平煤八矿己15-13310掘进工作面煤与瓦斯突出防治毕业论文
平煤八矿发表论文：深孔控制卸压爆破防突措施的试验研究
深孔控制卸压爆破防突措施的试验研究，解决了深孔控制卸压爆破几个技术难题，井完善了工艺与装备。
为我国防治煤与瓦斯出局部措施找出了一个新方法。
为了使该技术尽快在生产中发挥作用、创造效益，同时进一步扩大其适用范围，抚顺分院与平顶山矿务局合作，选在突出严重的平八矿己 1 5— 1 3170西机巷进行推广应用研究试验。
一、深孔控制卸压爆破防突技术与工艺简介深孔控制卸压爆破防突措施是在分析其它局部防突技术措施的基础上，引进了先进的控制爆破技术，创造性地将其应用于防突措施中，成为一种防突效果好、掘进速度快等优点的新措施。
其实质是：在掘进工作面前方煤体中，打若干个20～ 30m深的钻孔，其中有爆破孔和控制孔。
在爆破作用下，煤体中爆破段形成了破碎圈带和松动圈带，使地应力峰值向煤体深部和巷道两帮转移；使高压瓦斯加速排放，降低了瓦斯压力梯度，减少了突出势能。
实现了空间上、时间上的超前防护作用，从而达到防止突出加快掘进速度的目的。
1、钻孔布臵钻孔的布臵应遵循以下原则：(1)有利于形成破碎圈带和松动圈带}(2)尽可能使爆破影响范围增大，两帮控制范围要在2m 以上；(3)在保证防突效果的前提下，尽可能减少孔数、缩小孔径、增大一次爆破长度。
一般采用三个爆破 L、三个控制孔．正、倒三角形布 L 方案其中爆破 L 5Om ，控制孔中9O～ 150mm；孔深一般在15～30m 。
2、钻孔施I打钻采用2～ 3 Ⅳ岩石电钻、组合式可调钻架及二级同径式和三级变径式钻头。
爆破孔采用风力排粉，孔口捕尘器除尘；控制孔采用水力排粉。
3、装药结构与装药I艺装药结构为散粉连续偶合装药，辅以导爆索正向起爆。
装药工艺为采用 QF一5O型压风装药器与特制塑料管配合，进行散粉连续偶合装药。
4、封孔I艺封孔采用压风喷泥罐与特制塑料管配合，进行压风喷泥封孔。
二、工业试验1、试验区域概况平八矿为煤与瓦斯突出矿井。
所采己1 5煤层为突出煤层。
煤层厚度为3．5m。
煤质松软，值一般小于0．3以下。
128-煤与瓦斯突出预兆分析及对策
1 瓦斯地质概况
八矿位于李口向斜轴的东南转折仰起端，井田 西侧与十矿、十二矿井田内分布的北西向展布的牛 庄向斜、郭庄背斜以及原十一矿逆断层的末端相 连，并受其控制，而井田东侧靠近北东向展布的洛 岗大断裂，该井田既受北西向构造的控制，又受北 东－北北东向构造的控制。
八矿井田背斜、向斜构造较发育，小褶皱引起 煤层增厚，易于形成煤与瓦斯突出危险区。无论是 戊组煤层还是己组煤层都存在煤厚分叉合并现象， 在煤层合并区域，煤层瓦斯含量和瓦斯压力会急剧 变大，导致瓦斯涌出量明显增大，也是煤与瓦斯突 出危险性大的地段。
LV You-chang，GAO Jian-cheng，DAI Zhi-xu，KOU Jian-xin
（ Methane Research Branch，Energy ＆ Chemical Industry Research Institute，China Pingmei Shenma Group，Pingdingshan 467000，China）
＞500 1 （ 次）
100 ～ 500 12 （ 次）
7 /58 7 /58 5 /42 3 /25
＜100 17 （ 次）
9 /53 10 /59 2 /12 12 /71
＜20 10 （ 次）
7 /70 2 /20 3 /30 5 /50
瓦斯突出次数的比例高，预兆比较明显。 （ 2） 在煤与瓦斯突出区域进行放炮、割煤及
［关键词］ 煤与瓦斯突出； 瓦斯地质； 突出统计； 突出预兆； 突出对策 ［中图分类号］ TD713 ［文献标识码］ A ［文章编号］ 1006-6225 （ 2012） 02-0099-03
Analysis of Coal and Methane Bursting Omen and Its Countermeasures
平煤一矿论文瓦斯抽放是治理瓦斯的有效方法
平煤一矿论文瓦斯抽放是治理瓦斯的有效方法Let's learn positive psychology to make our life happier.瓦斯抽放是治理瓦斯的有效方法徐守仁涂兴子吕庆刚摘要本文介绍了矿井高位水平钻孔抽放,高位穿层钻孔抽放、邻近层抽放、本煤层抽放、上隅角抽放、老空区抽放、密闭抽放等,瓦斯抽放方法的工艺流程、技术关键和效果分析.关键词瓦斯抽放方法效果安全是煤矿企业生存、稳定和发展的基础.安全好不好,关键在瓦斯,遏制住了瓦斯事故,就控制和稳定了安全生产的全局.随着矿井的延伸,瓦斯涌出量日益增大,仅用通风方法稀释瓦斯,有时不但经济上不合理,而且技术上也是不合理的.所以必须落实“先抽后采,监测监控,以风定产”的十二字方针,首先在“先抽后采”上下功夫,它是积极主动的,是从源头上治理瓦斯的办法.