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芙蓉煤矿防突基本情况
芙蓉煤矿
防治煤与瓦斯突出
管理与实践
2011年8月6日
第一章防突基本情况
第一节矿井开采煤层基本情况
一、矿井开采煤层赋存情况
1.煤系地层
芙蓉煤矿属煤与瓦斯突出矿井,煤系地层为二叠系上统龙潭组,区最大厚度156m,最小厚度87m,平均133m。
根据煤系地层含煤情况和沉积旋回,由下至上共分为两段三组,第一段(P22-1)即A煤组;第二段(P22-2)为B、C煤组,两段共含煤和煤线5层~12层,一般6层~8层,煤层总厚度4.65m~9.46m,共有可采、局部可采煤层3层,自上而下编号为C5、B3+4、B2煤层,主采煤层B2和B3+4煤层赋存于B煤组的中上部,C5煤层赋于存于C煤组的顶部。
C5煤层平均厚度1.15m,下距B3+4煤层19.83m~52.45m,属局部可采层;B3+4煤层平均厚度3.00m,下距B2煤层0.81m~6.60m,为稳定可采层;B2煤层平均厚度1.65m,属稳定可采层。
煤层走向60°~100°,倾向150°~190°,倾角8°~25°,平均倾角9°。
煤层牌号均为富灰、中—高硫无烟煤3号,煤岩类型为黑色条带状半暗半亮型。
2.煤层顶底板
⑴C5煤层伪顶为0.10m~0.15m的泥岩、砂质泥岩,直接顶为泥质灰岩和灰绿色泥岩,质地坚硬;底板为灰色粘土岩,厚度0.65m~1.45m,其下为泥岩、砂质泥岩。
⑵B3+4煤层直接顶为深灰色泥岩,其上为砂质泥岩、细砂岩,厚度2.39m~8.06m,岩性变化较大;底板为灰色粘土岩,其下为泥岩、砂质泥岩,厚度变化大。
⑶B2煤层顶板为粘土岩、泥岩、沙质泥岩,厚度变化大;底板为灰色粘土岩,厚度0.65m~1.45m,其下为泥岩、砂质泥岩。
各可采煤层特征见下表1
芙蓉煤矿下平硐各可采煤层特征表表1
煤层
煤层厚度(m)
煤层间距(m)
煤层结构
顶、底板岩性
稳定性
倾角°
容重(t/m3)
最小
最大
平均
最小
最大
平均
夹石层数
夹石厚度m
顶板
底板
C5
0.17
2.56
1.15
19.83
52.45
33.92
1~2
0.1
泥岩砂质泥岩
粘土岩
不稳定
9~19
1.60
B3+4
0.86
7.52
3.10
0~3
0.1
砂质泥岩
粉细
粘土岩
较稳定
8~19
1.65
0.81
6.60
3.55
B2
0.57
3.84
1.65
0~2
砂质泥岩
细砂岩
粘土泥岩
较稳定
9~20
1.55
二、煤层瓦斯压力和瓦斯含量
芙蓉煤矿现开采+250m~+520m间煤层,曾在下平硐+498m处测得瓦斯压力1.95Mpa,经计算瓦斯压力梯度0.006Mpa/m。
因此,开采水平标高及瓦斯压力为:
表2
矿井
标高
测定容
结果
下平硐
+485m
瓦斯压力
2.028Mpa
1994年采集煤样做a、b常数,结果如下表:
a、b常数 表3
煤层
Wf%
Ag%
K%
δ.t/m3
a
b
备注
B3+4
2.30
16.72
10.83
1.40
30.781
0.146
B2
2.66
20.89
6.88
1.49
31.137
0.137
按已测得的a、b常数和瓦斯压力,计算出下平硐各煤层的瓦斯含量为:
