防治煤与瓦斯突出专项设计【强烈推荐，非常经典】

*煤矿 防治煤与瓦斯突出专项设计 说 明 书 二 00*年 *月 *煤矿 防治煤与瓦斯突出专项设计 （送审稿） 说 明 书 工程规模： 6 30 万吨 /年 总 经 理： 总 工 程 师 ： 项目负责人： 二 00*年 *月 参加人员名单 编写章节 姓 名 专 业 职 称 签 名 第一章 采矿工程 高级工程师 第二章 采矿工程 高级工程师 第三章 采矿工程 高级工程师 第四章 采矿工程 工 程 师 第五章 通风与安全 副 教 授 第六章 采矿工程 工 程 师 第七章 采矿工程 高级工程师 第八章 采矿工程 高级工程师 第九章 采矿工程 高级工程师 附图目录 1、井上下对照图； (采用 ) 2、采区巷道布置及机械布置平、剖面图；（采用） 3、煤系地层柱状图；（采用） 4、 C17 煤层采空区及保护范围平、剖面图。 附件： 1、钻机操作规程； 2、抽放瓦斯观测工作业操作规程； 3、抽放瓦斯泵司机作业操作规程； 4、 瓦斯抽放工职责； 5、 *煤矿防突专项设计委托书； 6、煤炭科学研究总院 *分院、国家煤矿安全技术工程研究中心 2006 年 6月提交的 *煤业有限公司 *煤矿 C17 煤层突出危险性鉴定报告； 7、 2005 年度瓦斯等级鉴定报告； 8、 *省煤炭管理局黔煤规字 2005 136 号文，关于对 *县 *煤矿开采方案设计的批复； 9、煤尘爆炸性鉴定报告； 10、煤炭自燃倾向性等级鉴定报告； 11、采矿许可证。 目 录 总说明 .1 第一章 矿井概况 .3 第一节 矿井基本情况 .3 第二节 矿井开采条件 .3 第三节 矿井生产技改扩能情况 .9 第二章 矿井煤与瓦斯突出情况 .12 第三章 煤层突出危险性预测和 防治突出措施的效果检验 .14 第一节 一般规定 .14 第二节 区域突出危险性预测 .14 第三节 工作面突出危险性预测 .17 第四节 防突措施效果检验 .20 第四章 保护层开采 .23 第一节 保护层的选择 .23 第二节 保护层的开采 .23 第三节 被保护层的开采 .26 第五章 瓦 斯抽放 .27 第一节 矿井抽放瓦斯的目的及意义 .27 第二节 抽放方法与工艺 .27 第四节 瓦斯抽放泵站 .51 第五节 抽放系统的安装 .54 第六节 环境保护 .55 第七节 抽放瓦斯组织管理及主要安全技术措施 .55 第八节 矿井瓦斯利用 .63 第六章 局部防突措施 .64 第一节 石门揭穿突出煤层防治突出的措施 .64 第二节 突出煤层煤巷掘进工作面防治突出措施 .66 第三节 采煤工作面防治突出措施 .68 第七章 安全防护措施 .70 第一节 采取安全防护措施的意义 .70 第二节 震动放炮和远距离放炮 .70 第三节 避难所 .74 第四节 压风自救系统 .74 第五节 矿山救护与自救 .76 第六节 监测监控系统 .78 第八章 防突组织机构 及管理制度 .88 第一节 防突组织机构 .88 第二节 管理制度 .89 第九章 劳动定员及投资估算 .96 第一节 劳动定员 .96 第二节 投资估算 .99 1 总说明 一、概述 *煤矿位于 *县 *村，行政区划属 *县 *所辖， 矿井有公路相通，南昆铁路由矿区西南方向通过，交通 较方便。 *煤矿为 *煤业有限公司的下属矿井。原设计生产能力为 6 万 吨 /年， 2005年 3 月由 *创新矿冶开发有限公司编制了 30万吨 /年 的技改 扩能 设计方案。 2005 年 7 月 *省煤炭管理局 以 黔煤规字 (2005)136 号 文同意并批准进行技改扩能设计方案。 *煤矿在 2004 年的一 采区 曾经出现过煤与瓦斯动力现象， 2006 年 6 月 *煤矿委托 煤炭科学 研究 总院 *分院对 C17（三层可采煤层的最上层）煤层突出危险进行鉴定，鉴定结论为： *煤业有限公司 *煤矿 C17煤层为突出煤层。 2006年 7 月 *煤业有限公司委托我公司编制 *煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计。 二、防突专项设计情况 1、设计依据 煤矿安全规程（ 2004） 防治煤与瓦斯突出细则（ 1995） 矿井抽放瓦斯工程设计规范（ 1997） 煤炭科学研究院 *分院 2006年 6月提交的 *煤业有限公司 *煤矿 C17煤层突出危险性鉴定报告 *煤矿提交的其他资料 2、 防突专项设计情况 我公司接受委托后，组建了项目组。项目组对 *片区煤矿突出情况 进行了了解，分析研究了煤层赋存情况、开采技术条件、构造应力，分析研究了 煤炭科学 研究 总院 *分院 2006 年 6 月提交的 *煤业有限公司 *煤矿 C17煤层突出危险性鉴定报告。项目组建议： 1）区域防治突出措施 采取开采保护层和预抽煤层瓦斯的防治突出措施。 2）局部防治突出措施 采取预抽煤层瓦斯和钻孔排放防治突出措施。 2 3）煤层突出危险性预测和防治突出措施效果检验 项目组和专家组共同分析研究并确定了 *煤矿 C17煤层突出的主要受控因素及强度。根据以上分析选择了和突出主要受控因素相关度较高 ，且易于测定的参数来预测突出危险性和对防治突出措施效果进行检验。 指标选定为： P值，煤层瓦斯压力。 K1值。钻屑瓦斯解吸指标。 每米钻屑指标 Smax。 以上指标在实验室的实验结果和现场大量实践都表明用于突出危险性预测和防治突出措施的效果检验是切实可行的。 4、安全防护措施 采取震动放炮和远距离放炮，井下设避难所和压风自救系统，配备化学氧自救器和设置监测、监控系统。 在本专项设计中，考虑了组建专门的防突领导小组和防突机构。构建了突出矿井安全生产管理制度和提高从业人员防突技能的培训措施。 三、存在的问题 及建议 1、 由于本矿防治煤与瓦斯突出基础工作比较薄弱，瓦斯压力值 P、钻屑瓦斯解吸指标值 K1和每米钻屑 Smax的临界值暂按防治煤与瓦斯突出细则的规定执行。矿井在建设、生产过程中应进行大量的实测，并对实测数据进行整理分析，最后确定符合矿井实际情况的煤层瓦斯压力值 P、 K1值和 Smax 值的临界值。 2、 该区为构造扭、挤压区、褶曲、断层发育、煤层厚度变化较大，煤体破坏程度较高，故应加强瓦斯地质工作，用“瓦斯地区统计法”进一步对煤层突出危险性区域进行预测。 3、 严格按突出矿井进行管理。加强培训，提高管理人员和从业人员的防突意识 和防突操作技能。 3 第一章 矿井 概况 第一节 矿井基本情况 一、 交通位置 矿井位于 *省 *县 *村境内 ， 矿井由主干公路北到*县 城 66km 接 320国道，南至兴义市 52km接国道 ,南昆铁路地矿区西南方向通过，距威舍 站 40km， 距清水河站 20km，交通比较方便 （见交通位置图 1 1） 。 二、 矿井 自然概况 1、 地形地貌 矿区总体为台地地貌，属中高山地形。 矿区北部为飞仙关组中下部地层，井田内最高点标高 1400米，最低点标高 1090米，相对高差在 310m。 2、 河流 *河为山区雨源型河流，河床粗糙，水流湍急，流量变化幅度较大，雨季山洪飞 瀑，河水暴涨，枯水季节流量较小，河水主要受大气降水控制。 3气象及地震 矿区位于 *省西南部边缘，属亚热带湿润季风气候。根据 *气象局统计资 料：年降雨量 1501.1毫米，年平均相对湿度 81。 根据国家建设部质量监督检验检疫总局 2001 年 7 月 20 日联合发布的建筑抗震设 计规范 (GB50011 2001)附录 A，该井田范围内地震烈度为 度。 4.电源条件 矿井以现有的引自 *1lOkv变电所一段母线 lOkv线路 作备用电源，另从*llOkv 变点所的二段 母线架设 lOkv 专用线路作矿井主供电源，构成可靠的双回路 供电。 5.水源 矿井附近有泉水，还有 *河水，工业用水取自小河水，水源有保证。 第二节 矿井 开采 条件 一、地质构造及煤层特征 1地层 井田及其邻近出露的地层有从二叠系下统茅口组至三叠系下统飞仙关组，现 4 从老到 新分述如下： (1)二叠系 (P) 1)下统 (P1) 茅口组 (Plm)；出露不全，分布于井田外，在老鬼山背斜轴红岩附近及马鞍山一 带有出露。岩性为灰色玄武岩、拉班玄武岩、暗绿色火山角砾岩及凝灰岩。 马鞍山附近本组上部夹中厚层灰岩及含灰岩团块，含腕足类及海百合化石。厚度为230米，与下伏 地层呈假整合。峨眉山玄武岩组是伴随早二叠世晚期东吴运动而发生的大规模基本性熔浆喷溢的结果 (华力西期岩浆岩 )，时代属晚二叠世早期，岩体呈层状分布于含煤地层 之下，为含煤岩系的沉积基底，对煤层没有影响。 2)龙潭组 (P2l) 井田内主要含煤层，为一海陆交互沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质 泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层及灰岩组成，平均厚 230m， 具水平层理、波状层 理、交错层理。