13采区避难硐室揭二1煤措施.docx
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13采区避难硐室揭二1煤措施
13采区避难硐室揭二1煤层安全措施
一、工程概况
1、工程内容及工程技术特征
13采区避难硐室位于13采区-250水平,在13采区下部,闫家沟断层之间。
13采区避难硐室在二1煤层顶板中岩石掘进,而后穿过二1煤层进入二1煤层底板。
截止2011年9月5日,13采区避难硐室距揭二1煤层8米。
预计煤层瓦斯压力为0.7MPa(-145水平13040上副巷距皮带下山290m测得煤层压力为0.6MPa。
)
2、煤层赋存状况及瓦斯地质情况
1)、邻近采掘情况:
13采区避难硐室附近有13采区轨道下山和13采区皮带巷已掘进,均在煤层顶板中为岩巷掘进工作面。
2)、煤层及其顶底板岩性:
煤层:
二1煤层平均厚度为7.2m,倾角15-23°,结构简单,局部变化较大,黑色,条痕为黑玻璃光泽,煤体组织疏松,构造镜面发育,以粉状及鳞片状为主。
直接顶:
以泥岩、砂质泥岩为主,偶为细、中粒砂岩。
直接底:
以泥岩、砂质泥岩为主,偶为细粒砂岩,偶具炭质泥岩伪底。
3)、地质构造情况:
二1煤层13采区轨道和皮带巷的地层岩性主要为二1煤段,大占砂岩段,香炭砂岩段和小紫泥岩段。
其中煤层、泥岩及砂质泥岩局部较碎,裂隙发育,稳定性差。
主要标志层是二1煤层下部普遍有鲕状泥岩,二1煤层顶板富含植物化石。
地质构造条件复杂,特别是断层发育,巷道位于闫家沟断层附近,该巷道揭穿的二1煤层经过闫家沟断层的错位挤压,煤层厚度、瓦斯含量埋藏不稳定。
4)、瓦斯地质概况:
(1)、瓦斯情况:
根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心提交的《登封市仟祥煤业有限公司煤与瓦斯突出基础参数测定及矿井瓦斯等级鉴定报告》,二1煤层瓦斯含量预计为2.41~8.77m3/t.r。
根据轨道和皮带下山二1煤层资料,该煤层突出危险性指标分别为:
瓦斯压力在P:
0.24~0.72MPa之间、煤的坚固性系数f=0.22~0.41、煤的放散初速度△p=14.5~22,k=53~65,D=-0.15~-0.32
预计揭煤时,巷道最大绝对瓦斯涌出量为1.50m3/min。
(2)、水文地质情况:
本掘进段施工主要充水因素为二1煤层顶板砂岩裂隙水及断层水,砂岩裂隙较发育,但主要以静储量为主,随时间推移,逐渐衰减。
预计巷道掘进时正常涌水量3m3/h,最大涌水量10m3/h。
3、揭煤工艺流程
当13采区避难硐室施工至距二1煤层法线最短距离5m时,施工2个前探钻孔,兼作预测钻孔,测定瓦斯的含量及突出指标。
如预测有突出危险性,在工作面施工卸压排放钻孔作为防突措施(瓦斯压力达0.74MPa或有瓦斯动力现象时进行抽采)。
实施防突措施后,再进行防突措施效果检验。
若检验无效,采取增加排放(抽采)时间、增加钻孔等补充措施,直到措施效果检验有效。
如预测无突出危险性,巷道掘进至距二1煤层顶板法距5m处时,采取安全防护措施,执行远距离放炮揭穿二1煤层,远距离爆破范围为巷道距二1煤层法距5米至进入二1煤层底板法距2米。
二、前探钻孔
1、前探钻孔设计
1)、钻孔施工位置
工作面掘进至二1煤层最短距离10m处停头施工前探钻孔,探明前方地质构造、煤层赋存,初步控制层位,为防突后续工序提供更加准确的设计依据。
2)、钻孔布置及参数:
本次前探钻孔设计施工2个,均穿过二1煤层底板0.5m,以达到控制二1煤层赋存状况目的。
为了准确掌握煤层赋存情况。
钻孔施工结束后进行防突检验。
前探(测压)钻孔参数表
孔号
倾角(°)
与巷道夹角(°)
距巷中距离(m)
距底板高(m)
孔径
(mm)
预计见煤深度
(m)
1#
0
0
0
1.5
75
30~48
2#
-15
0
0
1
75
18~27
2、钻孔施工方案
钻孔用φ75mm钻头至见二1煤底板0.5m后停钻,退出钻杆,完成钻孔施工任务。