抽放瓦斯可以降低井下采区及工作面的瓦斯涌出量,能的效地解决瓦斯浓度超限,提高矿井安全性,降低通风费用.因此,矿井瓦斯抽放是治理瓦斯超限的治本措施和有效手段.1、概况平煤一矿是一座年产400万吨矿井,实行一矿一井生产模式,采煤工艺为综采,采掘机械化程度100%,原煤生产人员效率吨/工.被评为2001年度行业级高产高效矿井,随着矿井采深度的增加和开采强度的加大,一水平和二水平上部已采完,主战场全部进入二水平下部和三水平,瓦斯涌出量明显变大,矿井由低瓦斯变为高瓦斯,局部地区出现瓦斯涌出异常,并有瓦斯动力现象发生,-360水平以下丁组煤层全部按防突管理.使矿井瓦斯管理的难度越来越大,已经成为制约我矿“高产高效”矿井建设的主要因素.一矿井田煤系地层总厚,含煤43层,主要可采煤层四组六层即丁6、戊8、戊10、已15、已17、庚20,现开采丁6、戊8、戊10、已15煤层,各开采煤层以1/3焦煤为主.煤层自燃发火期3-6个月,属有煤尘,瓦斯爆炸危险性矿井.矿井绝对瓦斯涌出量40m/min,相对瓦斯涌出量t,煤层瓦斯含量,煤层瓦斯压力.2瓦斯抽放方法2、1高位钻孔抽放高位钻孔抽放有高位水平钻孔和穿层钻孔抽放两种方法.水平钻孔钻场布置在煤层顶板岩层中,穿层钻孔钻场布置在煤层中.论方法是在回风巷每隔110米施工一个高位钻场见图书馆1、2,钻场由风巷下帮开口爬坡45°掘至煤层顶板岩层,钻场距煤层顶板高度9米,每个钻场施工钻孔3～5个,孔深120米,孔径94mm,终孔垂距方向位于覆岩层裂隙带内,距煤层9～15m,水平方向距风巷平距5～30m,钻孔角度1～3度钻孔参数见表1.表1 高位水平钻孔参数表2·2·1 高位穿层钻孔抽放该方法是在回风巷下帮每隔80m沿煤层施工一个平钻场见图3、4,钻场规格宽×深×高××,钻孔布置上下两排,排距,下排孔1～4号4个孔,孔深120m,下排也5～7号3个孔,孔深60m钻孔参数见表2,由煤层开孔进入顶板岩层中.表2 穿层钻孔参数表戊—31040工作面施工钻场8个,钻孔41个,其中高位岩石钻场5个,高位水平钻孔21个,沿煤层平钻场3个,高位层钻孔20个.钻孔内均下套管,套管用丝扣连接,表面钻有若干小孔,以防软岩层出现塌孔、堵孔现象.八个钻场共抽出瓦斯51万元m3,平均抽放流量min,占采面瓦斯涌出量的%见表3.回风流瓦斯降至～%,没有发生过瓦斯超限,上隅角瓦斯浓度降至1%以下,取得了明显的瓦斯治理效果.表面3 高位钻场抽放情况表2·2 邻近层抽放丁6—22140工作面回采丁6煤层,煤厚,丁6煤层之上处有丁5煤,9米处有丁4煤,丁5煤厚,丁4煤厚,丁4、丁5煤赋存的瓦斯在工作面回采期间随着丁6煤顶板的跨度而涌入采空区和工作面,造成上隅角和回风流瓦斯增大,影响安全生产.因此,我们考虑抽放上邻近层丁4、、丁5煤层瓦斯来降低上隅角和回风流瓦斯浓度.钻孔施工的基本要求是：1在回风巷下帮打仰斜向顶板钻孔,钻孔与工作面斜交；2钻孔穿过丁4、、丁5煤；3钻孔深入到冒落拱上方的裂隙发育带中；4钻孔有效抽放段不受顶板冒落影响而中断.采面风巷每隔30米布置一个钻场,每个钻场3个孔,孔深60～70m,钻孔角度仰角18度,钻孔方位与风巷夹角25～30度见图5.该面共布置钻场15个,施工钻孔43个,每个钻场抽放时间7～10天,抽放流量 m3/min,共抽出瓦斯,比较有效地降低了回风流和上隅角瓦斯浓度,基本上解决了瓦斯超限的问题.2·3 本煤层抽放提高本煤层瓦斯抽放效果,多年来一直是瓦斯抽放工作者的一个难题.我矿煤层透气性差,煤层透气性系数～Mp2a·nd,属难以抽放煤层.我们主要是在戊8-21191、戊8-21180、戊8-22140等工作面进行了交叉钻孔抽放,卸压带抽放和深孔预裂爆破等方法,来提高本煤层的抽放效果.交叉钻孔抽放是利用钻孔立体交叉时产生的相互影响来提高本煤层瓦斯抽放效果.每一钻孔的相互交叉点越多越好.依据我矿煤层厚度、硬度、煤质等条件,受钻机、孔径、孔间距、孔深、排粉等因素影响,在工作面机巷施工交叉孔见图6,钻孔直径75mm,孔长50-60m, 交叉孔按上、下两排布置,上排平行孔,下排斜向孔,斜向孔迎向工作面,平行孔与斜向孔间隔布置,上下排孔高度差～,平行孔与煤层倾角基本一致,斜向孔倾角小于平行孔1～2度,斜向孔与平行孔呈15～20度夹角,每个钻孔有三个交叉点影响区.交叉钻孔与顺层平行钻孔相比,预抽本煤层瓦斯量提高～倍,钻孔百米抽放流量由原来的～ m3/min,提高到～ m3/min.卸压带抽放是根据矿山压力规律随着采面推进,在工作面前方10米左右范围内形成应力释放区,产生煤体卸压带,煤层瓦斯由于卸压而易于释放,从而更加有利于瓦斯抽放.这种方法能够抽放出较多的瓦斯,比正常本煤层预抽可提高抽放量二倍.但由于抽放钻孔和管路距采面太近,抽放单孔和管路的管理都很困难,容易容易造成单孔和管路连接处漏气,频繁甩孔和掐接管路,往往难以达到很好的效果.