高瓦斯和突出矿井技术自诊报告
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河南煤化鹤煤(集团)公司六矿
高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井技术自诊报告
鹤煤公司六矿
二〇一〇年六月二十日
高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井技术自诊报告
第一章矿井基本情况
矿井名称:河南煤业化工集团有限责任公司鹤煤六矿
井田范围:南起张庄向斜轴,北、西至F40正断层及二1煤层露头,东到二1煤层-800底板等高线,南北走向长9.5km,东西倾斜宽2.5km,面积约18km2。
矿井生产能力:1958年7月开始建井,1964年正式投产,原设计生产能力75万吨/年。
1995年改扩建完成后生产能力为120万吨/年。
2006年核定生产能力为130万吨/年。
煤系地层及煤层赋存情况:本矿位于华北地层区豫北分区太行山小区。
区内地层自老到新发育有奥陶系中统峰峰组、石炭系中统本溪组和上统太原组、二叠系下统山西组和下盒子组及上统上石盒子组、新第三系、第四系。
其中本溪组、太原组、山西组和上、下盒子组为含煤地层,太原组和山西组为主要含煤地层。
二1煤层位于二叠系下统山西组的下部,层位稳定,其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩,老顶为灰色细~中粒砂岩(俗称大占砂岩),为本区良好标志层;煤层底板为泥岩或砂质泥岩,老底为灰色细~中粒长石石英砂岩。
主采煤层厚度:可采煤层为二1煤,平均厚度7.48米,全区可采,层位稳定。
煤层产状变化情况:煤层走向主要以NE向为主、倾向SE,倾向10°~25°、局部35°~55°。
顶底板情况:伪顶为炭质泥岩、黄褐色或淡灰色泥岩,易破碎,厚
0.1~0.3m;直接顶为黑色泥岩或砂质泥岩,放顶易冒落,厚3.6~6.05m,平均厚5m,含大量带羊齿、栉羊齿、芦木、苛达等植物化石,局部为砂岩,如南翼274工作面和北翼143工作面直接顶为砂岩。
老顶为灰色中细粒砂岩(S10),以石英为主,含长石及少量黑色矿物,层面含白云母片,厚1.5~28.6m,一般厚度8.4m。
伪底为松软的灰质泥岩,厚0.1~0.3m。
直接底为泥岩、砂质泥岩或中细粒砂岩(S9),平均厚度3m。
煤质情况:本区二1煤属低~中灰、特低硫、低磷、高熔灰分的贫瘦煤。
分选密度为1.5时,属中等可选。
分选密度为1.59时,属易选煤。
该煤可作炼焦配煤、动力用煤和炼制型焦的原料。
六矿历年瓦斯鉴定等级皆为突出矿井,突出强度最大的一次发生在2008年10月13日的21431综采工作面,突出煤量398.4吨,突出瓦斯量50052m3。
实测最大瓦斯压力1.6MPa,实测最大原始瓦斯含量17.98m3/t。
2009年瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿井,矿井瓦斯绝对涌出量为59.38m3/min,瓦斯相对涌出量为24.09m3/t。
六矿煤层自燃倾向性等级为三类,不易自燃,煤尘具有爆炸危险性。
矿井涌水量:矿井最大涌水量为250.3m3/h,正常涌水量为188.0m3/h。
矿井主要充水水源为顶、底板砂岩水、太原组薄层灰岩水、奥灰水和老空区注浆积水。
矿井水文地质类型为中等。
矿井开采的主要区域:二水平09采区、11采区、12采区、14采区。