3、前探(测压)钻孔的施工
在迎头整理好巷道顶、底板,使用zy-1250型钻机钻进。
前探钻孔施工过程中地测部门现场跟班,详细记录钻孔开孔位置、钻孔倾角、见煤深、止煤深及孔深,并根据钻孔资料,修改掘进巷道的柱状图及预计的煤层岩柱状图、地质剖面图、所揭煤层底板等高线图。
三、突出危险性预测
根据《防治煤与瓦斯突出规定》,工作面突出危险性预测采用煤层综合瓦斯压力P值、综合指标D、K值法。
具体的预测方法及步骤为:
在测压钻孔施工进入煤层时,采用压风排碴,收集两个钻孔每米钻进的煤样,送实验室分析二1煤层的a、b、Δp、f、K值,采用下式计算综合指标法D值,
由地测科提供准确的开采深度H值。
根据综合指标法预测公式:
D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)
式中:
D-煤层的突出危险性综合指标;
H-开采深度,m;
p-煤层瓦斯压力,取法距10处测压钻孔实测瓦斯压力最大值,MPa;
Δp-软分层煤的瓦斯放散初速度指标;
f-软分层煤的平均坚固性系数。
有以下情况之一,工作面为有突出危险工作面:
(1)当P≥0.74MPa时;
(2)K≥20或D≥0.25时;
(3)各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象。
四、防治突出技术措施
1,工作面施工至距二1煤层最短距离10m处,停止掘进,当预测有突出危险性时,在迎头施工卸压排放钻孔,如瓦斯有瓦斯动力现象时,对排放钻孔封孔进行抽采。
2、瓦斯突出预测有突出危险时卸压排放钻孔布置:
卸压排放钻孔设计钻孔共施工7排,每排7个孔,共49个卸压排放钻孔,钻孔孔径113mm。
钻孔终孔位置位于巷道两帮法距大于5m,钻孔控制到距巷道底板大于3m,防突队要根据修正后的煤层赋存情况,及时调整排放钻孔施工参数,确保钻孔控制范围。
3、抽采系统:
当瓦斯预测有突出危险性时,在13采区避难硐室工作面安装一路φ200mm的抽采管进行抽采,孔口抽采负压不小于20kPa。
利用注浆泵注入聚氨酯封孔,封孔深度6m。
抽采系统:
工作面---13采区皮带下山——13采区皮带巷——北上仓皮带巷——主立井——平地抽放泵房
抽采时揭穿煤层期间巷帮钻孔不间断抽采瓦斯。
五、防突措施的效果检验
防突措施的效果检验采用综合指标K值和D值,当所有的防突卸压钻孔施工结束,措施孔控制范围内煤体瓦斯排放或预抽率大于45%后,对消突措施进行效果检验。
当两个综合指标均小于临界值(K为20,D为0.25),证明防突措施孔有效。
若任一指标超限,必须采取补充措施或延长抽采时间,直至效检有效。
效果检验钻孔孔数为4个,分别布置巷道前方1个,巷帮两侧各1个,巷底1个,孔径75mm,效检孔位于排放孔之间,与排放孔间距大于1m。
巷道进入煤层施工,必须采用煤巷突出危险性预测方法进行预测,每次预测至少留5m超前距,按巷道掘进方向布置3个预测孔,孔深为8~10米,当钻屑量Smax和钻屑解析指标Δh2值任一指标超过其临界值时(Smax为6kg/m,K1为200Pa)立即停头施工卸压排放钻孔,直至效检措施有效为止。
六、确定安全岩柱厚度措施
1、在距离二1煤层最短距离10米时,在每班掘进前施工前探钻孔,探明煤层的准确位置。
2、前探孔见煤后,立即停止掘进,汇报矿调度及有关部门,确定安全岩柱厚度。
3、工作面煤层无突出危险后,在工作面距二1煤层顶板最小法距5m处,开始采用远距离放炮揭穿煤层。
七、防突系统设计
1、通风系统
1)、通风路线:
进风流:
地面→副井井筒→13轨道大巷→13轨道下山→工作面
乏风流:
工作面→13采区回风小绕巷→13专用回风下山→风井井筒→地面
2)、需要风量计算
按瓦斯涌出量计算需要风量,预计揭煤时,巷道绝对瓦斯涌出量为3.0m3/min,工作面需风量:
Q=100qk=100×1.50×2.0=300m3/min
q----瓦斯绝对涌出量,取1.50m3/min
