三岔沟煤矿防突设计.doc

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1、设计依据1、国家安全生产监督管理总局，煤矿安全规程，2010；2、国家发展和改革委员会，石门揭煤与瓦斯突出煤层程序技术条件，MT/T 955-2005；3、贵州省人民政府办公厅文件 黔府办发200883号省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见。4、贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局，关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，黔安监管办字【2007】345号；5、2009年5月24日国家安全生产监督管理总局令第19号颁发的防治煤与瓦斯突出规定。6、中华人民共和国建设部，煤炭工业小型矿井设计规范，GB 50399-2006；7、贵州晨辉达矿业

2、工程设计设计院有限责任公司2009年7月编制的比德乡三岔沟煤矿开采方案设计（变更）第一章 矿井概况及生产条件第一节 矿井概况一、交通位置水城县比德乡三岔沟煤矿位于水城县东部比德乡境内。工业场地有公路约3km直达乡政府，距六盘水市约42km，水城至纳雍(二级) 省道与比德乡相连。距野马寨电厂仅53km、纳雍电厂30km、水城钢铁厂46km，。行政区划隶属水城县比德乡管辖，交通较为方便。区内工业以煤炭工业为主，废弃小煤矿较多。废水、二、自然地理三岔沟煤矿为典型的岩溶地貌和碎屑地貌，矿区内地势总的趋势是北西高东低，最高标高1923.10m（大扁坡山头），最低标高1500 .0m（河坪村溪沟）；最大高

3、差423.10m，相对高差一般约150-200m，植被较发育，属中高山丘陵地貌。三、气象、气候矿区所在地属亚热带季风温湿气候，夏无酷暑，冬无严寒，无霜期220天，平均年日照1150小时。根据水城县气象局资料，从1992年至2001年最高气温35.4（1994年8月5日），年最低气温-10.4（2001年1月31日），历年平均气温14。历年平均降水量1018.5mm（1992年2001年），随着年平均气温的升高，年平均降雨量也随之增加，雨季为每年的4-10月，降水量多达858.5mm，占全年的81%，日最大降雨量147.8mm。日最大蒸发量137.5mm（1996年7月1日），月最大蒸发量239

4、.6mm（1992年8月），年蒸发总量为1146.9mm，平均相对湿度82%。大气降雨是地下水的主要补给来源。四、矿井规模属水城县整合矿井之一，生产能力为15万吨/年，矿区面积1.8923km2。 第二节 生产条件一、地层矿区内出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m）、峨眉山玄武岩（P3），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）、大隆组（P3d），三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。1）茅口组（P2m）：为一套浅海相浅灰灰白色厚层块状灰岩，岩溶裂隙发育。厚度大于200m。2）峨眉山玄武岩（P3）：呈岩被（席）产出，厚度45-60m，局部可达110m。岩性为深灰、深灰绿色，风

5、化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩，时夹硅质岩、粘土岩。下伏地层为中二叠统茅口组。3）龙潭组（P3l）：为一套海陆交互相的滨海沼泽含煤碎屑岩沉积，主要由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤等组成，含煤17-20层，可采煤层5层，是本区含煤地层。根据岩性组合特征分为三个段。与下伏峨眉山玄武岩为平行不整合接触。厚326349m。第一段（P3l1）：以灰、深灰色中厚层燧石灰岩为主，灰岩中夹粉砂岩、粘土岩及煤组成。含煤2层。厚45-62m。第二段（P3l2）：为灰、灰绿、深灰色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、粘土岩夹钙质粉砂岩、煤层，含煤10-12层，单层厚0.10-1.99m，可采煤层五层