开采深度:二水平09采区标高为-350—-440、11采区标高为-350—-440、12采区标高为-280—-380、14采区标高为-230—-340。
矿井主要地质构造及影响程度:鹤煤六矿位于鹤壁煤田东部太行断隆的东缘,总体构造形态为地层走向近SN,倾向WE,倾角0~38°,一般为
20°左右的单斜构造。
主要构造形迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向的小型背、向斜相复合和NE、NNE 向正断层。
褶曲:经采掘揭露和钻孔控制的褶曲有10条,向、背斜各5条。
其中近东西向褶曲有4条,近南北向褶曲有3条、北东向褶曲有2条,北西向褶曲1条。
在褶曲相交的部位形成构造盆地或鞍状构造。
断裂:矿区内断裂较发育,共查明断层59条,其中落差大于100m的断层3条,50~100m的4条,30~50m的20条,10~30m的21条,5~10m 的11条。
另外,尚有落差小于5m的断层30余条。
按其延伸方向可分为NNE、NE、NEE、NWW向四组。
本区发育的断层多为高角度正断层,这些断层常引起二1煤层变薄,且在断煤交线间成为无煤带。
从二1煤层底板等高线及储量计算图看出,凡离断层较近的钻孔,因受断层的影响,而使其煤层厚度较周围孔显著变薄(如6F 9-1附近的-13钻孔煤厚仅1.02m、6F9-2附近的682-10钻孔煤厚1.97m、6F14附近的687-19钻孔厚1.87m等)。
在采掘过程中也发现断层总是使煤层变薄。
实际工作中发现断层落差越大,煤厚变化范围也越大;断层切过煤层顶、底板岩石的强度越小,煤层变薄范围越大;断层倾角越大,煤层变薄范围越小。
矿井采掘机械化程度:
采煤工作面:实现运煤机械化100% ,采煤、装煤机械化达到70% 。
煤巷掘进:机械化掘进20% ,运煤机械化100% 。
岩巷掘进:装岩机械化100% 。
矿井运输系统主要包括:矿井提升、轨道运输和皮带运输。
六矿现有
提升系统均为立井提升,分别为主井、新副井和老副井提升系统,其中主井主要用于提升原煤,新副井主要用于提升人员和物料,老副井基本不担负提升任务,仅服务于一水平泵房水泵司机等少数人员上下井。
井下运输系统由大巷电机车运输系统、胶带输送机运输系统和采区上下山轨道辅助运输系统组成。
第二章矿井主要安全生产系统
一、主、副井和风井的个数、净断面积、布置方式
矿井开拓方式为立井多水平上下山开拓,井筒布置方式为两翼对角式。
主井、新副井、老副井三个为进风井;小庄风井、东风井两个为回风井。
主井为立井,净断面积19.6㎡;副井两个均为立井,新副井净断面积28.27㎡,老副井净断面积23.75㎡;风井两个,分别为小庄风井、东风井,其中小庄风井为斜井净断面积11.8㎡;东风井为立井净断面积19.6㎡。
井筒概况见下表:
表1 矿井井筒概况
二、开采水平及采区布置
1、根据井田内煤层赋存状况,井田开采设计为多水平上、下山开采,一水平(标高-150m),二水平(标高-300m),三水平(标高-600m)。
目前一水平已回采结束,正在开采二水平下山采区,三水平正在开拓准备。
各水平运输大巷均在煤层底板、沿煤层走向布置,服务范围为各开采水平
范围内煤炭储量。
2、采区布置为沿井田走向分区式布置,目前生产的四个采区均为下山开采,(即211采区、214采区、212采区、209采区);各采区均布置有轨道、皮带、专用回风巷三条下山以及采区变电所、水仓生产系统完善,不存在剃头开采。
三、矿井掘进工作面及掘进方法
1、六矿现有岩巷掘进工作面6个,分别为:-600南大巷、三水平南翼辅助回风巷、09采区回风联络巷及3001、214
