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瓦斯突出礦井井筒揭煤安全技術研究

文檔作者：杜宇，蘇南丁，齊二偉文檔來源：河南省煤炭科學研究院有限公司		點擊數(shù)：	更新時間： 2022年08月30日
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2015年第4期 中州煤炭 總第232期
瓦斯突出礦井井簡揭煤安全技術研究
杜 宇，蘇南丁，齊二偉
(河南省煤炭科學研究院有限公司，河南鄭州450001)
摘要：小回溝煤業(yè)煤層瓦斯含量及瓦斯壓力較高，主斜井井筒揭煤面l】缶巨大挑戰(zhàn)。以小回溝煤業(yè)為背景，運
用超前鉆孔、突出危險性預測及效果檢驗等一系列技術，采取遠距離爆破揭煤方法，消除了揭煤過程中煤與
瓦斯突出危險，保障了井筒安全順利施工。
關鍵詞：瓦斯突出；井筒揭煤；煤與瓦斯突出
中圖分類號：TD713．8 文獻標志碼：B 文章編號：1003—0506(2015)04—0043—02
井筒揭煤的突出危險性，實質是一種能量的轉
換和釋放，未揭穿的煤層具有一定的彈性能，煤層內
儲存有一定瓦斯能。揭煤過程打破了煤層原始的封
閉空間，煤層彈性能和瓦斯能瞬間釋放，尤其是高瓦
斯突出煤層，揭煤可能造成強烈的動力災害¨ 。因
此必須采取安全可靠技術措施，防止揭煤過程中煤
與瓦斯突出危險。
1 工程概況
小回溝煤業(yè)為突出礦井，主斜井設計長度685
m，施工過程穿過02 煤層，井筒坡度為一23。。主斜
井斷面設計為直墻半圓拱斷面，支護形式為錨網(wǎng)索
噴，掘寬5 300 mm，掘高3 850 mm，掘進斷面為
17．39 m ；凈寬5 000 mm，凈高3 600 mm，凈斷面為
15．32 m 。噴射混凝土厚度150 mm，混凝土強度等
級C25。主斜井井筒與煤層的位置關系如圖1所
示。
圖1 井筒與煤層的位置關系
根據(jù)勘探資料顯示，02 煤層的最大瓦斯含量為
10 m。／t
，瓦斯含量增長梯度為1．98 m ／(t-hm)。因
該礦為煤層群開采，且屬高瓦斯礦井，因此在井筒揭
收稿日期：2015—02—07
作者簡介：杜宇(1962一)，男，河南溫縣人，高級工程師，1984年
畢業(yè)于焦作礦業(yè)學院，主要從事煤礦安全生產技術方面的科研工作，
現(xiàn)任河南省煤炭科學研究院有限公司總工程師、安全研究所主任。
煤過程中面臨著嚴峻的突出危險，必須采取安全可
靠的揭煤技術措施，保證井筒的順利施工。
2 井筒揭煤安全技術措施
井筒揭煤打破了煤層瓦斯原有的封閉狀態(tài)，若
揭煤措施不到位，極易造成煤與瓦斯突出危險。因
此必須采取可靠的安全措施，遵循“四位一體”的瓦
斯防治循環(huán)措施，杜絕煤與瓦斯突出危險 。井筒
揭煤防突安全技術方案流程如圖2所示。
圖2 井筒揭煤防突技術方案流程
2．1 超前鉆孔探測
在井筒工作面掘進至距離煤層頂板法距20 m
時，施工5個超前探煤鉆孔，探測煤層的賦存特征，
探測結果為：煤厚1．68 m，埋深192 m，傾角7。。另
外，在煤層防突預測中，經常用到的指標有煤層堅固
性系數(shù) 值以及瓦斯放散初速度△P，這2個值通常
要通過實驗室測定獲得。根據(jù)實驗室測定，結果表
· 43·
2015年第4期 中州煤炭 第232期
明：煤層△P=10．78，f=0．22。
2．2 煤層瓦斯壓力測定
在井筒工作面掘進至距煤層法距10 m位置時，
施工3個測壓孔測定煤層瓦斯壓力。采用主動測壓
法進行測定 ，封孔采用水泥砂漿，經水泥砂漿凝
固后，安裝壓力表并注入補償氣體氮氣，穩(wěn)定后測得
煤層瓦斯壓力，測壓孑L 1、測壓孔2、測壓孑L 3瓦斯壓
力分別為1．40，0．68，1．21 MPa。
2．3 突出危險性綜合指標的計算
工作面突出危險性綜合指標D、K的計算公式
為：
D：f T0．0075H一31×(P一0．74)，K：
＼ J } J
