11701回风巷防突措施.docx
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11701回风巷防突措施
贵州万海隆矿业集团股份有限公司
水城县三岔沟煤业有限公司
11701回风巷掘进工作面防突措施
编制日期:
2012年12月26日
三岔沟煤业有限公司施工作业技术组织措施会审意见
会审时间
会审地点
主持人
记录人
参加部门及人员签名
生产矿长
安全矿长
采矿副总
防突矿长
机电副总
调度室
机电矿长
安全科
地测科
通防科
掘进队长
会审意见:
总工程师批示:
矿长批示:
水城县三岔沟煤业有限公司措施贯彻签字表
作业规程(措施)名称
贯彻人
贯彻地点
贯彻时间
被贯彻人签字:
签字
签字
签字
签字
签字
签字
一、编制依据
根据贵州省煤炭管理局文件:
黔能源煤炭[2012]833号《关于六盘水市煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》,六盘水市水城县比德三岔沟煤矿绝对瓦斯涌出量为7.12m3/min,相对瓦斯涌出量未列数据,鉴定等级为突出矿井。
2013年4月由煤炭科学院总院沈阳研究院对K16、K17煤层突出危险性鉴定,鉴定结果:
K16、K17号煤层具有突出危险性,水城县比德三岔沟煤矿为煤与瓦斯突出矿井。
本措施按照《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规程》、相关规定进行编制。
只指导施工期间煤巷施工煤与瓦斯突出的防治。
本措施中如有与上述标准相冲突之处,均按照上述标准执行。
二、说明
根据矿井现状,K13煤层在+1455m标高以上基本采空;K14在+1557m标高以上已采空;K15在+1675m标高以上基本采空,根据K15煤层的采空范围,以及《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.1、附录D.2、附录D.3规定,本矿煤层倾角为13°,K15煤层与K16煤层间距22米,沿倾斜方向的卸压角取75°,沿走向方向的卸压角取56°。
划定出K16煤层被保护范围,(详见矿方提供的K16层被保护范围分布图);K16在+1650m标高以上基本采空,根据K15、K16煤层的采空范围,以及《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.1、附录D.2、附录D.3规定,本矿煤层倾角为13°,K15煤层与K17煤层间距47米,K16煤层与K17煤层间距22米,沿倾斜方向的卸压角取75°,沿走向方向的卸压角取56°。
划定出K17煤层被保护范围,(详见矿方提供的K17层被保护范围分布图)。
所以K15、K16煤层的开采对下部K17起到很好的保护作用。
根据K17层被保护范围分布图,11701回风巷在解放区域内得到很好的解放,从11701回风巷开口向前66米范围未得到解放,在11701回风巷未解放的区域煤层瓦斯突出的危险性则有增无减,在此区域采用本煤层顺层钻孔预抽未解放区域条带瓦斯作为区域防突措施的补充。
并采取可靠的局部防突措施,严格按照煤与瓦斯突出规定的要求执行。
为保证在后期煤巷掘进过程中的施工安全,特编制本措施。
2.1井田煤层地质概况
矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端,以单斜构造为主。
地层走向北西向,倾向50-85°,倾角在10-20°之间。
断裂构造不发育,仅局部具挠曲现象。
因此,矿区构造复杂程度为简单。
(1)含煤性
含煤岩系为龙潭组,厚度326-349m,平均厚342m,其中本矿区内可采煤层6层。
可采煤层K13、K14、K15、K16、K17分布于龙潭组第二段中,K29煤层分布于龙潭组第三段中,K29煤层以下含多层不可采煤层及煤线。
矿区可采煤层有K13、K14、K15、K16、K17、K29,含煤平均厚度为10.81m,含煤系数为3.16%。
(2)可采煤层
K13煤层:
为煤矿区最上一层可采煤层,大部分为粉煤,强度低,煤层平均厚度1.55m,含夹矸0~1层,结构较简单,大部可采,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为砂质泥岩或细砂岩,强度较低,厚度0.3~5.60m,一般厚度5.60m。
间接顶板为粉砂岩,粉砂岩为钙、泥质胶结,较坚硬,局部地段裂隙较发育,不稳定。
厚度2.50~11.50m,一般厚度7.50m。
底板:
直接底板为泥岩,强度低,水稳性差。
厚度0.50~3.30m,一般厚度0.80m。
间接底板为细砂岩、煤层,细砂岩为泥质胶结,易风化破碎。
K14煤层:
煤层平均厚度1.82m,全区可采。
含夹矸0~2层,一般0~1层,结构简单,较稳定,属全区可采煤层。
顶板:
直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩,强度较低,易风化破碎,厚度一般3.00~6.00m,岩性及厚度较稳定。
底板:
直接底板为0.60m左右粘土岩,软弱,易风化。
间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。
裂隙较发育,强度小,水稳性差。
K15煤层:
煤层平均厚度2.42m,含夹矸一般0~1层,结构较简单,大部可采,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为0.30m左右泥岩,强度低。
间接顶板为石灰岩,坚硬。
有时变成砂岩类,局部地段裂隙发育,不很稳定,厚度12m左右。
底板:
直接底板为0.70m左右粘土岩,强度较低,水稳性差,易风化破碎。
K16煤层:
煤层平均厚度1.97m,含夹矸1~4层,一般1~3层,结构较复杂,全区可采,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为黑灰色泥岩,有时含量硅质,厚度0.50m左右,强度较低,水稳性差。
间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱铁岩条带,厚度8m左右,稳定性中等,抗压强度一般。
底板:
直接底板为深灰色泥岩,强度较低,厚度0.20~0.80m,一般0.50m左右,含大量炭化植物根部化石。
间接底板为砂岩、泥岩或煤层。
砂岩为钙、泥质胶结,抗压强度一般,易风化破碎。
K17煤层:
煤层平均厚度1.42m,全区可采。
含夹矸0~1层,结构简单,较稳定,属全区可采煤层。
顶板:
直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩,强度较低,易风化破碎,厚度一般2.00~6.00m,岩性及厚度较稳定。
底板:
直接底板为0.80m左右粘土岩,软弱,易风化。
间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。
裂隙较发育,强度小,水稳性差。
K29煤层:
煤层平均厚度1.32m,含夹矸0~2层,结构较简单,全区可采,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为细砂岩,强度高,水稳性差。
底板:
直接底板为深灰色泥岩,强度较低,厚度0.20~0.50m,一般。
间接底板为粉砂岩。
粉砂岩为钙质胶结,抗压强度中等。
综上所述,煤矿区K13、K14、K15、K16、K17、K29煤层结构总体以较简单为主,煤层稳定类型均为较稳定型煤层。
表1-1煤层特征表
煤层
编号
煤层倾角(°)
煤层平均厚度(m)
煤层平均间距(m)
煤层结构
煤层稳定性
顶底板岩性
顶板
底板
K13
13
1.55
12
含夹矸0~1层
较稳定
泥岩或细砂岩
泥岩
K14
1.82
一般0~1层
较稳定
泥岩
粘土岩
17
K15
2.42
一般0~1层
较稳定
泥岩
粘土岩
24
K16
1.97
一般1~3层
较稳定
粉砂岩
粘土岩
22
K17
1.42
夹矸0~1层
较稳定
泥岩
粘土岩
140
K29
1.32
含夹矸0~2层
较稳定
泥岩
粘土岩
(3)煤层露头及风氧化带
在矿区范围内的煤层露头大部分均被浮土及植被覆盖,局部地方可见露头厚度基本稳定。
煤层的风氧化带一般沿煤层露头线以下斜深50m。
2.2.煤层顶底板
可采煤层顶板为粉砂岩或泥岩,顶板条件较差,耐风化力差,风化后多变为碎块及砂粒,其强度及稳固性迅速降低,应加强顶板管理和支护;煤层底板为粘土岩或泥岩,吸水性较强,局部地段存在泥化和膨胀现象(俗称“底鼓”),在底板管理中应采取相应措施,消除底板软岩危害。
2.3地质构造情况
矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端,以单斜构造为主。
地层走向北西向,倾向50-85°,倾角在10-20°之间。
断裂构造不发育,仅局部具挠曲现象。
因此,矿区构造复杂程度为简单。
2.4水文地质情况
矿床赋存于当地最低侵蚀基准面之上,矿床直接充水含水层为富水性较弱的龙潭组碎屑岩裂隙含水层,间接充水含水层为富水性强之长兴组岩溶裂隙、飞仙组岩溶溶洞含水层;节理、裂隙等造成各含水层间产生水力联系;大气降雨是引起矿坑涌水量动态变化的主要因素。
故本区属裂隙充水矿床,矿区水文地质条件属中等类型。
2.5.11701回风巷的通风系统
2.5.1掘进工作面形成了独立的通风系统,11701回风巷掘进工作面通风路线:
副平硐→轨道上山→11701回风巷掘进工作面→11701回风石门→回风斜井。
2.5.2.通风控制
⑴风量调节
为了调节矿井的风量,在轨道上山与11701回风石门间设有一组防突风门。
为了调节本工作面和绞车房的回风量,在绞车房的回风巷中设置了一组调节风门。
(3)、通风设施管理
⑴应按规定设置防突风门和调节风门,当风门损坏时必须及时进行维修。
⑵井下所有人员必须爱护通风设施,不得故意损
2.6.安全监测监控系统情况
我矿采用KJ90NA系统监控主机2台已安装使用,且与县煤局联网,中心站所需的打印机、2KVA不间断电源及DH×90避雷器也已配置到位;
KJ90NA安全监控系统采用同步SDLC通信方式,可同时对回采工作面及其回风巷的瓦斯浓度、风速、温度、设备开、停等进行监控;对掘进工作面及其回风巷中的瓦斯、设备开、停等进行监控;对主要通风机的负压、风速、风机开停、风门开停等进行监控。
三、“四位一体”综合防突措施施工方案
通过已揭露煤层和现在正在施工的巷道情况,K17煤层掘进施工过程中的防治煤与瓦斯突出的综合措施采用区域性综合防突措施及局部综合防突措施相结合的方法,现将具体施工顺序如下:
3.1区域性综合防突措施
3.1.1区域性突出危险性预测
根据防治煤与瓦斯突出规定第33和42条,在新的水平、新采区设计和开拓前,可根据煤层瓦斯含量进行区域性预测,区域预测根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行。
结合我矿目前建设的实际情况,首采采区在保护层的保护范围内,但是部分区域存在盲区,必须按照突出区域进行管理施工。
3.1.2区域性防突措施
根据矿井实际,矿井可采煤层及局部可采煤层共6层,采用开采上保护层的防治煤与瓦斯突出的方案,同时要进行瓦斯抽放,根据矿井现状,K13煤层在+1455m标高以上基本采空;K14在+1557m标高以上已采空;K15在+1675m标高以上基本采空(详见矿方提供水城县煤炭局认可的K15层采空区分布图);K16在+1650m标高以上基本采空(详见矿方提供水城县煤炭局认可的16#层采空区分布图),K13与K17煤层间距75m,所以K13、K14、K15的开采对下部K16、K17起到很好的保护作用,根据采空区范围推算,K13对K16的最低保护范围+1455m,K13对K17的最低保护范围+1385m,K14对K16的最低保护范围+1519m,K14对K17的最低保护范围+1395m,K15对K16煤层的保护范围详见“K16煤层被保护范围分布图”,K15对K17的保护范围详见“K17煤层被保护范围分布图”,一采区K16最低标高为+1606m,二采区K16最低标高为+1550m,K16最低被保护范围为+1455m标高,可知,K16煤层在一、二采区范围内均处于保护范围之内,一采区K17最低标高为+1606m,二采区K17最低标高为+1473m,K17最低被保护范围为+1385m标高,可知,K17煤层在一、二采区范围内均处于保护范围之内,一、二采区开采时选择K16作为保护层开采,作为一、二采区的区域防突措施,
3.1.3区域措施的效果检验
煤巷掘进施工按照要求采取了区域性防突措施后,需要对防突措施的效果进行检验,检验指标采用预抽区域煤层瓦斯含量的实测值,其方法和临界值与进行区域预测时的相同,即通过测定煤层的残余瓦斯含量来检测,临界值参照表3-1:
表3-1根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值
瓦斯含量W(m3/t)
区域类别
W﹤8
无突出危险区
除上述情况以外的其他情况
突出危险区
对防突措施进行检验时,应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求,不符合设计要求的,不予检验。
检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。
进行瓦斯含量实测时,在巷道掘进头的暴露面施工一个钻孔,孔深80m,分别取20m、40m、60m和80m位置的煤样测定其瓦斯含量,操作方法与区域性预测方法中的残余含量测试相同。
开孔位置见附图1所示:
经区域性效果检验证实防突措施有效后,可认为该区域为无突出危险区域。
反之,如果所测得的效检指标仍然超过突出危险临界值或者在校检期间发现有突出预兆,则认为防突措施无效,此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效,仍为突出危险区。
需要继续采取区域性防突措施,直到效果检验合格为止。
3.1.4区域验证
在区域预测为无突出危险的区域以及预测有危险并采取了预抽煤层经效果检验合格的区域内采掘需要进行区域性验证。