2、2146底板抽放巷;煤巷掘进工作面10个,分别为:2115下顺槽(北)、2115下顺槽(南)、2145上顺槽、2145下顺槽、21432上顺槽、2091下顺槽(北)、21231上顺槽、2806上顺槽、2806下顺槽、2814下顺槽(改造)。
2、矿井掘进方法:煤、岩巷掘进方法有炮掘和综掘。
掘进速度:
岩巷:按8平方米标准巷道为60米以上;
煤巷:非突出区为130m,突出区30m(其中有效进尺15m)。
3、矿井“四个煤量”情况
四个煤量:截止2010年5月底,开拓煤量453.8万吨,可采期3.6年;准备煤量260.2万吨,可采期25月;回采煤量44.1万吨,可采期4.5月,抽采煤量106万吨,可采期11月,均符合要求。
四、矿井开采布局
1、矿井开采水平划分
鹤煤公司六矿矿井生产水平共分为三个水平,一水平已回采完毕,二
水平现主要回采下山采区,三水平为接替水平。
2、各采区工作面布置情况
井下现布置有五个采煤工作面,分别为211采区的2112工作面;214采区的21431、21432工作面,且两个工作面互为备用;212采区的21221工作面;2206煤柱工作面。
其中2206煤柱为炮采放顶煤工作面,21432工作面为综采放顶煤工作面,2112、21221工作面为炮采工作面,21431工作面为综采工作面。
3、采煤方法及推进速度
采煤方法为:单一走向长壁后退式(综放、综采、炮放)采煤法,全部垮落法管理顶板。
厚煤层放顶煤开采顶煤的处理方法为顶煤软化松动爆破法。
(工作面月推进度平均综采:50~80m ;综放:40~60m ;炮放:25m左右)。
采煤机械化程度为两综三炮。
4、顶板管理
煤层顶板为黑色泥岩或砂质泥岩,老顶为灰色细中粒砂岩。
六矿的煤层顶板为易破碎顶板。
(1)采、掘工作面破碎顶板灾害主要表现形式:
1)局部空顶造成的冒顶。
当放炮或割煤后,由于窜梁或移架不及时、放炮崩倒支架、煤壁松软片帮后未超前护顶、平行裂隙窜梁、梁端距超宽或护顶不严等原因。
尤其是在初次来压或仰斜推进时,对煤壁附近出现断裂破碎顶板未采取有效控制措施,因此造成局部抽漏冒顶。
2)局部漏顶空洞造成的冒顶。
当伪顶或直接顶非常破碎,由于支护不及时或背顶不严造成局部漏顶空洞后,未及时采取填实接顶措施,随着工作
面推进,空洞逐渐扩大,当空洞周边应力失去平衡冒落时,冲击砸垮下方支架,因此造成顶板事故。
3)局部漏顶抽空造成的冒顶。
在倾斜或急倾斜煤层,直接顶十分破碎时,由于采场个别地点支护失效而发生漏顶后,破碎顶板可能从该处开始往上抽放冒漏,因此造成下方支架失稳导致局部冒顶。
4)巷道:顶板灾害主要以空顶、侧压大、漏煤(矸)、底鼓等为主要表现形式。
防治情况为:选择合适的支护形式和材料、加大支护强度、增大扎角、空顶背实背牢、变形梁柱及时更换、提前加固等。
(2)工作面顶板防治情况:
1)根据工作面地质条件不同,在支护材料(形式)选型上,选择适合于该工作面地质、安全生产等条件要求的支护形式和采煤工艺。
2)强化职工执行敲帮问顶制度的落实。
每个职工必须经常认真地检查工作地点的顶板、煤壁、支架等情况,只有将隐患处理完毕后方可作业。
3)严禁空顶作业。
炮采工作面要及时窜梁、破碎顶板要掏梁窝、超前窜梁或支设前托梁;综采工作面要及时移架,端面距空顶高度不超规定,超规定时及时用木料填实背牢。
4)炮放工作面选择对顶板震动较小的毫秒雷管爆破。
合理布置炮眼、适当控制装药量、缩小分段爆破距离、加固支架。
顶板破碎时加密贴帮柱密度、缩小棚距。
