矿井瓦斯爆炸原因防治措施

篇2：矿井瓦斯爆炸防治措施

瓦斯爆炸事故是可以预防的,预防瓦斯爆炸就是指消除瓦斯爆炸的条件并限制爆炸火焰向其他地区传播,归纳起来主要有以下几个方面:防止瓦斯积聚,防止引爆瓦斯和防止瓦斯爆炸事故的扩大。如图2所示:图2瓦斯爆炸事故的防治措施

411防止瓦斯积聚

(1)保证工作面的供风量。所有没有封闭的巷道、采掘工作面和硐室必须保持足以稀释瓦斯规定界限的风量和风速,使瓦斯不能达到积聚的条件。采煤工作面必须保持风路畅通,每个掘进工作面必须有合理的进风和回风路线,避免形成串联通风。对瓦斯涌出量大的煤层或采空区应采取瓦斯抽放措施。

(2)处理采煤工作面回风隅角的瓦斯积聚。在采煤过程中,采煤工作面回风隅角容易积聚瓦斯,应及时有效地处理该区域积聚的瓦斯。处理的方法有:挂风障引流法、风筒导风法、移动泵站抽放法、尾巷排放瓦斯法、液压局部通风机吹散法。

(3)处理掘进工作面局部的瓦斯积聚。掘进工作面的供风量一般都比较小,出现瓦斯局部积聚的可能性较大,应特别注意防范,加强监测工作。对于瓦斯涌出量大的掘进工作面尽量使用双巷掘进,每隔一定距离开掘联络巷,构成全负压通风,以保证工作面的通风量。

(4)通风异常或瓦斯涌出异常时期应注意的事项:煤与瓦斯突出常造成短时间内涌出大量瓦斯,易形成高瓦斯区,应注意防范;抽放瓦斯系统停止工作时,必须及时采取增加供风、加强监测直至停产撤人的措施,防止瓦斯事故的发生;采煤工作面大面积落煤也会造成大量的瓦斯涌出,应适当限制一次放炮的落煤量和采煤机连续工作的时间。

412防止点火源的出现

加强管理,提高防火意识。提高井下作业人员的素质,加强其防火、防爆意识,是做好杜绝点火源在井下出现的基础。因此,大力宣传井下的防火、防爆知识,贯彻执行有关规定,杜绝违章行为。

(1)防止爆破火源。煤矿井下的爆破必须使用符合《煤矿安全规程》规定的安全炸药,不合格或变质、超期的炸药严禁使用;有爆破作业的工作面必须严格执行“一炮三检”的瓦斯检查制度,保证爆破前后的瓦斯浓度在规定的界限内;禁止使用明接头或裸露的爆破母线;炮眼的深度、位置、装药量要符合该工作面作业规程的要求,炮眼充填要填满、填实,严禁使用可燃性物质代替炮泥充填炮眼,要坚持使用水泡泥;禁止放明炮、糊炮;严格执行井下火药和雷管的存放、运输的管理规定,爆破工人必须持证上岗。

(2)防止电气火源和静电火源。井下电气设备的选用应符合防爆要求井下严禁带电检修、搬迁电气设备。井下防爆电气在入井前需由专门的防爆设备检查员进行安全检查,合格后方可入井。井下要有接地装置,要坚持使用局部通风机风电闭锁、瓦斯电闭锁装置。井下使用的高分子材料如塑料、橡胶等,其表面电阻应低于其安全限定值。

(3)防止摩擦和撞击点火。随着井下机械化程度的日益提高,机械摩擦、冲击引燃的瓦斯的危险性也相应增加。为防止摩擦和撞击火花,在摩擦发热的装置上应安设过热保护装置和温度检测报警断电装置;工作面遇到坚硬夹石时,不能强行截割,应放炮处理。

(4)防止明火点燃。严禁携带烟草、点火物品入井;严禁在井口房、通风机房、瓦斯泵房周围20m范围内使用明火、吸烟或用火炉取暖;不得在井下或井口房内从事电气焊作业;严禁井下存放汽油、煤油、变压油等;严禁用电炉或灯泡取暖。

413加强瓦斯的检查和检测

井下瓦斯状况的检查和检测是判断和预测井下瓦斯状况、采取防范措施的依据。它可以及时发现瓦斯超限和积聚,从而采取处理措施,使事故消除在萌芽状态。每个矿井都应建立井下瓦斯检查制度,设立相应的瓦斯检查和通风管理机构,配备相应的瓦斯检查仪表、仪器,并配有专门的瓦斯检查人员。一旦发现瓦斯超限,应立即停止生产,撤出人员,并向有关人员汇报。安装检测所使用的仪器、仪表必须定期调试、校正,每月至少一次。通风安全管理部门的值班人员必须审阅瓦斯检查报表,掌握瓦斯变化情况,发现问题及时处理,并向矿调度室报告。

414设置隔爆,阻爆装置

当瓦斯爆炸发生后,依靠预先设置的隔爆装置可以阻止爆炸的传播,或减弱爆炸的强度、减小爆炸的燃烧温度,以破坏其传播的条件,尽可能的限制火焰的传播范围。

(1)用岩粉阻隔爆炸的蔓延。岩粉是不燃性细散粉末,定期将岩粉撒布在积存煤尘的工作面和巷道中,可以阻碍煤尘爆炸的发生和瓦斯煤尘爆炸的传播。岩粉棚是安装在巷道靠近顶板处的若干组台板,每块台板上存放有大量的岩粉。发生爆炸时,冲击波将台板摧毁,使岩粉弥漫于巷道中,吸收爆炸火焰的热量及惰化空气,阻碍爆炸的传播。

