高頻突出煤層剎巷施工的突出防治

高頻突出煤層斜巷施工的突出防治

摘要本文對高頻突出謀層的突出機理,突土規律和特點進行了總結和理論分析通過成果應用
穩妥地解決了礦井瓦斯升級后總回風能力不足的問題.對高突煤層快速據進施工做了有效的嘗試和探討
取得了較大的經濟和社會效益.
關鍵詞高頻突出煤層防突治理
皖北煤田祁東礦井年設計生產能力I. 5 Mt/a,含煤地層為二迭系,單斜構造.可采煤層
十層,其中主采層為3, 7, 8, 9"煤層.瓦斯成分最高達98. 71.中央風井總回風斜巷布置
在一408 m水平的獷煤層中(地表標高為十23.5 m),巷道頂板沿煤層頂板施工下山.巷道
設計為半圓拱形,凈高3. 6 m.凈斷面積11. 2時.支護形式采用29LJ型鋼支護,棚間距
0.7 m,局部..sm由"22 mm圓鋼匯,槽鋼拉撐,鋼筋堿背板,頂幫掛金屬網噴射混凝土封
閉,掘進迎頭設金屬探頭梁臨時支護.
地質精查報告提供的瓦斯資料表明,9`煤層在該階段無突出危險,但在石門揭開9"煤
前的鉆孔探測結果卻與之截然相反,多項測試指標超過突出臨界值,預測為具有突出危險性
煤層,在施工中執行全過程防突
9`煤層厚2. 2-4. 7 m,平均3. 1 m,傾角6-y 100,平均110.煤質松軟呈粉末土狀,手捏
即粉.捻之成面無層理結構,無節理,皺揉破壞現象嚴重.鉆測瓦斯含量達25.2 ml/gr,透
氣性差,不易釋放.煤層頂板以砂巖為主,縱向裂隙發育,巖石破碎,穩定性極差,伴有少量淋
水施工中頂板受壓,鋼筋硅背板壓斷,壓碎情況普遍,支架鋼卡,緊固螺栓頻頻崩斷;底板為
泥巖,遇水即膨脹,膨脹達1. 2 m;巷道兩幫滯后來壓,棚寬最大縮距2.3 m;掘進迎頭頻繁
突出,突出頻率達95. 2次/千米,數全國罕見的雙突煤層.
由于施工中措施得力,管理嚴格,采用先進的科技手段,有效地削弱了煤與瓦斯突出的
威脅,成功地控制了突出強度,沒有發生人員傷亡和機械設備重大破壞.平均月進度達120
1鉆孔探測煤層
石門從煤層底板揭穿,在距煤層底板垂距10 m處采用150型鉆機,沿不同角度布置
卯5 mm鉆孔3個,穿透煤層全厚到煤層頂板并取芯.鉆孔探煤與取樣測定和封孔測壓同時
進行.突出參數測定成果見表1,其中瓦斯散放與取樣測定和封孔測壓同時進行突出參數
測定成果見表1,其中瓦斯散放初速度因孔深及取樣裝瓶時間差等因素偏低,其他指標均突
破臨界值.
226礦山建設學術會議論又選集
表t
煤層突出
危險性
突出危險
,"煤層突出危險性指標測定成果表
煤的破
III f" T)
瓦斯放散初速度
(△1)
煤的堅固
性系數I
煤層瓦斯壓力
P/MP.
綜合指數
(x)
綜合指標
(D)
72.14
2煤與瓦斯突出規律及特點
(i>放炮誘發突出:該巷在距下山變破點前9 m處揭開9"煤層,共掘下山476 m,突出
46次(小型瓦斯突出未計),其中42次屬放炮誘發突出.
(2)炮后滯后突出四次,均在炮后2-4 h之間
(3)突出頻率隨深度的增加逐漸加大,從開始的每60 m一次,逐漸發展為每30 m,10
m,5 m直到2--3 u)一次,平均10. 5 m/次
(4)應力集中節煤體被壓傾出,造成大冒頂,伴有大量瓦斯涌出.
(5)煤體整體位移:煤體沿巷道全斷面推出,最大位移達7. 7 m,
(6)突出造成瓦斯逆流,支架嚴重扭曲變形,最多一次摧毀鋼支架41棚.最大突出煤量
約150 t,最大突出瓦斯量16000 .'o
3煤與瓦斯突出的防治
3. 1建立獨立的通風系統
建井期間,中央風井與主副井貫通之前屬獨眼井,中央風井總回風斜巷的獨立通風系
統是由主要通風譏輔設抽排風的剛性風簡,將瓦斯風流
直接排到地面,形成井筒人風;掘進工作面由設在鋼性風
筒抽風口后方的局部通風機提供用風.