为了增加煤层的透气性,提高低透气性煤层的抽放效果,我们在戊-21190工作面尾巷进行了深孔预裂爆破,深孔预裂爆破的直接作用是使煤体产生大量裂隙,并使原有裂隙扩展,从而增加煤体的裂隙长度和范围,为瓦斯流动创造良好条件,提高煤层透气性,减少抽放阻力,提高瓦斯抽放率.钻孔分为爆破孔、抽放孔,间隔布置,孔深50～60m,爆破孔径65mm,抽放孔直径90mm,孔间距5～10m,深孔预裂爆破后初期瓦斯抽放流量比较大,是普通钻孔的4倍以上,十天以后抽放流量是普通钻孔的2倍以上,百米钻孔平均瓦斯抽放流量是普通钻孔的2～3倍.2·4 上隅角抽放戊8-21180综采工作面回采初期经常出现上隅角瓦斯超限,上隅角瓦斯浓度达2～3%,而回风流瓦斯浓度符合规程规定,针对这种只是上隅角局部出现瓦斯超限,我们采取了上隅角抽放.从采面上隅角向外25米敷设两趟直径50mm塑料软管,再向外为直径100mm钢管,与抽放系统连接起来.塑料管前端用沙网包扎,前部长钻有直径15mm小孔20个.上隅角附近支架与风巷上帮之间空间,用装煤碴的编织袋堵填严实,不留空间,并随移架使编织袋外移.塑料软管插入编织袋以里1米,并将塑料管固定在支架上,随着移架带动其外移,当塑料管外移后余下部分够 6米时,掐掉一根100mm的钢管,并重新连好,这样可保证上隅角一直能够具有较好的瓦斯抽放效果.采用该方法抽放后,上隅角瓦斯降至1%以下,抽放量达 m3/min,很好地解决了上隅角瓦斯超限.2·5 老空区抽放戊组煤下分层戊-21132风巷掘进过程中,由于假顶锈结不好,上分层戊-21131采空区破碎岩块之间存在空间,没有完全压实,采空区遗存大量游离瓦斯不断向21132掘进工作面涌出,造成掘进头出现高浓度瓦斯超限,超限值最高达4%.虽然采用2×30kw日本产对旋式风机向掘进头供风供风量350m3/min, 仍然无法正常掘进进尺.巷道断面瓦斯分布存在层流,上部高下部低,靠近巷道顶部瓦斯浓度达到10%.因此,我们采取随着巷道掘进向前方上分层采空区内打仰斜短钻孔抽放瓦斯,通过管道将其排出,避免向掘进工作面涌出,从而根治瓦斯超限.随着掘进进尺每10m布置一组钻孔两个,上、下帮各一个,孔深5~8 m,孔径75mm,钻孔开孔位置距顶板,从煤层开孔打入老空区见图7,钻孔参数见表4.表4 仰斜短钻孔参数表通过抽放系统浓度达18~30%,抽放流量达min,累计抽出瓦斯60万m3.掘进工作面瓦斯浓度降至%以下,不再发生瓦斯超限,最高日进尺达,实现了下分层掘进工作面的快速安全掘进.2·6密闭抽放丁6-21080机巷掘进40m过停采线后,风流瓦斯突出增大,频繁超限,超限最大值达%,由于沿空送巷,丁6-21080机巷与丁6-21100风巷留有煤柱仅,采用锚杆支护,巷帮打管缝式金属锚杆与丁6-21100采空区相透,再者巷道顶板裂隙与采空区相透,采空区内大量的瓦斯通过较小的煤柱、锚杆、裂隙渗入掘进巷道.所以必须将已采采空区内高浓度瓦斯通过抽放管道排出,才能消除隐患,实现安全掘进.我们敷设防600,Φ100mm抽放管路与丁6-21100机、风巷密闭相连,安设YQ-Ⅱ型移动式瓦斯抽放泵,对丁6-21100已采采空区进行抽放,抽放浓度达40~65%,抽出瓦斯70万m3,抽放后丁6-21080机巷实现安全掘进1300m,没有出现瓦斯超限事故.3、结论平煤集团一矿结合自身井下采掘工作面不同瓦斯情况,采用以上六种瓦斯抽放方法在治理瓦斯方面取得了较好的效果,解决了瓦斯影响安全生产的问题,实现了高产高效.（1）高位钻孔抽放治理瓦斯效果最好,其关键是顶板竖“三带”中裂隙带高度和钻孔终孔确定.就高位水平钻孔和穿层钻孔而言,穿层钻孔更经济.（2）根据不同情况配合邻近层抽放,上隅角抽放、老空区抽放和密闭抽放不解决采掘过程中出现的局部瓦斯取胜积.（3）本煤层预抽瓦斯可以解决采掘过程中出现的防治煤与瓦斯突出问题和减少落煤中瓦斯涌出量.（4）抽放瓦斯要取得良好的效果,必须首先保证封孔和管路系统和严密不漏气.（5）根据瓦斯来源的大小选择合适的抽放泵站设备.。
水力射流技术在平煤八矿底板穿层预抽煤巷条带瓦斯中的应用
１ ． 水 力射流 技 术 的研 究现 状 １ ． １水 力射 流技 术 的基本 原理
水 力割 缝 的基 本 原 理 是 ： 利 用 水 流将 切 割 下 来 的 煤 体带 出孔 外 ， 在 钻 孔 内部 形 成 可 由人 工 自行 控 制 的 空间 ， 使煤 体 的压 力得 到 释 放 ， 使 煤 层 中 的瓦 斯 得 到 充 分释放 ， 从而达到提高割缝 钻孔及 邻近抽采钻孔 的瓦 斯 流量 及浓 度 的 目的。
ห้องสมุดไป่ตู้２ ． １概 况
图 １ 底 板 穿 层 巷 道 空 间 位 置 关 系