(2)用水预防和阻隔爆炸。在巷道中架设水棚的作用和岩粉棚的作用相同,只是用水槽或水袋代替岩粉板棚。水的比热比岩粉高5倍,汽化时吸热并能降低氧的浓度,在爆炸的作用下比岩粉飞散快,隔爆效果更好。

(3)自动式放爆棚。使用压力或温度传感器,在爆炸发生时探测爆炸波的传播,及时将预先放置的水、岩粉、N2、CO2等喷洒到巷道中,从而达到自动、准确、可靠地扑灭爆炸火焰,防止爆炸蔓延的目的

篇3：宣东矿井瓦斯综合防治措施

一、宣东矿井概况

宣东矿业公司是邯矿集团张家口盛源公司下属的子公司。宣东矿井92年开始筹建,97年正式建井,20**年底通过省局安全设施和生产许可证验收,投入试生产。设计生产能力90万吨,服务年限为64.3年。矿井可采煤层三组5层,即Ⅲ3、Ⅳ1、Ⅳ2、Ⅳ3、Ⅴ2煤层,其中主采煤层为Ⅲ3、Ⅴ2煤层;矿井地质储量为一亿二千八百万吨,可采储量8682万吨。其间20**年产煤68万吨,2003年83万吨,2004年78万吨。

矿井为立井开拓方式,两水平开采,即-230m和-350m水平;开采深度为800~1000米。采煤方法为倾向长壁采煤法,采煤工艺为综采;掘进岩巷、半煤岩巷采用钻爆法施工,煤巷主要使用综合机械化掘进方法。

矿井通风方式为主井回风,副井进风的中央并列式;通风方法为抽出式。通风机工作风量9300m3/min,风压3.2kpa,能够满足目前矿井安全生产的需要。

投入试生产初期,布置二个采区,二个回采面生产,即一采区、二采区;后由于瓦斯涌出量大,通风能力不足,改为一井一面生产;2004年6月一采区回收完毕且封闭,至此矿井生产区域全部集中到二采区。今年的主要回采工作面为33205采面,面长140米,推进长度1500米,煤层倾角5~10o,煤层厚度3.5~5.0米;采用ZZ5200-21/42支撑掩护式支架和MG300-700/WD型采煤机与SGZ-764/400型刮板输送机配套使用。全年计划产量96万吨。

原矿井初步设计为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为5.54M3/t,但矿井投产后瓦斯等级鉴定结果远远大于初步设计,属高瓦斯矿井。

历年来的矿井瓦斯涌出量统计如下:

20**年相对量:23.75M3/t绝对量:5m3/min

20**年相对量:32.04M3/t绝对量:43.45m3/min

2003年相对量:43.54M3/t绝对量:70.29m3/min

2004年(抽放后)相对量:40.6M3/t绝对量:68.68m3/min

瓦斯涌出量呈逐年增加的趋势。随着开采区域的加大,瓦斯涌出量还将有明显的增加。瓦斯涌出量比地质报告提供的高7~8倍。瓦斯涌出严重制约着矿井正常生产能力的有效发挥,对矿井安全生产造成重大威胁。多年来,我们对瓦斯涌出规律及来源进行了研究,并有针对性地采取了各种防治措施,我公司对矿井通风系统进行了改造,对矿井瓦斯进行了综合治理,取得了良好的效果。从而保证了回采工作面的正常生产。

二、矿井“一通三防”措施

1、通风系统改造

①、更换矿井主扇,增加矿井风量。

把原来的BDK-8-No24通风机改为FBCDZ54-8-No26矿用防爆抽出式对旋轴流通风机,矿井风量增加3000M3/min,总回风瓦斯浓度降低0.3%。

②、增加巷道断面。

对-230大巷其中300米进行扩大断面,由原来的9m2扩大到13m2减少了矿井风阻。

③、调整通风系统。

20**年对矿井通风系统进行了调整,原通风方式为-230轨巷及-200轨巷进风,-230机巷及-200机巷回风。经矿井通风阻力测定后改为-230轨巷及-230机巷进风,-200机巷及-200轨巷回风。矿井通风阻力降低20mmH2O。

④、改变采煤工作面通风方式。

由初采时的U型通风改为U+L型通风,逐步进化到现在的一进两回通风方式,彻底消除了采煤工作面隅角瓦斯超限的不安全隐患。

⑤、新建风井改变矿井通风方式。

由中央并列式改为边角式通风方式。预计矿井总进风量在14000m3/min,增加矿井通风能力(预计2006年6月完成系统)。

2、瓦斯治理

①、根据国家煤矿安全监察局第21号令,在2005年初,成立了公司瓦斯综合治理机构。形成以总经理为组长,总工程师为副组长的瓦斯管理体系,严格落实瓦斯治理“十二字方针”,杜绝超通风能力、超设计能力生产。

②、成立专门的瓦斯抽放区,负责全矿井的瓦斯抽放工作和煤层注水、煤体加固等工作。

③、建立瓦斯临时和永久抽放系统。

20**年9月临时抽放系统正式运行,该系统主要抽放采空区瓦斯,防止采空区高浓度瓦斯溢出。2004年初,建立瓦斯永久抽放系统,5月份正式对采煤工作面进行瓦斯抽放,其中临时抽放系统的瓦斯抽放量为10m3/min,永久抽放系统的瓦斯抽放量为20-25

m3/min。抽放方法采用巷道密闭抽放、高位顶板顶层钻孔抽放和低位顶板斜叉钻孔抽放。采面抽放率为40%,经抽放后采煤工作面回风及矿井总回风基本未出现瓦斯超限现象,杜绝了重大瓦斯事故的发生。

