煤层带压开采安全措施

篇2：突出煤层开采瓦斯综合防治措施

滴道煤矿立井二采区位于矿区主背斜的南翼,东起一、二采区采境线,西到二、三采区采境线,煤层系城子河煤系,设计生产能力为9万t/a。

采区有可采煤层12#、17#、18#层,煤层厚度1.2~1.5m,属薄煤层,煤层倾角21°~24°,12层与17层间距74m,12层与18层间距80m,采区自-160m水平发生第一次突出以来,至今已发生煤与瓦斯突出151次,其中,12层突出69次,占采区突出总数的45.7%,18层突出82次,占突出总数的54.3%,该采区预防煤与瓦斯突出的区域性主要措施是以开采保护层,首先开采18层作为上保护层,然后开采17层,最后开采突出比较严重的12层,近几年,17、18层已不开采,主要开采12层。属煤与瓦斯严重突出层。

二采区12层自1970年4月16日发生的第一次突出后,相继以发生突出69次,突出煤量为2935t,瓦斯量60933m3,平均煤量42.5t/次,瓦斯量883m3/次,采煤工作面发生突出6次,掘进工作面发生突出63次。采区瓦斯涌出量较大,相对瓦斯涌出量43.6m3/t,绝对瓦斯涌出量8.7m3/min,从而给安全生产带来了较大的威胁,必须采取更加有效的防治措施加以解决,保证安全生产,提高产量和经济效益。

2煤与瓦斯突出原因分析

2.1煤与瓦斯突出情况

随着开采深度的延深,地应力、瓦斯压力的增加,煤与瓦斯突出的强度和频率也随之增大,1990年以后采掘发生突出情况见表1~表4。

表1二采12#/右5片掘进大巷时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1993-11-1122:20

50

400

2

1996-10-3012:20

15

150

合计

65

550

平均

32.5t/次

275m3/次

表2二采12#/右6片掘进大巷时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1999-06-2821:20

5

100

2

1999-09-2119:00

40

4000

3

1999-09-2900:00

10

1500

合计

55

5600

平均

18.3t/次

1866.7m3/次

表3二采12#/右5片采煤时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

1997-05-057:50

107

1125

2

1997-01-084:20

30

1100

3

1997-07-281:45

13

288

4

1997-0-1812:15

86

5454

5

1998-11-0922:15

137

1500

6

1999-01-052:30

175

5600

7

1999-02-20

410

5300

合计

958

20367

平均

136.9t/次

2909.6m3/次

表4二采12#/右6片采煤时突出情况

序号

突出时间

突出煤量/t

突出瓦斯量/m3

1

2000-08-2122:00

10

350

合计

10

350

平均

10t/次

350m3/次

2.2煤与瓦斯突出原因分析

(1)煤层瓦斯含量高。根据二采所测得的煤层瓦斯含量,4片为10m3/t,5片为12.3m3/t,6片为16.2m3/t。

(2)煤层瓦斯压力大。二采4片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为5.8MPa,是滴道矿煤层瓦斯压力测压史上得到的最大瓦斯压力,二采5片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为4.0MPa,二采6片见煤点处测得的煤层瓦斯压力为4.0MPa,远远大于规程规定的0.74MPa。

(3)煤层突出指标参数值数偏大。对4、5、6片大巷掘进都采用了防突参数测试,其瓦斯放散初速度ΔP=10~14,煤的坚固性系数?=0.23~0.25,综合指标参数Kb=43~56,都处于严重突出倾向区域,利用抚顺煤科院生产的“四位一体”测试仪钻屑指标法测得的钻屑量S=10~10L/m,钻孔瓦斯涌出初速度qm=10.7~12L/min,Δh2=280Pa,衰减系数C=2.4~2.5,也都远远大于突出指标临界值。

(4)软分煤层是突出的薄弱环节。12层煤层厚1.3~1.5m,其中软分层煤厚0.69~1.2m,根据煤的破环类型分类,其软分层煤属Ⅲ~V类强烈破坏煤,节理不清,呈鱼鳞片或土状,用手捻可成粉末,硬度较低,疏松,各种突出都发生在该分层。

(5)地应力集中。受F3、F4逆断层的影响,该区域在绞车道右部200m左右地应力集中,是突出的主要区域。

3局部防突措施

(1)多排钻孔结合震动炮揭石门。6片在石门工作面掘至距离煤层垂距10m以外,打2个穿透煤层钻孔,并进行测煤层瓦斯压力。在5m以外处,共打排放钻孔21个计260m,孔径75mm。在距煤层1.5m处利用震动炮一次揭开石门。

(2)超前钻措施。6片煤层揭开后,大巷掘进就采取了超前钻措施,利用MAZ-200型钻机,NBB-250/40型千米泵,根据工作面的实际情况扇形布置钻孔4~8m,下帮保护范围2~4m,充分释放瓦斯4h后,允许掘进,保留5m余孔,再进行第二次打钻(见图1)。该大巷共打钻37次,打钻工程量3129.6m,安全保护大巷掘送440m。