6、（K13、K14、K15、K16、K17）。厚229m。第三段（P3l3）：由灰、深灰、灰黑色细砂岩、粉砂岩、燧石灰岩、粘土岩及煤组成。其中夹3层灰岩，含煤3层，可采煤一层（K29）。厚52-78m。4）长兴组（P3c）：为灰色、深灰色薄至厚层细砂岩、粘土岩，夹钙质粉砂岩，偶夹炭质泥岩条带，东部的顶部有10cm厚的硅质岩。厚57m，与下伏龙潭组呈整合接触。5）大隆组（P3d）：灰、深灰色中厚层细砂岩、粉砂岩，夹薄层泥灰岩及煤线。厚75m。6）飞仙关组（T1f）：主要灰岩和少量泥灰岩、粉沙岩、粘土岩组成，与下伏地层整合接触，根据岩性组合特征，分为以下二段。第一段（T1f1）：黄灰绿色、灰绿色中厚

7、层状粉砂质粘土岩，细砂岩夹薄层泥灰岩；顶板为中厚层砂岩，厚116m。第二段（T1f2）：灰绿色、黄绿色粘土岩，粉砂质粘土岩与粘土质钙质粉砂岩、细砂岩互层；夹少量薄层灰岩。厚450m。7）第四系（Q）：零星分布于坡脚、低洼地带，以残积物、堆积物为主，岩性主要为浅灰色粘土、含砾粘土。厚030.60m。二、构造矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端，以单斜构造为主。地层走向北西向，倾向50-85，倾角在10-20之间。断裂构造不发育，仅局部具挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。三、含煤性及煤层特征1、含煤性含煤岩系为龙潭组，厚度326-349m，平均厚342m，其中本矿区内可采煤层6层。可采

8、煤层K13、K14、K15、K16、K17分布于龙潭组第二段中，K29煤层分布于龙潭组第三段中， K29煤层以下含多层不可采煤层及煤线。矿区可采煤层有K13、K14、K15、K16、K17、K29，含煤平均厚度为10.81m，含煤系数为3.16 %。2、煤层特征K13煤层：为煤矿区最上一层可采煤层，大部分为粉煤，强度低，煤层平均厚度1.55m，含夹矸01层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为砂质泥岩或细砂岩，强度较低，厚度0.35.60m，一般厚度5.60m。间接顶板为粉砂岩，粉砂岩为钙、泥质胶结，较坚硬，局部地段裂隙较发育，不稳定。厚度2.5011.50m，一般厚度7.50

9、m。底板：直接底板为泥岩，强度低，水稳性差。厚度0.503.30m，一般厚度0.80m。间接底板为细砂岩、煤层，细砂岩为泥质胶结，易风化破碎。K14煤层：煤层平均厚度1.82 m，全区可采。含夹矸02层，一般01层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般3.006.00m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为0.60m左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K15煤层：煤层平均厚度2.42m，含夹矸一般01层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为0.30m左右

10、泥岩，强度低。间接顶板为石灰岩，坚硬。有时变成砂岩类，局部地段裂隙发育，不很稳定，厚度12m左右。底板：直接底板为0.70m左右粘土岩，强度较低，水稳性差，易风化破碎。K16煤层：煤层平均厚度1.97m，含夹矸14层，一般13层，结构较复杂，全区可采，属较稳定煤层。 顶板：直接顶板为黑灰色泥岩，有时含量硅质，厚度0.50m左右，强度较低，水稳性差。间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱铁岩条带，厚度8m左右，稳定性中等，抗压强度一般。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度0.200.80m，一般0.50m左右，含大量炭化植物根部化石。间接底板为砂岩、泥岩或煤层。砂岩为钙、泥质胶结，抗压强度一般，

11、易风化破碎。K17煤层：煤层平均厚度1.42 m，全区可采。含夹矸01层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般2.006.00m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为0.80m左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K29煤层：煤层平均厚度1.32 m，含夹矸02层，结构较简单，全区可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为细砂岩，强度高，水稳性差。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度0.200.50m，一般。间接底板为粉砂岩。粉砂岩为钙质胶结，抗压强度中等。综上所述，煤矿

