【正文】 頂板高位鉆孔抽放設計 高位鉆孔瓦斯抽放技術(shù)原理：高位鉆孔是在風巷內(nèi)向煤層頂板施工的鉆孔，高位鉆孔瓦斯抽放又稱頂板裂隙帶瓦斯抽放，主要作用是以工作面回采采動壓力形成的頂板裂隙作為通道來抽放工作面上覆巖層以及上隅角涌出的瓦斯。 瓦斯抽放方法的選擇抽放類型：因鄰近煤層瓦斯是該面瓦斯涌出的主要來源，故應須用鄰近煤層瓦斯抽放。如果煤層賦存較淺（一般600m以內(nèi)）、煤層較厚或?qū)訑?shù)較多、煤層瓦斯含量較高、地面鉆孔施工條件較好時，可采用地面鉆孔抽放。對于瓦斯含量較高的煤層，在巷道掘進時涌出的瓦斯量很大且難以加大風量稀釋，這時可考慮采掘前大面積預抽瓦斯方法或采取邊掘邊抽方法。在煤層的條件下，首采層開采時，鄰近層的瓦斯涌出量占有很大比例且威脅工作面的生產(chǎn)時，則應采用鄰近層瓦斯抽放方法。 抽放方法選擇 抽放瓦斯方法選擇原則需要進行抽放瓦斯的礦井或煤層，在選擇抽放類型和方法時，可按下列因素考慮確定：首先應考慮選用多種抽放方法相結(jié)合的綜合抽放方法，以提高抽放效果。﹪， m3/min，﹪[19]。 m3/t，按照設計日產(chǎn)1500t， m3/t。瓦斯涌出量計算采動后的工作面瓦斯涌出主要來源：一是鄰近層（上覆662，下伏7889煤）；二是本煤層瓦斯涌出及圍巖瓦斯涌出。7124工作面的進風為1096 m3/min，回風為1120 m3/min，— m3/min?！?。兩掘進工作面均采用超前泄壓鉆進行釋放瓦斯，鉆孔直徑為89mm，鉆孔個數(shù)為8個，并留有5m前距，即打15m深鉆孔允許進尺10m。 m2。根據(jù)補292267和2613孔證實：、。另外根據(jù)精查報告提供的資料及航道實際揭露情況，斷層的富水性弱，導水性差；且F25斷層留有30m的保護煤柱，因而工作面不存在斷層導水的威脅。 水文地質(zhì)本工作面水文地質(zhì)條件簡單，工作面主要充水因素有：（1）四含水；（2）斷層導水；（3）頂板砂巖裂隙水。對生產(chǎn)影響較大；斷層F7124F7124F7124F7124F71248落差不大，均向工作面內(nèi)部延伸，給回采工作面帶來一定的影響。 H=斷層F71243，落差較大，穿過工作面，風、機巷均揭露，對工作面的回采影響較大；斷層F712411，雖然落差不大，揭露于切眼，向工作面內(nèi)部延伸，該區(qū)域煤層傾角較大，為18176。 H=F712412： 正斷層： 310176。 H=F712411： 正斷層： 0176。 H=F712410： 正斷層： 130176。 H=F71249： 正斷層： 50176。 H=F71248： 正斷層： 320176。 H=F71246： 逆斷層： 125176。 H=F71245： 正斷層： 340176。 H=—3mF71244： 正斷層： 340176。 H=F71243： 正斷層： 310176。 H=F71242： 正斷層： 90176。地質(zhì)構(gòu)造工作面受區(qū)域構(gòu)造力作用，裂隙及小構(gòu)造發(fā)育，無大的斷層及褶曲，巷道實際0—3m的露斷層11條，分述如下：F71241： 正斷層： 40176。厚度0—，平均1m。巖性為穩(wěn)定，—，平均3m。7124工作面下伏巖層發(fā)育有7889煤。煤層變異系數(shù)為12﹪，可采煤性指數(shù)為1，屬于穩(wěn)定煤層。18176。350176。—，含夾矸為泥巖或炭質(zhì)泥巖，—。 