5)综采工作面高档段,选择了前梁错梁直线柱、后梁齐梁直线柱,提高了端面支护阻力,减小了端面距宽度,并及时打贴帮柱。
6)坚持使用端头五对十根机头大棚支护,保持一梁三柱,交替前移。
上顺槽上帮和下顺槽下帮各设一对长梁对支架进行加固。
7)加强对上、下顺槽20m内支架进行超前加强支护。
8)综采工作面尽可能使用液压自移式端头支架,能与运输机配套并适用不同高度的工作面支架。
五、通风系统
1、通风系统概况
矿井通风方式为两翼对角抽出式。
主井、新副井、老副井、中央风井为进风井,小庄、东风井为回风井。
东风井主要承担二水平东翼和北翼采掘回风,小庄风井主要承担二水平南翼采掘头面的回风。
矿井总进风量为15215m3/min,矿井总排风量为16323m3/min。
有效风量为15154m3/min,有效风量率为90.02%,总等积孔6.47m2。
表2 矿井主要通风机运行参数表
小庄风井主通风机额定风量为7500 m3/min,东风井主通风机额定风量18000 m3/min,目前矿井各分区配风合理、稳定,预计在未来十年内矿井通风需求无较大变化,可以满足配风需要。
2、通风阻力测定情况
矿井通风阻力于2009年5月由河南理工大学进行了测定,其中小庄风井担负区域的三段(进风段、用风段、回风段)占总阻力的百分比分别为46.5%、13.29%、40.21%,百米阻力分别为25.85Pa、38.27Pa和35.98Pa;
东风井分别为61.9%、11.33%、26.78%,百米阻力分别为35.9Pa、39.72Pa 和39.59Pa。
3、矿井各采掘头面风量分配情况及可靠性分析
(1)各采掘头面风量分配情况
(2)通风系统可靠性分析
目前,井下各掘进工作面全部采用压入式通风,局扇采用2×15kw、2×30kw对旋式风机,均实现了“三专两闭锁”、双风机双电源自动倒台、并实现了局扇开停监控,部分掘进头实现了瓦斯超3%自动闭锁功能(其余未实现的正在整改)。
局扇所采用风筒为600~800mm胶质阻燃风筒,百米漏风率在3.8~4.1%左右。
部分通风距离较远的掘进工作面(如2115南下顺通风距离840m,三水平猴车道下段通风距离820m)风量损失为100~200m3/min。
矿井具有完整独立的通风系统,五个采区均实现分区通风。
采掘工作面和各供风地点的配风量能够按照《作业规程》进行配风,各用风地点能够满足安全生产的要求。
矿井有效风量率能够达到90%,矿井风量分配合理,作业地点各有害气体浓度等符合规定,没有不符合规定的串联通风、扩散通风、采空区通风等现象。
各个分区配风合理、均衡,能够满足生产需求。
六、矿井防突(防冲)体系
1、矿井瓦斯等级
六矿自1970年9月25日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次煤与瓦斯突出被鉴定为煤与瓦斯突出矿井以来,历年均鉴定为煤与瓦斯突出矿井。
2009年度瓦斯等级鉴定结果为:绝对瓦斯涌出量为59.38m3/min,相对瓦斯涌出量为24.09m3/t,瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。
表4 近年六矿瓦斯鉴定情况一览表
2、矿井瓦斯基本参数、煤层瓦斯赋存及分布
随着生产水平的延深,矿井开拓、准备区全部进入突出危险区,煤层瓦斯含量和瓦斯压力也增大。
目前实测得最大瓦斯含量为17.89m3/t,最高瓦斯压力为1.6MPa。
煤层透气性系数为0.03~0.045md,实测钻孔流量衰减系数为0.067d-1。