组内连续沉积，含煤 10 25 层，一般 20 层左右，可采煤层 5层。与下 伏地层呈假整合接触。本组在地表上多为滑坡及第四系覆盖，由于岩石及煤层松软易风化，地形相对平衡。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、中、下三段，主要可采煤层分布在上段。上段 (P2l)平均厚 80M：主要以粉砂质泥岩为主，中部 19号煤层为主要 可采煤层，下部多含植物化石碎片。 3)长兴组 (P2c)：平均厚 130m,即 BL 顶界至 12 号煤层顶界。岩性以灰色灰岩为 主，夹粉砂质泥岩、钙质岩及泥岩，具水平层理。含煤层 l 3层，仅有一层厚度邻近 可采。与下伏地层呈整合接触。本组地层在地表上常呈一小陡坎， 顶上一小平台 (2)三叠系 (T) 下统飞仙关组 (Tlf) 分布于井田外围北部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、粉 砂质泥岩、灰岩等，具波状层理、交错层理。含腕足类动物化石，平均厚组内连续沉积，与下伏地层呈假整合接触。 (3)第四系 (Q)：主要为坡积物、冲积物、岩石风化形成的土等，厚 O 20m不等。 2、 构造 *煤矿在地质构造单元分区上属扬子准地台黔北台隆六盘水断陷 *旋 扭构造变形区的黔西南涡轮构造，具体位于该构造单元内的牛角山向斜之南西扬起端了附近。褶皱及断裂构造发育。 5 (1)褶曲 单斜构造是矿区的总体构造格架，岩性主要为二迭系上统龙潭组含煤岩系，岩层产 状：倾向 150 260 ，倾角 9 13 ，但在矿区范围内由于受南东侧、北西侧及中 部三条断层的影响，致使单项斜构造被破坏，在局部地段发生褶曲。 (2)断层 F1断层：出露于矿区北西侧小营上一带，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1lOOm，呈 北东向展布，倾向南东，倾角 63 ，断距 50m两盘均为龙潭组，为正断层。 F2断层：出露于矿区中侧小营上一带 ，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1300m，呈北 西向展布，倾向南西，倾角 70 ，断距 65 85m， 两盘均为龙潭组，破坏了矿区内煤层 的连续性和完整性，为正断层。 F3 断层：出露于矿区东侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1300m，呈北东向展布， 倾向北西，倾角 23 45 ，断距 50m， 两盘均为龙潭组，为正断层 。 F4 断层：出露于矿区南西侧，地貌上形成沟堑，地表延伸约 1000m，呈北西向展布， 倾向北东，倾角 45 70 ，断距 50m， 两盘均为龙潭组，为逆断层。 由于矿区范围内断层构造发育，破坏 了区内煤层的完整性，因此，矿区构造复杂。 3、 煤层 储量 核实共发现煤层数十层，其中有工业价值的可采煤层有 7 层，这 7 层可采煤 层自上而下编号为： C17、 C18、 C19、 C20、 C24、 C25、 C28。各可采煤层均赋存于上二叠统龙潭 组二段 (P2l2)粉砂岩、粉砂质粘土岩中。其中， C17煤层产出于 P2l2的顶部， C18、 C19煤层产于 P2l2的上部， C20煤层产出于 P2l2的中部， C24、 C25煤层产于 P2l2的下部， C28煤层产出于 P2l2的底部。纵览全区，以 C17、 C24煤层产出较稳定，全区可采， C19、 C25 煤层大部可采， C18、 C20、 C28 煤层局部可采。从全矿区各可采煤层的煤质分析结果看 ，自上而下硫的含量有明显降低趋 势，灰分含量以 C24煤层最高，分别向 C17、 C28煤层有降 低趋势。 现将各可采煤层分述如下： (1)C17煤层特征 是全矿区最主要和产出最为稳定和煤层之一，也是现阶段开采量最大 的煤层。C17煤层呈层状产出，产状与围岩一致，倾角一般小于 15 ，多为 3 7 。煤层结构简 单，一般在煤层中或中上部夹一层厚 lOcm的炭质页岩、炭质泥岩中含星点状(小量团 块状 )黄铁矿。煤层最大厚度 7 8m，最小厚度 1.85m，一般 2.50 4.OOm，平均 3.22m。在向斜南东翼以泥堡为中心，向西 (*)和向东 (水箐 )厚度均有增厚 6 之 趋势。 (2)C19煤层特征 煤层产 出 于牛角山向斜两翼，出露长度约 13km，厚度 1.50 2.20m，平均1.86m， 产出较稳定。 煤层呈 似层状产出，其产状与顶、底板围岩产状基本一致，倾角小于 15 ，煤层内部结 构简单，为单层煤、常夹有一层厚约 8cm 的炭质页岩、炭质粘土岩组成和豆夹状夹矸， 该夹矸在走向和倾向上延伸一般小于 1.5 2.0m。 (3)C24煤层特征 煤层分布 于 牛角山向斜两翼，受泥堡背斜和 F3、 F5、 F6 断层 的影响，在雨勒至 *、 *至玉家坪、格界田至三道沟断续出露，出露线总长度达 16km。 煤层主要呈似层状，局部呈透镜状产出，是全矿区产出较稳定煤层之一，煤层产状与 围岩一致，倾角 10 左右。在煤层的中部通常夹一 层不稳定和含黄铁矿炭质页岩或炭质泥岩，其厚度小于 1.20m。为此， C24煤层在当地有 C24上、下煤层之分。 煤层厚度 1.30 4.OOm，平均厚度 2.52m。厚度具由北西向南东，由厚 (*沙锅厂 )变薄 (玉家坪 )，再变厚 (格界田 雨勒一带 )再变薄 (岩角寨 )的变化规律。 (4) C18、 C20、 C25、 C28煤层特性 该 4 层煤在本矿区范围内均属不稳定或较稳定型，表现为煤层的厚度小，结构复 杂，并在空间上变化较大，在矿区内局部地段可供开采。 矿区内主要可采煤层 3层，由上至下分别为 C17、 C19、 C24。各煤层厚度稳定，煤质 变化小，全区可采。煤层特征见下表： 表 1 1 主采煤层特征表 煤层 名称 煤层厚度 (m) 层间距 (m) 煤层夹矸数 稳定性 煤层倾角 顶底板岩性 最小 最大 平均 (度 ) 项板 底板 C17 1.85 4.00 3.22 30 一层夹矸0.10米左右 稳定 小于 粉砂质泥岩 砂质泥岩 C19 1.50 2.20 1.86 一层小于0.08米 稳定 15度 粉砂质泥岩 砂质泥岩 多为 3 C24 1.30 4.00 2.52 60 一层小于1.20米 稳定 7度 7 4煤质 据以往地质资料，结合本次核实工作采样分析，矿区各煤层的平均煤质如下： C17煤层 ： Mad： 2.39 ； Aad： 13.51 ； Vad： 8.52 ； Stad： l.58 ； W(P) O.008： W(As)含量： O.000 ； Qnet， ar： 30.371MJ kg。 C19煤层： Mad： 1.80； Aad： 11.31； Vad： 7.70； Stad： 1.73； W (P)： 0 008； W(As)含量： O.000； Qnet， ar： 31.449MJ kg。 C24煤层 ： Mad： 2.29； Aad： 20.43； Vad： 8.76； Stad： 2.98； W (P)：O.014 ； W(As)含量： O.000： Qnet， ar： 27.510MJ kg。 煤质特征见下表： 表 1 2 煤质主要特征表 (原煤 ) 煤层编号 灰分 Ad 挥发分 Vdaf 水分 Mad 硫分 Std 发热量 Qnet， ar C17号煤 13.5l 8.52 2.39 1.58 30,09 C19号煤 11.31 7.70 1.80 1.73 31.45 C24号煤 20.43 8.76 2.29 2.98 27.5l 5、顶、 底板情况 本矿可采煤层顶 、 底板完整，节理、裂隙不发育，底板无明显的泥化现象。其稳定性 为中等至稳定。现根据开采情况简述如下： C17 号煤层顶板岩性主要为粉砂质泥岩，其次为泥质灰岩、粉砂岩等。底板岩性主 要为炭质泥岩、泥岩，其次为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、 粉砂岩等。 C18号煤层顶板岩性主要为粉砂岩，其次为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等。底板岩性 主要为泥岩，其次为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩等。 C19号煤层项板岩性主要为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩，其次为泥质灰岩、粉砂岩等。 