３ ． ２机 巷抽 采巷 穿层 高压 水 力射 流 割缝设 计 根 据八 矿原 有 己 １ ５煤 层 抽采 半径 经 验 ， 确定 该 地 点 瓦斯 抽采 有效 半径 为 ２ ． ５ ｍ， 同 时要 求对 机 巷 掘 进工 作 面两 帮各 控制 １ ５ ｍ距离 。 ３ ． ３机 巷抽 采 巷 穿层 高压 水 力 射 流 割缝 钻 孔 布 置
—
２ ． ３ 瓦斯
该 工作 面 瓦 斯 压 力 ２ ． ０ ＭＰ ａ ， 瓦斯含量 ２ ２ ． ０ ｒ ｎ ３ ／ ｔ 。
根据突出危险等级划分 ， 属突出危险工作面。 ３方案 设计
３ ． １机巷 抽 采巷 布 置
己１ ５—１ ４ １ ４ ０机 巷抽 采 巷 布 置 在 机 巷下 方 １ ２ ｍ一 １ ５ ｍ， 内错 ２ ５ ｍ。如 下 图所示 ：
方 案
该 工作 面位 于 己 四下 延 上 山采 区西 翼 ， 东 起 采 区 上 山， 西 至十 二矿 北风 井 己组保 护煤 柱 线 ， 南 邻 正 在 回 采 的己 １ ５—１ ４ １ ２ ０采 面 ， 北 部 尚未 开 发 。 该 工 作 面标 高 … ５ １ ０ ６ ５ ６ ｍ， 地 面标 高 ＋１ ２ ０～ ＋１ ５ ０ ｍ， 埋深 ６ ３ ０ ８ ０ ６ ｍ。工 作 面 东 西 可 采 走 向 长 ８ ７ ７ ｍ， 南 北 倾 斜 宽 １ ６ ８ ｍ， 采高 ３ ． ６ ｍ， 圈定可采储量 ６ ９ ． ５ 万吨。 ２ ． ２煤层 赋存 情 况 根据 钻 孔 资料 及 揭 露 己 ｌ ５煤 层 分 析 ， 该 采 面煤 厚 在３ ． ４～３ ． ８ ５ ｍ， 平均 ３ ． ６ ｍ， 在 构 造 区域 有 变 薄 情 况 。 煤 层倾 角 １ ７— ２ ８ 。 ， 平均 ２ ２ 。 ， 呈 西缓 东 陡之趋 势 。
矿井瓦斯防治毕业论文
矿井瓦斯防治毕业论文目录第一章国外煤矿安全生产现状分析 (1)1.1 我国煤矿安全生产现状分析 (1)1.1.1 我国目前煤矿安全生产形势 (1)1.1.2 我国煤矿生产存在的主要问题 (1)1.2 煤矿安全生产体系建立健全的过程中所应采取的对策措施 (3)1.3、国外煤矿安全生产现状分析 (4)1.3.1 美国的煤矿安全生产现状分析 (5)1.3.2澳大利亚的煤矿安全现状分析 (6)第二章瓦斯赋存及流动规律 (8)2.1 瓦斯在煤层中的流动机理 (8)2.2 煤的吸附理论及煤层瓦斯含量 (8)2.2.1 瓦斯赋存状态 (8)2.2.2 煤的吸附性及其影响因素分析 (9)2.3 煤层瓦斯流动理论研究 (10)2.3.1 线性瓦斯流动理论 (10)2.3.2 瓦斯扩散理论 (10)2.3.3 瓦斯渗透—扩散理论 (13)2.3.4 非线性瓦斯流动理论 (14)2.3.5 地物场效应的煤层瓦斯流动理论 (14)2.3.6 多煤层系统瓦斯越流理论 (14)第三章煤矿瓦斯抽放方法以及引起事故危险因素的分析 (16)3.1 瓦斯抽放方法的分析 (16)3.1.1 抽放瓦斯方法分类 (16)3.1.2 开采煤层的瓦斯抽放分析 (16)3.1.3 邻近层的瓦斯抽放分析 (18)3.1.4 采空区的抽放 (19)3.1.5 瓦斯抽放新方法研究 (19)3.2 瓦斯燃烧或爆炸的分析 (23)3.2.1 瓦斯燃烧与爆炸的感应期 (23)3.2.2 瓦斯爆炸的类型 (23)3.3 瓦斯突出分析 (24)3.3.1 国外煤与瓦斯突出情况 (25)3.3.2 国外概况 (25)3.3.4 瓦斯突出的特征 (26)3.3.5 影响突出危险的形成的要素 (26)第四章某矿矿井概况 (27)4.1 某矿地质概况 (27)4.2 建井涌出情况 (30)4.2.1 瓦斯涌出情况 (30)4.2.2 瓦斯突出情况 (31)4.3 矿井通风及瓦斯抽放 (32)4.3.2 矿井瓦斯抽放概况 (32)4.4 7124综采工作面概况 (33)第五章瓦斯抽放设计 (37)5.1 瓦斯抽放的必要性 (37)5.2 抽放方法选择 (37)5.2.1 抽放瓦斯方法选择原则 (37)5.2.2 某矿瓦斯抽放方法的选择 (38)5.3 顶板高位钻孔抽放设计 (38)5.3.1 高位钻孔瓦斯抽放技术原理： (38)5.3.27124工作面高位钻场、钻孔布置 (39)5.4 采空区埋管抽放设计 (41)5.4.1采空区埋管布置 (41)5.4.2 立孔抽放设计 (42)5.5 瓦斯抽放工艺参数 (43)5.5.1 抽放瓦斯管管径计算 (43)5.5.2 瓦斯泵流量确定 (44)5.5.3 移动瓦斯泵流量计算公式 (44)5.5.4 移动抽放管路阻力计算 (45)5.5.5 瓦斯泵选型： (45)5.5.6 瓦斯泵站位置 (45)5.5.7 瓦斯抽放参数监测 (45)5.5.8 瓦斯抽放管路的附设装置 (46)第六章安全措施及建议 (47)6.1 安全管理措施及建议 (47)6.2 钻孔施工安全技术措施 (47)6.3 抽放系统管理措施及要求 (48)6.4 煤与瓦斯突出防治系统 (49)6.5 其他和煤矿安全有关的建议与措施 (50)第七章结论与展望 (52)7.1 全文总结 (52)7.2 建议与展望 (52)致谢 (54)第一章国外煤矿安全生产现状分析1.1 我国煤矿安全生产现状分析在我国的能源工业中，煤炭占我国一次能源生产和消费结构中的70％左右，预计到2050年还将占50％以上。