④、矿井装备了KJ66瓦斯监控系统。

在井下所有工作面及硐室、进回风巷按照《煤矿安全规程》要求安装了瓦斯传感器及其他参数传感器,并实行计算机联网。井下所有探头由瓦斯员分片负责,并由专人及时调校。

⑤、控制掘进工作面进度。

掘进工作面掘进速度由1.6米循环改为0.8米循环,减少了单位时间内的瓦斯涌出量。

⑥、在掘进工作面的掘进设备方面全部淘汰煤电钻,改为风钻。杜绝了因煤电钻失爆引起的各类事故。

⑦、进一步与科研院所合作攻关,着手进行本煤层打钻、注水、抽放工作,研究探讨Ⅲ3本煤层瓦斯抽放方法,从源头治理煤尘和瓦斯,彻底实现先抽后采,先抽后掘。

3、防灭火

由于我矿井煤尘自然发火期短,为做到防患于未然对采煤工作面及采面煤柱作如下措施:

①、购置了高效泡沫灭火剂,用风钻打眼,对可疑地点进行浇注。

②、购置了两台多功能高压泵对采空区每天进行阻化剂喷洒,阻止了采空区浮煤氧化。

③、2004年底购置两台二氧化碳发生器,主要对采空区灌注。一方面阻止浮煤氧化,另一方面降低采空区瓦斯浓度;有利于阻止采空区自然发火和瓦斯事故发生。

④、为防止进回风联络巷受压形成裂隙漏风而导致自然发火,我矿购置了马丽散加固剂,对所有片帮裂隙进行了充填加固,减少了裂隙漏风。

⑤、在地面建立了黄泥灌浆系统,注浆管路紧跟回采工作面。

⑥、为加强气体监测手段,购置了气象色谱分析仪,由专人负责定期对井下各地点气体进行分析化验。

⑦、委托抚顺煤研所对我矿井的煤样进行分析化验,已确定我矿自燃发火的标志性气体。经化验得出我矿的标志性气体为乙烯,为我矿预防自燃发火提供了可靠的科学依据。

4、防尘

①、在回采工作面支架安设了架间喷雾,完善了采煤机内外喷雾。

②、采煤机和掘进机均采用内外喷雾抑制煤尘飞扬。

③、各掘进工作面均采用湿式打眼,水炮泥,净化通风。

④、建立完善的井下防尘系统,对煤仓和溜煤眼上、下口煤炭运输转载点等进行自动喷雾洒水,同时设置粉尘探头,以控制各产尘点的粉尘浓度。

⑤、在采面回风侧建筑新型挡尘帘,基本杜绝了回风流煤尘超限。

⑥、新购进两台岩石电钻,准备对采掘工作面打钻进行煤层注水。

⑦、配备煤尘检测仪器、仪表对井下各作业场所和风流中的粉尘浓度进行检测,超限时立即采取措施。

⑧、按照规定设置隔爆水槽,防止煤尘爆炸扩散。

三、综采工作面瓦斯防治措施

1、综采工作面瓦斯涌出规律及来源分析

实践表明,综采工作面的瓦斯涌出,受顶板初次来压、周期来压、采空区面积、地质构造等因素的影响。工作面绝对瓦斯涌出量随着回采距离的增加有明显上升趋势。随着工作面的回采推进,工作面绝对瓦斯涌出量一直持续上升,最高时达53m3/min,一般在45m3/min;工作面本煤层绝对瓦斯涌出量基本维持在12m3/min之间;而采空区的瓦斯涌出量达33m3/min。经调查和分析,确定与工作面回采到一定距离,采空区老顶来压垮落,联络密闭被压裂、压坏,垮落的松散岩石充填采空区有关,尤其是从L巷涌出的瓦斯量高达41m3/min左右。从Ⅲ3205工作面瓦斯来源和构成分析来看,综采工作面瓦斯涌出主要来源于工作面落煤和采空区以及上覆岩层的瓦斯,其中采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。采空区瓦斯涌出的大幅度增加是造成综采工作面机巷及专用回风巷瓦斯超限的主要原因。主要瓦斯涌出点为L巷及其滞后的两、三个联络巷。

2.综采工作面瓦斯治理措施及效果

从Ⅲ3204工作面的瓦斯涌出情况分析可知,综采工作面的瓦斯主要来源是采空区和工作面落煤。所以,降低瓦斯危害的主要措施是减少采空区瓦斯涌出或改变采空区瓦斯涌出地点,同时减少落煤瓦斯涌出和增加工作面的供风量。

⑴设置专用回风巷和L巷:由于工作面的下隅角易积聚瓦斯,严重制约工作面的安全生产。为解决这一问题,在工作面机巷侧增设一条专用回风巷。同时在采面后沿空留设一段巷道与采后的联络巷形成L巷道,以解决采面下隅角瓦斯超限问题。通过增设专用回风巷和L巷道的措施,使下隅角的瓦斯基本控制在1.0%以下,同时专用回风巷的设置,缓解了机巷的通风压力。

⑵采空区瓦斯抽放:针对工作面的瓦斯涌出主要来源于采空区,所以采取采空区瓦斯抽放这一治本措施。采空区瓦斯抽放的方法有:

①206轨巷低位顶板斜交穿层钻孔

从206工作面的轨巷(进风巷)向205采面回风侧顶板打穿层钻孔。钻孔终孔点垂直位置落在采面煤层顶板以上27~40m的裂隙带内,水平位置距采面回风巷帮20~25m,钻孔沿206轨巷平行布置。钻孔间距10米,孔深81米,孔径Φ94或Φ113mm,钻孔与206轨巷水平夹角为65。,钻孔倾角一般为25~30。左右,钻孔倾角根据煤层起伏作适当调整。