底板岩性主要为炭质泥岩、泥岩，其次为粉砂质泥岩、粉砂岩等。 根据煤矿的开采情况，以上各可采煤层近地表段顶板节理、裂隙发育 。 详见附图：井上下对照图和煤系地层柱状图。 6、 矿井瓦斯、 煤炭 自燃倾向性、煤尘爆炸性 瓦斯：根据 *创新矿冶开发有限公司 2005年 8月的鉴定报告，本矿为高瓦斯矿 井，相对瓦 斯涌出量为 15.88m3/t。 煤与瓦斯突出：根据煤炭科学总院 *分院鉴定，矿井 C17号煤层为突出煤层。 煤尘：根据煤炭科学总院 *分院对 *煤矿 C17煤尘爆炸性鉴定报告，本矿C17煤层无煤尘爆炸性，矿井应对 C19和 C24煤层补作鉴定。 8 煤层自燃：根据煤炭科学总院 *分院对 *煤矿 C17煤层自燃倾向等级鉴定报告 ,本矿 C17煤炭 自燃倾向等级为三类。矿井应对 C19和 C24煤炭 自燃倾向等级补作鉴定 。 7、 矿井水文地质特征 (1)各地层含水性简述 龙潭组和长兴组：岩性主要由粉砂岩、泥质粉砂岩、泥及 煤层组。其分布地带多被 第四系及滑坡覆盖，地下水补给条件好，出露泉点多，井田内泉点流量小，靠滑坡水补给，动态变化大，主要受大气降水的控制。该组地层含浅部风化裂隙水，愈往深部含水性愈微弱。 飞仙关组：岩性主要由层状泥质粉砂岩、粉砂岩及粉砂质泥岩组成。浅部含风化裂 隙水，深部局地段含裂隙水。泉点流量受大气降水控制，动态变化大。该段为长兴组的上覆地层，是矿床间接充水的弱含水层段。 第四系：井田内有零星分布，有松散的冲积物、坡积物、碎石 、 砂土组成，含孔隙水。 泉水流量动态变化大，主要受大气降水的控制。 (2)滑 坡 井旧内 滑坡发育，规模大、范围广，均为大型、深层滑坡，属切层基岩、碎石土滑 坡类型。滑坡体均有泉水出露，为一单独的含水岩体，含裂隙、孔隙水。主要受大气降水的直接渗入部给，透水性好，潜水面随季节性变化大，含水性中等。为矿床浅部充水的主要含水岩体。 H1滑坡：面积 0.88平方公里，较大流量为0.5 1.3升 /秒。滑坡泉水 总流量为 3.0升 /秒。 (3)矿井充水因素分析 大气降水 、 地表水、滑坡水是矿床充水的主要因素，一般沿基岩裂隙渗入矿井，未 来可沿采空形成的裂隙渗入矿井。裂隙发育地段矿井充水会有所增大。 综上所述，本井田属以大 气降水为主要补给来源的裂隙充水矿床，水文地质条件简 单，滑坡分布地段水文地质条件相对复杂。 二、地质储量 根据资源 /储量核实报告，矿井资源 /储量 (332)+(333)+(334)?为 1257万吨， 其中 (332)类为 329万吨， (333)类为 872 万吨， (334)?为 56万吨 。 设计利用资源/储量为 329+872+56/2=1229万吨。 三、勘探程度、资源及开采条件评述 1969 1972 年， *省地 质局区域地质调大队对该区进行过区调工作，提交 9 了 l： 20万盘县幅区域地质调查报告。 1965 1966 年，六 盘水地区煤矿地勘公司、煤炭科学院西安研究所和中国科学古 生物研究所对包括本矿区在内的盘县特区西侧羊场坡至土城一带的上二迭系含煤地层进行了研究，将该区煤层进行了分层编号。 1998 年 12 月， *地勘局一 O 六地质大队在该区开展过勘查地质工作，提交了 *县 *煤矿区地质简测报告基本查明了该区煤层的赋存特征及构造特征。 2005年 3 月，受 *县 *煤矿之委托，中化地质矿山总局 *省地质勘查院在 *煤矿范围内开展了资源 /储量核实工作。 设计认为 *煤矿 外部条件教好，开采技术条件因存在煤层突 出危险而变得恶劣。以往的储量工作做得多，而对开采条件进行详查工作做得少，应补做地质勘查（精查）报告。 第三节 矿井生产技改扩能情况 一、井田境界 及储量 1 井田境界 *县 *煤矿矿界范围以 “ 采矿权许可证 ” 所圈定的矿区范围为准，其拐 点坐标如下： 点号 座标 X Y A 2809070 35486130 B 2809900 35487030 C 2808960 35487540 D 2808110 35487090 E 2808170 35486630 F 2808320 35486820 G 2808700 35486550 H 2808500 35486210 I 2808810 3548b060 矿区面积： 1.433l平方公里，开采深度由 1200米至 1100米标高。 2、 储量 根据资源储量核实报告，矿井资源量为 1257万吨，其 中 (332)类为 329万吨， 10 (333)类为 872 万吨， (334)?为 56 万吨。设计利用资源量 为 329+872+56/2=1229万吨。 二、 矿井生产能力及服务年限 1、 矿井工作制度 矿井设计按年工作日 330天计算，每天三班作业，每 班 8 小时。 2、 矿井设计生产能力及服务年限 根据技改扩能开采方案设计和已批准的矿井设计文件，本矿设计生产能力为6 30万吨 /年。 服务年限 20年 。 三、矿井开拓及 开采 1、 开拓方式 一采区为平硐开拓，二采区为斜井开拓。 2、 水平及采区划分 1）水平划分 井田属近水平煤层。 不划分水平标高。 2）采区划分 根据矿区范围内 F2断层情况，全矿区划分为 两 个采区，断层以南为一采区，断层以北为二采区 。 3、 开采顺序 开采顺序为采区内煤层下行，层内区段下行式的开采方式。首采一采区，二采区为接替采区。 4、 采煤方法 本矿采 用走向长壁后退式采煤法，放炮落煤 ，单体支柱配合铰接顶梁支护，全部陷落法管理顶板 。 四、矿井通风 1、 通风方式 本矿井通风方式为 分区 对角式。 11 2、 通风系统 本矿井通风 系统 为 分区 对角式 抽出式 。 五、矿井主要设备 1、 提升设备 本矿二采区为斜井开拓，主斜井为皮带运输，配备 STJ800 皮带运输机，长度520m，功率 2 55kw，带宽 800mm，带速 1.6m/s。 副斜井为辅助运输，配备 JT1600 1200 20型单滚筒绞车，功率 135kw。 2、 通风设备 矿井选用 BD- -8- :18（ LP）型防爆轴流式通风机二 台，风量 30 70m3/s,负压 500 1910Pa，配套电机 YBF315M-8，功率 2 75kw。 3、 排水设备 一采区目前为平硐上山开拓不需排水设备，二采区开拓时必须配备排水设备。 4、 压风设备 矿井选用 3L-10/7型固定式空气压缩机两台，排气量 10m3/min，压力： 7kg/cm，电动机功率 75kw。 5、 瓦斯抽放设备 选用 2BE1-253 型水环式真空泵两台，技术参数：流量 20m3/min,转速660r/min，电动机功率 55kw，电压 380/660v,耗水量 4.2m3/h。 选用 ZK-75型钻机 2台，钻进深度 75m，钻孔直径 mm（开孔 90、终孔 65），钻杆直径 42mm，钻孔倾角 0 360。 6、 监测、监控设备 本矿配备 KJ90监测、监控设备，设地面分站 1个，井下分站 3个。 12 第二章 矿井煤与瓦斯突出情况 煤炭科学研究总院 *分院应 *煤矿的要求对矿井 C17 煤层 突出危险性进行了技术鉴定。 一、煤炭科学研究总院 *分院的鉴定情况 鉴定方法采取煤与瓦斯突出矿井鉴定规范 5.2条规定的 “ 煤 层突出危险性指标法”对该矿 C17煤层进行鉴定。 1、 现场考察及实验室测试结果 2006年 5 月 18目， 煤炭科学研究总院 *分院 在二采区 2170l 掘进工作面施工钻孔时发生了强烈 的喷孔现象。他们重点加强了对该区域煤层破坏类型、瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数、瓦斯压力的考察和测定。 (1)煤层破坏类型的现场考察 通过对 *煤矿二采区 C17煤层现场观察表明，煤层属半亮半暗煤暗 淡，呈碎细小块状，层理不清晰。煤层无异常构造，硬度较低。参照防治煤与瓦斯突出细则表 6 的分类标准，煤层大部分区域为强烈破坏的 类煤，构造附近为类煤。 (2)煤的瓦斯 放散初速度 P、坚固性系 数 f与煤层瓦斯压力 在矿井一、二采区取样测定的 C17煤层瓦斯放散初速度 P、坚固性系数 f以及测定的瓦斯压力 p如下表 2 1。 表 2 1 C17煤层瓦斯基本参数测定结果 地点 瓦斯压力 P(MPa) 瓦斯放散初速度 ( P) 坚固性系数 (f) 一采区 0.60 28 0.19 二采区 0.88 37 0.21 2、 鉴定结果分析 (1)动力现象的性质分析 *煤矿于 2004 年在一采区曾经出现过煤与瓦斯动力现象，由于时间 久远及矿方相关技术人员更换，涌出瓦斯量 及抛出煤量不明，动力现象特征不明显，以实际发生的动力现象分析，尚不能确定为煤与瓦斯突出。 (2)煤层突出危险性指标的判断 根据现场考察和实验室测定， C17煤层二采区 21701 掘进工作面突出危 险性的各单项指标值如下表 2 2： 13 表 2 2 预测煤层突出危险性的各单项指标值 指标项目 煤的破 坏类型 瓦斯放散初 速度 P 煤的坚固性 系数 f 瓦斯压力 MPa 备注 有突出危险煤层 III、 V 10 0.5 0.74 C17煤层 III、 28 0.19 0.6 一采区 III、 37 0.21 0.88 二采区 C17 煤层在全部单项指标在二采区都超过了有突出危险煤层的临界值， 因此，C17煤层为突出煤层。 3、 鉴定结论意见 根据上述 *煤矿二采区 C17 煤层掘进工作面所发生动力现象地点煤层 突出危险指标的测定结果，虽然动力现象特征不很明显，但 C17煤层的全部 单项指标都超过了有突出危险煤层的临界值，按照 2004 年版煤矿安全规 程第 l76 条、防治煤与瓦斯突出细则第 7、 26 条以及煤 与 瓦斯突出 矿井鉴定规范第四 、五章的规定： *煤业有限公司 *煤矿 C17煤层为 突出煤层。 14 第三章 煤层突出危险性预测和 防治突出措施的效果检验 第一节 一般规定 煤层突出危险性预测是指采用一定的预测方法和措施，对 煤层 、 煤层区域 和工作面 附近煤体的突出危险性 进行预测。 煤层突出危险性预测分为区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。 区域 突出危险性 预测应预测煤层和煤层区域的突出危险性，并应在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓或准备时进行。 工作面预测是预测工作面附近煤体的突出危险性，应在工作面推进过程中进行。 突出煤层经区域预 测后可划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。在突出危险区域内，工作面进行采掘前，应进行工作面 突出危险性 预测。采掘工作面经预测后，可划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。 在突出危险工作面进行采掘作业前，必须采取防治突出措施。采取防治突出措施之后，还要进行措施效果检验，经检验证实措施有效后，方可采取安全防护措施进行采掘作业。每执行一次防治突出措施作业循环 (包括措施、措施效果检验、采掘作业 )后，须再进行工作面预测，如预测为突出危险时，还必须再执行防治突出的措施，只有连续 2 次预测为无突出危险时，该工作面方 可视为无突出危险工作面。 在无突出危险工作面进行采掘作业时，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施。 第二节 区域突出危险性预测 煤炭科 学研究总院 *分院按照煤与瓦斯突出矿井鉴定规范 5.2条规定的“ 煤 层突出危险性指标法”对该矿 C17煤层进行鉴定 ；未对 C17煤层 以下的 各 煤 层作突出危险性鉴定。故对 C17煤层 以下各煤 层在 开拓或准备 前 应进行突出危险性 预测。 一、 区域突出危险性 预测方法简述 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”。现分述如下 ： 1、 “ 煤 层突出危险性指标法”。 指标可用煤的破坏类型、瓦斯放散初速度指标 ( P)、煤的坚固性系数 （ f） 和煤层瓦斯压力 （ p）。 判断煤层突出危险性的临 15 界值，应根据矿井的实测资料确定，如无实测资料时，可参考表 3 1所列数据划分，只有全部指标达到或超过其临界值时方可划为突出煤层。 表 3 1 预测煤层突出危险性的各单项指标值 指标项目 煤的破 坏类型 瓦斯放散初 速度 P 煤的坚固性 系数 f 瓦斯压力 MPa 备注 有突出危险煤层 、 10 0.5 0.74 注：煤的破坏类型分类可参见防治煤与瓦斯突出细则表 6。 2、 “ 瓦斯地质统计法 ”。 根据已开采区域确切掌握的煤层赋存和地质构造条件与突出分布的规律，划分出突出危险区域与突出威胁区域。 3、 “ 综合指标法 ”。 在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔，测定煤层瓦斯压力；在打测压孔的过程中，每米煤孔采取一个煤样，测定煤的坚固性系数(f)；将两个测压孔所得的坚固性系数最小值加以平均作为煤层软分层的平均坚固性系数；将坚固 性 系数最小的两个煤样混合后，测定煤的瓦斯放散初速度指标 (P)。 煤层区域性突 出危险性，可按下列两个综合指标判断： D (0.0075H f 3)( p 0.74) (1) K= p f (2) 式中 D 煤层的突出危险性综合指标； K 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，取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值 ， MPa； p 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。 综合指标 D、 K的突出临界指标值应根据本矿区实测数据确定，如无实测资料，可参照 表 3 2 所列的临界值，确定区域突出危险性。 表 3 2 综合指标 D和 K 预测煤层区域突出危险性的临界值 煤 层 突出危险 性 综合指标 D 煤 层 突出危险 性 综合指标 K 无烟煤 其它煤种 O 25 20 15 注：如果 D (O O075H f-3)(p-O.74)式中两个括号内的计算值都为负时，则不论 D 值大小，都为突出威胁区域 。 二、 区域突出危险性 预测指标选择与临界值确定 1、 突出危险性 预测指标选择依据： 16 *煤矿 可采煤层有 3层， 自上而下依次为： C17、 C19、 C24号煤层 。煤层厚度 变化 C17 1.85 4m； C19 1.5 2.2m； C24 1.3 4m。煤种为无烟煤。煤炭科学研究总院 *分院鉴定时实测煤的破坏类型为 III、类。 *煤矿在地质构造单元分区上属扬子准地台黔北台隆六盘水断陷 *旋扭构造变形区的黔西南涡轮构造，具体位于该构造单元内的牛角山向斜之南西扬起端了附近。褶皱及断裂构造发育。井田内及井田四周有 F1、 F2、 F3、 F4 4 条断层，断层呈“ X”状，为典型的构造应力挤压、扭曲控制区。煤层厚度变化与煤的破坏程度较高与此有关。 2004年、 2005年矿井瓦斯等级 鉴定均为高瓦斯矿井，两年鉴定的相对瓦斯涌出量最高为 18.75m3/t。煤炭科学研究总院 *分院鉴定时实测瓦斯压力 0.600.88MPa。 从井上下对照图可以看出 C17煤层最大埋藏深度为 200m。 以上分析可以得出 C17煤层突出的主要受控因素及强度依次为：构造应力、瓦斯压力、煤体破碎、地应力。 2、 突出危险性 预测指标选择： 对 C17煤层突出的主要受控因素分析及强度排序，可以指导 C17煤层以下各煤层突出危险性预测时的指标选择与临界值确定。 煤层突出危险性预测指标的选择应遵循相关性和易操作性原则。即选择的指标能反映煤层突出的主要受控因素及强度且便于实施。 C17煤层 以下各煤层区域 突出危险性 预测指标选择如下： 综合指标 D和 K。该 指标 与 开采深度 、 煤层瓦斯压力 、 软分层煤的瓦斯放散初速度指标 、 软分层煤的平均坚固性系数 有紧密的相关性 。 3、 突出危险性 预测指标的临界值确定 综合指标 D、 K的突出临界指标值应根据本矿区实测数据确定， 鉴于本矿 无实测资料，可参照表 3-4所列的临界值，确定区域突出危险性 。 三、 区域突出危险性 预测方法的确定 按照防治煤与瓦斯突出细则第 30 条的规定，选择“ 综合指标法 ”对 C17煤层 以下各煤层区域 突出 危险性 进行预测。 p实测 按照防治煤与瓦斯突出细则附录二规定执行； p 实测 按照防治煤与瓦斯突出细则附录七规定执行 ； f实测 按照防治煤与瓦斯突出细则附录六规定执行 。 按公式计算得出综合指标 D和 K。 17 第三节 工作面突出危险性预测 一 、 指标选择与临界值确定 根据以上 C17煤层突出的主要受控因素及强度分析；遵循相关性和易操作性原则和 防治煤与瓦斯突出细则第 31 44条的规定。 工作面突出 危险性 预测 指标选择如下： 钻屑瓦斯解吸指标 K1。该指标系煤样瓦斯解吸特征系数，其值的大小与煤层瓦斯压力、瓦斯解吸速度 及煤的破坏程度等有关，而这些参数与突出危险性关系密切， K1指标的测定值大小反映出了工作面突出危险性的大小。实验室的实验结果和现场大量实践都表明 K1值用于突出危险性预测是切实可行的。 每米 钻屑指标 Smax。每米 钻 孔煤 屑 的重量。该指标 与煤体机械强度、地应力的大小 、 瓦斯压力大小有关，具有综合影响的效果。 测定值大小反映出了工作面突出危险性的大小。