通過通風阻力和封下需風量計算,在地面設2臺(一臺
備用)9-26NO161)離心式高壓風機,由鐵風筒三通設閘門
連接與控制,配15 ,, kW電機兩臺(一臺備用).理論全壓
6911 Pa,風機流星875 m'/min(最高達1025 m'/min),設
滬900 mm鐵風筒及玻璃鋼風筒從風機口接至中央總回風
斜巷反向風門內側,并隨下山延伸而前接.掘進頭設置
JBPso-Zs,型2 N 1:, kW對旋式局部通風機,配X600 mm阻
抗風筒供風,兩級供風分別為26.和460 m'/min
見通風系統示意圖(圖1)e
3.2超前鉆孔防突
超前鉆孔防I:機理分析:通過鉆孔排出煤粉和瓦斯,
圖1通風系統示意圖
工一抽風機;2一鐵風筒
3-新鮮風流:4一乏風流
5一對旋風機6一阻赫杭靜電風筒
7一反向風門
使掘進工作面前力謀體局部卸壓,煤體瓦斯釋放后,產生收縮效應,煤體強度增大,提高了對
突出的抵抗能力.謀體集中應力向深部轉移,形成保護帶,從而削弱或消除了突出危險性
("小直徑密集深孔泄放瓦斯防突:采用YZ一24型風錘在工作面布置密集"42 mm小
直徑鉆孔(排距O.SM),鉆孔深度7.5 m,排放瓦斯時間一般為4小時當工作面瓦斯濃度不
夢過0. 2%時,視為游離瓦斯充分釋放,才開始掘進 限掘2m,保留--, 3 m的超前鉆孔,再布
置打前段超前鉆孔
(2)液壓鉆機施」_超前鉆孔泄放瓦斯防突:采用TK-5液壓鉆機施工超前鉆孔排放瓦
高頻突出想層斜巷施工的突出防治227
斯,鉆孔直徑為076 mm',實際成孔達0120 mm.在鉆井時由于煤質松軟,瓦斯量大,導致鉆孔
不回水,塌孔,夾鉆,頂鉆,只能鉆井8 m,因此采用這種方法施工難度大瓦斯排放時間為6
小時.鉆孔瓦斯釋放后,在掘進中沒有發生煤和瓦斯突出.
(3)輕型煤層鉆機超前鉆孔泄放瓦斯防突:采用QFZ-22型輕型專用防突鉆機施工超
前鉆孔孔深10--14 mm,鉆孔直徑為"9S mm.根據實測,鉆孔瓦斯釋放有效半徑為..7m
在掘進斷面內,一般布置14個鉆孔(見圖2),在施工中根據實際瓦斯噴孔情況,有針對性地
增加鉆孔,一般巷道左幫鉆孔中煤與瓦斯噴孔嚴重,因此打鉆時左幫增加1-2孔,見表20
瓦斯泄放期間,實測工作面瓦斯濃度,當瓦斯濃度低于..5%時,施工檢驗孔進行效果檢驗
檢驗防突措施有效后,恢復工作面掘進.在掘進時預留3. 5 m的超前孔距,再行布孔.耳曰
斷面(a)
1 2 e a s so --e G- -}e-}zonuzoou
圖2超前鉆孔布置示意圖
(4)小斷面深孔松動,全斷面一次爆破疏導突出:在巷道斷面中心部位打5個042 mm,
大于5m深的鉆孔,其他炮孔按普通的炮孔打眼(眼深為2m)其深孔裝藥系數為..4,深孔
與淺孔一起裝藥聯線,采用遠距離放炮,形成超前導嗣疏導突出.
3. 3兩側掏槽卻壓
由于巷道進尺后新空間的形成,煤層深部瓦斯必將向巷道中央移動,與此同時,巷道兩
側煤體壓力也在向巷道中心緩慢移動,支架受側向應力擠壓,造成背板斷裂.支架收縮變形,
一般在10天左右即要進行巷道修復.針對這種情況,采用在拱基線以下的兩幫暫不放背板,
用風煤鉆在兩側打密集鉆孔(042 mm)排放瓦
斯,孔深為2m,孔間距為.. 4 m,排距同支架
間距一樣為.. 7 m,同時由人工用手鎬將兩側
煤刨落,距支架間隙為5.一100 mm,再加設
背板.從而減小側壓力對巷道的破壞.
巷道的保護屏障要求必須在工作面前方
sm范圍內形成帷幕,包括在工作面迎頭兩側
及斜前方補打淺孔卸壓,如圖3.否則巷道兩
側壓力得不到釋放就會向巷道中央轉移,形成
應力集中而導致突出施工過程中發生數起兩
側的保護寬度(保護寬度是指炮后在無力支護
狀態下巷幫支撐力峰值位置至巷幫的距離).