B3+4:
12.652m3/t;
B2:
10.735m3/t;
C5:
10.735m3/t。
三、煤层透气性系数、△P值、瓦斯储量
我矿实测、送样测试的煤层透气性系数为0~0.8m2/Mp2.d,属难抽放煤层;△P为20;瓦斯储量为:
+450m~520m27200.4万m3;
+250m~450m118447.7万m3;
-50m~250m153587.7万m3。
四、瓦斯涌出量和抽放量
2006年瓦斯等级鉴定时,下平硐测得相对瓦斯涌出量40m3/t,绝对瓦斯涌出量为20m3/min,现矿井抽放瓦斯量为10~22m3/min。
下平硐属煤与瓦斯突出矿井,到目前为止,下平硐已发生煤与瓦斯突出71次。
第二节矿井开拓方式
芙蓉煤矿采用平硐暗斜井开拓。
+450m水平沿走向分为下一、下二、下三、下四、下五盘区,下四、下五盘区由于回龙湾主要通风机和小煤窑影响无法开采,现已开采完毕,采用暗斜井开拓向下延伸至+250m水平,由煤炭设计研究院设计,现生产盘区(中央盘区)已于2002年10月竣工投产。
+250m水平水平可划分为下一、下二、中央盘区、下三、下四盘区。
一、下平硐水平布置
现开采下水平为+250m水平,高程为+250m~+450m,垂高200m。
盘区沿煤层走向布置,走向长1000m~1400m。
盘区有可采、局部可采煤层3层,其中C5煤层为单一布置,B3+4、B2煤层为联合布置。
二、下平硐盘区布置
现生产盘区为中央盘区,双翼开采,由煤碳设计研究院设计。
现有的回采工作面有(以2007年7月中旬统计):
20305工作面、20107工作面、20406工作面、20308综采工作面(备用)、20104工作面(待采);掘进工作面有:
20307风巷、20106机巷、20109施工巷(见采掘工程平面图)。
三、开采顺序
盘区开采顺序为前进式,即由井筒附近向边界推进;区各煤层的开采顺序为下行式,即先采C5煤层,后采B3+4煤层,最后采B2煤层;盘区各区段的开采顺序为下行式,即先采上区段,后采下区段;工作面回采顺序为后退式。
四、采掘方法及工艺流程
1.采煤方法
根据芙蓉煤矿煤层赋存情况、开采技术条件以及多年的生产实践,矿井采煤方法均为走向长壁后退式,全部冒落法管理顶板。
2.回采工艺流程(机械化采煤除外)
⑴落煤方法:
爆破落煤。
采用MZ-1.2型电煤钻打眼,毫秒延期电雷管、MFB-200型发爆器起爆,RM—Ⅱ型乳胶炸药爆破。
⑵装煤方法:
爆破自装和人工攉煤。
⑶运输:
煤口、工作面机巷安装SGW-40T型可弯曲刮板输送机运煤,部分工作面机巷安装皮带输送机运煤到盘区胶带上山。
⑷支护:
采煤工作面为DZ型外注式单体液压支柱配HDJA-1200型金属绞接顶梁支护。
正常情况下,柱距为800m,排距为1200mm,机头、机尾采用特殊支护。
遇地质构造带等特殊情况时按补充措施进行支护。
⑸回柱放顶:
采用“一采一准”循环作业制,即“见三回一”,人工回柱。
回柱时,工作面分段从下向上逐架进行,分段长度大于15m;回收作业每三人一组,一人观察顶板,一人回柱,一人搬运回出的支柱和顶梁。
3.回采工作面产量及月推进度
正常情况下,B3+4煤层工作面月产量0.8~1.2万t左右,B2煤层工作面月产量0.7~1.0万t左右,C5煤层工作面月产量0.6万t左右,月平均推进度35m左右。