现场大量实践都表明每米 钻屑 值 Smax用于突出危险性预测具有操作简单、实施方便、可靠性高等优点。该指标对应力集中带、煤体 破坏 程度有较高的敏感度。选择该指标对本矿具有针对性。 K1、 Smax 值 的突出临界指标值应根据本矿区实测数据确定，如无实测资料，可参照 表 3 3 所列的临界值，确定 工作面 突出危险性。 表 3 3 K1、 Smax值预测 工作面突出危险性 的临界指标值 最大钻屑量 Smax 钻屑瓦斯解吸指标 K1 危 险 性 Kg/m L/m ML/(g.min1/2) 6 5.4 0.5 突出危险工作面 6 5.4 0.5 无突出危险工作面 二 、 工作面突出危险性预测方法 1、 工作面突出危险性预测 方法 采用钻屑瓦斯解吸指标（ K1） 法和每米 钻屑指标 法（ Smax）组合预测的方法对工作面突出危险性进行预测。实施 突出危险性预测时，若测定的参数： 最大钻屑量 Smax或钻屑瓦斯解吸指标 K1，有一个指标大于表 3 3临界指标值 ，预测 结果为： 突出危险工作面。 最大钻屑量 Smax和钻屑瓦斯解吸指标 K1，两个指标都小于表 3 3临界指标值 ，预测 结果为：无 突出危险工作面。 2、 突出危险性预测参数测定 仪器及设备 ： 18 WTC 便携式矿用本质安全型智能测量仪器，用于测定煤与瓦斯突出预测预报参数。主要测量钻屑瓦斯解吸指标 K1、综合指标 Kf(由 K1指标和煤 的坚固性系数f值组成的指标 )。 电煤钻、风钻、防突钻机。 容器、便携式称重仪、秒表、筛子、其他仪器等。 参数的测定： 按 防治煤与瓦斯突出细则 附录四规定的测定方法，测定最大钻屑量 Smax，使用 WTC测定钻屑瓦斯解吸指标 K1。 三、石门揭煤工作面突出危险性预测 按本节工作面突出危险性预测方法实施石门揭煤工作面突出危险性预测 。 采用上述方法预测石门工作面 突出危险性时，应符合下列要求： 在 石门工作面距煤层最小垂距为 3 10m 时，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为 50 75mm的预测钻孔，其钻进煤层时，测定每米 钻屑 量，用 1 3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标 K1。封孔测定瓦斯压力 p。 按 防治煤与瓦斯突出细则 附录四规定的测定方法，测定最大钻屑量 Smax，使用 WTC 测定钻屑瓦斯解吸指标 K1。按 防治煤与瓦斯突出细则 附录三测定瓦斯压力 p。 按本章 工作面突出危险性预测方法进行判断。 填报 表 3 4。 工作面 突出危险性预测记录表 表 3 4 矿 井 工作面名称 煤层 测定日期 年 月 日 钻孔编号 钻孔深度 钻屑瓦斯解吸指标 钻屑量 备 注 (m) K1( mL / g min1 / 2) Smax 突出危 险结论 总工程师 批 示 通风科 (区长 ) 地测科长 预测人员 19 四、煤巷掘进工作面突出危险性预测 按本节工作面突出危险性预测方法实施煤巷掘进工作面突出危险性预测 ，但应按下列步骤进行： 在煤巷掘进工作面打 3 个直径 42mm、孔 深 8 10m 的钻孔。钻孔布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面的中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线外 2 4m。见图 3 1。 按 防治煤与瓦斯突出细则 附录四规定的测定方法，测定最大钻屑量 Smax，使用 WTC测定钻屑瓦斯解吸指标 K1。 按本章 工作面突出危险性预测方法进行判断。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有 2m 的预测超前距。 填报表 3 4。 五、回采工作面突出危险性预测 按本节工作面突出危险性预测方法实施回采工作面突出危险性预测 ，但应按下列步骤进行： 在回采工 作面每 10 15m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面循环推进度确定，但不得小于 3.5m。预测孔布置见图 3 2。 按 防治煤与瓦斯突出细则 附录四规定的测定方法，测定最大钻屑量 Smax，使用 WTC测定钻屑瓦斯解吸指标 K1。 按本章 工作面突出危险性预测和防治突出措施的效果检验进行判断。当预测无突出危险工作面时，每预测循环应留有 2m 的预测超前距。 填报表 3 4。 六、煤巷刷帮扩巷工作面突出危险性预测 按本节工作面突出危险性预测方法实施煤巷刷帮扩巷工作面突出危险性预测，但应按下列步骤进行： 在煤巷刷帮 扩巷工作面每 10 15m布置一个预测钻孔，孔深根据扩帮宽度确定，但不得小于 3.5m。预测孔布置见图 3 2。 按 防治煤与瓦斯突出细则 附录四规定的测定方法，测定最大钻屑量 Smax，使用 WTC测定钻屑瓦斯解吸指标 K1。 按本章 工作面突出危险性预测方法进行判断。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有 2m 的预测超前距。 填报表 3 4。 20 第四节 防突措施效果检验 一、 远距离和极薄保护层的保护效果检验 按照 防治煤与瓦斯突出细则 第 40 条的规定，保护层的开采厚度等于或小于 0.5m、上保护层于突出煤 层间距大于 50m 或下保护层与突出煤层间距大于 80m时，都必须对保护层的保护效果进行检验。 该矿开采 C17 煤层，可对其下各层形成保护。 由于煤层厚度变化较大，可能出现开采厚度等于或小于 0.5m 的情况。此时，按规定必须对保护层的保护效果进行检验。 C24 煤层距其上的 C19 煤层 60m，距 C17 煤层 90m。开采 C24 煤层时，按规定必须对保护层的保护效果进行检验。 检验应在被保护层中进行，检验按本章第三节工作面突出危险性预测方法进行。如果各项测定指标都降到表 3-3 所确定的临界值以下，则认为保护层开采有效；反之，认为无 效。防治突出专门机构必须填写表 3 5，并报矿总工程师审批。 检验孔布置见图 3 2。 防治突出技术措施效果检验单 表 3 5 矿 井 煤层 地点 检验时间 年 月 日 采 用 的 防 突 技 术 措 施 措施名称及方案设计 措 施 施 工 概 况 措 施 效 果 检 验 检 验 方 法 实 测 数 据 检验意见 矿总工程师 瓦斯专业队队长 通风科（区）长 检 验 人 二、石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验 按照本章第三节工作面突出危险性预测方法进行效果检验。如果各项测定指标都降到表 3-3 所确定的临界值以下，则防治突出措施有效；反之，认为无效。防治突出专门机构必须填写表 3 7，并报矿总工程师审批。 21 效果检验孔孔数为 4 个，其中石门中间一个，并位于措施孔之间，其它 3 个孔位于石门上部和两侧，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。 三、煤巷掘进工作面防治突出措施的效果检验 按照本章第三节工作面突出危险性预测方法进行效果检验。如果 各项测定指标都降到表 3 3 所确定的临界值以下，则防治突出措施有效；反之，认为无效。防治突出专门机构必须填写表 3 5，并报矿总工程师审批。 效果检验孔孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间（图 3 2）。当检验孔孔深等于措施孔深（检验孔与措施孔孔深均采用钻孔向巷道方向的投影孔深，简称投影孔深）时，经检验措施有效后，必须留有 5m 投影孔深的超前距。当检验孔孔深小于措施孔深，且两孔投影孔深的差值不小于 3m 时，经检验措施有效后，可留有 2m 投影孔深的超前距。 四、采面工作面防治突出措施的效果检验 按照本章第三节 工作面突出危险性预测方法进行效果检验。如果各项测定指标都降到表 3 3 所确定的临界值以下，则防治突出措施有效；反之，认为无效。防治突出专门机构必须填写表 3 5，并报矿总工程师审批。 在回采工作面每 10 15m布置一个检验孔，孔深根据工作面循环推进度确定，但不得小于 3.5m。检验孔布置见图 3 4。 在措施效果无效区段，必须采取补充防治突出的措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施施工，并应留有不小于 2m的超前距 。 五、刷帮扩巷工作面防治突出措施的效果检验 按照本章第三节工作面突出危险性预测方法进行效果检验 。如果各项测定指标都降到表 3 3 所确定的临界值以下，则防治突出措施有效；反之，认为无效。防治突出专门机构必须填写表 3 5，并报矿总工程师审批。 