②205机巷高位顶板倾向顺层钻孔。

垂直205机巷向采面做顶板岩石钻场,爬高8~12米,落平段10m。钻场间距100米,每个钻场布置钻孔10个。孔呈扇形均匀布置。径孔点距煤层顶板高度25~30m。孔深120米,孔径Φ113mm。因做钻场成本大,走矸困难,钻孔倾角小,遇到破碎岩层或煤线不易成孔,高位顶板倾向顺层钻孔205采面只做了一个钻场。

③205机巷低位顶板穿层钻孔。

沿205机巷每隔40m做一个低位钻场,钻场沿煤层向采面掘进5米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形布置,孔深120米,孔径Φ94mm或Φ113mm,径孔点垂直方向距煤层顶板25~32m,水平方向距回风巷帮22~80m。相邻两钻场间钻孔空间重叠距离为70m,单孔抽放瓦斯量最高为8.07m3/min,在有效抽放期内一般稳定在4m3/min左右。

⑶工作面落煤涌出瓦斯的治理:工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。落煤涌出瓦斯的治理是确保工作面高产的必备措施。其治理方法是:

①本煤层预抽放和边采边抽:本煤层预抽系统设在工作面进风巷,钻孔布置方式采用交叉布置方式。钻孔设计深度70米,孔径为φ75,钻孔高差取4~6倍钻孔孔径,钻孔间距取2.5~3米。钻孔施工完后先进行高压注水使煤体产生裂隙,而后进行预抽放。单孔流量0.05m3/min。

②增加工作面的供风量。工作面的风量由2000m3/min增加到2500m3/min。

⑷利用相邻工作面进风巷进行配风:由于受采动影响,专用回风巷会出现严重顶板下沉、帮鼓和底鼓的现象,使巷道有效断面减少。为确保专用回风巷瓦斯浓度控制在1.5%以下,从下一工作面进风巷做一联络巷向专用回风巷配风,配风量在400~500m3/min。

通过上述措施工作面绝对瓦斯涌出量降到24~32m3/min。工作面机巷、专用回风巷、采面回风隅角风流中的瓦斯浓度均不超限。

3.结论

①采空区瓦斯涌出的增加是综采工作面下隅角及回风巷瓦斯超限的主要原因。采空区瓦斯涌出量占整个工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占28%~25%。

②采用专用回风巷和L巷是解决回风隅角瓦斯超限,确保工作面高产、高效的有效措施。

③采空区抽放是解决综采工作面瓦斯涌出的治本措施,合理的通风方式是工作面“以风定产”的必备条件。

④瓦斯治理措施必须有针对性,只有找到瓦斯涌出的主要源头,采取有效措施,取得最好效果。瓦斯治理必须采取综合措施,才能确保综采工作面的高产高效和安全生产。

4、措施

针对宣东矿采面布置特点以及采空区瓦斯涌出量大等特点,结合204采面抽放经验,目前205采面抽放比较理想的钻场组合方案是:在采面回风巷布置低位叠式钻场,钻场间距40~60米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形状均匀布置,孔深120米,终孔点距煤层顶板的高度为30米,后面钻场钻孔覆盖前面钻场钻孔,当前面钻场钻孔抽放效果下降时,后面钻场钻孔接着抽放。在与其相临的下一个采面的进风巷仍然布置低位钻场,钻孔沿着巷道平行布置,钻孔间距10米,孔深81米,终孔点距煤层顶板的高度一般为30~40米。这种钻场最大的优点是采面推过后,钻孔不遭受破坏,能继续使用,钻孔寿命长,而且钻孔倾角大,长度短,施工很容易,是一种效果很不错的钻孔。

总之,随着对瓦斯抽放工作各方面认识的不断深入,瓦斯抽放效果会变得越来越理想,矿井瓦斯抽放量、抽放率、瓦斯浓度、采面产量等各项指标逐月递增,不断刷新记录。到今年8月份回采工作面瓦斯抽放率已接近50%,矿井瓦斯抽放浓度已达40%,矿井瓦斯月均抽放量已突破100万米3,目前公司正在筹建瓦斯电厂,矿井“五大灾害”之魔首“瓦斯”已被我公司降服,并将把它“变害为宝”充分利用。

2005年1~3月份除受支架影响外,4~8月份矿井月产量均突破10万吨,没有因为瓦斯影响到生产,目前瓦斯抽放已具备保证矿井年产100万吨的能力,公司投资1.1亿的风井建设工程将于2006年7月投入使用,届时将彻底改善矿井的通风系统,有效保证矿井安全生产,2007年矿井年产量有望达到150万吨。

篇4：高瓦斯矿井坚硬顶板控制瓦期防治措施

双鸭山矿业集团有限公司东保卫矿是高瓦斯矿井,该矿一采区左部41层顶板坚硬,周期来压明显,采面初次放顶及周期来压期间顶板管理相当困难,伴有采空区大量的瓦斯涌出,增加了采面安全管理的难度。针对这种情况,我们进行了专项研究,摸索出一套行之有效的办法,保证了采面的安全生产。

1采区概况

东保卫矿一采区位于井田东翼,以—200m水平为界上下山布置,上至煤层露头,下至—370m水平。东西走向长度1200m,共有36、41两个主采煤层,煤层厚度1.7~1.9m,煤层倾角7°~31°,平均20°。煤层发育稳定,地质构造中度复杂,顶板均为灰色细砂岩,底板均为灰色中砂岩。