12、区K13、K14、K15、K16、K17、K29煤层结构总体以较简单为主，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。3、煤质特征及煤的种类煤岩类型为黑色，块状、粒状，半亮型煤，条带状结构，参差状断口，玻璃光泽。根据煤质试验资料，矿区煤层均为中高硫、低中灰、高发热值煤无烟煤。煤的灰份1029，挥发份1027，含硫0.42.98，粘结指数80%，发热量68007000卡克。四、开采技术条件1、煤层顶、底板条件矿区内主采煤层顶板均为泥质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度均较低，易破碎，稳定性较差；底板均为泥岩、粘土岩，吸水以后易膨胀。力学强度低，有底鼓现象，可能会发生支柱下陷。2瓦斯（1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况

13、根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字20081504号对六盘水市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，六盘水市水城县比德三岔沟煤矿绝对瓦斯涌出量为0.98m3/min，相对瓦斯涌出量为9.41 m3/t，鉴定等级为低瓦斯。根据资源/储量核实报告， ZK23钻孔煤层瓦斯含量13.4213.61 m3/t。（2）煤矿整合后瓦斯预测分析矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小，随着矿井生产规模扩大和开采深度增加，矿井的瓦斯涌出会增大，因此，其鉴定结果的瓦斯数据不能作为整合后矿井瓦斯预测的数据。因此，该矿根据经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，预测矿井瓦斯涌出量。经计算，矿井的绝

14、对瓦斯涌出量为22.66m3/min，相对瓦斯涌出量为35.9m3/t。3煤尘爆炸性根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤尘爆炸性鉴定报告，K14、K15煤层的煤尘有爆炸性。K16、K17、K29煤层无鉴定资料，因此， K14、K15、K16、K17、K29煤层的煤尘按有爆炸性设计。矿井按有爆炸性设计。建议业主及时对K16、K17、K29煤层的煤尘爆炸性进行鉴定。4自的燃自然倾向性根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤层自燃倾向性鉴定报告，K14煤层为一类容易自燃煤层，K15煤层为三类不易自燃煤层。K16、K17、K29煤层无鉴定资料，因此， K14、K16、K

15、17、K29煤层按一类容易自燃煤层设计，K15煤层按三类不易自燃煤层设计。矿井按容易自燃矿井设计。建议业主及时对K16、K17、K29煤层进行自燃倾向性鉴定。5、各煤层瓦斯突出危险性鉴定结果。根据2007年10月17日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。水城县所在水城矿区被划定为突出矿区，三岔沟煤矿矿区范围内的可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，按煤与瓦斯突出矿井进行设

16、计和管理。矿井已请具有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按鉴定结论进行管理。6、矿井或邻近矿井煤与瓦斯突出情况矿井新系统实际上与老系统（建设规模为6万t/a）同一个采区，老系统主要开采K13、K14、K15三层煤，以上三层煤在矿区范围内已全部采空，老系统开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向斜内的矿井开采过程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。第二章：矿井开拓方式及采掘方式第一节 矿井开拓方式一、开拓方式矿井采用平硐开拓二、采区划分矿井划分为3个水平，5个采区，其中，水库上方的上煤组划分为一个水平两个采区，一水平

17、标高为1606m，水平以上为一采区，水平以下为二采区；水库以上的下煤组划分为一个水平两个采区，二水平标高为1473m，水平以上为三采区，水平以下为四采区；水库以下的上下煤组划分为一个水平一个采区，三水平标高为1300m，水平以上为五采区。三、开采顺序根据水平划分与煤层赋存条件、开采方式及采煤机械化程度，为了使采区划分能够做到全井田合理开采，前后期统筹兼顾，均衡开采，本设计采区间的开采顺序为：一采区二采区三采区四采区五采区，各煤层间开采顺序为，K14K15K16K17K29煤层（K13煤层在矿区范围内已采空）。区段间的开采顺序为区段下行式第二节 巷道布置的防突要求该矿采用平硐斜井开拓，设有主平硐