在刷帮扩巷工作面每 10 15m布置一个检验孔，孔深根据刷帮扩巷宽度确定，但不得小于 3.5m。检验孔布置见图 3 4。 22 a a b 预测孔 巷道 a 2 4m b=810m 突出危 险性预测孔布置图 图 3 1 措施效果检验孔 巷道 措施效果检测孔布置图 图 3 3 措施孔 工作面 b b b b b b b=1015m 突出危险性预测孔布置图 图 3 2 b=1015m 措施效果检测孔布置图 图 3 4 预测孔 检验孔 工作面 23 第四章 保护层开采 第一节 保护层的选择 一、保护层选择原则规定 根据防治煤与瓦斯突出细则第 45条的规定，在突出矿井开采煤层群时必须首先开采保护层。开采保护层是消除被保护煤层突出危险性的首选区域防突措施。本矿为煤层群开采，按规定必须选择保护层并首先进行开采。 选择保护层必须遵守下列规定： 1、首先选择无突出危险的煤层作保护层； 2、矿井所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施； 3、选择保护层时，应优先选择上保护层，条件不允许时，也可选择下保护层，但在 开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。 二、保护层的选择 *煤矿是一个技改扩能矿井，已生产多年。 区内含可采煤层 3层，从上到下依次为 C17、 C19、 C24煤层 。 C17煤层鉴定为具有突出危险， C19、 C24两煤层未作鉴定，也未回采，应视为具有突出危险性。一采区 C17煤层大部分已回采，二采区按技改扩能设计已完成 C17煤层的开拓、准备巷道，回采巷道即将形成。 本着从实际出发，考虑技术经济的合理性，决定选择 C17煤层为上保护层。首采 C17煤层，对其下煤层形成保护。 第二节 保护层的开采 一、开采保护层的一般 原则规定 1、从防治突出的角度出发， *煤矿开采程序确定为： 分层区段下行式， 即首采 C17煤层 、 次采 C19煤层 、 后采 C24煤层 。 2、按“四位一体”综合防突措施 首采 C17煤层 。采空区内不得留有煤柱。特殊情况非留煤柱不可时，应报县级以上主管部门批准，并将煤柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程图上。在被保护层的瓦斯地质图上，也应相应地标出煤柱的影响范围，在这个范围进行采掘工作时，必须采取防治突出的补充措施。 3、 C17煤层 的开采厚度等于或小于 0.5m的范围，被视为无法达到保护效果的范围，该范围必须准确的标注在 瓦斯地 质图上，在开采时必须采区防突措施的补充措施。 24 4、按照本矿技改扩能开采方案设计， C17煤层留设一采区主平硐、一采区回风井、二采区主副斜井、二采区回风井，矿区边界煤柱、村寨及断层保护等煤柱。除此之外， C17煤层回采区域的煤炭均应采取沿空掘巷、沿空留巷的方式全部回收，不留任何煤柱。 5、 C17煤层保护层采煤工作面初采时，必须采取加大回采工作面供风、加强采空区抽排瓦斯和加强工作面支护等措施，有效防止被保护层初期卸压的瓦斯大量涌入采掘工作面。 6、加强矿井技术管理工作，防止误穿突出煤层和进入突出危险区。 7、 C17煤层（保护层）开采时，采掘比为 1： 2，即一个回采工作面，二个掘进工作面。严禁布置两个工作面相向回采和掘进。 8、 主斜井、副井、风井、井底车场采用砌碹、锚喷支护；回风上山、运输上山、轨道上山采用砌碹、锚喷或砌墙锚顶支护；采面回风、机巷和运输巷道采用金属支架支护。主斜井和风井、回风上山等巷道净断面为 7.8平方米，运输上山、轨道上山巷道净断面为 6.2平方米，其余巷道净断面为 4.3 6.2平方米。严禁擅自更改。 9、煤巷掘进、巷道交岔点施工均需加强临时和永久支护，防止空帮空顶诱发煤层突出。采掘活动形成的高应力集中区 （掘进迎头后 50米，采煤工作面上下出口 30米范围内）的临时和永久支架（柱）均须用拉杆或撑木联成整体，防止应力活动过程中发生突出。 10、在超过巷道高度的厚煤层段掘进，煤巷应不留顶煤掘进，每架金属支架的两脚应用和金属支架同材质的底梁相连，防治巷底发生突出。严禁厚煤层段超支护高度回采和放顶煤回采。 二、保护范围确定 1、计算依据 为 C17煤层与下覆 C19煤层的层间距为 30m， C19煤层 与下覆 C24煤层的层间距为 60m， C17煤层平均采高 3.22m。 对应岩性，保护层开采影响系数 1、 2均取 1。 2、有效保护 范围确定 （ 1）上保护层最大有效保护距离 S上 S上 1 2 式中： S上 上保护层最大有效距离（ m） S上 上保护层理论有效距离（ m），本矿井为 67m 25 1 保护层开采影响系数，本矿井 C17 C19之间为 1， C19 C24之间为 1。 2 层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，本矿井 C17 C19之间为 1， C19C24之间为 1。 S上 S上 1 2 67 1 1 67（ m） 根据矿井实际情况，首先开采 C17煤层后能对 C19煤层起到保护作用（ C17煤层与C19煤层的层间距为 30m）， 但不能对 C24煤层起到保护作用（ C17煤层与 C24煤层的层间距为 90m）。 （ 2） 沿走向的保护范围 对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过 3个月，且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可按 56 60 划定，如图 4 1所示。 图 4 1 保护层采煤工作面的始采线、采止线和留煤的保护范围图 （ 3） 沿倾斜的保护范围 保护层沿倾斜的保护范围，可按卸压角划定，如图 4 2所示。 图 4 2 保护层沿倾斜的保护范围图 保护范围采空区被保护层保护层6060C 1 9C 1 7757510保护范围C 1 9被保护层C 1 7保护层采空区 26 开采 C17煤层后形成对 C19煤层的保护范围见附图： C17煤层采空区及 C19煤层保护范围平剖面图。 矿井 开采保护层时，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保护层有效作用范围的参数。 三、开采保护层的防治煤层突出措施 本矿选定的保护层具有突出危险性，开采保护层时应按规定实施防治煤层突出的综合防突措施。 1、 按本专项设计第五章实施防治煤层突出措施抽放瓦斯。 2、 按本专项设计第三章进行防治煤层突出措施的效果检验。 3、 按本专项 设计第七章采取安全防护措施。 4、按突出矿井进行管理，确保各项防突工作的落实。 第三节 被保护层的开采 1、对保护效果进行检验。未消除突出危险性应采取防治突出措施的补充措施，直至经检验防治突出补充措施有效为止。 2、确定被保护范围。 3、巷道应布置在保护层的保护范围内。 4、井巷揭穿煤层的地点应避开地质构造破坏带，且揭穿煤层的次数和掘进工作量应尽可能减少。 5、揭煤点按第三章进行突出危险性预测。 6、 C19煤层回采区域的煤炭均应采取沿空掘巷、沿空留巷的方式全部回收，不留任何煤柱。在 C19煤层回采结束时，应尽 量回收煤柱，增大对其下煤层的保护。 7、 C19、 C24两煤层均采取分层沿煤层布置采区运输上山、轨道上山、回风上山。按分层区段下行式，由上至下回采， C17、 C19不得留设上山保护煤柱，以确保对下层煤的保护效果。 27 第五章 瓦斯抽放 第一节 矿井抽放瓦斯的目的 及意义 为有效、可靠地防治煤与瓦斯突出灾害， 本项设计按有关规定设计了*煤矿 瓦斯抽放系统。 瓦斯抽放系统是防突措施中不可或缺的内容，钻孔抽放煤层瓦斯是防治煤与瓦斯突出的主要方法之一。钻孔抽放煤层瓦斯消除煤层突出危险的实质是向煤层内打一定数量的钻孔，造成 了煤层局部卸压，并抽排煤层中的瓦斯，使煤层中的潜能得到释放，同时降低煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的综合应力下降、透气性增大，综合应力和瓦斯压力梯度减小、煤体的强度增大，从而起到减弱煤层突出的主动力和增强抵抗突出的阻力。这两个方面起到了消除或消弱煤层突出危险性的效果。 因此，进行突出煤层 的 瓦斯预抽，降低或消 除 煤层突出危险性，减少矿井瓦斯涌 出量，是瓦斯抽放的目的。 第二节 抽放方法与工艺 一、 瓦斯来源分析 根据矿区地层 剖面图 分析， C17 煤层下邻近煤层分布较 近，在 C17 层采动影响范 围以 内 ，因此矿井采掘过程中的瓦斯涌出主要来源于 C17煤层放炮落煤瓦斯涌出、掘进巷道暴露煤壁瓦斯涌出、上、下邻近层向采空区的瓦斯涌出等。 