂开。
煤层中见有细脉状、条纹状黄铁矿。
M9煤层:
俗称二层煤,是本井田主要可采煤层。
产于P2L3中部,上距S4标志层灰岩平均5.36m。
直接顶板为深灰色粉砂质粘土岩或灰黑色炭质粘土岩。
底板为灰色粘土岩及浅灰色粉砂岩。
煤层结构简单,基本上为单一煤层。
煤层厚度Om~1.97m,平均厚度1.53m。
厚度变化小,厚度变化系数16%,属稳定型煤层。
井田西部由于沉积相变,煤层尖灭,其尖灭区占井田勘探面积的20%,仍属于大部可采煤层。
M9煤层属块状暗亮煤,结构较致密,仅见少量微细闭合状裂隙。
可采煤层特征表见表3。
采区煤层柱状图如图2所示。
表3可采煤层特征表
煤
层
厚度(m)
煤层间距(m)
结
构
顶底板岩性
稳定性
可采范围
最小
最大
平均
最小~最大
/平均
顶板
底板
M0
4.81
2.05
139.25
~165.88
/155.0
较
简单
直接顶为粘土质粉砂岩,粉砂岩粘土岩,粉砂岩和粘土岩
直接底板主要为泥质粉砂岩和粘土岩
不
稳定
大部可采
M8
0.03
1.98
1.21
直接顶板大部为粘土岩,粉砂质粘土岩等较软弱的岩石。
直接底板主要为粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩等
12.24
~25.83
/17.96
M9
1.97
1.53
直接顶板为泥质粉砂岩,粉砂岩。
直接底板为粘土岩,粉砂质粘土岩,粉砂岩
图2贵州安顺煤矿一盘区煤层柱状图
煤种:
本井田三层可采煤层均为三号无烟煤。
灰分:
M0、M8、M9层煤的钻孔样平均灰分分别为20.79%、21.19%、19.86%均为中灰煤。
硫分:
各煤层的钻孔样硫分M0为1.67~11.32%平均为4~27%,属于高硫煤,M8为1.61~7.32%平均为3.85%,属于富硫煤,M9为O.38~4.98%平均硫分为1.48%,一般属于低硫煤。
煤中硫分的赋存形态一般以黄铁矿的形式为主,占全硫量的85%~95%。
挥发分:
三层可采煤层原煤挥发分均在10%以下。
发热量:
三层町采煤层原煤可燃物发热量一般都超过34.75MJ/kg。
M0煤层为低~特低强度煤;
M8、M9煤层为中~高强度煤。
1.5矿井开拓、开采
矿井采用斜井开拓方式,根据矿井提升、运输及通风等要求,矿井初期设主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒。
主斜井为新建井筒,副斜井和回风斜井由上组煤水平延深至下组煤水平。
本井田M0和M8、M9三个可采煤层,分别属于上下两个煤组。
上组煤M0距下组煤M8的层间距为155m左右。
因此矿井设计分煤组设置开采水平。
将上组煤M0和下组煤M8、M9划分为两个开采水平。
矿井一期工程开采上水平M0煤层,于1996年12月26日动工,2001年2月9日一期工程一水平+1340水平M0煤层1001工作面经贵州煤监局批复同意于2001年2月9日开始进行试生产,在试生产过程中多次发生煤与瓦斯动力现象,而且M0煤层自燃发火及顶板破碎等自然灾害严重,煤层极不稳定,产量很低,在无法形成规模生产的同时安全生产环境恶劣。
至2003年底,仅生产了20万吨(开采损失12.22万吨),经反复论证后于2003年10月15日暂时停止对M0煤层的开采,进行回收封闭。
M0煤层留在矿井中后期开采。
矿井转入二期工程即开采+1145m水平下组煤层。
2003年12月22日开始动工建设,于2005年5月形成9102工作面,2005年9月12日进行设备联合试运转。
全井田基本上沿倾斜方向以人为边界为主共划分为6个盘区。
2个上山盘区,4个下山盘区。
其中两个上山盘区和两个下山盘区开采M8、M9两层煤,另两个下山盘区仅M8可采。
矿井盘区接替,本着由近及远、先上山后下山的原则进行。
矿井设计配备两个工作面同时生产达到矿井设计生产能力,分别装备综采和高档普采。
工作面长度分别确定为180m和160m。
目前,矿井只有一个M9煤层9102试采面,2~3个M9煤层全煤巷爆破掘进工作面。
9102回采工作面采用走向长壁后退式采煤法,全部垮落法管理顶板,高档普采采煤工艺;
掘进工作面采用爆破掘进,金属锚网支护。
1.6矿井通风、瓦斯
通风方式:
中央并列抽出式,主、副井进风,风井回风。
风机型号2K56-NO.24型的轴流通风机两台,一台工作,一台备用。