圖3防突鉆機平臺示意圖
傭腿;ZU型鋼卡子3一2時鋼管
「糟鋼 2根對燁:5 -萬向定位銷;
6鋼板焊接
228『山建設學術會議論文選集
煤層強度愈低,保護寬度愈大(本煤層的保護寬度)2 m).在保護寬度內要消除鉆孔失控
區3.4超前鉆孔"t放瓦斯存在的問題
(1)大型鉆機鉆孔.采用150型鉆機鉆孔存在的問題:
工鉆機不易搬運,安裝和拆除
19大孔易突孔造成瓦斯超限.
③孔數較小易形成失控區.
④瓦斯富集區夾鉆,頂鉆,噴孔,孔越深越嚴重,鉆進越困難.
②水力鉆進不易排渣,采用風力排渣因摩擦高溫,存在引燃煤體的隱患.
(2)輕型電煤鉆機鉆孔采用輕型專用防突機施工存在的問題:
習,鉆孔排價粉塵太大.
客噴孔嚴業,容易造成工作面瓦斯超限
③機架支設拆裝繁瑣.
①新老孔容易串通.
3.5防突設施
( L)中央回風斜巷設置兩道反向風門,位置在抽風口與對旋風機之間,并隨著掘進工作
面延伸而前移墻體與墻垛采用磚和砂漿砌筑,墻體厚度為800 mm.兩道風門的距離為5
m,每次放炮前撇出人員關閉風門,平時拉開頂牢.
(2)避難酮宣及壓風白救系統.中央回風斜巷每隔40 m設置一道避難銅室同時接人
壓風管路,裝設誠壓發備和吸嘴;距工作面20 m巷道一幫同時安設20套ZY-1型壓風自
救器.以備煤和瓦斯宋出時人員避難和呼吸使用.
(3)隔爆水袋距工作面50.安設60個GD- 40型隔爆水袋,注人水量共2t,以備嚴
重突出發生時降低突出強度,及一旦發生瓦斯爆炸時阻隔沖擊波
(1)消煙防塵水幕.距工作面每30.設置一道噴霧裝備,共設置兩道,以降低煤塵.
(5)瓦斯遙測警報斷電儀器的設置.為全天候掌握瓦斯變化,及時報警,在工作面以及
回風流中安設瓦斯遙測警報斷電儀傳感器,在距工作面3m范圍內懸掛便攜式瓦斯警報
器,隨時對工作山瓦{介清況進行監測.距工作面5m安設一臺新式KCD一工A型瓦斯斷電
儀對工作面設備監控斷電.回風流中的瓦斯斷電儀,監控回風系統電器設備.同時在地面
調度室設置遙測接收機,隨時掌握瓦斯變化情況.瓦斯傳感器懸掛在棚梁下..2m的位置,
裝在06 mm圓鋇焊制的鼠籠式箱中,以防放炮時崩壞.聲光箱設置在回風流中
(6) f值測/L報告.取全層煤樣測定9"煤f值,其測定結果見表2e
表29"煤堅固系數f測定報告
采樣地盧
1'i十羊編ill落錘次數煤樣粒度
組_--L
當了).25時
f-1.5一0. 14
當Jo.25時
f--1. 5-0.14
當f<0.2時廠=廠
煤樣粒度
/mrn}rar}1
9煤段回風斜巷
9煤全層煤樣
13189.60. 31720-30
0.3323180.00. 33320-30
33177.60.33320-30
36防突效果檢驗
采用2FS-15型手持式風煤鉆打檢驗孔,鉆孔直徑為42 mm;采用WTC瓦斯突出參數
儀進行檢驗預測鉆孔布置見圖4,其預測情況見表3每次鉆孔施工3個,深度為7 m,其中
一孔與巷道方向平行,其他兩孔位于巷道輪廓線外Zm處
表3防突效果檢驗有效卻發生突出統計表
預報
次數
鉆孔位置變
坡點下/m
鉆孔個數
/個
鉆孔深度
/m
最大解析值
K,
最大鉆屑量
/kg
突出
危險性
備注
13283704. 5/m無掘3m后煤瓦斯突出
2334360. 24/m無御3rn后煤瓦斯突出
3347380. 13.8/.無掘3,后煤瓦斯突出
注:測定時每孔1m測定一次鉆屑量,每2m測定一個K值,表中所列為每次預測量大K:值和鉆屑量.
3. 7輕型防突專用煤層鉆機的改進
由于該鉆機鉆頭拆裝困難且易脫落,每孔必須拆裝而影響施工速度,在實踐中對其進行
了改進.