已测定瓦斯含量、压力等基础参数见表4、表5、表6。
表5 矿井瓦斯含量测定记录表
表6 矿井瓦斯压力测定记录表
表7 矿井ΔP和f值测定记录表
影响煤层瓦斯含量分布的因素主要有煤层埋藏深度、地质构造等因素。
煤层深度是深部比浅部瓦斯含量大的主要因素,地质构造控制了走向上瓦斯含量的变化。
背斜轴部附近因张性裂隙和断层较为发育,瓦斯容易逸散,致使煤层瓦斯含量一般较低,矿井生产中的瓦斯涌出量也较低;向斜轴部因压应力集中,煤层围岩中张性裂隙不发育,煤层中瓦斯不易逸散,致使煤层瓦斯含量较高。
在目前开采水平,煤层瓦斯含量沿煤层走向呈南高北低的趋势,矿井南北两翼瓦斯含量梯度基本一致。
3、煤与瓦斯突出概况
六矿1970年9月25日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次煤与瓦斯突出,突出点标高约为-190m,埋深340m,突出煤量30t,瓦斯量不详,1970年被定为煤与瓦斯突出矿井。
截止到目前,共突出33次。
2008年10月13日,21431综采工作面发生了自建矿以来最大的一次煤与瓦斯突出事故,突出煤量398.4t,瓦斯量50052m3。
统计33次突出,平均突出煤量76.9吨、平均突出瓦斯量7200m3;
统计33次突出,煤巷掘进工作面共发生29次,横川揭煤3次,采煤工作面1次;突出多发生在地质构造附近,如断层,煤层变薄带,向斜轴部;多数突出发生在放炮后,即放炮震动引起;突出前均有明显的突出预兆,主要表现为响煤炮、煤层层理紊乱、煤强度变软,有时出现支架歪扭变形;突出时一般伴随有动力现象,且随着突出强度增加,动力现象逾为
明显。
建矿以来发生的瓦斯事故11次,共死亡34人,其中突出4次,死亡18人。
瓦斯突出危险性区划:井田范围划分为突出危险区和突出威胁区:等高线为-150m~-300m有一闭合区域为突出威胁区;等高线为-250m~-300m 矿井南部段为突出威胁区;等高线为-300m以下的为突出危险区。
4、突出煤层“四位一体”综合防突措施的执行情况
随着生产水平的延深,矿井开拓新区全部进入突出区,所采二1煤层瓦斯含量高、压力大、透气性差、粉末状构造煤发育,煤与瓦斯突出危险性也逐渐增大。
在防突工作中,严格防突措施的落实,将“四位一体”防突措施的各个环节落实到人。
(1)区域防突措施及效果检验
1)穿层钻孔预抽
六矿主采煤层是松软低透单一厚煤层,无解放层可采,采取预抽煤层瓦斯作为区域防突技术。
利用每个采面的底板岩石抽放巷,设计施工大量穿层钻孔对工作面进行采掘前预抽。
底抽巷的长度贯穿工作面整个顺槽(整个区段或工作面),巷道规格满足巷道的用途、打钻布置。
底抽巷一般布置在距煤层法线垂距10~15m(地质构造破坏带20m)的煤层底板内;为方便穿层钻孔的施工,可在底抽巷内布置钻场,钻场间距15~20m,钻场规格满足抽放钻机架设要求。
底抽巷穿层钻孔首先要解决的是工作面顺槽条带掘前预抽,即预抽顺槽上帮20m至下帮10m范围内煤体的瓦斯,消除顺槽条带突出危险性。
其次在底抽巷对工作面合理设计布置大量穿层钻孔,以及利用掘进的上、下顺槽和切眼,布置大量平行密集的顺层抽放钻孔,进行长期预抽,对工作
面进行采前区域消突。
2)本煤层钻孔预抽
在没有或无法布置底抽巷的地区,进行掘前预抽主要是在顺槽(切眼)迎头布置施工48个顺层钻孔(允许掘上下帮钻场的布置施工51个),预抽上帮20m至下帮10m范围内煤体的瓦斯,孔深不小于60m。
工作面所采取的区域防突措施主要是利用已掘进的上、下顺槽和切眼,在两帮大量施工平行密集的顺层抽放钻孔,并使上、下顺槽钻孔搭接,进行采前预抽,保证采面回采时有足够的通风生产能力,瓦斯不影响生产。