配套电动机为交流异步电动机,电压6kV,功率400kW。
据精查地质报告,M0煤层平均瓦斯含量为8.92m3/t.r;
M8煤层为9.45m3/t.r;
M9煤层为9.23m3/t.r。
各煤层瓦斯含量见表3。
表3各煤层瓦斯含量表
煤层
样品件数
瓦斯含量(m3/t.r)
30
2.18~19.17
8.92
8
5.35~14.54
9.45
21
4.68~22.17
9.23
M10
1
7.67
M14
2
11.55~11.98
11.77
重庆煤科院于2005年8月对该矿M9煤层进行了瓦斯基本参数测定,其结果如下表4所示:
表4M9煤层的瓦斯基本参数表
测压地点
埋深
(m)
瓦斯压力
(Mpa)
瓦斯含量
(m3/t)
透气性系数
(m2/Mpa2.d)
钻孔流量衰减系数(d-1)
+1145m水平轨道大巷与措施工程处
419.98
1.0
14.9034
0.056553~0.11062
0.024~0.069
9102回风巷相距措施工程巷160米处
421.93
0.45
9.8678
9102回风巷相距措施工程150米处
421.09
0.58
11.4323
/
9102回风巷相距切眼100m处
2.25
19.77
根据矿井2007年3月份通风瓦斯统计资料:
矿井绝对瓦斯涌出量为8.832m3/min,矿井总回风量为5888m3/min,总回风瓦斯浓度0.1%~0.3%左右。
采煤工作面采用“一进一回”全负压通风方式,9102回采工作面配风1700m3/min左右,正常回风瓦斯浓度0.4~0.5%;
掘进工作面采用局扇压入式通风,配Φ600~800mm柔性胶质风筒,配风量200m3/min~300m3/min,基本能满足单个全煤巷炮掘工作面需风量。
经重庆煤科院对来样进行鉴定,井田内M8、M9煤层均无煤尘爆炸性危险;
M8、M9煤层自燃发火倾向为第三类:
不易自燃。
矿井在开采M0、M9煤层时,发生多次煤与瓦斯突出现象。
1.7其它
矿井充水水源主要为煤系地层中砂岩,灰岩裂隙含水层中的地下水,矿井水文地质类型属于简单~中等类型。
矿井无冲击地压危险。
矿井地温正常。
2矿井煤与瓦斯突出概况
2.1邻近开采矿井的突出概况
1988年3月27日斑鸠山井M14煤层三盘区西五巷380m处,因瓦斯喷出窒息三人,正抢救途中发生瓦斯突出。
突出点距地表垂深仅248.40m,突出煤量150t,突出煤沿巷道拐弯抛出15m,突出后空洞呈小肚大的犁形。
在本井田范围开采M0煤层的民窑及邻近轿子山矿在采掘生产中曾多次发生瓦斯爆炸和燃烧事故。
2.2矿井突出概况
安顺矿井自1996年12月26日破土开工建设以来,在+1340m运输大巷揭煤时发生瓦斯喷出;
在掘进东1001工作面运煤顺槽及联络巷放炮时先后多次发生煤与瓦斯突出,突出地点距离地表垂深240m,最大空洞宽24m,深10m,其间,发生过一次小型瓦斯爆炸事故,并连续爆炸五次。
在有突出强度记录的7次瓦斯动力现象中,最大强度826t/次,最大突出涌出瓦斯量为约1.8万m3/次;
最小突出强度20t,平均突出强度246t。
最近两次突出发生在2007年3月6日和2008年3月20日,前一次是在9102试采面爆破落煤后采煤机清煤时发生煤与瓦斯动力现象,并造成人员伤亡,初步测算,此次共抛出煤量达85t、涌出瓦斯量16000m3,沿工作面倾斜方向抛出距离约20.4m,岩走向抛出最大为4.3m,抛出煤粉分选性不明显,孔洞内堆满煤粉。
后一次是在9100切眼掘进过程中由于煤层顶板比较破碎,矿工作人员对监区进行处理时发生煤与瓦斯突出,突出工作面55m,突出煤量200t、涌出瓦斯量15943m3。
具体的突出地点、突出煤量和瓦斯涌出量等详见表5。
其中大部分瓦斯动力现象无文字资料可查,而是靠有关人员回忆所得。
表5安顺煤矿瓦斯动力现象汇总表
序号
时间
突出地点
煤厚(M)
倾角(o)
地质构造
突出前作业方式
突出煤量(t)
涌出瓦斯量(M3)
抛出距离(M)
堆积坡度
突出
类型
1998.7.29
+1340M运输大巷
3.2
3
无
打眼
-
瓦斯喷出
1998.10.19
东1001运煤顺槽联络巷
1.7
有一断层断距0.5M
放炮
100
15
10
煤与瓦斯突出
1999.2.25
东1001工作面运煤顺槽43M处
1.5