4.掘进方法:
钻爆法。
5.掘进工艺流程
⑴爆破落煤(矸):
煤巷采用MD型风煤钻打眼,岩巷采用ZY24型气腿式凿岩机打眼,正向装药,毫秒延期电雷管、MFB-200型发爆器起爆,RM-Ⅱ型乳胶炸药爆破。
全断面一次装药,一次起爆。
⑵出煤(矸):
人工装车,无突出危险的岩巷掘进工作面采用耙斗装岩机装车。
⑶运输:
采用一吨底卸式或三吨固定式矿车运输,平巷为人力推车,斜坡为齿轮绞车提升。
⑷支护:
根据掘进工作面的具体情况确定其支护方式。
芙蓉煤矿现行的永久支护方式主要有:
金属支架、锚杆、喷浆、锚喷、锚网喷、料石砌碹等。
临时支护主要有:
前探梁、固栅器、带帽木点柱、摩擦支柱等。
6.掘进工作面的月进度
正常情况下,煤巷掘进进度140m/月左右(有突出威胁和有突出危险的巷道除外),岩巷掘进进度60m/月左右。
7.采掘工作面的劳动组织及人员情况
劳动组织采用“三八制”正规循环作业,采煤工作面每班50人左右,掘进工作面每班40人左右(详见作业规程)。
8.采掘接替情况
每年年末,矿井都要编制次年年度生产计划,根据年度计划按月下达生产任务,每季根据完成情况进行调整。
芙蓉煤矿下平硐现有开拓煤量200万t,可采期4年左右;准备煤量53.5万t,可采期为1年3个月左右;回采煤量48万t,可采期1年2个月左右。
“三量”接替不易满足生产需要。
第三节煤与瓦斯突出基本情况
芙蓉煤矿下平硐属煤与瓦斯突出矿井,井田地形起伏较大,周围高山沟谷纵横,地应力集中,一般标高为+800m左右,相对高差约300m。
煤层层间距较小,采动压力十分明显;地质构造复杂,地应力分布不均匀;煤系地层大部分属中、软岩层,特别是粘土岩遇水后,膨涨变形。
芙蓉煤矿是川南矿区矿山压力显现最集中的矿井之一。
自1975年6月18日C5煤层4218机巷石门发生煤与瓦斯突出至今共发生煤与瓦斯突出71次,除第一次突出死亡3人外,其余突出均未造成人员伤亡。
其中最大的一次突出为2005年4月21日夜班20307机巷掘进工作面放炮诱发的“4·21”煤与瓦斯突出事故,涌出瓦斯4.5万m3,突出煤量800余t,煤炭抛掷距离120m。
根据记录资料,71次突出情况如下:
煤与瓦斯突出分类统计表
突出分类
按强度分
按地点分
按作业方式
小型
中型
大型
平巷
上(下)山
石门
工作面
放炮
其他
突出次数
50
11
10
62
6
3
71
88
3
最大突出强度(t)
41
387
800以上
500
500
800以上
800以上
525
一、芙蓉煤矿煤与瓦斯突出的特点
根据资料上记载并综合分析,芙蓉煤矿发生的煤与瓦斯突出除3次属于其它类别突出外,其它均属于放炮诱发突出,主要发生在地质构造影响带。
其余地面地形地貌急剧变化处,即山谷沟底,悬崖峭壁下也是突出的多发地点。
其原因主要是受断层作用,在产生断层的块段应力集中,容易造成煤体破坏,煤层厚度的变化,软分层增厚,这些地段容易发生煤与瓦斯突出。
二、芙蓉煤矿煤与瓦斯突出的规律
从矿井71次突出的情况分析,总结出以下几条规律:
1.矿井开采的C5和B3+4煤层均有突出危险,突出主要发生在构造影响带及煤厚变化大于20%的煤层,在未受保护的构造区域煤柱下掘进最易发生突出;