二、 抽放瓦斯方法选择 1 选择抽放瓦斯方法的原则 选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、 煤层开采顺序、 瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷 道布置等要求确定，并遵循以下原则： (1)选择的抽放瓦斯方法应适合地质条件 、 煤层赋存状况、巷道布置、和开采技术 条件。 (2)应根 据 矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方 法，以提高瓦斯抽放效果。 (3)在满足瓦斯抽放的前提 下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。 28 (4)选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本 。 (5)抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻 孔的抽放时间。 2 抽放瓦斯方法选择 *煤矿目 前还没有充分地掌握矿井的瓦斯赋存情况，而且，除了本煤层的钻孔抽放方式外，不具备采用其他抽放措施的条件。为此，根据矿井首采 C17煤层的情况，设计确定建立地面永久抽放系统。 为了降低瓦斯涌出量，为煤炭的 开采提供安全生产环境。设计确定矿井抽放瓦斯方法为：在 C17煤层内进行本层钻孔预抽 瓦斯。包括巷道掘进时先抽后掘，边抽边掘；回采工作面先抽后采，边采边抽；采空区埋管抽放瓦斯等方式。 (1) 煤层 巷道 掘进 抽放瓦斯 钻场布置 ： 在煤巷掘进工作面后 5m 处的巷道两帮各施工一个钻场。 根据矿的具体情况，每组钻场在煤巷两侧相对应布置，其规格为：长高深 =4m 掘进巷道高度 2m ， 采用木棚支护。相邻两组钻场之间的间距为 30m。 钻孔布置 ： 在每一钻场内，沿走向布置 3 个边掘边抽钻孔，即左、右钻场各 3 个，孔 深 40m 左右。钻孔编号为“ 1 6” 。左边钻 场“ 1、 2、 3” 钻孔终 孔 位置在工作面前方煤层中部， 距巷道轮廓 线的距离分别为 2m、 4m、 6m，开孔位置距巷道轮廓线的距离在 2m 以上。 右边钻场“ 4#、 5#、 6#” 钻 孔 终孔位置、开孔位置的要求 与左钻场相同 。该钻孔布置参数在对抽放 量、抽放浓度等考察后可作适当调整。钻孔、钻场布置见图 5-1，钻孔参数见表 5 1。 + 图 5-1 巷道掘进瓦斯抽放钻场、钻孔布置图 29 表 5 1 边掘边抽钻孔参数表 孔 号 与巷道中线 偏角 ( ) 倾角 ( ) 孔深 (m) 开孔位置 (m) 距中线 距底板 1 0.O 2.O 40.0 2.6 0.8 2 3.O 3.O 40.0 3.1 1.4 3 6.0 3.0 40.O 3.1 1.2 4 0.0 0.0 40.O 2.6 O.8 5 3.0 1.0 40.O 3.1 1.4 6 6.0 2.O 40.0 3.1 1.2 注： 1)开孔距巷道中线，左为 “+” ，右为 “ ” 。 2)钻孔方位以巷道中线为参考，偏角，左偏为 “+” ， 右 偏为“ ” 。 3)钻孔倾角，仰角为 “+” ，俯角为 “ ” 。 4)当煤层沿走向有起伏时，根据具体的角度对钻孔倾 角进行修正。 (2)巷道掘进时先抽后掘瓦斯抽放 在煤巷掘进工作面迎头向掘进巷道前方煤层 打 扇形钻孔，每个循环施工 9 个钻 孔。长钻孔长度 40m，每个循环 间 距 30 m，钻孔终 孔 点分别距离巷道中心线 0m、 2.5m、 4m，进行瓦斯预抽。如图 5 2 所示。 图 5 2 巷道掘进预抽示意图 以上钻 孔 倾角原则上须保证钻孔在煤层内，钻孔倾角与巷道底板平行或根据煤层 的厚度略有上、下倾角，方位角指与巷道中线的夹角，当掘进工作面抽放钻孔个较多时，为扩大抽放区域面积，提高抽放效果，抽放钻孔应以巷道中线为基准，向周围煤体呈 放散状排列。 30 (3)回采面瓦斯抽放 本矿回采面抽放主要以预抽为主， 选定 倾向顺层钻孔抽放 。矿井工作面长度设计为 80m，不能满足生产能力的要求。因此，工作面长度应在 120m以上。钻孔施工长度确定为为 65 70m。采用上下顺槽布置钻场 因而钻孔施工长度确 定为 30 40m，钻场间距 15m 左右一个。布置如图 5-3、图 5-4。 图 5-3 回采工作面上行瓦斯抽放钻孔布置图 图 5 4 回采工作面上下行瓦斯排放钻孔布置图 (4)采空区瓦斯抽放 由于该矿井为煤层群开 采， 在矿井回采 C17煤层时是作保护层开采。其上、 下，邻 近层、围岩、 煤柱和工作面的丢煤都会向采空区涌出瓦斯。采钻 场采 空 区回风巷道钻 场回风巷道采 空 区钻 场 31 空区瓦斯不仅在开采过程中向工作面涌出，而且在工作面采完密闭后仍有瓦斯涌出。与本煤层预抽瓦斯相比，采空区抽放的特点是抽放量较大，但抽放浓度比预抽要低，其抽放量的大小取决于采空区瓦斯涌出量的大小。本矿采用半封闭采空区抽放方法，即埋管抽放、采空区抽放方法 (如图 5-5)。 图 5 5 采空区埋管抽放布置图 三、 抽放参数的确定 1 抽放浓度的确定 根据矿井的具体情况，矿井的瓦斯抽放浓度 暂定 为 30。 2 抽放时 间 掘进 巷道的 预抽时间为 20 天，回采面预抽钻孔可作为边采边抽钻孔， 32 当 采面 推进至该钻孔时，拆除钻孔。经验证明，由于预抽排放煤体瓦斯，使煤体发生了收缩变形，当煤体原占据的空间体积不变时，煤体收缩一方面引起了原有的裂隙加大，另一方面也可产生新的裂隙，最终使煤层的透气性增大。因此，长时间的预抽还可以取得更好的效果。 3 抽放负压 按其它矿井的瓦斯抽放经验， 回采 工作面预抽的 孔 口抽放负压和掘进工作面抽放的孔 口负压均为 15kPa以上，采空区抽放管口负压为 5kPa左右。 四、 抽放钻孔施 工 设备 1、 打钻 (1)打钻设备的选择 对于抽放钻孔的打钻设备，推荐选用国产的 ZK-75 型钻机。该钻机采用整体箱 式结构，具有体积小、重量轻、移动安装方便、传动效率高等优点。主要用于井下钻探深度为 75m 100m 的各种角度的瓦斯抽排放孔，煤层放水孔、注浆灭火孔、地质 孔等多用途的工程钻 孔施工，也可用于地面钻探地质勘探孔及其他用途的各种工程 孔。其主要技术参数如表 5 2。 表 5 2 ZK-75 型钻机主要技术参数表 型号 ZK 75 型 适应煤岩硬度系数： f 8 卡盘形式： 常闭式液压卡盘 钻进深度（） 75 钻孔直径 （ mm） 开 孔 90 终孔 65 钻杆直径（ mm） 42 钻孔倾角 0 360 输出转速（ r/mm） 110、 182、 327 输出扭矩（ N.m） 360、 220、 110 六方轴行程（ mm） 400 六方轴通径（ mm） 45 液压卡盘最大工作压力（ Mpa） 8 外形尺寸（ mm） 1100 650 1150 整机质量（ Kg） 500 (2)钻孔施工技术安全措施 为确保 打 钻工作安全顺利进行，制定如下技术安全措施： 1） 一般要求： 33 认真组织贯切学习安全措施、煤 矿安全规程相关内容以及 ZK一 75 型钻 机使用说明书，人人都必须考试合格后，方可上岗。 提高班前会质量，班班要执行手上交接，上不清、下不接，当班隐患当班必 须处理，遗留问题必须向下一班交待清楚，跟班人员把好三大关：生产、质量、安全。 施工队注意掌握煤层及顶底板岩性的变化情况，及时反馈信息，地质部门收集各种地质资料，为施工服务。 巷道的水沟流水要畅通，确保巷道无积水。 施工队必须严格按设计要求的钻孔方位、倾角、开孔位置、孔径施工， 通风部门负责钻孔施工质量验收，每孔必检，对钻孔方位、倾角、长度及 见煤、喷孔等参数必须准确收集并作好记录。 邻近区域放炮需撤人时，施钻人员必须按要求撤离现场，并将钻机电源 切断。 2） 施钻的管理和规定： 钻孔施工前，必须做好一切准备工作。钻机运输必须严格按运输的 有关规定执行。钻机移设中须注意如下安全： a、钻机移设前必须切断电源，严禁钻机带电搬运。 b、拆、卸、安装钻机大型部件时，身体站立的位置必须能避免失手的伤害。 进入现场施工前，必须严格检查现场巷道内的瓦斯情况，只有在瓦斯浓度小 于 1以下，方可进行作业，严禁瓦斯超限作业。 进入现场施工前，班组长必须对工作地点 的安全情况进行一次全面检查，确 认无危险后，方准其余人员进入作业地点，每个作业人员必须经常认真检查作业地点的顶板、帮壁、支架等情况。发现危险时，必须立即采取措施，进行处理，严格敲帮问顶制度。 施工前，必须将钻机固定牢固，严禁用钻杆抵钻机，严格按设计参数放线布 孔。 作业人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪 (2台 )和压缩氧自救器。