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金黄庄副立井筒揭煤防突技术

文档作者：何全洪曹国华孔令平孟现臣文档来源：安徽金黄庄矿业有限公司		点击数：	更新时间： 2022年08月31日
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第3期
2009年9月
水力采煤与管道运输
HYDRAULIC C0AL MINING &amp;amp; P|PELINE TRANSP0RTAT10N
No．3
Sep．2009
金黄庄副立井筒揭煤防突技术
何全洪 曹国华孔令平孟现臣
(安徽金黄庄矿业有限公司安徽萧县235222)
摘要：金黄庄矿副立井施工至一740m处穿过中组煤层，针对埋藏深，地压大，有煤与瓦斯突
出危险性情况下，井筒施工距煤层l2m进行前探孔施工，距煤层5m进行瓦斯压力测定。距煤
层3m施工抽放孔进行瓦斯抽放，经效果检验确认无突出危险后，采用放震动炮一次揭开煤
层。
关键词：立井 揭煤 瓦斯压力 震动放炮
中图分类号：TD262．6 5 文献标识码：B 文章编号：1006—0898(2009)03—0028—04
O 前言 实施消突措施效果检验一揭煤一穿煤施工。
金黄庄矿采用立井开拓方式，布置主井、副
井、风井井筒各1个。副井设计深度878I'l1．净径
6m，掘进断面38．46m 。副井掘砌过程中穿过
中 ，中 和中 3层煤，其中中 ‘煤层厚度为
0．2m，中 _煤层厚度为0．25m，中 煤层厚度为
0．65m。中组煤煤层顶板均为泥岩．煤层底板为
泥岩或含泥质粉砂岩。
1 施工方案
金黄庄矿井为煤与瓦斯突出矿井，由于井筒
首次揭中组煤，按突出煤层进行管理。副井井筒
揭煤认真执行“四位一体”防突措施．揭穿中组煤
按下列顺序进行：探明副井工作面和煤层相对位
置一在揭煤地点测定煤层瓦斯压力．进行突出危
险性预测一预测有突出危险时．采取消突措施一
2 揭煤前准备工作
2．1 揭煤方案的编制
揭煤前编制了《金黄庄矿井副井井筒揭煤防
突设计及防突技术措施》，该方案内容主要有揭
煤地点瓦斯地质情况、通风系统、安全监测系统、
揭煤施工顺序、消突措施、安全防护措施及组织
保障措施等。该方案经审查批复后。组织职工进
行了传达学习。
2．2 慎选施工队伍
由有井筒揭煤施工资质的中煤第七十一工
程处负责副井中组煤揭煤工程施工。
2．3 开展技术协作
2008年5月，金黄庄煤矿与中国矿业大学煤
矿瓦斯治理国家工程研究中心签订了《金黄庄煤
矿井筒煤层突出危险性评价与防治技术研究合
②运输巷在过钻场时，必须保护好瓦斯管，
防止被采面溜子压坏。
③采面设计时倾向不宜过长．否则会因钻机
施工钻孔的能力达不到而存在盲区。
6 结论
对于高瓦斯矿井，在首采煤层回采中．下临
近层瓦斯涌出量大．易造成瓦斯超限．治理下临
近层瓦斯涌出是当前开采首采煤层的关键环节。
该矿14111、14114采面的顶底板穿层钻孔抽放
配合留管抽放、风排治理首采煤层采面瓦斯的方
法是成功的、可行的，为类似的首采煤层工作面
提供了瓦斯治理新途径。
28
参考文献
[1] 于不凡．煤矿瓦斯灾害防治利用技术手册．北京：煤炭工业
出版社．2005修订版
[2] 张荣立，何国纬，李铎．采矿工程设计手册．北京：煤炭工
业出版社．2003
作者简介：
李忠卫(1978一)，男，助理工程师．贵州遵义人。2004年毕
业于河南理工大学采矿专业，现任土城矿采区技术副区长，一直
从事现场生产技术管理工作。
收稿日期：2009—0l一04
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2009年9月 何全洪等：金黄庄副立井筒揭煤防突技术 第3期
同》。按照合同要求，由中国矿大技术人员进行
瓦斯参数的实验室测试及现场突出危险性预测．
拟出揭煤方案并完成揭煤效果评价。
2．4 完善通风系统
在副井口以南30m安装2台FBDN6．3／30×
2对旋风机，井筒内敷设~800mm玻璃钢风简．
迎头两节为t~800mm胶质风筒．采用压入式通
风，进风量490m ／min，实现了双风机双电源自
动切换。
2．5 电气防爆管理
揭煤之前组织专业技术人员对井下电气设
备进行全面检查，实现“三专两闭锁”．项目部安
排专人负责日常的防爆检查。
