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煤厚(m)
煤层平
均间距
(m)
煤层结构
顶底板岩性
稳定性
倾角
(°
)
最小—最大
平均
顶板
底板
C5
1.53—1.90
1.70
11.1
含夹矸1-2层
砂质泥岩
粉砂质泥岩
稳定
28
C8
1.50—1.84
局部含夹矸1层
粉砂岩
5.3
C9
1.71—1.96
1.90
无夹矸
2、煤质
1)、物理性质
C5煤层:
黑色、块状、粒状结构,局部粉状、条带状结构,半亮型煤,块状构造、似金属光泽,内生节理发育。
C8煤层:
黑色、块状、条带、粒状结构,半暗至半亮型煤,块状构造。
C9煤层:
黑色、块状、粒状、沥青状,条带状结构,半亮型煤,块状构造。
2)、化学性质
根据煤炭分类国家标准(GB/T15224.1—2004、GB/T15224.2—2004、GB/T15224.3—2004,GB5751—86)。
矿区内可采煤层属中灰、中-中高硫煤、高-特高发热量无烟煤。
煤质特征表见表
煤质特征表
水分(%)
(Mad)
灰分(%)
(Ad)
挥发分(%)
(Vdaf)
硫分(%)
(St,d)
发热量(MJ/kg)
(Qget)
1.98
16.42
6.99
2.15
28.74
2.05
17.59
6.90
2.22
28.20
1.86
16.58
5.84
1.24
29.89
三、瓦斯地质情况
1、瓦斯
根据贵州省煤炭管理局文件“对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”(黔煤行管字[2007]54号)、“对毕节地区煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”(黔煤行管字[2007]512号)、“对毕节地区煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”(黔煤行管字[2008]1547号)“对毕节地区煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”(黔煤行管字[2009]281号)、“关于毕节市工业和能源委员会《关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复”(黔能源发[2010]498号)、“关于毕节地区工业和能源委员会《关于请求审批2011年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复”(黔能源发[2011]792号)、“关于毕节市工业和能源委员会《关于请求审批毕节市2012年度矿井瓦斯等级鉴定的报告》的批复”(黔能源煤炭[2012]498号),矿井在2006年度、2007年度、2008度、2009年度、2010年度2011年和2012年为低瓦斯、瓦斯矿井。
矿井各年度的煤矿瓦斯涌出量情况表
序号
年度
相对瓦斯涌出量(m3/t)
绝对瓦斯涌出量(m3/min)
1
2006年度
8.99
1.31
2
2007年度
6.09
3.27
3
2008年度
9.27
1.93
4
2009年度
8.22
1.37
5
2010年度
3.714
0.619
6
2011年度
/
0.15
7
2012年度
0.00
2、煤尘
根据贵州省煤田地质实验室2003年11月提交5#、8#、9#煤层煤尘爆炸性鉴定报告的结论:
本矿的C5、C8、C9煤层煤尘无爆炸危险性。
3、煤的自燃
根据贵州省煤田地质实验室2003年11月提交5#、8#、9#煤炭自燃倾向等级鉴定报告的结论:
本矿的C5、C8、C9煤层自燃倾向性为Ⅲ级,即为不易自燃煤层。
4、煤与瓦斯突出
1)煤与瓦斯突出危险性的批复
根据贵州省煤炭管理局文件“关于对毕节地区煤炭局《关于请求审批金沙县禹填偏坡寨煤矿等6对煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告》的批复”(黔煤生产字[2008]895号),矿井的C5煤层在开采+1164m水平以上水平为不具有突出危险性,属非突出危险性煤层。
C8煤层在开采+1166m水平以上水平为不具有突出危险性,属非突出危险性煤层。
C9煤层在开采+1169m水平以上水平为不具有突出危险性,属非突出危险性煤层。
2)突出参数测定结果