7124綜采工作面概況概況7124工作位于一水平二采區(qū)，東以7124切眼為界，西至二采區(qū)軌道大巷和二采區(qū)回風斜巷保護煤柱線，南至7124風巷，北至7124機巷。工作面老塘埋管抽放作為解決上隅角瓦斯超限問題的輔助手段，效果明顯；對361煤層采空區(qū)，在二采區(qū)軌道石門、7112風巷布底板穿層孔，進入采空區(qū)抽出大量高濃度瓦斯，為瓦斯電廠提供了穩(wěn)定的氣源。③強化采空區(qū)抽放。礦井瓦斯抽放方法①通過不斷優(yōu)化鉆場和高位鉆場的參數(shù)，布置風巷輔助邊孔、站柱孔、抽放工作面采空區(qū)卸壓瓦斯，基本解決了工作面瓦斯超限問題，其抽放效率一般在45﹪以上。該系統(tǒng)于2003年4月，投入運行。選用西門子2BE3—420液環(huán)式真空泵兩臺（額定流量145 m3/min，抽放負壓一般到45—50Kpa。此后的所有回采工作面，都做到了“逢才必抽”。該礦為高瓦斯突出礦井，瓦斯抽放是防治瓦斯爆炸的一項治本措施瓦斯抽放系統(tǒng)①耕具“先抽后采”方針，該煤礦對投產(chǎn)后的第一個回采工作面6112工作面，在局部地區(qū)利用瓦斯抽放泵，流量為30 m3/min，采用159mm熱軋無縫鋼管，回風管路鋪至總回風巷中。 m3/min， m3/t。在建礦期間南風井中央回風上山9煤施工段，曾發(fā)生24次煤與瓦斯突出。該煤礦為煤與瓦斯突出礦井。配備YBF630—10型三相異步電機，電機額定功率為5602KW，風機轉(zhuǎn)速為590rpm，風機葉片安裝角度為35—40176。礦井通風方式為中央邊界式全負壓通風，主、副井進風，風井回風。炮后壓出煤與放炮破碎煤明顯分開，壓出多呈煤體整體位移形式，無分選性，壓出后，在煤層與頂板之間的裂隙中，常留有細煤粉，壓出后多次造成支架扭曲變形，拉鉤彎曲，巷道斷面縮小，破壞明顯，壓出后并有大量瓦斯涌出，有5次造成風流逆轉(zhuǎn)現(xiàn)象。采取防突出措施前發(fā)生動力現(xiàn)象22次，采取超前鉆孔措施后突出次數(shù)大大降低。表36 南風井回風斜巷（煤巷）向下延伸瓦斯涌出情況煤巷向下掘進回風流瓦斯?jié)舛龋ī嚕┙^對沼氣量（m3/min）00．140．30500．350．771000．551．211500．420．9252000．511．1222500．360．7923000．601．323500．501．104000．831．8264500．711．5625000．701．54 瓦斯突出情況，共發(fā)生動力現(xiàn)象24次，壓（傾）出煤量792噸，瓦斯量50205m3, m3，平均突出強度33噸/次，強度最大的一次突出煤量是104噸，瓦斯11617 m3，造成風流逆轉(zhuǎn)110m，此24次突出預兆不明顯；有4次是炮后正常作業(yè)，突出預兆明顯，有煤炮聲、悶雷聲，煤壁掉渣，煤體顫動。瓦斯涌出量隨煤層向下延伸有增大趨勢（見表36）、隨煤厚增加而增大，瓦斯分布有一定的區(qū)段性。煤厚為2.—，煤體松散多呈土堆狀，無層理構(gòu)造，揉皺破壞現(xiàn)象嚴重，煤層透氣性差，瓦斯解吸收速度快。19176。9煤吸附常數(shù)a、b值（實測） m3/t ， Mpa1。在今后礦井生產(chǎn)中應引起高度重視。（2）同一煤層，瓦斯含量隨煤層埋深的增加而增大。第二平均值為： ml/； ml/； ml/； ml/?！?，—﹪瓦斯成分分帶不明顯，—，各煤層最大含量值： ml/（26—2715孔）； ml/（補298孔）； ml/（296孔）； ml/（27—285孔）。