右帮有一断层,错距0.5~0.8M
571
12440
45
4
1999.6.17
东1001工作面运煤顺槽176M处
煤层松软,挤压揉槎严重
20
7
5
2002.6.29
东1003工作面运料顺槽绕道开口34M处
2.2
煤层松软,挤压揉搓,粉状严重
826
17995.5
70
6
2002.9.23
1001采煤工作面距机头40M处
2.4
20t左右
采面
2005.3.19
9102工作面回风顺槽
有小断层
2005.4.29
9102工作面上隅角
3636
9
2006.5.15
9102采面
2007.2.5
11
2007.3.6
装煤
85
16000
20.4
2008.3.20
9100切眼
有构造
支护
200
15943
55
3矿井瓦斯防治现状及措施分析
3.1瓦斯突出防治现状
根据重庆煤科院2005年8月编制完成的《贵州省安顺市安顺煤矿瓦斯基本参数测定及瓦斯防治技术》资料,矿井M9煤层瓦斯压力大,瓦斯含量高,突出危险性大。
矿井9102试采面2005年9月份开始试生产以来,截至目前,已发生了3次煤与瓦斯动力现象,并有2次造成了人员伤亡。
这充分说明了矿井防治煤与瓦斯突出的重要性、艰巨性和紧迫性。
目前,矿井掘进工作面按《细则》要求采用“四位一体”的综合防突措施,即掘进前进行预测,预测指标为钻屑解吸指标(即测试钻屑解吸值K1和钻屑量S),预测不超标,则留至少2m超前距掘进;
预测超标,则采用小直径排放钻孔或工作面预抽防突措施,排放或预抽一段时间后,进行效果检验,检验不超标,则在留足超前距的情况下,采用爆破掘进。
回采工作面(目前只有9102采煤面)形成后在回采前,沿工作面运输巷向上、回风巷向下施工预抽钻孔,采面采用小直径抽采钻孔,孔深15m、孔间距3m,短期抽放后进行预抽效果检验,检验孔深为10m,检验不超标,则留5m预抽孔超前距回采;
检验超标,则工作面采取浅孔松动爆破措施,参数为孔深3m、孔径42mm、孔间距3m、装药2条,松爆后检验,检验合格,先采用爆破落煤、再采用采煤机清煤至运输机。
3.2现有防突措施分析
尽管安顺煤矿采区了如上所述防突措施,但9102回采工作面仍发生了5次瓦斯动力现象,并有2次造成了人员伤亡。
从矿井所采取的防突措施分析,均是目前用得较普遍的常规措施,经实践证明对大部分矿井是适用的。
但对于安顺煤矿是否适用,需进行具体分析:
1)顺层钻孔预抽技术
采用顺层钻孔抽放煤层瓦斯,是近年来煤矿瓦斯治理的一种普遍推广技术。
是矿井瓦斯治理的治本之策。
既可作为区域性防突措施,也可作为局部防突措施。
该措施可以在开采层煤巷中或抽放钻场内施工预抽钻孔,预抽钻孔沿煤层布置,钻孔之间可以相互平行,也可以相互交叉。
顺层钻孔与穿层抽放相比较,其优点是:
钻孔在煤层中均匀分布,抽放效果好;
工作面回采至钻孔附近时,可以实现卸压抽放;
钻孔基本在煤层中,利用率高,施工成本低等优点。
其缺点是:
在松软煤层中施工抽放钻孔容易出现垮孔卡钻等,施工困难;
煤层中钻孔封孔难度大,影响到抽放瓦斯浓度;
钻孔平行于煤层的层理面,影响抽放效果等缺点。
钻孔抽放瓦斯对煤层有关参数的影响主要表现在:
顺层钻孔预抽煤层瓦斯可以在一定范围内、一定程度上降低煤层的瓦斯压力和瓦斯含量。
顺层钻孔预抽煤层瓦斯增大了煤的强度和透气性系数,对煤层防突具有重要作用,同时也可减少工作面在回采过程中的瓦斯涌出量。
安顺煤矿M9煤层正常地带煤体强度较大(坚固性系数大于0.3),煤层较稳定,煤厚变化不大,煤层倾角较小(2~6°
),顺层长钻孔预抽防突措施应该是较适宜的。
安顺煤矿的防突实践证明,尽管M9煤层透气性系数较低,为较难抽放煤层,但在预抽钻孔控制且抽放效果较好的区域,没有发生过煤与瓦斯突出。
因此,安顺煤矿在不具备开采保护层条件的区域,应优先选择预抽瓦斯作为区域性防突措施和局部性防突措施。
2)超前排放钻孔
超前排放钻孔的作用原理在于通过向工作面前方煤体施工排放钻孔,使钻孔控制范围内的煤体得到卸压与排放瓦斯,释放一定范围内的煤岩体弹性能和瓦斯内能;
同时使应力集中带向前方和巷道两侧深部运移,以达到一定范围内消除和降低突出危险。
排放钻孔适用较广,因其操作简单、方便,适用于各类矿井和煤层,且适应性强,煤矿
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