图1超前钻孔布置图

(3)本煤层抽放。在6片大巷每隔25m布置1个钻场,每个钻场布3个孔,共布置了7个钻场21个孔,孔深40~60m,该钻孔第一可起到充分释放瓦斯的目的,第二封孔后可进行抽放。

(4)顶、底板瓦斯巷进行瓦斯抽放。5片在煤层的顶板20m处掘送了一条瓦斯巷,6片在煤层的底板15m处,掘送了一条瓦斯巷,并向12层打抽放钻孔18个,孔深为39.5~66m,总钻进工程量1003.3m。

(5)工作面长钻孔措施。在采煤工作面沿走向打长钻孔,每隔2m一个孔,孔深6.2m,可回采2个循环,进度2m,保留5m的余孔,再重新打下循环长孔,直至回采完。

(6)局部抽放。将6片本层抽放钻孔、5片顶板瓦斯巷、6片底板瓦斯巷对接到YD-4型移式抽放泵进行抽放,每分钟可抽放出瓦斯1.0m3,该3处共抽出瓦斯30万m3。

篇3：煤层带压开采安全措施

一、概况:

我矿目前开采的煤层为二1煤,煤层厚度为0.95~16.26m,平均厚度为6.17m,其充水承压含水层为l7-8、l1-4和o2灰岩含水层,其中l7-8灰岩含水层为矿井直接充水含水层,o2灰岩含水层为矿井间接充水含水层,l1-4灰岩含水层为奥灰水补给。

l7-8灰岩含水层:厚度为3.42~15.96m,平均厚度为10.02m,上距二1煤10m左右,岩溶裂隙发育不均匀,富水性强,连通性差,补给水源不足,极易疏干,对矿井开采影响较小。因此,l7-8灰岩水是矿井的疏放对象。

l1-4灰岩含水层:厚度2.65~18.46m,平均厚度为13.20m,上距二1煤底平均59m;o2灰岩含水层:厚度52.29m,上距二1煤底板平均75m,岩溶裂隙发育,含水丰富,连通性较好;l1-4灰岩含水层距o2灰岩含水层10m左右,一般认为,l1-4灰岩含水层与o2灰岩含水层水位一致。

根据相邻矿井水文孔观测得知,井田o2灰岩含水层水位为+107m。我矿开采标高为-270m~-100m,低于o2灰岩含水层水位。

二、二1层“带压开采”可行性计算

根据上述水文地质条件的分析,下面主要针对l1-4灰和o2灰岩含水层进行带压开采评价。

1、根据斯列沙列夫公式:

h临=2kpt实2/l2+rt实?(1)

t临=l[(r2l2+8kph实)1/2-rl]/4kp?(2)

式中:t临-临界隔水厚度(m);

t实-实际隔水厚度(m);

kp-煤层底板隔水层抗张强度(t/m2);

l-巷道宽度或回采工作面最大控顶距(m);

h实-作用于二1煤底板的实际水压值(t/m2);

h临-隔水层底板的临界水压值(t/m2);

r-底板隔水层岩石容重(t/m3)。

根据以上两式计算出的临界值,与矿井实际水压值及隔水层厚度比较:

(1)作用于隔水层底板的实际水压值小于h临,实际的底板隔水层厚度大于t临,则可认为底板是稳定的,一般可正常采掘;

(2)作用于隔水层底板的实际水压值小于h临,实际的底板隔水层厚度小于t临,则可认为底板不稳定的,要保证安全生产,必须采取安全措施;

(3)作用于隔水层底板的实际水压值大于h临,而实际的底板隔水层厚度也大于t临,则可认为底板基本是稳定的,但在岩石破碎地段,要采取一定的安全措施;

(4)作用于隔水层底板的实际水压值大于h临,实际的底板隔水层厚度小于t临,则可认为底板极不稳定的,必须采取安全措施。

2、突水系数计算:

计算公式:

ts=p/(m-cp-m1)

式中:ts-突水系数(kg/cm2.m);

p-隔水层底板承受的水压值(kg/cm2);

m-底板隔水层实际厚度(m);

cp-采矿对底板隔水层的扰动破坏厚度(m);

m1-原始导升带厚度(m)。

计算实际突水系数值ts与本矿临界突水系数值ts临比较,若ts>ts临,则工作面回采严重受水害威胁。根据《矿井水文地质规程》和临近矿区实际生产经验,富水区或底板受构造破坏块段临界突水系数值ts临取0.6kg/(cm2.m),正常块段ts临取1.0kg/(cm2.m)。