3)区域效果检验
根据《防治煤与瓦斯突出规定》要求,在进行区域防突措施,即对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时,由河南理工大学(科研所)直接测定残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验。
效果检验参数不超标(残余瓦斯含量降至8m3/t以下),在采掘作业前必须按《防治煤与瓦斯突出规定》要求进行区域验证,若验证指标超标则必须采取“四位一体”局部综合防突措施。
若区域效果检验参数超标则重新补充抽放钻孔或延长抽放时间。
(2)局部防突措施及效果检验
1)煤巷掘进工作面防突措施
在掘进工作面正前布40个超前钻孔(浅孔抽放钻孔34个),孔深18m,孔径80mm,控制到巷道轮廓线外上帮7m、下帮3m,每次允许掘进5.5m (保留10m的超前距)。
2)采煤工作面防突措施
采煤工作面执行浅孔抽放和深孔松动爆破防突措施。
浅孔抽放钻孔孔深23m,孔径89mm,超前距20m,孔间距2.5m,最后一个施工的抽放钻孔带抽时间不小于2小时。
深孔松动爆破钻孔孔深13m,孔径89mm,孔间距5m,每孔装药量为3.6kg,每次松动爆破循环允许回采6m。
3)局部防突措施效果检验
效果检验采用复合指标法,在3、4、5、6、7、8m位置测定钻孔瓦斯涌出初速度q(临界值4.5L/min)和钻屑量指标S(临界值5.0kg/m)。
若检验指标小于该煤层突出危险临界值,则认为措施有效,可进行掘进作业。
若效果检验指标参数超标且在5m范围内大于6L/min和5m范围以外达到或超过9L/min时,该工作面必须停止作业24小时,再经验证(预测、效检)只有q值在5m范围内小于6L/min和5m范围以外小于9L/min后,方可采取防突措施。
四、瓦斯抽采体系
六矿为难抽煤层(透气性系数0.03~0.045md,百米钻孔抽放量一般为0.017m3/hm.min,钻孔流量衰减系数为0.067d-1),于1970年建立矿井瓦斯抽放系统,包括地面抽放系统和井下瓦斯抽放系统。
1、地面抽放系统
地面瓦斯泵房现安装有2BEC-52型水环式真空泵2台,皆为双回路供电。
室内装有KJ系列抽放瓦斯监控子系统。
地面瓦斯抽放系统敷设管路20270m,带抽井下8个抽放地区,钻孔总长28.37万m,抽放混量为93.76m3/min,抽放浓度为16.96%,抽放纯量约为15.94m3/min,月抽纯量约73.60万m3,利用率40%左右(地面瓦斯发电)。
2009年已累计发电利用瓦斯182.96万m3,利用率为46.95%。
2、井下抽放系统
井下建有4处移动抽放泵站,214、212采区泵站正在运行,211、北四采区泵站停运行。
井下在用瓦斯泵10台,分别是3台2BE1-303-0型、2台2BE1-353-0型、2台2BEA-353型、1台2BEC-42型和2台SK-60型瓦斯移动抽放泵。
分别带抽21431工作面、21432工作面、21221工作面、2814煤柱(待改造)的采空区埋管和21221工作面的高位裂隙抽放。
移动泵抽放负压稳定在14~23Kpa,抽放浓度约为1.5~5.5%,月抽纯量约11万m3。
表8 在运转抽放泵站抽放基本参数表
3、抽放管路及钻机
瓦斯抽放主管路为ф300mm以上,均为钢管,长度约8790m;干管采用ф250mm,长度约5525m,其中聚乙烯管2665m、钢管2860m;支管采用ф150mm以上抽放管,长度约7955m,其中聚乙烯管5215m、钢管2740m。