k----瓦斯绝对不均衡系数,取2.0
根据上述计算巷道揭煤期间选用两台2×22Kw2BKJNo6.3型对旋式局部通风机供风(1台备用),φ600㎜风筒导风,两台风机能自动切换。
2BKJNo6.3对旋式局部通风机性能表
风机型号
功率(Kw)
风压(Pa)
风量m3/min
配套风筒
2BKJNo6.3
2×22
800~5800
250-550
Ø600mm
工作面所使用的局扇必须实现“三专”和“风电”闭锁,主、备局扇自动切换。
通风队加强通风系统的维护与管理,施工队保证风筒吊挂牢固、平直、无破洞、漏风现象,揭煤期间风筒距掘进工作面的距离≯5m,保证掘进工作面有足够的新鲜风流。
2、瓦斯管理
1)、揭煤期间,在掘进工作面安设专职瓦斯检查员,经常检查工作面瓦斯情况,发现异常情况,及时将掘进工作面迎头和回风路线内的所有人员撤至安全地点,同时向矿调度室、通风副总和总工程师汇报。
2)、机电科在距工作面<5m处安设T1瓦斯传感器,距第一汇风点10~15m处安设T2瓦斯传感器,瓦斯传感器与工作面及其回风巷内电气设备实行瓦斯电闭锁,因瓦斯超限而切断电气设备电源的,复电时只准人工复电,且瓦斯传感器都必须实行挂牌管理。
瓦斯传感器断电范围表
瓦斯传感器
报警点
断电点
复电点
断电范围
T1
≥1.0%
≥1.0%
<1.0%
13采区水仓工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
T2
≥0.8%
≥0.8%
<0.8%
13采区水仓工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。
3)、机电科要加强瓦斯传感器的维护工作,确保传感器灵敏可靠,施工人员要爱护监控设施,严禁任何人损坏或随意挪移瓦斯传感器,影响瓦斯传感器的准确性。
4)、机电科每月对瓦斯监控分站至少调校一次,对瓦斯传感器每7天用校准气样至少调校一次,每天对断电功能试验一次,并实现瓦斯传感器故障闭锁功能。
瓦斯检查员每班用光学瓦斯检定器对瓦斯传感器核对三次,当二者显示值误差超过0.1%时,要以大值为准并汇报至通风调度,机电科要在6小时内对瓦斯传感器进行调校完毕。
5)、当安全监控设备出现损坏或其它故障导致不能正常运行时,机电科必须及时进行处理,在6小时内恢复设备正常运行。
6)、施工单位负责瓦斯传感器的正常吊挂和挪移;放炮前由施工单位班长在瓦斯检查员的监督下,将T1瓦斯传感器挪至距迎头50m以外安全地点吊挂,放炮后再挪移到规定位置吊挂好。
7)、机电科按质量标准化规定进行监测信号电缆敷设、吊挂和管理。
8)、巷道洒水防尘时,严禁将水洒到瓦斯传感器及电器设备上。
3、供电系统
1.动力电源来自13采区临时变电所动力变压器,变压器容量630kVA,型号KBSGZY-630/10/0.69。
2.三专局扇电源来自13采区临时变电所专局变压器,变压器容量630kVA,型号KBSGZY-630/10/0.69。
3.局扇一用一备,主、备局实现自动切换。
4.13采区避难硐室内非本质安全型电器设备实现“风电”、“瓦斯电闭锁”。
5.揭煤期间,每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换试验一次,确保灵敏可靠。
6.动力、三专变压器低压侧馈电开关装设漏电保护装置,每天由机电科试验,并留有试验人签名的试验记录。
7.动力电缆使用MYP35平方电缆,载流量为138A,迎头总负荷为71kw,能满足施工要求。
8.三专局扇供电电缆使用MYP35平方电缆,载流量为138A,局扇总负荷为44KW,能满足供电要求。
4、远距离放炮
1)、远距离放炮范围为从距二1煤层顶板最小法距3m开始至巷道穿过二1煤层后巷道底板距二1煤层法距2m止。
2)、远距离放炮期间,地测部准确掌握掘进工作面的煤层赋存情况。
3)、远距离放炮选用煤矿
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