主要可采和可采煤層為較穩(wěn)定煤層，局部可采煤層為不穩(wěn)定煤層。由老到新分別為：二疊系下統(tǒng)山西組（P1S）、二疊系下統(tǒng)下石盒子組（P1X）、二疊系上統(tǒng)上石盒子組（P2S）。 第四章 某礦礦井概況 某礦地質(zhì)概況 地層本區(qū)含煤地層為石炭二疊系，試探系暫未做勘探對象。突出危險源的分布主要受到煤體強度和圍巖壓力分布的控制。突出危險源存在是煤與瓦斯突出能夠發(fā)動的先決條件，突出危險源積聚的勢能大小決定突出發(fā)動時的突出強度。突出危險源是存在于采礦活動中的具備發(fā)動煤與瓦斯突出的高勢能瓦斯與破碎煤體混合的瓦斯富積區(qū)。巖石突出多為堅硬的砂巖，也有鹽巖（德國很普遍、前蘇聯(lián)也有）、砂質(zhì)頁巖（前捷克斯洛伐克）、玢巖（前蘇聯(lián)某隧道）等。世界上大多數(shù)國家礦井突出的是瓦斯，法國、波蘭的一些礦井主要突出二氧化碳，法國、捷克、斯洛伐克、澳大利亞和羅馬尼亞也有的礦井同時突出瓦斯和二氧化碳。表32 1951—1990年我國主要突出礦區(qū)的突出次數(shù)統(tǒng)計礦區(qū)時間（年份）合 計1951—19701971—19751976—19801980—19851985—1990北票6513783692321861816南桐494451122462701167白沙992622312361781006英崗嶺144089227158528漣邵1156274122135508六枝44418615837366松藻25948137142361焦作6029784130238芙蓉610474157161天府2616421124119中梁山4281812184 國外概況1834年3月22日，法國魯阿雷煤田在急傾斜厚煤層平巷掘進工作面發(fā)生了世界上第一次煤與瓦斯突出。的彎，2h內(nèi)突出瓦斯量達140萬m3。在50多個礦井中，發(fā)生突出強度在千噸以上的特大型突出有百余次。據(jù)不完全統(tǒng)計，1950－，占世界突出總次數(shù)的40%左右。煤與瓦斯突出對煤礦安全生產(chǎn)的威脅，目前在國內(nèi)外還沒有得到根本解決，但在實踐中已經(jīng)摸索出一套防治煤與瓦斯突出的方法和措施，只要認真實施，就能大大減少突出頻率，基本可以做到即使發(fā)生突出，也可把正人員不受傷害。發(fā)生煤與瓦斯突出時，在煤體中形成特殊形狀的孔洞，并拌有動力效應和響聲，能對井下巷道、設備、設施、生產(chǎn)系統(tǒng)造成破壞，甚至引起火災或瓦斯爆炸。其直接原因是首次爆炸產(chǎn)生的沖擊波的速度（2340m/s）遠大于火焰的傳播速度（610—1800m/s），隨著時間的延長，二者差距越來越大，當前面的沖擊波把巷道積塵再次揚起且達到一定濃度，而高溫火焰又跟蹤而至，就會把揚起的煤塵點燃，發(fā)生第二次、第三次爆炸。二是由于瓦斯爆炸產(chǎn)生的沖擊波揚起爆源附近的沉積煤塵而導致的聯(lián)合爆炸。（4）瓦斯連續(xù)爆炸的時間間隔，短則幾秒鐘、幾分鐘，長則幾小時、十幾小時。（3）瓦斯連續(xù)爆炸的次數(shù)和間隔時間與災區(qū)的瓦斯涌出和通風狀況有密切關系。瓦斯連續(xù)爆炸具有如下特點：（1）瓦斯連續(xù)爆炸大多發(fā)生在高瓦斯礦井和有自然發(fā)火的煤層和礦井。瓦斯連續(xù)爆炸可能發(fā)生在同一地點，也可能發(fā)生在附近的其他不同地點。大型瓦斯爆炸還可以分為重大和特大瓦斯爆炸。