根据中国矿业大学编制的《金沙县禹谟镇偏坡寨煤矿C5、C8、C9煤层煤与瓦斯突出危险性》(报告编号09105),偏坡寨煤矿C5、C8、C9煤层瓦斯基本突出参数测定详见下表
突出参数测定结果表
煤层破坏类型
煤层瓦斯压力P(MPa)
瓦斯放散初速度(ΔP)
坚固性系数(f)
测点标高(m)
埋深(m)
Ⅲ
0.55
25.6
0.35
+1164
+155
0.45
14.1
0.71
+1166
+153
0.6
35.7
0.44
+1169
+158
因此矿井的C5煤层在+1164m水平以上、C8煤层在+1166m水平以上、C9煤层在+1169m水平以上不具有突出危险性,属非突出危险性煤层。
C5煤层在+1164m水平以下、C8煤层在+1166m水平以下、C9煤层在+1169m水平以下具有突出危险性,突出危险性煤层。
矿井按煤与瓦斯突出危险性煤层设计。
1502材料石门揭开C9、C8、C5号煤层标高分别为+1266.82.m、+1266.8668m、+1266.9496m,均在我矿鉴定无突出危险性标高以上。
5、地温
井田内地温无异常现象,属正常地温矿井。
6、冲积地压
本矿区范围内未发生过冲击地压,地压正常。
7、煤层风氧化带
本矿区煤层埋藏较深无煤层风氧化带。
四、C5揭煤设计
一)、石门揭煤实施流程
石门距煤层最小法向距离10m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔,探明煤层位置、产状→在距离煤层最小法向距离7m采取区域防突措施,并进行效果检验,直到有效→在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m前用工作面预测方法进行区域验证(局部综合防突措施的工作面预测)→如果区域验证有突出危险,实施工作面防突措施,并进行工作面措施效果检验,直到措施有效→如果区域验证为无突出危险或采取工作面防突措施并经效果检验有效时,则采用前探孔边探边掘,直至到远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置(最小法向距1.5m)→采用工作面预测的方法进行最后验证,若经验证仍为突出危险工作面时则再次实施工作面防突措施,直到验证为无突出危险工作面→在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层→如果首次揭煤的远距离爆破未能一次揭穿煤层,则继续按照揭煤的安全、技术措施“过煤门”,直到进入底板2m以上→揭煤结束。
区域综合防突措施
二)、揭煤区域防突措施
1、确定安全岩柱厚度
在石门距煤层最小法向距离10m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔,探明煤层位置、产状,准确确定距采取区域防突措施的巷道掘进位置。
设计钻孔参数如表4-1。
孔号
孔径
方向角
预计见煤点
孔深
备注
Φ75mm
平行巷道中线
21.48m
25.2m
穿过C8煤层全厚0.5m
62°
10m
16.5m
钻孔布置图如图4-1。
图4-1超前探测钻孔布置示意图
根据实际见到的煤层顶底板钻孔长度,计算煤层倾角、煤层厚度,确定巷道与煤层的位置关系、煤层产状结构。
2、区域预测
根据《防治煤与瓦斯突出规定》“揭煤作业必须采取区域综合防突措施并达到要求指标”的规定,在该处揭煤前,必须采取区域综合防突措施。
为了进一步判断揭煤区域的突出危险性,同时更多掌握矿井煤层瓦斯赋存相关参数,充分利用1#、2#前探钻孔,在前探钻孔进入煤层后,取煤样测定瓦斯含量,钻孔施工完毕后进行封孔测定瓦斯压力。
既探测了煤层位置、产状,又获取了煤层瓦斯参数,又相当于进行了一次区域突出危险性验证。
封孔技术要求:
a水泥或黄泥水泥混合物,水泥:
黄泥=100:
10;
b封孔深度不小于8米;
c测压导管采用直径6mm的铜管或无缝钢管,测压导管长度大于9米,插入测压室段的铜管每5cm必须开一直径为3mm的小孔;
d铜管外露长度为10cm,且在入井前必须先加工好连接压力表的连接头,并确保连接头不漏气。
待水泥、石膏混合物凝结后,方可安装压力表。
黄泥、水泥封孔测压法示意图
3、区域防突措施
在石门距煤层最小法向距离10m前探明煤层位置、产状后,确定巷道掘进至距煤层的最小法向距离7m的位置,揭完C9煤层,严禁超掘。