⑵随着煤层埋深的增大,突出次数增加,在地表地形急剧变化,悬崖峭壁,峪沟底下对应处,突出频率增大;
⑶层滑和封闭性构造是引起矿井煤与瓦斯突出的主要因素之一,层滑和封闭性构造导致煤体破坏,软煤分层增厚,改变了瓦斯赋存方式,易于瓦斯富集。
C5煤层当软分层增厚到0.2m时有突出危险;B3+4煤层当软分层增厚到0.3m时有突出危险,软煤分层厚度越厚,突出的危险也越大;
⑷煤与瓦斯突出具有明显的区域性,即下二盘区西翼和中央盘区东翼;
⑸C5煤层为弱突出煤层,突出44次,占突出的61.97%,作为保护层开采;B3+4煤层为强突出层,突出27次,占突出的38.03%;B2煤层属无突出危险煤层。
第四节防治煤与瓦斯突出研究情况
2000年、2001年由省监狱管理局和国家司法部立项,一是芙蓉煤矿采用瓦斯地质统计法对芙蓉煤矿下平硐突出规律进行了分析研究;二是同大学一起运用统计法、D和K值综合指标法和单指标法对芙蓉煤矿下平硐突出规律进行了系统分析研究。
通过分析研究,确定了芙蓉煤矿突出各指标参数的临界值(钻孔瓦斯涌出初速度q=4.88l/m.min、钻屑量S=5.22kg/m)。
各指标参数见下表:
突出指标参数表4
参数名称
单位
突出指标
突出危险
无突出危险
最大钻屑量(Smax)
kg/m
C5
≥5.22
<5.22
B3+4
≥5.22
<5.22
最大瓦斯涌出初速度(qmax)
l/m.min
C5
≥4.88
<4.88
B3+4
≥4.88
<4.88
煤层瓦斯压力(P)
MPa
≥0.74
<0.74
煤层的瓦斯放散初速度ΔP
≥10
<10
煤层的坚固性系数f
≥0.5
<0.5
钻屑瓦斯解吸指标K1
Ml(gmin0.5)-1
≥0.477
<0.477
K值
≥30
<30
钻孔瓦斯涌出初速度q及钻屑指标S是芙蓉煤矿普遍应用的两个主要指标。
影响q指标的主要因素有煤体中的瓦斯压力P、煤层原始透气性系数λ。
煤层中的原始地应力δ0,以及煤软分层的坚固性系数f,且瓦斯压力、透气性系数和地应力越大,坚固性系数f越小,q指标越大,反之就越小。
钻屑量S指标的主要影响因素有煤体中的瓦斯压力P,软煤分层的坚固性系数f,以及煤层原始应力。
且瓦斯压力P,透气性系数和地应力越大,坚固性系数f越小,S指标越大,反之就越小。
综合芙蓉煤矿多年的应用实际,芙蓉煤矿突出的临界值其较为敏感的指标为钻屑指标S。
第二章防治煤与瓦斯突出措施
第一节区域性防突措施
一、区域性防突措施
1.底板超前预抽煤层瓦斯
芙蓉煤矿选择B组煤底板的细砂岩层位布置底板瓦斯抽放巷道,其岩性较好,有利于巷道的维护。
巷道至B3+4煤层顶板高差h=40m左右,沿煤(岩)层走向布置底板瓦抽巷,在瓦抽巷每10~15m布置钻场,每个钻场按卸压圈半径:
5~6m,即网格的边长10~12m网格式布孔,进行网格式底板超前预抽煤层瓦斯。
(矿井瓦斯抽放率小于20%,采区瓦斯抽放率小于20%,采煤工作面瓦斯抽放率小于25%)近几年我矿在底板预抽不充分的采煤工作面又大量使用了顺煤层长钻孔预抽煤层瓦斯作为辅助的区域性防突措施,在防突灾害的治理上基本形成“两超前”的格局,即开拓区超前于预抽瓦斯区,预抽瓦斯区超前于突出煤层掘进和回采区,基本有治灾时间和空间,基本做到“先抽后采”。