18、、副平硐和回风斜井三个井筒，采区上山均布置在K17至K29煤层之间，上距K17煤层底板60m，下距K29煤层顶板约80m的岩性稳定岩层中。主平硐从矿井西南部边界K17煤层底板以3的坡度施工503m，然后沿煤层倾向方向向上施工运输上山至1726m标高；副平硐从矿井西南部边界K17煤层底板以3的坡度施工530m，然后沿煤层倾向方向向上施工轨道上山至1773m标高；回风斜井从矿井西北部K17煤层底板以13倾角沿煤层倾斜方向向下施工至与副平硐贯通，形成矿井的开拓系统，然后通过平石门揭露K16、K17煤层，在K16煤层中布置回采工作面（其上的K13、K14、K15煤层已采空），在K17煤层中布置掘进工作

19、面。第三节 采掘方法一、采煤方法、采煤工艺首采煤层平均厚度1.97m，煤层倾角13左右，属缓倾斜煤层。主要煤层赋存较稳定，结构较简单。可采煤层的顶板岩性较为稳定。矿井瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤层自燃倾向性因素。结合煤层倾角及构造赋存特点，设计采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺采用高档普采，采用全部垮落法管理顶板，首采工作面长度为120m。 工作面选用DW2230/100型单体液压支柱和HDJA-1200型金属铰接顶梁支护，柱距0.7m，排距0.6m，“三、五”排控顶，最大控顶距为4.3m，最小控顶距为3.1m，放顶步距为1.2m，全部垮落法管理顶板。工作面材料道每隔1m打一棵临时支护，煤壁落煤后

20、及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁10m段采用双排托棚支护，往外10m采用单排托棚支护。采用一台MG150/345-W双滚筒采煤机割煤，工作面采用一台SGZ630/150刮板运输机，工作面下部运输巷选用一台SZB620/40转载机，运输巷选用SSJ650/40型运输机一台，采用WRB200/31.5乳化泵两台，采用JH2-14回柱绞车回柱。SGZ630/150运输机机头安装于工作面下部，机尾安装于工作面上部；采煤机进刀后由上（下）而下（上）割煤，一次采全高，随机挂梁，采煤机过后1015m推移刮板输送机，人

21、工架设单体液压支柱，直至下（上）出口，采煤机完成割煤一排的任务。调整滚筒，并完成进刀后，采煤机上（下）行割煤，重复上述同样工艺过程，完成一班割煤两排的任务及工序。采煤机割煤前先开喷雾泵站进行内外喷雾洒水消尘。工作面接替顺序：矿井首采工作面为11601工作面，依次是11701、11602、11702等。二、掘进方法矿井掘进采用钻爆法施工，岩巷掘进采用风钻打眼，煤巷掘进时采用煤电钻打眼。根据巷道服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。对服务年限较长的主要井筒及大巷采用锚喷支护，岩层巷道采用锚喷支护，煤层巷道采用金支，并根据实际情况对破碎段加强支护。第三章 矿井通风系统一、通风方式及通风系统矿井设计通风

22、方式为中央并列式通风，通风方法抽出式。各采区设计有专用回风巷，采掘工作面均设计有独立的通风系统，矿井首采工作面采用“U型”通风，布置运输巷和回风巷，运输巷运煤、进风、行人等；回风巷回风、运矸、运材料、行人等。掘进工作面采用局部通风机压入式供风，目前矿井通风系统尚未形成，局部通风机均安设在地面。二、通风设施为保证采、掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设置有风门等通风构筑物。为防止煤与瓦斯突出，掘进工作面进风巷道端设防突反向风门、压风自救等设施。通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修。反向风门按突出强度合理安设。三、通风要求本矿按煤与瓦斯突出矿井设计和