鉆頭結構的改進:首先將麻花鉆桿與大鉆頭焊
接在一起,使其牢固不易脫落,其次將原來1 m長
的鉆桿進行改進,將每兩根焊接連成一個整體,由原
來的每根1 m長變成每根2 m,同時將鉆機的跑道
改為3m,從而減少了連接桿和拆接鉆頭的次數,加
J決了鉆進速度.
對機架改造見圖4.將改造后的機架平臺固定
在兩架棚腿上,鉆機設在槽鋼梁上,在同一水平可向
二二〕Q二二二二圖4預測鉆孔布置示意
任一角度施工鉆孔,移動十分方便,大大縮短了打鉆時間,提高了工效.
4采用防突措施并經效果檢驗有效后發生的突出因素
表3中列的3次檢驗結果均為防突效果有效,但在施工中均發生了突出.通過檢查和分
析,存在的突出因素為以下幾點:
(1)防突措施保護范圍不夠深度,寬度包括布孔不勻等形成局部失控區造成應力集
中
(2)釋放時間不充分
230『山建設學術會議論文選集
C3)掘進速度與應力帶前移不同步.如每鉆進lo m,放三薦炮,每炮進尺1.5m,因進度
快,煤體前方的應力未明顯向深部轉移,集中應力大于煤體的屈服值而引起突出.但由于煤
體中已有大量瓦斯被泄放,煤體強度相應增加,使突出強度降低.
(9)效果檢驗出現偽數據
鉆孔測定〔每米一測)瓦斯初速度峰值,反映了煤體前方集中應力的大小和位置瓦斯壓
力愈大,初速度也愈大,孔周邊破裂愈嚴重;煤的破壞程度愈大,初速度也愈大.由于初速度
是在煤層鉆進中直接測定,初速度的峰值在取煤樣,裝瓶過程中易造成因初速度快,峰值已
過,測出的數值為下降后的數值,造成偽數據.另外,新老鉆交錯,串孔通氣,檢驗孔穿透老孔
而出現偽數據,從而導致突出.
5結論分析與成果應用
5.1突出機理分析及防突原則
突出是地應力,瓦斯壓力和煤的物理力學性能綜合作用發生的結果煤與瓦斯突出機理
的流變假說認為:地應力和煤的強度是突出的主要因素,當工作面煤(巖)應力平衡受到破
壞,集中應力大于煤體屈服值而導致突出
煤的強度與煤體瓦斯含量有關,隨著煤體瓦斯的放散.煤體強度也相應增高,故泄放煤
體中的瓦斯賦存量是防止突出的關鍵.
鉆孔布置與排放時間關系到防突效果的成敗而瓦斯壓力和瓦斯含量則是突出能量的
第二梯隊,作為存儲能量從突出突破口噴出,對突出的連續性起決定作用.
掘進放炮后,原工作面前形成新的巷道空間,使應力平衡遭到破壞,煤的強度變低.在放
炮瞬間,煤體強烈錯動,破裂松弛,形成塑性變形,透氣性猛烈增大,瓦斯迅速解吸,導致高壓
瓦斯猛烈噴出,按噴出動力的強弱伴有煤粉或將煤拋出或整體推出.因此,要使煤巷掘進頭
前方體的瓦斯壓力得到局部釋放,使吸附瓦斯解吸放散,從而提高煤體強度,使煤體集中應
力轉移到煤體深部,形成掘進保護帶,削弱以至消除瓦斯在突出過程中的推波助瀾作用,應
為突出煤層防突的基木原則.
5.2成果應用
礦井主要巷道的生產服務期長,尤其是總回風巷,直接關系到整個采區,以至整個礦井
的安全,《煤礦安全規程》也禁止將礦井主要巷道布置在突出煤層中.并且由于高昂的防突費
用使工程造價大幅提高,以及由于煤瓦斯壓力對巷道的破壞作用,使通風斷面減少三分之
一,而且在整個服務期間內還將發生相當大的維修費用和瓦斯管理防治工作量更重要的
是,因通風斷面的減小而降低了礦井的生產能力.對此,依據本項目成果對礦井施工設計進
行變更并實施:將目前9煤中的總回風斜巷下段改變到無突出危險的7"煤層中,即將該巷
落平后,通過一段f汀1穿到7"煤層,沿70煤層施工下山并適當擴大斷面.為克服既成事實
的9"煤回風斜巷卜段巷道斷面受壓縮小,導致礦井通風能力降低的問題,將該在7"煤中的
總,問風斜巷的仁段也'j-408 m總回風水平掘通,形成上段與現有的9煤總風巷上段平行
的雙巷回風,穩妥地解決了礦井總回風能力降低的難題,保證了礦井產量不降低.更主要的
是為礦井生產提供了可靠的安全保障,取得了較大的經濟和社會效益