河南省平顶山市境内平煤八矿勘察设计毕业论文
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1. 矿区概况及井田地质特征 (1)1.1矿区概况 (1)1.1.1地理位置与交通 (1)1.1.2地形、地势 (1)1.1.3河流 (2)1.1.4气象 (2)1.2井田地质特征 (2)1.2.1井田的地层情况 (2)1.2.2主要地质构造 (4)1.2.3煤层及其顶底板岩石特性 (4)1.2.4水文地质特征 (5)1.2.5瓦斯、煤尘及自燃 (6)1.2.6地温 (6)1.2.7煤质、煤的牌号与用途 (6)1.3井田勘探程度 (7)1.3.1勘探程度 (7)1.3.2地质勘探程度及精查勘探地质报告的评价 (7)2. 矿井储量年产量及服务年限 (9)2.1井田境界 (9)2.2井田储量 (10)2.2.1矿井工业储量 (10)2.2.2矿井设计储量 (11)2.2.3矿井设计可采储量 (11)2.3矿井年产量及服务年限 (15)2.3.1矿井工作制度 (15)2.3.2矿井设计生产能力 (15)2.3.3矿井服务年限 (15)3. 井田开拓 (17)3.1概述 (17)3.2井田开拓 (17)3.2.1井田的划分 (17)3.2.2立井方案比较 (18)3.2.3方案比较 (19)3.2.4 确定方案 (23)3.3井筒特征 (23)3.3.1井筒数目 (23)3.3.2井筒特征的确定 (24)3.3.3井底车场 (27)3.4开采顺序及采区工作面的布置 (28)3.4.1开采顺序 (28)3.4.2同采区数目和回采工作面 (29)3.5井巷工程和建井工程 (31)3.5.1井巷工程计算 (31)3.5.2巷道断面及支护形式 (31)4. 采煤方法 (34)4.1采煤方法的选择 (34)4.1.1概述 (34)4.1.2采煤方法的确定 (34)4.2采区巷道布置及生产系统 (35)4.2.1采区走向长度的确定 (35)4.2.2确定区段斜长及区段数目 (36)4.2.3煤柱尺寸 (37)4.2.4采区上山布置 (37)4.2.5区段平巷的布置 (37)4.2.6联络巷的布置 (38)4.2.7采区同采工作面的个数及位置 (38)4.2.8采区车场形式选择 (38)4.2.9采区硐室 (40)4.2.10采区生产系统 (42)4.3采煤工艺设计 (42)4.3.1首采工作面概况 (43)4.3.2综采工作面采煤工艺设计 (43)4.3.3确定工作支护方式和采空区处理 (44)4.3.4工作面循环方式及循环作业图表 (44)5 矿井通风与安全技术 (50)5.1矿井通风系统的选择 (50)5.1.1选择原则及要求 (50)5.1.2选择矿井主扇的工作方法： (52)5.1.3选择矿井通风方式 (52)5.2风量计算及风量分配 (54)5.2.1风量计算 (54)5.3全矿井通风阻力计算 (59)5.4风机选型 (62)5.5矿井安全技术措施 (66)5.5.1 概述 (66)5.5.2预防井下火灾的措施 (67)5.5.3粉尘的综合防治 (67)5.5.4预防井下水灾的措施 (68)结论 (71)致谢 (73)参考文献 (74)1. 矿区概况及井田地质特征1.1矿区概况1.1.1地理位置与交通矿区位于省西部.平煤天安八矿位于矿区东南部,西距市15km. 其地理坐标为东径113°22′9″～113°30′14″，北纬33°45′13″～33°47′26″，属卫东区管辖。
平顶山矿区煤与瓦斯突出特点和防治措施
平顶山矿区煤与瓦斯突出特点和防治措施1 概述平顶山矿区含煤地层有晚石炭世的太原组，二叠纪的山西组、下石盒子组和上石盒子组的下段，现主采煤组为二叠纪的丁组、戊组、己组，待采煤组为上石炭统的庚组，煤田保有储量74.1亿t，是中南最大的烟煤基地，现有生产矿井11对，在建矿井1对，矿区原煤产量超过2 000万t/a，矿井呈东西向分布。
最早有记录的突出是1984年发生在平顶山八矿戊9-10煤层中的突出，之后在十二矿、十矿、五矿、四矿发生了突出，目前有5对突出矿井，3个主采煤层都有不同程度的突出，累计55次突出共突出煤量3 000多t、瓦斯量超过210 000 m3，掘进工作面最大的突出一次突出煤量478 t、瓦斯量40 217 m3，回采工作面最大的突出一次突出煤量450 t、瓦斯量22 000 m3。
多年来瓦斯问题一直威胁着矿区的安全生产，成为安全生产的重大隐患，对瓦斯突出特征和防突对策的研究是集团公司生存与发展的需要。