2．6 使用安全监钡4系统
矿井建设期间，安装煤科总院重庆研究院
KJ90NA安全监测系统。井筒内安设两台
KJ9001 C型高低浓度瓦斯传感器。一台距井底小
于5m，另一台距井口10～15m，断电值≥0．7％
CH4，断电范围井筒内及井口20m范围内所有非
本质安全型电气设备，复电值<0．7％CH ，报警
值≥O．7％CH 。严格落实瓦斯传感器旬标校制
度，每旬对瓦斯探头标校1次。
2．7 建立压风自救系统
揭煤前在井简内安装三组压风自救装置。
3 防突措施
3．1 探明副井工作面中组煤位置
副井在施工至垂深727m，距煤层法距19m
时停止掘进，进行煤层探查工作，共施工5个探
煤孑L(见表1)。在施工前探孑L期间，孑L内最大瓦
斯浓度为36％ ，工作面瓦斯浓度为0．07％ ．井底
工作面瓦斯探头显示数据0．06％ 。在探煤孔施
工期间，孔中向外流水时水中有气泡冒出，其中
3 探煤孔有较大的瓦斯气泡连续地冒出。
表1 探煤孑L参数表
注：方位角以正北方向为o。。
3．2 煤样实验室分析
利用探煤孔取煤样测定中 上。、中 上 和中，下
3层煤的坚固性系数f值和瓦斯放散初速度AP
值(见表2)。
表2 煤层突出参数实验室测定结果
3．3 瓦斯突出危险性预测
距煤层5m时施工3个测压钻孔进行煤层瓦
斯压力测定，测得最大瓦斯压力0．4MPa，确认为
井筒揭煤处煤层原始瓦斯压力为0．4MPa。
采用钻屑瓦斯解析指标法(△h 、K )进行预
测煤层突出危险性，A h =45Pa，K。=0．1，预测
结果为无突出危险性煤层，按突出威胁煤层进行
管理。
3．4 排放钻孑L施工
根据《防治煤与瓦斯突出细则》和《煤矿瓦斯
抽采基本指标》的相关规定，共设计4圈排放钻
孑L，最外圈排放钻孑L终孔间距2．5m，共31个：第
二圈排放钻孔间距为2．5m，共21个；第三圈排
放钻孑L终孔间距为2．5m，共10个：第四圈排放
钻孑L终孔间距为2．5m，共3个。施工示意图见
图1。
由于中组煤层硬度小，为加强煤层支护。保
证揭煤过程中的安全，在第二圈排放钻孔中排放
钻孔插入直径50mm的钢管作为金属骨架．加固
煤体，金属骨架穿过煤层进入底板不小于0．5m．
经过一段时间的排放，向钻孔内注入水泥砂浆。
待其凝固后以起到加固煤体的作用。
4 瓦斯抽排量统计
4．1 风排瓦斯量统计
根据T 探头(井简回风口)数据资料，对每
日瓦斯浓度变化情况进行了统计整理．从施工排
放孔开始共排放瓦斯3 1 d，排放瓦斯
4213．44m。
。
4．2 瓦斯抽放量统计
抽放系统采用2BEI一203真空水环泵．其额
定流量为1 lOOm’／h，配套电机额定功率为
37kW，抽放主管路采用 l59×6mm的铁管。支
管采用~50mm的纳m管，共抽放瓦斯总量为
375．8m 。图2所示为抽放管瓦斯流量随时间变
化关系。
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2009年9月 水力采煤与管道运输 第3期
第一罔排放钻孔
：
4
第=三罔排放钻 L
骂黟东
(a)钻孑L开孔图(注：图中数值单位均为m)
(b)排放钻孑L施工剖面图(注：图中数值单位均为m)
图l 排放钻孔施工布置图
5 排放效果考察
5．1 残余瓦斯含量
在副立井控制井壁外8m范围内。中组煤储
量为751．5t．煤层瓦斯含量12．16m ／t。瓦斯储量
为9138．24m ，抽排放瓦斯量4589．24m 。排放率
50．22％ ，残余瓦斯含量6．05m ／t。经过长时间
的抽排，残余瓦斯含量已经降到了《煤矿瓦斯抽
采基本指标》规定的8m ／t以下。
图2 抽放管路瓦斯流量随时间变化关系图
5．2 残余瓦斯压力
在法距5m处进行瓦斯压力 定的钻孔，封
孑L后并未立即拆表，在施工排放钻孔的同时，用
来观察瓦斯压力变化情况，瓦斯抽放结束后，煤
体残余瓦斯压力为0．2 MPa，远远低于临界值
0．74MPa，排放钻孔起到了十分明显的效果。
5．3 效果检验指标
在法距5m处进行效果检验．采用钻屑指标
指标法测得1 效果检验孔k．=0．1，△h，=40Pa；
2 效果检验孔k =0．08，△h，：30Pa，均远小于
突出临界值△h ：160Pa，k。=0．4。经过长时间
的排放，瓦斯排放率、残余瓦斯含量、残余瓦斯压
力及钻屑解析指标均降至临界值以下。