23、管理，矿井的通风系统应当符合下列要求：1、井巷揭穿突出煤层前，具有独立的、可靠的通风系统；2、突出矿井、有突出煤层的采区、突出煤层工作面都有独立的回风系统。采区回风巷是专用回风巷；3、在突出煤层中，严禁任何两个采掘工作面之间串联通风；4、煤（岩）与瓦斯突出煤层采区回风巷及总回风巷安设高低浓度甲烷传感器；5、突出煤层采掘工作面回风侧不得设置调节风量的设施。易自燃煤层的回采工作面确需设置调节设施的，须经煤矿企业技术负责人批准；6、严禁在井下安设辅助通风机；7、突出煤层掘进工作面的通风方式采用压入式。第四章 煤与瓦斯突出危险性预测矿井老系统主要开采K13、K14、K15三层煤，以上三层煤在矿区范围内

24、已全部采空，老系统开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向斜内的矿井开采过程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。同时矿井已请具有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按进行管理。在鉴定结论未获相部门批准前矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。 第一节 区域突出危险性预测一、区域突出危险性预测方法煤层区域突出危险性预测方法有“煤层突出危险性指标法”、“瓦斯地质统计法”和“综合指标法”。由于矿井技术力量和设备限制及瓦斯地质资料的欠缺矿方委托有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出区域性危险预测。第二节 区域防突措施及效果检验1、区域防突措施

25、的确定区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。根据本矿的实际情况选择开采保护层作为本矿区域防突措施。本矿是整合技改矿井，是由原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿整合而成，可采煤层共六层分别为K13、K14、K15、K16、K17、K29煤层。其层间距为：K13K14：12m ；K14K15：17m；K15K16：24m；K16K17：22m；K17K29：140m。原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿开采历史较长，其矿界范围内的K13、K14、K15三层煤已全部采空，K16煤层也局部采空。由于K13、K14、K15三层煤的开采，对K16、K17二层煤事实上起到了保护层作用

26、。而设计布置首采面布置的K16煤层大部分在保护范围内，小部分不在保护范围内距地表很近，处于瓦斯风化带内。（见图）开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。因此原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿对K13、K14、K15三层煤的开采，对K16、K17二层煤事实上起到了保护层作用。2、保护层作用有效范围的圈定设计首采16号煤层，16号煤层上距15号煤层的层间距平均为24m，15号煤层开采后，对下面的16号煤层的有效作用范围的有关参数，应根据实测资料确定，今后在生产过程中加强实测工作，首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果和范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料。目前暂参照防治煤

27、与瓦斯突出规定有关条文初步确定保护层有效作用范围参数如下：1）保护层与被保护层之间的有效垂距保护层与被保护层之间的有效垂距可参用表421保护层与被保护层之间的有效垂距 表421煤层类型最大有效垂距/m上保护层下保护层急倾斜煤层6080缓倾斜和倾斜煤层5010016号煤层上距15煤层平均24m，16号煤层下距17号煤层平均22m ,层间距均小于50m。，符合规程规定要求。2）沿走向的保护范围卸压角暂按56划定。并要求停采时间超过3个月、卸压比较充分。正在开采的保护层工作面，必须超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的两倍，并不得小于30m。3）沿倾斜的保护范围沿倾

28、斜的保护范围可参用表4-2-3进行计算确定。表4-2-3 保护层沿倾斜的卸压角 煤层倾角a(。) 卸压角 (。) l 2 3 4O 80 80 75 7510 77 83 75 7520 73 87 75 7530 69 90 77 7040 65 90 80 7050 70 ， 90 80 7060 72 90 80 7070 72 90 80 72根据本矿井煤层倾角等情况，沿开采煤层倾向的卸压角暂按75划定。并要求停采时间超过3个月、卸压比较充分。矿井在今后的开采过程中，必须进行保护层保护效果及范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料，以便尽快得出确定本矿保护层有效作用范围的参数。4、防止

29、应力集中的影响为防止应力集中的影响，采掘工程期间应严格遵守以下规定：A、在二个或相邻的两个采区中，同一阶段的突出煤层中进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。 B、突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。5、留煤柱时采取的措施留煤柱时应采取以下措施：A、开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱；特殊情况需留煤(岩)柱时，应经上级技术秋理部门批准，并将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上，应标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作时，必须采取防治突出的措施。B、保护层在特殊情况下非留煤柱不可时，必须按照防治煤与