2 平顶山矿区煤与瓦斯突出特征2.1 煤与瓦斯突出点地质特征对矿区内历次煤与瓦斯突出点地质构造性质、煤体结构类型、突出煤层、突出点标高和垂深等因素的统计结果(表1)表明，瓦斯突出点有如下地质特征：(1)按突出深度划分，在400 m以上发生突出12次，400～500 m之间发生突出22次，500 m以下已发生突出21次，随煤层开采深度增加，煤层瓦斯突出危险性增加。
不同煤层始突深度不同，戊组煤始突深度为420 m，己组煤始突深度为340 m。
己组煤层已发生突出36次、戊组煤层发生突出15次，己组煤层比戊组煤层突出严重。
造成这种现象的主要原因是己组煤在戊组煤层之下，己组煤层的瓦斯保存条件较好。
(2)煤和瓦斯突出分布受地质构造控制，在55次突出中有43次突出发生在矿井构造小断层附近，占突出总数的78%，而且突出点煤层层理紊乱，煤体结构破坏严重，突出点构造煤厚度增加。
尤其是中小型地质构造及构造尖灭端突出集中分布，如十二矿160采区受牛庄逆断层尖灭端的影响，己15-17—16101采面掘进时发生10次突出。
毕业设计-平煤八矿己15-13310掘进工作面煤与瓦斯突出防治
河南理工大学本科毕业设计平煤八矿己15-13310掘进工作面煤与瓦斯突出防治摘要：八矿自84年10月13日发生第一次煤与瓦斯突出以来，累计突出34次，突出煤量3208吨，瓦斯量247700m3，最大一次发生在2000年10月15日戊二皮下，突出煤量562吨，瓦斯量30103m3，抛煤距离65m，并发生瓦斯逆流现象。
89年被鉴定为煤与瓦斯突出矿井，97年经重庆煤科院鉴定为严重煤与瓦斯突出矿井。
本文通过对平煤八矿的实际考察，收集己15-13310掘进工作面瓦斯含量、瓦斯压力、通风旬报及瓦斯日报等方面基本资料，收集现采用煤与瓦斯突出防治措施及工艺、预测指标值和效果检验值，并现场考察工作面情况。
并根据自己所学的理论知识为该矿己15-13310工作面的煤与瓦斯进行突出预测。
通过煤与瓦斯突出预测，为该矿的瓦斯防治工作提供技术支持，对该矿的瓦斯防治工作具有一定的知道意义。
关键词：煤与瓦斯突出平煤八矿四位一体突出危险性预测防治措施目录1引言 (1)2矿井概况 (3)2.1位置与交通 (3)2.2地形地貌 (4)2.3矿井基本情况 (4)2.4矿井通风系统 (6)2.5开拓开采 (7)2.6地质构造 (7)2.7瓦斯等级鉴定 (8)2.8己15-13310掘进工作面概况 (9)3工作面防突措施与方法 (12)3.1防突方法 (12)3.1.1单项指标法 (12)3.1.1.1煤的破坏类型 (12)3.1.1.2瓦斯放散初速度 (12)3.1.1.3煤的坚固性系数 (12)3.1.1.4煤层瓦斯压力 (13)3.2.2综合指标法 (13)3.2―四位一体‖综合防治煤与瓦斯突出 (15)3.2.1突出危险性预测 (15)3.2.2防治突出技术措施 (18)3.3.1严重突出危险工作面： (22)3.3.2突出危险工作面: (23)3.3.3一般突出危险工作面： (23)3.4防突措施及措施选定： (24)3.5突出防治措施 (24)3.5.1水力割缝技术 (24)3.5.2浅孔释放措施 (24)3.6 安全防护措施 (29)4突出预测指标值分析 (30)4.1掘进工作面测突出预测指标值的方法 (30)4.1.2钻孔瓦斯涌出初速度法 (30)4.1.2 R值指标法 (31)4.1.3钻屑指标法 (32)4.2掘进工作面日常突出危险预测指标值 (32)5结论与建议 (35)致谢 (36)参考文献 (37)1 引言我国是世界煤炭生产大国，2002年全国煤炭总产量近14亿吨，2003年增至16亿吨，2004年达18.6亿居世界首位[1]。
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平煤八矿己15-13310掘进工作面煤与瓦斯突出防治毕业论文目录1引言 (1)2矿井概况 (3)2.1位置与交通 (3)2.2地形地貌 (4)2.3矿井基本情况 (4)2.4矿井通风系统 (6)2.5开拓开采 (7)2.6地质构造 (7)2.7瓦斯等级鉴定 (8)2.8己15-13310掘进工作面概况 (9)3工作面防突措施与方法 (12)3.1防突方法 (12)3.1.1单项指标法 (12)3.1.1.1煤的破坏类型 (12)3.1.1.2瓦斯放散初速度 (12)3.1.1.3煤的坚固性系数 (12)3.1.1.4煤层瓦斯压力 (13)3.2.2综合指标法 (13)3.2―四位一体‖综合防治煤与瓦斯突出 (15)3.2.1突出危险性预测 (15)3.2.2防治突出技术措施 (18)3.3.1严重突出危险工作面： (22)3.3.2突出危险工作面: (23)3.3.3一般突出危险工作面： (23)3.4防突措施及措施选定： (24)3.5突出防治措施 (24)3.5.1水力割缝技术 (24)3.5.2浅孔释放措施 (24)3.6 安全防护措施 (29)4突出预测指标值分析 (30)4.1掘进工作面测突出预测指标值的方法 (30)4.1.2钻孔瓦斯涌出初速度法 (30)4.1.2 R值指标法 (31)4.1.3钻屑指标法 (32)4.2掘进工作面日常突出危险预测指标值 (32)5结论与建议 (35)致谢 (36)参考文献 (37)1 引言我国是世界煤炭生产大国，2002年全国煤炭总产量近14亿吨，2003年增至16亿吨，2004年达18.6亿居世界首位[1]。