一采区左部瓦斯含量较高,绝对瓦斯涌出量为4.8m3/min,工作面瓦斯量的大小与采空区活动有关。41层直接顶为III类稳定顶板,老顶为III级顶板,老顶来压强烈,周期来压严重。老顶初次来压及周期来压期间采空区瓦斯大量涌出,初次放顶时最高瓦斯涌出浓度达10%,周期来压时最高瓦斯涌出浓度达9%。

2初次来压及周期来压期间瓦斯涌出机理及规律

在老顶岩层尚未断裂时,整个已采区由四周的煤柱支撑,顶板下沉量不大,随着工作而向前推进,顶板悬露面积逐渐加大,顶板压力增加,四周煤体逐渐被压酥、压裂,煤体里释放出大量的瓦斯。由于风流是沿工作面弧形流动的,靠工作面一侧风流速度大,到工作面四、五排支柱时风流速度逐渐减小,到采空区时风流速度极小,采空区内无风或微风,冲淡不了瓦斯,采空区上部和里部就成为瓦斯聚集的仓库。

老顶的压力通过直接顶作用于支架上,支架的支撑力通过直接顶对老顶进行控制。当老顶将要断裂、垮落前,采空区上方老顶弯曲下沉,煤壁内的支承压力达到最大,此强大的支承压力使直接顶及煤壁被剪切破坏。老顶悬露面积达到极限时,老顶断裂、垮落。垮落的直接顶及老顶挤占了采空区内瓦斯的存在空间,大量的瓦斯被挤出采空区,进入上隅角,导致初次来压期间采空区瓦斯大量涌出。

随工作面继续推进,老顶初次断裂后裂隙带岩石应力按照“稳定——失稳——再稳定”的变化规律,形成了周期来压。周期来压时,垮落的岩块同样挤占瓦斯的存在空间,使采空区瓦斯周期性地大量涌出。

3初次放顶及周期来压的对策

一采区41层—270m左面第一次放顶,经历了1个月的时间,工作面上头推进71m,下头推进65m,放顶面积较大,初次放顶十分困难。该面周期来压步距17~25m,周期来压时局部顶板沿煤壁切断,对工作面支护的破坏十分严重。针对这种情况,我们采取了如下措施。

(1)合理设计采场支护,使采场支护具有足够的初撑力、工作阻力和可缩量。工作面选用单体液压支柱4~5排管理控制顶板,并保证有5%的备用支柱。初次放顶及周期来压期间,在软帮第一排上打设一排戗柱加强支护,防止推掌子。上下端头使用4对八根长钢梁支护,交替迈步前移。

(2)根据采面现场实际,决定放顶形式。一采区41层—270m左面伪斜布置,初次放顶时采取调采方式,上端头调采,使上半部顶板先冒下来,依次逐段放顶。调采方法为扇形调采,即工作面溜子头不动,调溜子尾。调采时采用3短1长或4短1长的进刀方式。工作面每次推进一个整循环都要把煤壁采直,防止工作面煤壁出现“大肚子”弯。调采的同时打设信号顶子,用来观察顶板压力情况。信号顶子用直径16cm的圆木制作,中部砍5cm深的缺口。工作面推进6m后开始打设信号顶子,柱距30m,每隔7个循环打设一次,信号顶子不回撤。调采时必须注意,工作面调正后立即停止调采恢复正常推进,工作面不能调成里伪,防止上部顶板垮落到下部支柱上造成推垮型冒顶事故。结果工作面上部推进74m后上部顶板沿走向先冒落40m,顶板压力得到有效释放,实现了预期的放顶效果。

(3)加强现场管理,确保工程质量。矿成立初次放顶及周期来压领导小组,由生产矿长担任组长,总工程师担任副组长,生产科长、采煤工程师、采煤区区长、生产副区长、采煤区技术员、采煤段长、副段长任主要成员。负责跟班检查采面工程质量,出现质量问题及时监督整改;发现漏液、卸液单体支柱及时组织升井维修并及时补充不足部分;观察信号顶子及硬帮煤壁出现的来压预兆,提出初次来压及周期来压预报,并根据现场实际情况补充制定针对性安全技术措施;遇到险情及时组织作业人员撤出,确保初次放顶及周期来压期间安全生产。

(4)加强回柱放顶管理,防止回柱伤人事故。初次放顶及周期来压期间回柱十分困难,回柱放顶时始终坚持两人一组作业,实现两人联保。一人回撤,一人观察顶板,严禁单人冒险作业。回柱时,作业人员必须站在被撤支柱的斜上方,在一、二排支住间进行回撤。回撤的泄液钩绳长度不少于3m,回柱人员必须站在支架完整处,避免崩绳、崩柱、甩钩、断绳等事故发生。分段回柱时,必须坚持由下向上的原则,防止冒落矸石下滚伤人。回撤分段交界处最后几根支柱及处理埋压支柱时,必须打好护身支住,坚持先打后撤的原则。

4顶板来压期间采空区瓦斯的防治措施

(1)加强通风系统管理,防止风流短路。采区车场风门实现联锁,通车时一道风门打开,另一道风门关闭,保证通车时的采面正常通风。

(2)增加工作面新风量,防止瓦斯积聚。将工作面风量加大到410m3/min,并在上巷设风机吹上隅角,加大风量冲淡并及时带走瓦斯。

(3)加强采区瓦斯监测,防止瓦斯超限。工作面设专职瓦检员,班班看守,跟机检查槽口及上隅角瓦斯情况,发现一次瓦斯超限奖励30元。通风科、安监科设专人抽查瓦检员上岗情况,防止瓦检员漏检与假检。值班段长、瓦检员、入井干部都携带便携式瓦斯检测仪,上隅角悬挂一台便携式瓦检仪,回风道设瓦斯断电仪,作业人员配备报警矿灯,瓦斯超限及时组织作业人员撤出工作面。