2.开采解放层
芙蓉煤矿根据开采多年的经验及《防治煤与瓦斯突出规定》,C5煤层距离B3+4煤层层间距为33.92m,C5煤层平均厚度为1.15m,为0~80m中距离上保护层,C5煤层为弱突出煤层,C5煤层开采采用无煤柱开采(只有在断层附近、盘区主要上山等地段留设煤柱,均在采掘工程平面图上标注),全部垮落法管理顶板,开采C5煤层对开采B3+4、B2煤层起到保护的作用,保护层煤柱对被保护层围按σ=75°所控制下部围计算。
二、区域性预测预报
根据《防治煤与瓦斯突出突施规定》中所提出的方法,突出煤层的区域预测方法主要有两种,一种是综合指标法,另一种是瓦斯地质统计法。
1.综合指标法
就是根据《规定》第30条规定,利用底板瓦斯抽放巷道和重要石门揭煤巷向待预测煤层至少打两个钻孔,从钻孔中取煤样测定瓦斯排放初速度指标△p和煤的坚固性系数f值,或在工作面新暴露的煤层中采一个不少于2Kg的综合煤样到实验室测定△p和f值,并根据△p/f计算综合指标。
其指标临界值为K=30,即K≥30时煤层为突出危险,K<30时为突出威胁,在实际应用中基本上是可行的。
2.瓦斯地质统计法
根据《规定》第29条规定,瓦斯地质统计法就是根据已开采区域确切掌握的煤层赋存和地质构造条件与突出分布规律,划分出突出危险区域与突出威胁区域,并进行分级分带管理。
根据芙蓉煤矿下平硐实际,还需考虑开采条件因素及地形地貌因素。
通过综合指标临界值并结合瓦斯地质法对中央盘区的突出危险作了初步划分,取得了一定效果。
第二节局部防突技术措施
一、石门(斜巷)揭煤防突技术措施
1.目前主要采用“卧底法”石门(斜巷)揭煤,即:
⑴掘至距待揭煤层顶(底)板垂距10m位置时,至少打两个穿透待揭煤层全厚度且进入顶(底)板不少于0.5m的前探钻孔(Φ65mm),探明前方地质构造、煤层赋存、瓦斯情况等。
并详细记录岩芯资料。
⑵当掘至距待揭煤层顶(底)板垂距5m以外,至少打两个穿透待揭煤层全厚度的钻孔(Φ65mm),取不少于2kg干煤样,送防突实验室测定△P、f值,并装表测定煤层瓦斯压力等。
为准确得到煤层原始瓦斯压力值,测压孔应布置在岩层致密完整处,测压孔与前探孔不能共用时,两者见煤点之间的距离不得少于5m。
⑶倾斜巷道掘至距煤层顶(底)板垂距2.0m时,对待揭煤层采用瓦斯涌出初速度法qmax和钻屑指标法Smax进行突出危险预测,预测孔不少于3个,孔径Φ42mm,孔深打至待揭煤层顶(底)板终孔为止,控制巷道断面及四周5.0m。
预测方法采用钻孔法,参数测试及工作指标按表4执行。
⑷平巷掘至距煤层底板垂距1.5m时,对待揭煤层采用瓦斯涌出初速度法qmax和钻屑指标法Smax突出危险预测,预测方法采用钻孔法,预测也不少于3个,孔深打至待揭煤层顶(底)板终孔,控制巷道断面及四周5.0m。
仍按表4判定煤层的突出危险。
当预测煤层为无突出危险时,则保持距离待揭煤层顶(底)巷道向前卧底施工一揭煤斜面,同时采用瓦斯涌出初速度法qmax和钻屑指标法Smax再预测其突出危险性,如无突出危险,则采取远距离放炮或震动性放炮等安全措施揭开煤层。
⑸揭开煤层后的顺层预测,预测方法采用采用瓦斯涌出初速度法qmax和钻屑指标法Smax,预测孔不少于3个,控制巷道断面及两帮外4m,测试参数及工作指标按表4执行。