2003年世界煤炭产量50亿吨,煤矿死亡总数约8000人,我国煤炭产量约占全球35%,死亡人数则占近80%倍, 2003年国内煤矿平均每人每年产煤321吨, 效率仅为美国的2.2%,南非8.1%, 而百万吨死亡率是美国的100倍,南非30倍[2]。
煤与瓦斯突出是煤矿井下最严重的自然灾害之一，突出是一种极其复杂的物理力学过程，尽管我们还不完全清楚突出的机理，但突出的综合假说得到了世界突出研究者的广泛认同，认为突出是瓦斯、地应力和煤体物理力学性质共同作用的结果。
它是一种伴有声响和猛烈力能效应的动力现象，往往表现为在煤矿井巷掘进或采煤过程中，突然从煤(岩)壁内部向采掘工作空间迅速喷出煤(岩)和瓦斯。
聚集在煤层中处于高压状态的瓦斯有时会冲垮煤岩层或巷道壁，以极快的速度突然大量泄出，冲出大量的煤岩固体物质，发生煤与瓦斯突出时强大的冲击力不仅摧毁井巷设施，甚至使井巷风流逆转，破坏矿井通风系统，并可能使井巷充满瓦斯和煤(岩)抛出物，造成人员瓦斯窒息、煤流埋人，甚至可能引起瓦斯爆炸与火灾事故[3]。
2004年10月20日,河南大平煤矿发生特大煤矿事故, 死亡148人, 事故原因就是先发生瓦斯突出后引发瓦斯爆炸。
瓦斯灾害是困扰煤矿安全生产最严重的问题，在煤矿重大灾害事故中，70%以上是瓦斯灾害事故[4]。
严重突出地区煤巷掘进，一直是制约矿井生产能力提高的重要技术难题之一，其中突出防治技术是关键。
为有效防止掘进期间突出，国内外煤炭科技人员进行了较为广泛的研究，先后试验应用了多项防突技术措施，并取得了一定的防突效果。
但随着矿井开采深度的延伸，突出危险性日益严重，防突措施的局限性、片面性愈加显现，突出危险煤层煤巷掘进速度缓慢、工作面接替紧张的现象愈发严重。
我国也是世界上突出最为严重的国家之一，至2003年，我国已有20个省（区）的一些矿井发生了突出，突出总数14300多次，占世界总突出次数的37%，仅强度超过千吨的特大型突出就有100多次。
在100个国有重点煤炭生产企业的609处矿井中，煤与瓦斯突出矿井占17.6%，国有地方和乡镇煤矿中，高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井占15%左右。
部分局矿的情况更为严重，如焦作煤业集团公司所属5对矿井均为严重突出矿井，平顶山煤业集团公司所属的13对矿井也全部为高瓦斯或突出矿井。
随着开采深度的不断增加，瓦斯涌出量不断加大，煤与瓦斯突出危险也不断增加，高瓦斯突出矿井数量也在增加。
2004年10月20日，河南郑煤集团大平矿发生特大型瓦斯突出并导致瓦斯爆炸，造成一次死亡148人，就是瓦斯突出灾害事故的惨痛教训。
与各主要产煤国家相比，我国的煤炭赋存条件较差，主要依靠井工开采，随着开采深度的延伸，煤层瓦斯含量逐渐增加，煤层瓦斯压力增大，突出的危险性增高，防治难度越来越大[5]。
近年来，通过贯彻―先抽后采、以风定产、监测监控‖ 十二字方针，瓦斯防治工作有了很大进展，但安全生产差距仍然较大。
瓦斯事故是制约我国煤矿安全状况好转的最主要因素之一。
不把瓦斯事故控制住，就不能实现全国煤矿安全生产状况的稳定好转，也无法保障煤炭工业的持续健康发展。
煤与瓦斯突出、瓦斯急剧喷出和瓦斯异常涌出等瓦斯灾害，是造成重大人员伤亡事故和影响生产进度甚至导致矿井停产的主要原因，特别是煤与瓦斯突出灾害，更是严重影响着矿井的高效集约化的安全生产。
煤层突出危险性预测是保证突出危险煤层安全高效生产的决定性环节。
国内外调查统计表明，突出危险煤层只有（10—30）%属于突出危险区。
只有通过可靠的突出危险性预测，将（70—90）%的非突出危险区域极大限度地划分出来，才能实现防突技术措施有的放矢，极大限度地解放生产力。
与各主要产煤国家相比，我国的煤炭赋存条件比较差，主要依靠井工开采，随着开采深度的延伸，煤层瓦斯含量逐渐增加，煤层瓦斯压力增大，突出的危险性增高，防治难度越来越大。
近年来，通过贯彻―先抽后采、以风定产、监测监控‖十二字方针，瓦斯防治工作有了很大进展，但安全生产差距仍然较大。
特别是在突出的机理、预测、监控等方面，都有许多问题需要深入研究和探索。