(4)加强机电设备管理,防止电器失爆。机电科设专职防爆员,检查机电设备防爆情况,发现失爆设备及时维修、更换。采区供电实现“三专两闭锁”即双电源供电,专用变压器、专用供电线路、专用开关,风电、瓦斯电联锁。

(5)加强放炮管理,防止放炮事故。放炮必须使用水炮泥、炮泥和乳化炸药。严格执行“三人放炮制”和“一炮三检制”。

(6)加强入井检查,严禁携带烟火。入井人员必须带自救器,无自救器禁止入井。对入井人员一律检查,发现携带烟火者,罚款一万元。

经过长期的探索,东保卫矿摸清了一采区的坚硬顶板及采空区瓦斯活动规律,总结出一整套坚硬顶板管理及高瓦斯控制办法。目前该采区的—200m标高以上部分已采完,下山部分36层采至—270m标高,41层采到—320m标高,没有发生顶板及瓦斯事故,保证了安全生产。

(郎峰岐蔡雷林显玉张庆平)

篇5：Z矿井瓦斯综合防治措施

一、宣东矿井概况

宣东矿业公司是邯矿集团张家口盛源公司下属的子公司。宣东矿井92年开始筹建,97年正式建井,20**年底通过省局安全设施和生产许可证验收,投入试生产。设计生产能力90万吨,服务年限为64.3年。矿井可采煤层三组5层,即ⅲ3、ⅳ1、ⅳ2、ⅳ3、ⅴ2煤层,其中主采煤层为ⅲ3、ⅴ2煤层;矿井地质储量为一亿二千八百万吨,可采储量8682万吨。其间20**年产煤68万吨,2003年83万吨,2004年78万吨。

矿井为立井开拓方式,两水平开采,即-230m和-350m水平;开采深度为800~1000米。采煤方法为倾向长壁采煤法,采煤工艺为综采;掘进岩巷、半煤岩巷采用钻爆法施工,煤巷主要使用综合机械化掘进方法。

矿井通风方式为主井回风,副井进风的中央并列式;通风方法为抽出式。通风机工作风量9300m3/min,风压3.2kpa,能够满足目前矿井安全生产的需要。

投入试生产初期,布置二个采区,二个回采面生产,即一采区、二采区;后由于瓦斯涌出量大,通风能力不足,改为一井一面生产;2004年6月一采区回收完毕且封闭,至此矿井生产区域全部集中到二采区。今年的主要回采工作面为33205采面,面长140米,推进长度1500米,煤层倾角5~10o,煤层厚度3.5~5.0米;采用zz5200-21/42支撑掩护式支架和mg300-700/wd型采煤机与sgz-764/400型刮板输送机配套使用。全年计划产量96万吨。

原矿井初步设计为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为5.54m3/t,但矿井投产后瓦斯等级鉴定结果远远大于初步设计,属高瓦斯矿井。

历年来的矿井瓦斯涌出量统计如下:

20**年相对量:23.75m3/t绝对量:5m3/min

20**年相对量:32.04m3/t绝对量:43.45m3/min

2003年相对量:43.54m3/t绝对量:70.29m3/min

2004年(抽放后)相对量:40.6m3/t绝对量:68.68m3/min

瓦斯涌出量呈逐年增加的趋势。随着开采区域的加大,瓦斯涌出量还将有明显的增加。瓦斯涌出量比地质报告提供的高7~8倍。瓦斯涌出严重制约着矿井正常生产能力的有效发挥,对矿井安全生产造成重大威胁。多年来,我们对瓦斯涌出规律及来源进行了研究,并有针对性地采取了各种防治措施,我公司对矿井通风系统进行了改造,对矿井瓦斯进行了综合治理,取得了良好的效果。从而保证了回采工作面的正常生产。

二、矿井“一通三防”措施

1、通风系统改造

①、更换矿井主扇,增加矿井风量。

把原来的bdk-8-no24通风机改为fbcdz54-8-no26矿用防爆抽出式对旋轴流通风机,矿井风量增加3000m3/min,总回风瓦斯浓度降低0.3%。

②、增加巷道断面。

对-230大巷其中300米进行扩大断面,由原来的9m2扩大到13m2减少了矿井风阻。

③、调整通风系统。

20**年对矿井通风系统进行了调整,原通风方式为-230轨巷及-200轨巷进风,-230机巷及-200机巷回风。经矿井通风阻力测定后改为-230轨巷及-230机巷进风,-200机巷及-200轨巷回风。矿井通风阻力降低20mmh2o。

④、改变采煤工作面通风方式。

由初采时的u型通风改为u+l型通风,逐步进化到现在的一进两回通风方式,彻底消除了采煤工作面隅角瓦斯超限的不安全隐患。

⑤、新建风井改变矿井通风方式。

由中央并列式改为边角式通风方式。预计矿井总进风量在14000m3/min,增加矿井通风能力(预计2006年6月完成系统)。

2、瓦斯治理

①、根据国家煤矿安全监察局第21号令,在2005年初,成立了公司瓦斯综合治理机构。形成以总经理为组长,总工程师为副组长的瓦斯管理体系,严格落实瓦斯治理“十二字方针”,杜绝超通风能力、超设计能力生产。