2.石门(斜巷)揭煤防突技术措施
当预测待揭煤层有突出危险时,用钻机施工抽(排)放钻孔消除其煤层的突出危险。
主要采用密集钻孔超前排放措施。
钻孔孔间距2~3m,控制揭煤点巷道断面及四周不少于5.0m,孔径Ф42~65mm,待排放一段时间后,并经检验煤层无突出危险后,方可采取安全防护措施揭煤。
煤层揭开后,在进行顺层预测时煤层有突出危险时,则主要采用钻孔排放消除煤层的突出危险,孔长8~12m,孔径Ф42mm,控制巷道断面及两帮外4.0m,具有严重突出危险时,增大至6~8m。
直到煤层无突出危险后,方可继续掘进。
二、沿煤巷掘进预测预报及防突技术措施
1.预测预报
⑴用钻孔瓦斯涌出初速度法qmax和钻屑指标法Smax预测工作面突出危险性
①钻孔布置
预测孔应布置在煤层相对较软的煤分层中,有软分层时布置在软分层中,孔深8~12m。
孔径为42mm,孔数一般不少于3个,即巷道中心方向和两帮各一个。
但当煤厚大于或等于2.0m时,则布置两排预测孔,按两排布置,间距不低于0.5m,控制巷道断面及巷道轮廓线外4.0m。
②钻孔施工
钻孔施工采用ZMQ17型风动煤电钻配上1.0m麻花防突专用钻杆,直径Φ42mm,人力推进施工。
③参数测定及工作指标
主要测定参数有:
钻屑量(S),钻孔瓦斯涌出初速度(q),其工作指标按下表执行。
钻孔法预测预报工作指标表5
参数名称
单位
工作面指标
突出危险
无突出危险
最大钻屑量(Smax)
kg/m
≥5.22
<5.22
最大瓦斯涌出初速度(qmax)
l/m.min
≥4.88
<4.88
参数测试:
钻孔开孔施工至2.0m深度开始,钻杆每往前方推进1.0m,将孔钻屑全部收集用弹簧秤称其重量,同时每打完1.5m孔测定一次瓦斯涌出初速度,测室长度为1.0m,每孔测试的数据按要求填写在防突预测预报记录单上,测定的数据按(表5)判定工作面的突出危险性。
若预测时只有钻孔瓦斯涌出初速度(q值)超限,但无明显衰减,而钻屑量(S)值未超限且无其它突出预兆的情况下,可采用瓦斯衰减程度作为判别煤层突出危险的辅助指标。
瓦斯衰减程度(Zsj)按下式计算:
Zsj=q5/q1
式中:
q5——第5分钟钻孔瓦斯涌出初速度,l/min;
q1——第1分钟钻孔瓦斯涌出初速度,l/min。
瓦斯衰减程度判别煤层突出危险指标
表6
名称
判别指标
突出危险性评价
备注
Zsj
≤0.55
突出危险
Zsj
>0.55
无突出危险
当预测煤层无突出危险时,须留足5.0m的安全屏障组织生产,若预测煤层具有突出危险,则采取实施超前钻孔排放和顺层局部抽放等技术措施,消除其突出危险。
⑵煤体结构观测法预测
沿煤掘进工作面在按突出威胁区管理掘进过程中,在煤体结构正常,煤层赋存稳定,瓦斯涌出量变化不大的正常地段,工作面每推进30m期间,防突技术人员现场观测煤体结构,预测其突出危险性,当煤体结构出现异常或出现其它异常情况时,采用钻屑指标法、钻孔瓦斯涌出初速度法预测法进行预测验证。
只有经连续不少于两次预测为无突出危险时,方可继续按突出威胁区管理。
当工作面推进到达30m时,必须采用钻屑指标法、钻孔瓦斯涌出初速度法连续进行不少于二次的预测验证。
2.防突技术措施