6 揭煤
使用FJD一6A型伞钻．4．7m中空六角钻杆
配~42mm钻头打眼，光面爆破。采用三级煤矿
许用035mm x400mm水胶炸药。选用1—5段毫
秒延期电雷管，领用前逐发进行导通试验。爆破
参数见表3。
表3 副井揭中组煤爆破参数
采取以上措施后，于l0月30日放震动炮揭
穿中组煤层，放炮后最大瓦斯浓度0．25％ ，安全
揭穿中组煤。
30
7 结语
揭煤点上煤成粉状，少量成粒状，煤的原生
结构和构造已经破坏，煤的破坏属Ⅳ类，煤的坚
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第3期
2009年9月
水力采煤与管道运输
HYDRAULIC COAL MlNING &amp;amp; PIPELINE TRANSPORTAT10N
NO．3
Sep．2009
尾排巷在高瓦斯薄煤层中的应用
马 良
(四川顺通矿业集团四川顺通641200)
摘要：洪发煤矿为高瓦斯矿井，全矿绝对瓦斯涌出量6．43m ／min，2206工作面绝对瓦斯涌出
量4．5m。／min。该面通过采用尾排巷、尾排巷留管等瓦斯综合治理技术，瓦斯抽排量平均为
3．2m ／min，抽排率达70％ ，确保了安全高效开采。
关键词：瓦斯治理 尾排巷 瓦斯抽放
中图分类号：TD712 ．623 文献标识码：B 文章编号：1006—0898(2009)03—0031—02
O 前言 2 工作面瓦斯治理技术
洪发煤矿是四川顺通矿业集团的一个小型
矿井，矿井设计能力6万t／a，各生产安全系统具
备9万t／a的能力。全矿划分为一个水平两个采
区(上、下山采区)。矿井有主要可采煤层1层，
截止2008年10月，保有资源储量为67．82万t。
目前矿井开采下山采区．全矿划分一个生产
水平。目前主要开采K，煤层。矿井于2006年
11月进行技改建设，2008年4月正式投入生产。
矿井开采深，瓦斯含量高，顶板较稳定，开采条件
复杂．被眉山市经济管理委员会审定为高瓦斯矿
井
1 技改后的首采工作面概况
技改后的首采面2206工作面为该矿二采区
K，煤层工作面，w 型布置方式、面长240m，走向
长为8lOm。K，煤层平均厚0．8m，煤层倾角1。
3。，平均2。，煤层瓦斯含量为2～4m ／t。工作
面供风量为400m ／min。工作面正常回采期间绝
对瓦斯涌出量为3 6m ／min，平l均为4．5m ／
min。在该面主要实施风排瓦斯、尾排巷及尾巷
埋管抽放等综合抽排技术。较好地解决了长走
向、高瓦斯、高推进速度机采工作面的瓦斯治理
问题。工作面平均日产量达200t，最高日产量为
220t。
根据工作面瓦斯涌出量预测结果，该工作面
瓦斯涌出的主要来源为邻近K 、K 煤层及围岩
的卸压瓦斯进入采空区。由于该矿瓦斯含量高、
煤层薄，采取瓦斯抽放技术经济成本高，不合理。
因此，采取尾排抽放技术进行工作面及采空区瓦
斯治理。
2．1 尾排巷留管抽放技术
为了解决近水平薄煤层高瓦斯矿井回采期
间瓦斯超限的问题．回风巷采取双巷掘进(即同
时施工尾排巷和回风巷)：尾排巷与回风巷距离
为3m。尾排巷与回风巷平均50m施工一个联络
巷。在尾排巷安设~230mm的钢管作为2206回
采工作面采空区瓦斯抽放主管路，该管路每隔
100m设置一个瓦斯管放水器，每隔50m设置一
个三通，主管路通过三通与预埋在2206回采工
作面采空区的瓦斯抽放管相联通，预埋瓦斯抽放
管伸人2206回采工作面采空内15m左右。利用
地面抽放站的2BEA153—0型水环真空泵产生
的负压，抽放采空区的瓦斯。根据工作面、回风
巷、尾排巷内的瓦斯浓度情况，适当打开瓦斯抽
放管主管路上的闸阀进行调节，以达到最大的抽
放效果。工作面正常回采期间，尾排巷内平均
瓦斯浓度为1．8％ ～2．2％ ，排放瓦斯纯量为
0．6m ／min；抽放混合量浓度为1 5％ ～30％ ，抽
固性系数0．22，瓦斯压力0．4MPa，瓦斯放散初速
度4．4mm Hg。预测中 煤层有突出威胁，施工中
按突出煤层进行管理。严格执行“四位一体”防突
措施．实现了优质、快速、安全揭穿煤层。
作者简介：
何全洪，男。现在安徽金黄庄矿业有限公司从事通风技术管
理工作。
收稿日期：2009—0l一15
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