②、成立专门的瓦斯抽放区,负责全矿井的瓦斯抽放工作和煤层注水、煤体加固等工作。

③、建立瓦斯临时和永久抽放系统。

20**年9月临时抽放系统正式运行,该系统主要抽放采空区瓦斯,防止采空区高浓度瓦斯溢出。2004年初,建立瓦斯永久抽放系统,5月份正式对采煤工作面进行瓦斯抽放,其中临时抽放系统的瓦斯抽放量为10m3/min,永久抽放系统的瓦斯抽放量为20-25

m3/min。抽放方法采用巷道密闭抽放、高位顶板顶层钻孔抽放和低位顶板斜叉钻孔抽放。采面抽放率为40%,经抽放后采煤工作面回风及矿井总回风基本未出现瓦斯超限现象,杜绝了重大瓦斯事故的发生。

④、矿井装备了kj66瓦斯监控系统。

在井下所有工作面及硐室、进回风巷按照《煤矿安全规程》要求安装了瓦斯传感器及其他参数传感器,并实行计算机联网。井下所有探头由瓦斯员分片负责,并由专人及时调校。

⑤、控制掘进工作面进度。

掘进工作面掘进速度由1.6米循环改为0.8米循环,减少了单位时间内的瓦斯涌出量。

⑥、在掘进工作面的掘进设备方面全部淘汰煤电钻,改为风钻。杜绝了因煤电钻失爆引起的各类事故。

⑦、进一步与科研院所合作攻关,着手进行本煤层打钻、注水、抽放工作,研究探讨ⅲ3本煤层瓦斯抽放方法,从源头治理煤尘和瓦斯,彻底实现先抽后采,先抽后掘。

3、防灭火

由于我矿井煤尘自然发火期短,为做到防患于未然对采煤工作面及采面煤柱作如下措施:

①、购置了高效泡沫灭火剂,用风钻打眼,对可疑地点进行浇注。

②、购置了两台多功能高压泵对采空区每天进行阻化剂喷洒,阻止了采空区浮煤氧化。

③、2004年底购置两台二氧化碳发生器,主要对采空区灌注。一方面阻止浮煤氧化,另一方面降低采空区瓦斯浓度;有利于阻止采空区自然发火和瓦斯事故发生。

④、为防止进回风联络巷受压形成裂隙漏风而导致自然发火,我矿购置了马丽散加固剂,对所有片帮裂隙进行了充填加固,减少了裂隙漏风。

⑤、在地面建立了黄泥灌浆系统,注浆管路紧跟回采工作面。

⑥、为加强气体监测手段,购置了气象色谱分析仪,由专人负责定期对井下各地点气体进行分析化验。

⑦、委托抚顺煤研所对我矿井的煤样进行分析化验,已确定我矿自燃发火的标志性气体。经化验得出我矿的标志性气体为乙烯,为我矿预防自燃发火提供了可靠的科学依据。

4、防尘

①、在回采工作面支架安设了架间喷雾,完善了采煤机内外喷雾。

②、采煤机和掘进机均采用内外喷雾抑制煤尘飞扬。

③、各掘进工作面均采用湿式打眼,水炮泥,净化通风。

④、建立完善的井下防尘系统,对煤仓和溜煤眼上、下口煤炭运输转载点等进行自动喷雾洒水,同时设置粉尘探头,以控制各产尘点的粉尘浓度。

⑤、在采面回风侧建筑新型挡尘帘,基本杜绝了回风流煤尘超限。

⑥、新购进两台岩石电钻,准备对采掘工作面打钻进行煤层注水。

⑦、配备煤尘检测仪器、仪表对井下各作业场所和风流中的粉尘浓度进行检测,超限时立即采取措施。

⑧、按照规定设置隔爆水槽,防止煤尘爆炸扩散。

三、综采工作面瓦斯防治措施

1、综采工作面瓦斯涌出规律及来源分析

实践表明,综采工作面的瓦斯涌出,受顶板初次来压、周期来压、采空区面积、地质构造等因素的影响。工作面绝对瓦斯涌出量随着回采距离的增加有明显上升趋势。随着工作面的回采推进,工作面绝对瓦斯涌出量一直持续上升,最高时达53m3/min,一般在45m3/min;工作面本煤层绝对瓦斯涌出量基本维持在12m3/min之间;而采空区的瓦斯涌出量达33m3/min。经调查和分析,确定与工作面回采到一定距离,采空区老顶来压垮落,联络密闭被压裂、压坏,垮落的松散岩石充填采空区有关,尤其是从l巷涌出的瓦斯量高达41m3/min左右。从ⅲ3205工作面瓦斯来源和构成分析来看,综采工作面瓦斯涌出主要来源于工作面落煤和采空区以及上覆岩层的瓦斯,其中采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。采空区瓦斯涌出的大幅度增加是造成综采工作面机巷及专用回风巷瓦斯超限的主要原因。主要瓦斯涌出点为l巷及其滞后的两、三个联络巷。

2.综采工作面瓦斯治理措施及效果

从ⅲ3204工作面的瓦斯涌出情况分析可知,综采工作面的瓦斯主要来源是采空区和工作面落煤。所以,降低瓦斯危害的主要措施是减少采空区瓦斯涌出或改变采空区瓦斯涌出地点,同时减少落煤瓦斯涌出和增加工作面的供风量。

⑴设置专用回风巷和l巷:由于工作面的下隅角易积聚瓦斯,严重制约工作面的安全生产。为解决这一问题,在工作面机巷侧增设一条专用回风巷。同时在采面后沿空留设一段巷道与采后的联络巷形成l巷道,以解决采面下隅角瓦斯超限问题。通过增设专用回风巷和l巷道的措施,使下隅角的瓦斯基本控制在1.0%以下,同时专用回风巷的设置,缓解了机巷的通风压力。