经钻孔法预测为突出危险性,则采取下列防治突出措施,消除其潜在的突出危险性。
(如掘进过程中瓦斯涌出量较大且有严重突出危险时,实施钻孔瓦斯抽放技术措施)。
⑴Φ42mm超前钻孔卸压排放瓦斯技术措施
①首先探明煤层厚度,掌握煤层变化情况;
②由防突技术人员现场标定钻孔参数,施工人员严格按要求施工;
③钻孔采用ZMQ17型风动煤钻施工,钻孔应布置于软煤分层中,做到终孔位置的孔距不大于排放半径,保证控制围以的煤体充分、均匀卸压;
④钻孔深度以8~12m,排放钻孔有效排放半径,按Ф42mm钻孔的排放半径为0.5~0.75m,控制围为巷道断面和巷道轮廓线外(指煤层)4m,排放钻孔为13个;
⑤针对实际布孔情况,对“空档”部位采取补充措施,保证工作面前方煤体不留“孤岛”,做到均匀卸压;
⑥在钻孔施工前应加强工作面支护,打好迎面支柱(支架),背好工作面;布孔顺序为先中孔,后上帮一侧,再下帮一侧,钻孔施工中出现喷孔应多拉煤粉,利用喷孔,排放瓦斯,当喷孔严重时,必须立即停止施工,待风流中瓦斯浓度降至1%以下时,方可恢复施工;
⑦施工过程中,施工人员必须将钻孔的参数和异常情况详细记录(孔深、方位角、倾角、开孔位置、钻屑量、温度、有无喷孔、卡孔、卡钻、煤炮声等);
⑧施工完毕,施工人员将各种参数填入防突措施记录单上,同时防突技术人员也必须作详细记录;
⑵Φ65~Φ75mm超前钻孔卸压排放瓦斯技术措施
①首先查明煤层厚度,掌握煤层变化情况;
②由防突技术人员现场标定钻孔参数,施工人员严格按要求施工;
③钻孔深度以30~40m,钻孔有效排放半径应逐渐实际考察确定,按Φ65~Φ75mm钻孔的排放半径为1.5~2m,控制围为巷道断面和巷道轮廓线外(指煤层)4m,钻孔为5个;
④钻孔应布置于软煤分层中,钻孔数量视构造煤厚度可适当调整,原则是做到终孔位置的孔距小于排放半径,保证控制围以的煤体充分、均匀卸压;
⑤钻孔采用YG100-150型钻机施工,配Φ42mm钻杆、Φ65~75mm钻头打孔,压风排粉技术,孔口捕尘;
⑥施工过程中,施工人员必须将钻孔的参数和异常情况详细记录(孔深、方位角、倾角、开孔位置、温度、湿度、有无喷孔、卡孔、卡钻、煤炮声等);
⑦施工完毕,施工人员将各种参数填入钻孔竣工记录单上,同时防突技术人员也必须作详细记录。
⑶煤层水力疏孔技术措施
①首先查明煤层厚度,掌握煤层变化情况。
②钻孔深度以30~40m,孔径为Ф65~75mm,控制围为巷道断面和巷道轮廓线外(指煤层)4m,钻孔为3个。
③钻孔应布置于硬煤分层中,钻孔施工采用YG100-150型钻机配Ф42mm钻杆、Ф65~75mm钻头打孔,压风排粉技术,孔口捕尘。
④封孔采用水泥砂浆配Ф25mm的镀锌管封孔,封孔长度一般不小于8m,注水管末端伸出孔口不低于100mm。
防突技术人员必须现场指导封孔。
⑤注水泵采用5D-2/150型专用煤层注水泵注水,注水管与注水泵的联接及注水泵的使用按《7BG-4.5/150型外接管路系统示意图和使用说明书》执行。
⑥注水方法,采用5D-2/150型专用煤层注水泵接管同时向3个孔注水。
注水时离注水点距离须大于20m,防止高压水致裂煤体冲出伤人。
⑦当煤壁出现漏水或两
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