验证前,在煤巷掘进工作面施工1个超前距10m的超前物探钻孔,探测地质构造和观察突出预兆,并针对不同的区域、地质特征及时间,采取不同的验证措施。
①在工作面刚进入这些区域时均需要进行连续两次区域验证。
也就是工作面向前连续掘进两个循环的过程中分别进行一次区域验证。
②在区域性预测为无突出危险且地质构造简单的区域
在该区域内工作面每向前推进50m需要连续进行两次区域性验证。
③在地质构造复杂的区域
在该区域内工作面每向前推进10m需要连续进行两次区域性验证。
④在采取了预抽煤层瓦斯措施并经效果检验合格的区域
在该区域内工作面每向前推进10m需要连续进行两次区域性验证。
⑤在构造破坏带
在该区域内掘进需要连续进行区域性验证,即在该区域,工作面每向前掘进一个循环进行一次区域验证,直到离开该区域。
验证指标按照防突规定第74条中的钻屑指标法,采用钻屑指标法进行区域验证时,先在巷道前方施工3个直径42mm,孔深10m的钻孔,测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。
钻孔应尽可能布置在软分层中,一个钻孔位于掘进巷道断面中部,并平行于掘进方向,其他钻孔的终孔点位于巷道断面两侧轮廓线外4m处。
钻孔开孔及终孔位置示意图见附图2所示:
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m至少一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。
表3-2钻屑指标法预测煤巷掘金工作面突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标K1(mL/g.min0.5)
钻屑量S
(kg/m)
(L/m)
0.5
6
5.4
如果各检测孔实测得到的S、K1的所有测定值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该区域无危险。
采用本措施3.3的安全防护措施后即可向前掘进,并保留20m的区域措施超前距。
3.2局部综合防突措施
在经区域验证有突出危险的区域内的煤巷掘进时应采用局部综合防突措施,保证采掘作业的安全。
那些经区域验证没有突出危险的区域可在采取安全防护措施的前提下正常掘进。
3.2.1工作面突出危险性预测
在区域验证有突出危险的区域内掘进,首先要对其进行工作面预测。
在煤巷掘进工作面可采用防突规定第74条中的钻屑指标法进行突出危险性预测。
具体的施工步骤及临界值见本措施3.1.4所示。
预测钻孔终孔位置距离工作面10m。
如果各检测孔实测得到的S、K1的所有测定值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该工作面预测为无突出危险工作面,可以正常掘进;否则,为突出危险工作面。
经工作面预测没有突出危险的工作面可在采取本措施3.3中的安全防护措施后进行采掘作业,并保留2m的预测孔超前距。
3.2.2工作面防突措施
在有突出危险的区域需要先采取工作面防突措施。
其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。
根据防突规定第87条,我们采用超前排放瓦斯钻孔,具体如下:
①共设计排放孔27个,孔深20~22m,顺煤层施工,分三排布置,每排9个,第一排距煤层底板1.6m,排间距0.5m,孔间距0.5m。
第一排钻孔倾角为12°,第二排7°,第三排3°。
方位角根据具体巷道方位及控帮距来确定。
钻孔开孔位置布置见附图3所示。
②巷道两侧轮廓线外钻孔的控制范围为5m。
当煤层厚度大于巷道高度时,在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m,巷道下部煤层控制范围不小于3m,或进入岩石0.5m停钻;
③排放钻孔孔径为Ø75mm,孔口除尘。
④所有排放钻孔施工完毕后,继续排放4~8小时,然后进行校检工作。
如果校检没有通过则继续排放4~8小时,或增加排放孔数量,直到校检通过为止。
煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时,必须打钻孔查明煤层赋存条件,然后采用直径为42mm的钻孔排放瓦斯。
若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层,相应的措施应按石门揭煤执行。
3.2.3工作面防突措施的效果检验
在实施工作面防突措施后,需要对其效果进行检验。
工作面防突措施效果检验包括以下两部分内容:
①检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等,并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等),作为措施效果检验报告的内容之一,用于综合分析、判断。
②各检验指标的测定情况及主要数据。
工作面防突措施的效果检验采用钻屑指标法,共施工检验孔3个,深度为10m。
具体操作步骤及临界值与工作面突出危险性预测相同。
钻孔的开孔位置及终孔位置示意图见附图3、附图4所示。
经效果检验证实工作面防突措施有效后,可认为该工作面突出危险性已消除,可在采取本措施3.3安全防护措施的基础上,向前掘进,并保留2m的措施孔超前距。
3.3安全防护措施
为了防止因措施失效且检验失误、发生延期突出等而导致发生人身伤亡事故,在突出危险区或经检验无危险的区域内进行采掘活动时均要采取安全防护措施。
3.3.1防护设施
①反向风门
在掘进工作面进风侧设置至少2道坚固可靠的反向风门,反向风门距工作面的距离大于75米。
反向风门的安装设置要求,符合《规定》第103条的规定。
风门墙垛用砖或者混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定,但不得小于0.2m,墙垛厚度不小于800mm,风门厚度不得小于60mm。
两道风门之间的距离不得小于4m,风门正面应包1.2mm铁皮,并用2根50×50mm以上角铁穿带。
门框和门采用坚实的木质结构,门框厚度不小于100mm。
风门墙体上安装风筒逆风装置,风门有反向底坎及皮带挡风装置。
②压风自救
煤巷掘进工作面自掘进面回风口开始,每50m设置一组压风自救袋,每组自救袋数量为6个,靠近迎头一组不少于12个,并保持距迎头25~40m的距离。
③避难硐室
避难硐室必须设严密的隔离门,室内净高3.5m,长5m和宽4.2m。
室内支护必须良好,避难硐室内必须设有供风、供水的设施,每人供风量按不少于0.3m3计算(总共38×0.3=11.4m3)。
如果用压缩空气供应时,应有减压装置和带有阀门控制的呼吸管嘴。
④其它
掘进通风方式采用压入式通风。
副平硐内使用矿用防爆特殊型蓄电池电机车必须设置车载式甲烷断电仪。
当瓦斯浓度超过0.5%时,停止机车运行。
矿井中进行电焊、气焊和喷灯焊接时,必须停止突出危险区内的一切工作。
爆破作业严格执行“一炮三检制”。
3.3.2个体防护
①对所有下井人员进行防突专业知识培训,所有下井人员必须佩带隔离式自救器,并会正确使用。
②在工作面所有作业过程中,每个人都有责任和义务随时观察突出预兆(如煤结构发生变化、煤壁发冷、外鼓、响煤(岩)炮、顶板来压、支架变形、瓦斯忽大忽小、打孔(眼)喷孔、顶钻严重等),若出现以上现象,立即通知其它人员按《作业规程》中规定的避灾方法和路线撤到新鲜风流中,并向矿调度室汇报,听候处理。
情况危急时,应立即撤出到地面。
③所有入井人员必须熟悉避灾路线,避灾路线所经过的岔道口应设置醒目的方向指示牌,以保证避灾人员安全快速撤退。
3.3.3突出煤清理
在那些发生了突出的巷道,进行突出煤清理前,必须编制防止煤尘飞扬、杜绝火源、垮塌以及再次发生突出的安全防护措施。
对于突出孔洞应充填或支护。
发生大型以上突出后,一般不应从孔洞放出松散的煤体,以免造成垮塌引起再次突出,还应及时碹砌或注浆密闭孔洞,以免造成自燃。
在过突出孔洞及在其附近30m范围内进行采掘作业时,必须加强支护。
3.3.4监测监控
①严格执行自动监测和人工监测相结合的矿井瓦斯监测制度。
人工监测由通防队安排专职瓦检人员进行,且做到“三对照”,即瓦斯台帐、瓦斯记录本和现场记录三对照。
当人工监测与自动监测数据不同时,在未弄清那个有误时一般按最大值。
②调度室信息中心要加强监测系统日常维护工作,确保监测系统显示、断电、报警、打印等功能准确可靠,同时做好监测数据的记录、报批和存档。
④在掘进工作面及其回风流中设置甲烷传感器。
5、其它措施
①施工单位及相关人员对防突措施严格贯彻、认真学习,做到学习有记录并考试合格,否则人员不能作业。
②安检科对防突措施的贯彻执行情况进行严格监督检查。
③辅助矿山救护大队成立并做好随时应急救灾的准备。
④在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处,首先打钻孔查明煤层赋存条件,然后采用直径为42~75mm的钻孔进行排放,经措施效果检验有效后,方可采取安全防护措施施工。
附图1区域措施及校检孔开孔位置图
附图2区域验证钻孔及局部预测孔布置图
附图3工作面措施孔及校检孔开孔位置图
附图4工作面措施孔及校检孔终孔位置图
附图5防治煤与瓦斯突出基本流程参考示意图
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