⑵采空区瓦斯抽放:针对工作面的瓦斯涌出主要来源于采空区,所以采取采空区瓦斯抽放这一治本措施。采空区瓦斯抽放的方法有:

①206轨巷低位顶板斜交穿层钻孔

从206工作面的轨巷(进风巷)向205采面回风侧顶板打穿层钻孔。钻孔终孔点垂直位置落在采面煤层顶板以上27~40m的裂隙带内,水平位置距采面回风巷帮20~25m,钻孔沿206轨巷平行布置。钻孔间距10米,孔深81米,孔径φ94或φ113mm,钻孔与206轨巷水平夹角为65。,钻孔倾角一般为25~30。左右,钻孔倾角根据煤层起伏作适当调整。

②205机巷高位顶板倾向顺层钻孔。

垂直205机巷向采面做顶板岩石钻场,爬高8~12米,落平段10m。钻场间距100米,每个钻场布置钻孔10个。孔呈扇形均匀布置。径孔点距煤层顶板高度25~30m。孔深120米,孔径φ113mm。因做钻场成本大,走矸困难,钻孔倾角小,遇到破碎岩层或煤线不易成孔,高位顶板倾向顺层钻孔205采面只做了一个钻场。

③205机巷低位顶板穿层钻孔。

沿205机巷每隔40m做一个低位钻场,钻场沿煤层向采面掘进5米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形布置,孔深120米,孔径φ94mm或φ113mm,径孔点垂直方向距煤层顶板25~32m,水平方向距回风巷帮22~80m。相邻两钻场间钻孔空间重叠距离为70m,单孔抽放瓦斯量最高为8.07m3/min,在有效抽放期内一般稳定在4m3/min左右。

⑶工作面落煤涌出瓦斯的治理:工作面落煤瓦斯涌出量占25%~28%。落煤涌出瓦斯的治理是确保工作面高产的必备措施。其治理方法是:

①本煤层预抽放和边采边抽:本煤层预抽系统设在工作面进风巷,钻孔布置方式采用交叉布置方式。钻孔设计深度70米,孔径为φ75,钻孔高差取4~6倍钻孔孔径,钻孔间距取2.5~3米。钻孔施工完后先进行高压注水使煤体产生裂隙,而后进行预抽放。单孔流量0.05m3/min。

②增加工作面的供风量。工作面的风量由2000m3/min增加到2500m3/min。

⑷利用相邻工作面进风巷进行配风:由于受采动影响,专用回风巷会出现严重顶板下沉、帮鼓和底鼓的现象,使巷道有效断面减少。为确保专用回风巷瓦斯浓度控制在1.5%以下,从下一工作面进风巷做一联络巷向专用回风巷配风,配风量在400~500m3/min。

通过上述措施工作面绝对瓦斯涌出量降到24~32m3/min。工作面机巷、专用回风巷、采面回风隅角风流中的瓦斯浓度均不超限。

3.结论

①采空区瓦斯涌出的增加是综采工作面下隅角及回风巷瓦斯超限的主要原因。采空区瓦斯涌出量占整个工作面瓦斯涌出量的72%~75%,工作面落煤瓦斯涌出量占28%~25%。

②采用专用回风巷和l巷是解决回风隅角瓦斯超限,确保工作面高产、高效的有效措施。

③采空区抽放是解决综采工作面瓦斯涌出的治本措施,合理的通风方式是工作面“以风定产”的必备条件。

④瓦斯治理措施必须有针对性,只有找到瓦斯涌出的主要源头,采取有效措施,取得最好效果。瓦斯治理必须采取综合措施,才能确保综采工作面的高产高效和安全生产。

4、措施

针对宣东矿采面布置特点以及采空区瓦斯涌出量大等特点,结合204采面抽放经验,目前205采面抽放比较理想的钻场组合方案是:在采面回风巷布置低位叠式钻场,钻场间距40~60米,每个钻场布置5个钻孔,钻孔呈扇形状均匀布置,孔深120米,终孔点距煤层顶板的高度为30米,后面钻场钻孔覆盖前面钻场钻孔,当前面钻场钻孔抽放效果下降时,后面钻场钻孔接着抽放。在与其相临的下一个采面的进风巷仍然布置低位钻场,钻孔沿着巷道平行布置,钻孔间距10米,孔深81米,终孔点距煤层顶板的高度一般为30~40米。这种钻场最大的优点是采面推过后,钻孔不遭受破坏,能继续使用,钻孔寿命长,而且钻孔倾角大,长度短,施工很容易,是一种效果很不错的钻孔。

总之,随着对瓦斯抽放工作各方面认识的不断深入,瓦斯抽放效果会变得越来越理想,矿井瓦斯抽放量、抽放率、瓦斯浓度、采面产量等各项指标逐月递增,不断刷新记录。到今年8月份回采工作面瓦斯抽放率已接近50%,矿井瓦斯抽放浓度已达40%,矿井瓦斯月均抽放量已突破100万米3,目前公司正在筹建瓦斯电厂,矿井“五大灾害”之魔首“瓦斯”已被我公司降服,并将把它“变害为宝”充分利用。

2005年1~3月份除受支架影响外,4~8月份矿井月产量均突破10万吨,没有因为瓦斯影响到生产,目前瓦斯抽放已具备保证矿井年产100万吨的能力,公司投资1.1亿的风井建设工程将于2006年7月投入使用,届时将彻底改善矿井的通风系统,有效保证矿井安全生产,2007年矿井年产量有望达到150万吨。