施工作业 过程中，将 (2 台 )便携式瓦斯检查仪分别悬挂在作业地点的进风侧和回风侧，瓦斯浓 度超过 1，必须立即停止作业，撤出人员， 切断 电源，向调度室汇报。待查明超限 原因且打钻地点瓦斯降到 1 以下时，才准送电开钻。 34 开 钻前，首先检查钻机固定情况，然后开闸供水，当水从钻孔外返出后 方准开钻，进钻前开空车试车 5 分钟，严禁不试车就强行钻进。 操作人员衣帽、毛巾、灯线必须拴绑好，站立在电机另一侧，不能和给进手 把呈一直线，钻进过程中不得翻越钻机，如需翻越则必须停止钻机运转，且与操作台人员联系好后方能翻越。 钻进时要掌握压力，均匀给进，根据钻孔内煤岩软硬程度加压，不能随意 加长压力把。 上 、 下钻具必须用管钳卡紧背牢方能进行工作，操作人员不得与孔口呈直线， 也不得挡住操作台人员视线，操作人员精力要集中，行动 一致，预防钻具冲出伤人。 钻孔内排出的钻屑，当班必须处理，以防止堵塞水沟、轨道。 钻进中出现顶钻、喷孔现象时，必须立即停止钻进，关闭供水，让其孔内 瓦斯卸压自排，此时观察瓦斯便携仪，当排出的瓦斯使工作地点附近巷道内瓦斯浓度超过 1时，切断电源，人员撤离现场。当工作地点附近巷道内瓦斯浓度降到 1以 下，方可恢复钻进，并要掌握速度慢进。若再次出现顶钻、喷孔，则再次按上述措施执行。 钻进中出现卡钻现象，且在卡钻初期没有喷孔现象时，钻杆要旋转往外退， 让水将钻屑排完后再进，如果卡钻伴随顶钻、喷孔，则首先采取上面的措施 后再按卡钻处理方法处理 (一般都不得拨出钻杆 )，并立即向调度室汇报。 一个班工作完毕后应关闭电机、并把起动器手把打到零位。 钻孔施工完毕后，先用黄泥堵孔，防止瓦斯压出 。并且在 24 小时内必须完 成封孔作业。 3） 特殊措施 在施钻地点附近安设一组 (6 个 )压风自救器和一台电话。 调整通风系统，使采面回风不直接流经施钻地点。开钻以前完成该区域通风 系统调整。 采面放炮时， 撤 出 打 钻人员至安全地点，放炮期问，所有人员均不得进入回 风系统。 放炮后，待 打 钻现场瓦斯不超限，整个区域无异常 ，则可保持 正 常打 钻。 若施钻现场发生异常，则立即按安全路线 撤 离现场。 2 钻孔封孔 钻孔封孔方 法 主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔、人工水泥沙浆封孔等。 封孔段长度：封孔段在煤层，封孔长度大于 6m；封孔段在岩层，封 35 孔长度大于 3 m。 (1)水泥注浆泵封孔 采用水泥注浆泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，钻孔封孔效 果好，但操作较为复杂。 瓦斯抽放孔推荐采用 KFB 型矿用封孔泵 进行封孔。 KFB 型矿用封孔泵主要应 用于煤矿瓦斯抽放封孔，同时还广泛应用于煤层注水封孔、注浆封孔及其它各种类型钻孔 的封孔。该泵自身具有搅拌功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其额定压力 1.2MPa，流量为 0.5m3 min。 KFB 型矿用封孔泵其主要由 (图 5-7 所示 )电动机 (1)、安全离合器 (2)、变 速系统 (3)、搅拌机 (4)、离合器 (5)、离合器操作手柄 (6)、送浆泵 (7)及 机座 (8)组成。 5 6 封孔泵结构图 封孔管采用抗静电的工程塑料管或铁管。抽放面钻孔封孔长度为 5m，掘 进 面 的抽放钻孔封孔长度为 5m，封孔材料采用 425#硅酸盐水泥，配比为l： 0.4；孔内抽放管长度 6m，为 1.5 吋 矿井 允许 用塑料管或铁管， 封孔长度为 5m，抽放管在孔内端钻 10 20 个直径 10mm 的小孔，并用双层铁筛网扎 好。 封孔工艺过程 打钻将要结束时就可开始准备水泥砂浆。水泥砂浆一般应加入适量的膨胀 剂，以避免凝固后收缩出现裂缝。当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。 36 图 5 7 注浆泵与被封钻孔的连接图 注浆泵与所封钻孔的连接如图 5-7 所示，井下封孔操作方法为： 检查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否带全； 检查抽放钻孔所需的的抽放管是否齐全，长度是否达到要求 (48mm，长度 3m)。 根据井下顺层抽放钻孔的封孔深度，计算所需要的水泥量，封 5 米的孔一般 是用一包水泥 (50kg)，水泥：水 =1： 0 4(重量比 )； 直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽放管上，送入钻孔内封住孔口，其做法如 下 (如图 5 8 所示 )： 将抽放管的一端与注浆管摆放在一起，其重叠处约 30cm 左右； 准备编织袋 (将水泥倒入封 孔泵的搅拌器内后，就可空出 )； 将袋子开口端向孔口处，将抽放管与注浆管缠绕； 用麻绳或麻线等，将抽放管、注浆管及编织袋捆紧； 如图 5-8 所示送入孔内； 按泵的操作规程，开动封孔泵，搅拌水泥浆，均匀后开始注浆，如图 5-8 所示， 水泥浆先将编织袋胀大，并封住钻孔，继续注浆直到注完为止，注浆时，孔口可能会潺一些浆，但不会影响整个封孔质量；注完后即可直接将注浆胶管拔出。 按以上方法进行下一个孔的注浆封孔； 所有要封的钻孔封完后，要 将 封孔泵进行清洗。 37 图 5 8 井下注浆封孔方法示意图 (2)聚胺脂封孔 聚胺脂封孔就是由异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体密封 钻孔。 聚胺脂封孔采用卷缠药液与压注药液 2 种工艺方法。现主要应用的是卷缠药液 法，封孔深度一般为 3 6m(见图 5-9)。 聚胺脂封孔操作简单，省时省力，气密性好，抽放效果好，但封孔成本略高于 水泥浆封孔。 (3)人工水泥沙浆封孔 人工水泥沙浆封孔就是使用配制好的水泥沙浆或黄泥沙浆通过人工方式封入钻 孔，水泥浆凝固，将钻孔与抽放管间的间隙密封。 人工水泥沙浆封孔操作简单，封孔 成本低，但封孔效率低，气密性差，抽放效果差。 38 钻孔 抽放管 前挡板 麻布 聚胺脂 后挡板 图 5-9 聚胺脂封孔示意图 3 抽放参数监测 在抽放巷道口设瓦斯抽放监测传感器，对抽放管道的抽放负压、甲烷浓度、抽 放量进行监测，通过挂靠进入矿井监测监控系统。 第三节 瓦 斯抽放系统计算及设备选型 一、瓦 斯抽放设计参数 根据矿井提供的数据， *煤矿目前共有两个掘进工作面，每个掘进工作面瓦斯涌出量为 0 93m3/min，无回采工作面。设计中考虑该矿的具体生产情况， 按正常生产时，一个采煤工作面和两个掘进工作面作业，瓦斯涌出量按 7m3/min， 抽 放 纯 瓦 斯 量 按 2.2m3/min(掘 进 工 作 面 抽 放 量 为0.5m3/min，回采工作面抽放 1.2m2 min)，瓦斯抽放浓度按 30计算。 二、 抽放管路系统的选择及计算 1 抽放管路系统的确定 根据矿井采掘的具体布置，确定将抽放泵站设在地面，风 井附近、地势平坦、无地质灾害和洪水影响的地点。瓦斯泵站周围 50 米范围内无主 要建筑和民房，在泵房周围 20 米设 置 围墙或栅栏，并严禁明火。 21701 运输顺槽、 21701 回风顺槽、 21701 工作面预抽钻孔 回风上山 回风斜井 瓦斯抽放泵站。 2 抽放管路系 统计算 (1)瓦斯管径计算 39 根据瓦斯抽放管服务的范围和所负担抽放量的大小，其管径按下式计算： D=0.1457(Q 混 /V)1/2 式中 D 瓦斯管内径， m； V 管道中混合瓦斯的经济流速， m/s，一般取 V=5 15m/s： Q 混 管内混合瓦斯流量， m3/min。 考虑到井下大巷断面较小以及安装时对生产会 有一定的影响，所以井下抽放主干管采用一次架设完成。 按照大管径流速取大值、小管径流速取小值，管路系统较长者流速取小值、管 路系统较短者流速取大值的原则选取经济流 速，抽放瓦斯管径计算结果见表 5 3。 表 5 3 抽放管径计算表 管路 名称 纯瓦斯流量 (m3/min) 瓦斯浓度 ( ) 混合瓦斯流量 (m3/min) 气体流速 (m/s) 管材内径 (m) 备 注 主管 2.2 30 7.33 8 0.139 地面和井下主管 支管 1.5 30 3.43 8 0.0953 工作面管路 (2)抽放管材的选择和管径的确定 抽放管材均选择无缝钢管，经计算得主管 D=O 139m，分管 D=0.0953。故主管选 择直径为 159mm 的无缝钢管， 壁厚可选择 4.5mm；掘进及回采工作面 支 管直径为 108 mm 的无缝钢管，壁厚选择 4mm。 (3)管路阻力损失计算 直管阻力损失计算 直管阻力损失按下式计算： H=9.81 LQ2 / K0D5 式中： H 阻力损失， Pa； L 直管长度， m： Q 瓦斯流量， m