30、瓦斯突出规定表18填写煤柱记录表。保护层留有不规则煤柱时，必须按照其最外缘的轮廓划出平直轮廓线、并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定其有效影响范围，在被保护层进行采掘工作时，还应根据采掘瓦斯动态及时修改。6、掘进通风和局部扇风的选择A、掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用2台风机联合运行，以增加风压克服阻力，保证风量供给。B、根据安监总煤矿2006251号关于加强煤矿企业供用电安全管理工作的紧急通知要求，井下局部通风必须做到“三专（专用变压器、专用开关、专用线路供电）两

31、闭锁（停风、停电后切断停风、停区内全部非本质安全型电气设备的电源）”，“双风机”、“双电源”必须做到自动切换。7、其它应注意的问题本矿未进行煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定。鉴于矿井处在国家划定的有煤与瓦斯突出危险矿区，因此所有可采煤层均视为具有突出危险煤层，对各煤层均按有煤与瓦斯突出危险进行管理。三、区域措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定规定：开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量等方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯压力或者最大残余瓦斯含量进行判断。当瓦斯压力（P/MPa）P0.74M Pa时或最

32、大残余瓦斯含量W/（m3t-1）W8时，则开采保护层措施有效，反之，则检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。区域验证：（1）在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用石门揭煤工作面突出

33、危险性预测方法进行。在煤巷掘进工作面和回采工作面分别采用工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证；2）工作面每推进1050m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；3）在构造破坏带连续进行区域验证；4）在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。（2）当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前

34、距。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。第三节 局部综合防突措施一、局部综合防突措施基本程序和要求局部综合防突措施需按以下程序和要求进行：1、工作面突出危险性预测是预测工作面煤体的突出危险性。工作面预测应当在工作面推进过程中进行。采掘工作面经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。未进行工作面预测的采掘工作面，应当视为突出危险工作面。2、突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面；当措施无效时，仍为突出危险工作面，必须采取补充防突措施，并再次进行措施

35、效果检验，直到措施有效。无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。煤巷掘进和回采工作面应保留的最小预测超前距均为2m。工作面应保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面3m；在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。3、石门揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离10m之前，应当至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。当需要测定瓦斯压力时，前探钻孔可用作测定钻孔；若

36、二者不能共用时，则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。在地质构造复杂、岩石破碎的区域，揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离20m之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。4、石门、斜井工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。揭煤作业前应编制揭煤的专项防突设计，报煤矿企业技术负责人批准。揭煤作业应当具有相应技术能力的专业队伍施工，并按照下列作业程序进行：1）探明揭煤工作面和煤层的相对位置；2）在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测（或区域验证）；3）工作面预测（

37、或区域验证）有突出危险时，采取工作面防突措施；4）实施工作面措施效果检验；5）掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证；6）采取安全防护措施并用远距离爆破揭开或穿过煤层；7）在岩石巷道与煤层连接处加强支护。5、石门和斜井揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向距离5m（地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离）前进行。在经工作面预测或措施效果检验为无突出危险工作面时，可掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层；否则

38、，必须采取或补充工作面防突措施。当工作面预测或措施效果检验为突出危险工作面时，必须采取或补充工作面防突措施，直到经措施效果检验为无突出危险工作面。6、石门和斜井工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离5m开始，必须采用物探或钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开突出煤层前要求的最小距离。采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层2m，其他煤层1.5m。要求立井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层1.5m，其他煤层2m。如果岩石松软、破碎，还应适当增加法向距离。7、在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能

39、一次揭穿至煤层顶（底）板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。8、当石门或斜井揭穿厚度小于0.3m的突出煤层时，可直接用远距离爆破方式揭穿煤层。9、突出煤层的每个煤巷掘进工作面和采煤工作面都应当编制工作面专项防突设计，报矿技术负责人批准。实施过程中当煤层赋存条件变化较大或巷道设计发生变化时，还应当作出补充或修改设计。10、在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面和回采工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的条件下进行采掘作业；否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果