由于參與爆炸的瓦斯量較少，爆炸后產(chǎn)生的沖擊波、爆炸火焰和有害氣體等對礦井和人員的影響和危害較小。局部瓦斯爆炸由于局部地區(qū)或空間因通風不良或其他原因而積聚有較高濃度的瓦斯，在高溫作用下而發(fā)生的瓦斯燃爆現(xiàn)象。 瓦斯爆炸的類型瓦斯燃燒與爆炸嚴格來說，瓦斯燃燒與爆炸都是在高溫作用下一定濃度的瓦斯與空氣中的氧氣發(fā)生激烈復雜的氧化反應的結(jié)果，二者很難區(qū)分的。比如，使用安全炸藥爆破時，雖然爆炸的初溫高達2000℃左右，但高溫存在的時間極短，大大小于瓦斯爆炸的感應期，所以不會引起瓦斯爆炸。說明引起瓦斯燃燒的可能性大。感應期的長短與瓦斯?jié)舛?、火源溫度和火源性質(zhì)有關。因此，應在保證良好的預裂效果的同時，盡可能加大孔間距。5)爆破孔與抽放孔間距的選擇。由于受打鉆設備和工藝安全等因素的限制，當孔徑達到一定值后，再增大孔徑會帶來諸多不利因素。一般爆破孔直徑在75～100mm之間較為合理。由有限元數(shù)值計算結(jié)果可知，隨著爆破孔孔徑的增大，透氣性系數(shù)提高，但不成正比關系。表331 煤礦瓦斯抽排孔專用爆破藥柱裝藥參數(shù)鉆孔直徑(mm)炮孔深度(m)裝藥直徑(mm)裝藥長度(m)封孔長度(m)麻花鉆桿直徑(mm)51153266427530～505020～408739330～706320～6012914)爆破孔和抽放孔孔徑選擇。3)放炮方法：按煤礦爆破有關安全規(guī)程放炮，具體操作由礦專職爆破作業(yè)隊負責實施。1－壓風進氣管；2－上進氣管；3－下進氣管；4－調(diào)壓閥；5－缸體6－卸壓閥；7－送泥開管；8－鉆孔；9－炸藥；10－導爆索；11－裝泥管圖31 長鉆孔控制爆破封孔工藝鉆孔布置方案、裝藥參數(shù)與起爆方式1)裝藥參數(shù)：煤礦瓦斯抽排孔專用爆破藥柱的裝藥參數(shù)，有三種方案，見表331。由于炮孔內(nèi)有煤渣，同時又受地應力的影響，在炮孔鉆桿剛撥出時，立即將煤礦瓦斯抽排孔專用爆破藥柱管按其自身螺紋一管一管對接地裝入炮孔中，裝入兩發(fā)煤礦許用電雷管，其雷管腳線剪掉只留10cm長，其余腳線用于母線(又稱膠質(zhì)導線)與管壁的固定。(4)裝藥結(jié)構(gòu)和裝藥工藝為了提高炮孔利用率、爆破效果和裝藥速度，克服深孔爆破中存在的管道效應、間斷裝藥等引起的拒爆、爆燃等現(xiàn)象， m的煤礦瓦斯抽排孔專用爆破藥柱管中，同時接兩發(fā)煤礦許用電雷管，并采用并聯(lián)起爆網(wǎng)路，采用多點等間隔同時起爆裝藥結(jié)構(gòu)起爆。封孔長度：對于爆破孔徑73mm時，封孔長度不少8m，對于爆破孔徑93mm時，封孔長度不得少于12m。利用Ф42mm、Ф73mm或Ф91mm的麻花鉆桿進行施工鉆孔，便于排渣，同時要規(guī)范鉆機操作，鉆桿要上緊卡牢，要人工撤接鉆桿，保持一定的推進壓力，均勻加壓，壓力要恒定，～，盡可能避免反復進鉆退鉆，以確保鉆孔成形較好，保證成孔率在70%以上。 深孔控制預裂爆破工藝和設備1)打鉆工藝及設備(1)采用風力排渣技術(shù)，在鉆進過程中，保證風壓在3Mpa，同時要控制風壓穩(wěn)定。同時，原生裂隙中的瓦斯，由于爆炸應力場的擾動將作用于已產(chǎn)生的裂隙內(nèi)，使裂隙進一步擴展。在爆破中區(qū)，應力波過后，爆生氣體產(chǎn)生準靜態(tài)應力場，并楔入空腔壁上已張開的裂隙中，與煤層中的高壓瓦斯氣體共同作用于裂隙面上，在裂隙尖端產(chǎn)生應力集中，使裂隙進一步擴展，進而在