2 矿井概况2.1位置与交通平顶山煤业集团八矿井田位于李口集向斜东部，距平顶山市区11km 。
其地理坐标为东经113°22′9″～113°30′14″，北纬33°45′13″～33°47′26″，行政区域隶属于平顶山市卫东区。
八矿东距京广铁路孟庙车站58km ，西距平顶山东站3km ，孟（庙）—宝（丰）铁路斜穿井田，许（昌）—南（阳）公路自北而南横贯井田中部，许（昌）—平(顶山)—南（阳）高速公路从井田东部边界穿过。
公路、铁路均可直达井田，另有2路公共汽车与平顶山市区和平顶山火车站相连，交通十分方便（图2-1）。
2-1 八矿井田交通位置图经平煤集团地测处2001年批准，八矿井田面积41.42km2。
井田边界为：东至沙河，西至己组煤平行于20勘探线东500m 与十矿、十二矿为界，丁、戊组煤至平行于21勘探线东500m 与十矿为界，南部以各煤层露头线为界；其中西南部丁、戊组煤与郊区吕庄矿、兴东矿为界；深部丁组煤边界-600m ，戊组-650m ，己组-800m 。
2.2地形地貌本井田呈西北高、东南低的地势（图2-2）。
东部和南部为开阔的洪积平原，冲积层厚度300～400m ，地面标高+75～+80m ；北部为丘陵及山地，由紫红色石千峰和灰白色平顶山砂岩组成，呈北西～南东走向，标高+200～+399.5m ，相对高差130～305m ，最大坡度40度，山区沟谷发育，地形复杂。
1003844200038444000384460003844800038452000384500003734000373600037380003740000焦庄李坡田庄马跑泉谷庄程庄辛店贾庄老马洞三分院上郑周庄郝庄30020图2-2 平煤八矿地形地貌示意图2.3矿井基本情况平顶山煤业集团有限责任公司八矿位于平顶山矿区东南部，西距平顶山市中心11Km ，是我国自行设计施工的一座3Mt/a 的特大型现代化矿井。
井田边界东以沙河为界，西部以21号勘探线与十矿相邻。
南部以煤层露头为界，北部以丁、戊、己组各煤层的-650m 等高线垂直划分，浅部煤层与十二矿相邻，深部煤层与十矿相接。
井田东西走向长12.5Km,南北倾斜宽3.6Km ，井田含煤面积45Km2。
平顶山天安煤业股份有限公司八矿是一个设计能力为300t/a 的大型现代化矿井，该矿井含有4层主要可采煤层，由下而上为己16、17、己15、戊9、10、丁5、6，煤炭工业储量3.9724亿t 。
本区含煤地层为石炭系太原群、二迭系山西组和石盒子组，总厚800m ，共含甲组～庚组共七个煤组，其中主要可采煤层由下而上为己16-17、己15、戊9-10、和丁5-6四层，局部可采的有庚23、庚20和戊8三层，四层主要可采煤层总厚约11.6m，各煤层均有煤尘爆炸危险，煤尘爆炸指数为27.1～44.02%，自然发火期4～6个月。
纵观全区煤的变质程度由下而上变低，同一煤层由浅而深增高，符合区域变质规律。
主要可采煤层厚度、层间距及顶底板岩性列于表1-1中，煤质的工业性分析结果见表1-2。
表2-2 主要可采煤层煤质工业分析结果煤层名称工业性分析%容重t/m3煤尘爆炸危险性W f A f V f丁5-6 1.45 25.90 30.69 1.55 有爆炸危险戊9-10 1.21 19.03 30.34 1.43 有爆炸危险己15 1.09 12.94 23.40 1.31 有爆炸危险己16-17 1.16 14.67 22.72 1.35 有爆炸危险矿井采用一对竖井、两水平集中大巷采区石门开拓，走向长壁（分层）后退式开采，全部垮落法管理顶板。
第一水平标高-430m，第二水平标高-650m，目前生产水平为一水平（地表标高为+75～80m）,分东西两翼同时开发，现有戊二、戊四、丁一、己二、己三、己四、和己三扩大七个采区，回采工作面七个，一个综采、两个高档普采和四个炮采，工作面长度100～150m左右，掘进工作面十四个。
矿井设计生产能力为3Mt/a，服务年限一水平为28年，二水平37年，总计65年；核定生产能力1.8 Mt/a,根据该矿1995年度储量年报表中计算的核定储量，如果矿井的生产能力按3Mt/a计算，则矿井的服务年限为92.3年，其中目前的生产水平为24.9年，延深水平为67.4年。
该矿井采用分区抽出式通风方式，共有7个井口，中央主、副井和丁一进风井进风，东风井、西一风井、西二风井和丁一回风井回风，总进风量21832m3/min，总排风量为22059 m3/min。
2.4矿井通风系统目前的通风系统为对角与分区混合的混合式通风系统，主扇工作方式为抽出式，共布置三个进风井筒(付井、新副井进风，主井辅助进风)；四个回风井筒(东风井、西一风井、西二风井、丁一风井)。
目前矿井总进风量24152m3/min，总排风量24409m3/min，总进风比102.8％，矿井有效风量22121m3/min，有效风量率88.3％，矿井综合等积孔8.97m2。