式中，日為煤層埋藏深度，取192 m；P為煤層瓦斯壓
力，取測定的瓦斯壓力最大值1．40 MPa；△P為瓦斯
放散初速度；廠為煤層堅固性系數(shù)。
將數(shù)據(jù)代人公式計算得：D=2．34，K=49。
根據(jù)礦區(qū)歷史資料及實驗室研究得出的突出危
險性指標臨界值見表1，根據(jù)實測值與臨界值的對
比，可知煤層具有煤與瓦斯突出危險，必須采取合理
的防突技術措施進行消突。
表1 突出危險性指標對比
2．4 消突技術措施
在工作面掘進至距離煤層頂板法距7 m時停止
掘進，采取防突措施，施工100個穿層措施孔，通過
布置瓦斯抽、排鉆孔相結合，達到綜合消除突出危險
的效果。鉆孔孔徑為94 mm，水泥砂漿封孔，封孔深
度3 m，封孔管選用(2j66．7 mm的PVC管。
2．5 效果檢驗孔檢驗
在距離煤層頂板法距為7 m位置，實施5個效
果檢驗孔，利用鉆屑瓦斯解吸指標法對抽采效果進
行了檢驗 。實測的Ah，平均值隨時問變化情況
如圖3所示。其中，鉆屑瓦斯解吸指標法預測的井
筒揭煤工作面突出危險性臨界值見表2。
結合圖3和表2可知，經過20 d的瓦斯抽排，
Ah，指標明顯降至臨界范圍內，消除了煤與瓦斯突
出危險，從而達到了井筒揭煤瓦斯防治的目的。
· 44 ·
觀測天數(shù)，d
圖3 實測的△^：平均值隨時間變化情況
表2 預測的揭煤突出危險性臨界值
2．6 遠距離爆破揭煤
在區(qū)域及局部防突措施效果檢驗允許后，在距
離煤層法線1．5 m處開始采用漸進法施工，利用打
眼放炮法掘進施工，打眼深度2．2 m，炮眼布置如圖
4所示。爆破后及時采用錨網(wǎng)索支護，采用挖裝機
配合箕斗進行出渣。出渣完成后，架29U型鋼棚，
噴射混凝土進行永久支護，完成后進行下一循環(huán)施
工
圖4 漸進法炮眼布置
采用漸進法爆破掘進至越過煤層底板法距2 m
處，主斜井井筒安全順利通過煤層。
3 結語
針對小回溝煤業(yè)突出礦井井筒揭煤難度較大的
現(xiàn)狀，遵照“四位一體”的綜合防突技術措施，通過
實施超前探煤鉆孔、突出危險性預測、防突措施、消
突效果檢驗及驗證等技術措施，消除了煤與瓦斯突
出危險，保證了井筒的安全施工。 (下轉第64頁)
2015年第4期 中州煤炭 總第232期
前方3．3～0 m時，頂板下沉量增至50—120 mm，頂
板離層量達到55 mm。
哈拉溝煤礦02209工作面和02210工作面過4
條空巷的技術參數(shù)和生產效果統(tǒng)計見表1。
由表1可知：①過空巷時采取等壓技術措施，比
未等壓條件下頂板下沉量減少70％ ～90％ ，對頂板
控制起到顯著效果，過巷效果好。② 等壓煤柱寬度
為3．0，3．3 m，等壓時間約6 h，等壓參數(shù)合理。
表1 哈拉溝煤礦過4條大斷面空巷技術與效果對比
4 結論
(1)等壓小煤柱寬度 的確定原則為煤柱的留
設寬度 ，既要有利于上方頂板的運動，又可以阻止
頂板的有害運動，達到卸壓效果。等壓小煤柱寬度
最有效的方法是通過現(xiàn)場礦壓顯現(xiàn)特征，尤其是
工作面和空巷內煤壁的片落等礦壓顯現(xiàn)指標衡量。
一般取等壓小煤柱寬度 =3～4 m。
(2)等壓時間 的確定原則為由頂板彈性變形
量決定的彈性能基本釋放完畢。等壓時現(xiàn)場記錄并
繪制頂?shù)装逡平壳€趨勢圖，當頂?shù)装逡平壳?
線趨于平緩時可認為等壓結束，也可以把空巷圍巖
和等壓小煤柱A的礦壓顯現(xiàn)顯著緩和作為等壓結
束的標志。等壓時間一般控制在4—8 h。
實測表明，工作面過大斷面平行空巷時，采取
“小煤柱等壓”技術可以顯著提高工作面控頂效果，
比未等壓時頂板下沉量減少70％ ～90％ 。
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(責任編輯：秦愛新)
(上接第44頁)
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