抽放管路主要以法兰连接和套袖连接,密封性较好。
井下抽放钻机16台,其中ZY-750型10台,ZDY-800和ZY-200型各2台,ZY-3500和ZY-300型各1台。
4、抽放方式
抽放方式主要有本煤层顺层钻孔抽放、穿层抽放、顶板裂隙带抽放和采空区埋管抽放。
(1)顺层钻孔抽放
在采煤工作面上、下顺槽、切眼沿煤层倾斜方向施工顺层倾向钻孔,
通过顺层钻孔瓦斯抽采主要解决防突和回风瓦斯涌出量较大的问题。
钻孔孔径90mm,孔间距1.5~2m,每10~15个钻孔一个钻场,一般上向孔深65m及以上(在2115下顺槽北头施工的上向孔最深105m),下向孔深平均60m,初始抽放浓度在50~90%左右,目前矿井的顺层钻孔抽放浓度在15~30%左右。
目前有7个地区施工并带抽了顺层钻孔,带抽钻孔总长13.44万m。
(2)穿层钻孔抽放
在煤层底板做底板瓦斯抽放巷,底抽巷距下顺槽平距30~40m,垂距15m左右。
在底抽巷中上下帮每10m~20m布置一个钻场,每个钻场布孔15~21个,孔径90mm,布孔采用钻场方式扇型布置,钻孔预抽下顺槽及下顺槽上帮20m、下帮10m范围内的瓦斯。
每排钻孔开孔间距约300mm,钻孔的终孔间距5m。
目前共带抽穿层钻孔14.83万m,初始抽放浓度一般在60~100%左右,目前矿井的穿层钻孔抽放浓度一般在20~40%。
(3)顶板裂隙带抽放
顶板裂隙带抽放主要解决工作面上隅角及回风瓦斯的问题。
顶板裂隙抽放孔的终孔布置在顶板的裂隙带内(根据抽放效果实际考察裂隙带范围,在六矿一般距煤层10~15m)。
在上顺槽施工5~8个高位钻场,每个高位钻场施工10个钻孔,钻场间距100m,钻孔深120m(保证20m的压茬),孔径不小于90mm,外端封孔段孔径110mm。
(4)采空区埋管抽放
在工作面上隅角预埋一趟直径200mm管路,自上隅角向下埋2~3个“干”字管(炮采,综采仅在上隅角埋设一个“干”字管),间距15~20m。
“干”形立管与主管路联接,附近加木垛防止顶板砸坏、堵塞立管。
采空区埋管抽放一般采用低负压大流量的方式,抽放浓度一般为1~3%,抽放纯量为1.5m3/min左右。
5、封孔工艺
六矿于2009年10月份改进封孔工艺,本煤层钻孔及穿层钻孔封孔长度均要求不少于8米,基本封孔方式为:单孔准备1.5寸铁质封孔管3根,每根长3米,共9米,用封孔管软带连接,首先在封孔管最前端缠上棉布,以防堵孔,然后在封孔管口2米以下套上2个水炮皮,水炮皮每400mm栓一道绳共分8段,在每段上方用刀具开口150mm长,然后勾兑封孔药(立固安,其中黑、白药各4斤搅拌均匀),平均倒入每段水炮皮内,最后把封孔管送进孔内。
待药膨胀后,用水泥把孔口堵严带抽。
改进封孔工艺后,对比后发现:单孔浓度提高10~30%,且经过连续观察后衰减较慢,三天抽放参数基本无变化。
六矿现对井下所有钻孔进行单孔挂牌管理,并针对抽放效果突出的钻孔施工及封孔人员给予适当奖励,鼓励职工工作积极性,从而提高打钻及封孔质量。
五、瓦斯监测监控系统
六矿于1983年开始建立安全监控系统,历经五代安全监控系统升级改造,目前使用的系统是北京长城瑞赛科技有限公司研制开发的KJ4N监测监控系统,该监测监控系统由地面中心站、调制解调器、井下分站、各种矿用传感器、矿用机电控制设备及KJ4N安全生产监测软件组成。
1、监控装备
通风安全监控装备了矿井监控系统1套及井下、地面瓦斯抽放子系统5套,井下分站49台、各种矿用传感器226台。