3、根据以上公式分别计算h临、t临、ts

二1煤底板以下主要隔水岩性多为泥岩、砂质泥岩及砂岩,结合现有开采情况,公式中主要参数分别为:

t实:实际隔水层厚度为59m;

kp:煤层底板隔水层抗张强度42.6t/m2;

l:分别为4.0m(巷道宽度)和4m(工作面最大控顶距);

h实:取280+107+59=446t/m2(矿井最低开采标高为-270m);

r:取底板隔水层岩石平均容重2.6t/m3。

(一)掘进巷道:

(1)当在二1煤层中掘进时,l取4.0m,h实取446t/m2,t实=59m代入公式(1)(2)分别计算得:

h临=12016.8t/m2>h实(446t/m2)

t临=12.51m

(2)当在l7-8灰岩中掘进时,l取4.0m,h实取446t/m2,t实=40m代入公式(1)(2)分别计算得:

h临=5606.2t/m2>h实(446t/m2)

t临=12.51m

符合第(1)种情况,即巷道掘进是安全的

(二)采煤工作面:

回采工作面最大控顶距l=4m,h实取446t/m2,t实=59m代入公式(1)(2)分别计算得:

h临=1471.5t/m2>h实(446t/m2)

t临=35.2m

符合第(1)种情况,即工作面回采时是安全的

(三)突水系数计算

矿井开采最低标高为-280m,p取56.6kg/cm2,m=59m,cp根据经验取20m,m取5m,代入公式(3)计算得:ts=1.66kg/cm2.m

当ts=1.66kg/cm2.m,根据《矿井水文地质规程》,该系数大于1.0,存在突水危险。

再根据公式(3)进行反算,结果如下:

(1)当ts=0.6kg/cm2.m时,p=23.4kg/cm2,根据《矿井水文地质规程》,即开采-68m标高以上的二1煤层,基本不受底板水的威胁。

(2)当ts=1.0kg/cm2.m时,p=39.0kg/cm2,根据《矿井水文地质规程》,在-224~-68m标高之间的富水区或底板受构造破坏块段开采二1煤层时,存在底板突水危险;在-224~-68m标高之间的正常块段开采二1煤层时,受突水威胁不严重。

(3)当ts>1.0kg/cm2.m时,p>39.0kg/cm2,开采-224m标高以下二1煤层时,严重受水害威胁。

三、结论

通过斯列沙列夫公式计算,承压含水层与开采煤层之间的隔水层能承受的水头值大于实际水头值。根据《煤矿安全规程》269条规定,我矿可以“带水压开采”,但必须制订安全措施。

根据突水系数公式计算得知,开采-68m标高以上的二1煤层,受突水威胁不严重,在-224~-68m标高之间的富水区或底板构造破坏地段开采二1煤层时,严重受水害威胁;在-224~-68m标高之间的正常块段开采二1煤层时,受突水威胁不严重;开采-224m标高以下二1煤层时,严重受水害威胁。为此,我矿将制订并严格落实“带压开采”安全措施。

四、安全措施

根据有关规程及我矿实际,特制订以下“带压开采”安全措施:

1、矿成立以总工程师为组长的防治水工作领导小组,专门负责落实各项“带压开采”安全措施。

2、在采区设计和工作面回采之前,必须认真做好采区和工作面的水文地质勘查工作,充分利用物探、电测、钻探、水文地质试验等手段查明采区和工作面的构造发育情况及其导水性,主要含水层厚度、岩性、水压及隔水层岩性和厚度,分析是否存在o2或l1-4灰岩水层导通的可能性。

3、必须建立完善的排水系统,水仓的有效容量,排水泵和排水管路的排水能力必须符合《煤矿安全规程》要求,并建立一套严格的管理制度,确保排水系统能随时投入使用。

4、开拓巷道设计和布置时,必须认真分析地质资料,严禁揭露或接近l1-4灰岩。

5、采区和巷道布置接近可能与o2或l1-4导通的含水构造时,必须根据有关规程定留足防隔水煤柱。若巷道必须穿越导水构造,必须先采用地面或井下预注浆的方法堵住导水通道和补给水源后方可揭露。

6、防隔水煤柱内严禁进行采掘活动,防隔水煤柱一经留设,任何人不得随意变动。

7、采掘过程中,必须严格坚持“有掘必探,先探后掘”的原则,各采掘工作面严禁误揭5米以上的断层。采掘工程经过水压较高的地区、断层附近及易突水地区或底板破碎带时,必须超前探放水,降低水压,或采用预注浆的方法堵住导水通道并加固后方可进行采掘活动。

8、各采掘队职工必须熟悉突水预兆和避灾路线,一旦采掘工作面出现突水征兆时,必须立即停止采掘活动,向矿调度室汇报,并立即撤人至安全地点,听候处理。

9考虑到井下有底板灰岩突水的危险,针对主要含水层建立地下水动态观测系统,进行地下水动态观测,水害预测分析,并制定相应的“探、防、堵、截、排”等综合防治措施。