按照目前掌握的煤层产状,巷道向前掘进35.7m后,巷道距煤层的最小法向距离为7m。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十九条第四款规定,打穿层钻孔进行预抽煤层瓦斯,设计钻孔最小控制范围:
石门揭煤处巷道轮廓线外12m,同时还保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线(包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线)的最小距离不小于5m,为了均匀布置钻孔,在煤层倾向上沿煤层面3m设计1个钻孔,在煤层走向上沿煤层面3m设计1个钻孔,钻孔布置三视图如图4-2、4-3、4-4所示。
措施孔参数设计
钻孔编号
开孔距底板(m)
倾角(°
偏角(°
孔深(m)
33
-33
10
-19
-6
19
8
22
13.6
9
11
12
13
14
15
16.2
16
17
18
20
21
16.8
23
24
25
26
27
29
-1
19.8
30
31
1.2
32
34
35
36
0.5
-8
23.2
37
38
39
40
说明:
距离、偏角:
距巷道中线左为“-”,右为“+”,倾角:
仰角为“+”,俯角为“-”。
区域治理措施穿层钻孔剖面图图4-2
区域治理措施穿层钻孔平面图图4-3
域治理措施穿层钻孔正视图图4-3
。
4、区域措施效果检验
根据区域防突措施抽采钻孔的抽采影响范围和抽采过程中测定的钻孔抽采参数计算区域瓦斯抽采率,当抽采率不小于30%或抽采时间不少于3个月时,进行区域措施效果检验。
根据《防突规定》第五十二条第二款规定,采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验。
检验孔的布置如图4-4。
检验钻孔布置图图4-4
钻屑瓦斯解吸指标法检验石门揭煤工作面突出危险性的指标临界值如表4-2。
表4-2钻屑瓦斯解吸指标法指标临界值
煤样
Δh2指标临界值/Pa
K1指标临界值/[ml·
(g·
min1/2)-1]
干煤样
200
湿煤样
160
0.4
如经区域措施效果检验有煤与瓦斯突出危险性,则在超指标的位置附近补打抽采钻孔,进行强化预抽,然后再进行效果检验,直至检验孔均在指标临界值以下,方可在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业,直至距煤层的最小法线距离5m。
5、区域验证
在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m时,采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
根据《防突规定》第五十七条第一款和第七十一条第一款规定,采用钻屑瓦斯解吸指标法进行验证。
如经过验证为无突出危险,则在边探边掘的措施下,掘进至法向距离煤层1.5m处,进行最后的验证(或揭煤工作面预测);
如果经过验证为有突出危险,则采用工作面防突措施进行消除突出危险。
三)、揭煤工作面局部防突措施
1、揭煤工作面预测方法
工作面预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测。
由工作面向煤层打3个直径50mm、孔深8m的钻孔。
由于是顶板揭煤巷,巷道顶板比正前先见煤,因此,设计预测钻孔平行于巷道顶板,并距顶板1.5m。
一个钻孔位于掘进巷道断面的中部,并平行于掘进方向,另两个钻孔在巷邦两侧各一个,其终孔点位于巷道轮廓线外2~4m处,在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1~3mm的煤钻屑,测定其瓦斯解吸指标K1或Δh2值。
如果所有实测的指标值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该工作面为无突出危险工作面;
否则,为突出危险工作面。
表5-1钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性指标临界值
Δh2指标临界值/
Pa
K1指标临界值/
[mL·
揭煤工作面预测钻孔布置示意图见图5-1、5-2。
钻孔参数设计
Φ50mm
10.65m
13.05m
穿过煤层全厚
偏左20°
11.3m
13.7m
偏右20°