40、检验。二、工作面突出危险性预测本矿工作面突出危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行，即使用WTC仪测定K1值和钻量进行。同时根据实际条件测定一些辅助指标，采用物探、钻探等手段探测前方地质构造，观察分析工作面揭露的地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象，实现工作面突出危险性的多元信息综合预测和判断。工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要有以下方面：1）煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等；2）煤层赋存条件急剧变化；3）采掘应力叠加；4）工作面出现喷孔、顶钻等动力现象；5）工作面出现明显的突出预兆。在突出煤层，当出现上述第4）、5）情况时，应判定为突出危险工作面；当有上述

41、第1）、2）、3）情况时，除已经实施了工作面防突措施的以外，应视为突出危险工作面并实施相关措施。本矿石门揭煤工作面的突出危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。煤巷掘进工作面突出危险性预测：采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深810m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或h2值

42、。各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表13的临界值确定工作面的突出危险性。图351 煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置图如果实测得到的S、K1或h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。采煤工作面的突出危险性预测：对采煤工作面的突出危险性预测，仍选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。但应沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔，深度510m，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤

43、巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。煤与瓦斯突出预测仪器：矿井煤与瓦斯突出预测仪器配备见表4-3-2 煤与瓦斯突出预测仪器配备表 表4-3-2序号名 称推荐型号单位配备数量备注1瓦斯压力测定仪ACW一1台32瓦斯放散初速度测定仪瓦斯解吸仪及取样装备GWR VK 2套23瓦斯突出参数仪瓦斯突出综合预测突出危险预报仪TwWTC、MZJWF套24风动钻机、轻便型防突钻机QHFZ-25；QFZ-22钻孔长度：20m台25矿用塑料气动局部通风机SQF一5台26地勘用煤层瓦斯含量和成分测定仪AMG套2三、工作面防突措施工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突措施。其有效作用范围一般

44、仅限于当前工作面周围的较小区域。1、掘进工作面的防突措施（1）石门揭煤情况及防突措施编制一采区布置石门时要揭穿K17、K17煤层均按突出煤层进行施工管理，必须按规定编制专项防突设计，并采取相应的防突措施。石门和斜井揭穿突出煤层的专项防突设计至少应当包括下列主要内容：1）石门和斜井揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况；2）建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施；3）控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施，测定煤层瓦斯压力的钻孔等工程布置、实施方案；4）揭煤工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标，预测及检验钻孔布置等；5）工作面防突措施；6）安全防护措

45、施及组织管理措施；7）加强过煤层段巷道的支护及其他措施。2、石门揭煤防突措施1）本矿石门揭煤工作面的防突措施主要采用预抽瓦斯、排放钻孔、金属骨架、煤体固化等措施。对所实施的防突措施都必须进行实际考察，得出符合本矿井实际条件的有关参数。根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为5m，金属骨架、煤体固化措施为2m。当井巷断面较大、岩石破碎程度较高时，还应适当加大距离。2） 在石门揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少5m，下部至少

46、3m。本矿揭煤工作面施工的钻孔应当穿透煤层全厚。预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持自然排放或抽采状态。A、预抽瓦斯措施的要求是：1)煤层透气性较好，并有足够的抽放时间(一般不少于3个月）时，可采用预抽瓦斯措施；2）抽放钻孔布置到石门周界外3-5m的煤层内；3）抽放钻孔的直径为75-100mm，钻孔孔底间距一般为2-3m；4)在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。B、排放钻孔措施的要求是：1)在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；2)排放钻孔应布置到石门周界外35m的煤层内；3)排放钻孔的直径为75l00mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。钻孔布置可参见下图所示；4)在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效；5)对于缓倾斜厚煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔穿煤长