8.3m
10.7m
预测检验钻孔布置平面图图5-1
预测检验钻孔布置正面图图5-2
2、揭煤工作面防突措施
按照目前掌握的煤层产状,巷道向前掘进38m后,巷道距煤层的最小法向距离为5m,采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
当进行区域验证为有突出危险时,采用补打密集抽采钻孔方式进行防突工作,即揭煤工作面防突措施。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第八十二条规定,在揭煤工作面采用预抽瓦斯防突措施,采用直径Φ90mm钻孔进行预抽煤层瓦斯,设计钻孔最小控制范围:
石门的两侧和上部轮廓线外5m,下部5m,共设计钻孔40个。
钻孔布置三视图如图5-3、5-4、5-5所示。
7.6
8.2
9.8
仰角为“+”,俯角为“-”
揭煤工作面防突措施钻孔布置剖面图图5-3
揭煤工作面防突措施钻孔布置平面图图5-3
揭煤工作面防突措施钻孔布置正视图图5-3
3、效果检验
工作面效果检验方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行检验。
具体操作与揭煤工作面预测方法一致。
当经效果检验为无突出危险时,掘进;
当经效果检验为有突出危险时,根据具体情况重复采取揭煤工作面防突措施。
(四)、石门揭煤的安全防护措施
1、远距离放炮
工作面碛头距煤层底板最小法向距1.5m时,经采取防突措施并经效果检验有效后,可用远距离放炮的防护措施一次揭开煤层。
揭煤期间矿山救护队在矿值班,放炮后应先由救护队进入检查通风、瓦斯、爆破等情况。
a采用远距离放炮时,放炮地点设在地面车场距井口20米以外。
井内所有人员全部撤出井下,切断动力电源,放炮30min后,方可进入工作面检查。
b放炮员必须由经过培训并持有合格证的人员担任,要求放炮员持证上岗。
放炮员必须依据本规程的爆破说明书的要求装药、连线和放炮。
c坚持“一炮三检”和警戒制度,放炮10分钟前当班班长安排人员在一采区轨道上山安排一人站岗警戒、一人联络,并撤出井下的所有人员。
在各井口挂上“放炮危险,禁止入井”的警标。
d放炮时,班长必须得到瓦检员明确报告瓦斯浓度在0.8%以下、安全员清点人数确信井下人员全部撤出和联络员报告警戒到位,并请示揭煤领导小组同意后,方可下达放炮命令;
放炮员在接到放炮命令后,必须发出放炮警号至少再等5秒钟后,方可送电放炮。
若遇通电后没能引爆雷管,应将放炮母线撤离放炮器,并将放炮母线端头扭结短路,而且必须等十分钟后,方可进行检查工作。
e.放炮后,至少等三十分钟后,救护队员逐段检查瓦斯,进入碛头检查爆破、顶板、支护、瓦斯等情况,经检查确信无安全隐患,才能通知警戒人员撤出警戒,恢复作业。
f.在未全断面揭开煤层放炮时,每次均按以上远距离放炮揭煤的防突安全防护措施执行。
工作面碛头距煤层最小法向距1.5m时,工作面沿煤层倾角掘进6.4米停掘。
然后,按下图表所示的要求全断面一次揭开煤层。
1)爆破条件:
名称
单位
数量
瓦斯等级
瓦斯
掘进断面积
m2
7.8m2
岩硬度
f
4~6
循环进度
m
2.2
班循环个数
个
炮眼深度
2.5
炮眼数量
个/循环
3#煤矿安全炸药
kg/循环
18.2
毫秒电雷管
单位体积实体煤岩装药消耗
kg/m3
1.06
单位体积实体煤岩雷管消耗
发/m3
3.01
单位炸药消耗量:
q=1.1ke√f/s=1.1×
525/250×
√5/7.8=1.06
炮眼数目:
N=qsmη/ap=1.06×
7.8×
0.2×
0.9/0.4/0.2≈27
其中:
q-单位炸药消耗量;
a-炮眼装药系数,岩巷系数取0.4;
p-药卷重量0.2Kg/卷;
η-取炮眼利用率取90%,
m-药卷长度0.2m/卷;
s-爆破断面积;
2).炮眼布置:
根据断面实际,炮眼数目取27个,雷管数为30个,总装药量为18.2kg,施工过程中在根据现场实际情况及时调整爆破参数,使爆破效果达到最佳。
3)爆破图表:
炮孔
眼数
角度
装药量
雷管
段号
封泥
长度
起爆
顺序
联线
方式
垂直
水平
条/眼
kg
掏槽眼
1~6
+60
80
5.6
一
次
起
爆
串
联
辅助眼
7~15
2.0
4.6
1.0
帮眼
16~19
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