滥坝煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计_图文

1、一、矿井基本概况1、煤矿位置、范围织金县城关镇滥坝煤矿(整合位于贵州省织金县城关镇,由原 滥坝煤矿和原湘黔织安煤矿二家整合而成,隶属织金县城关镇所 辖。 其地理坐标为:北纬东经 105°40 26105°41 18,北 纬 26°37 1526°38 04。详见交通位置图2、地形地貌矿区地势为中山地貌,北高南低,西高东低,区内海拔标高 +1520+1871.5m,最高点位于矿区东北部边界高山顶,海拔标高 1871.5m ,最低点位于矿区南东角 1号拐点附近,海拔标高 1520m , 相对高差 351.5m ,矿区内含煤地层一般标高 15501650m ,

2、矿区 侵蚀基准面标高约为 1500m 。3、煤系地层区域范围内除上二叠统峨嵋山玄武岩组属火山喷发岩外, 其余均 为沉积岩。织金矿区晚震旦纪至第四纪沉积序列中,除缺失中、晚奥 陶系、志留系、早、中泥盆系、晚三叠系、侏罗系、白垩系及晚第三 系的沉积外,其余地层均有分布,以三叠系、二叠系、石炭系地层分 布最广,发育最好,晚二叠系为区内主要成煤时期,晚二叠系早期有 玄武岩流喷发。煤矿区及周边出露的地层有二叠系中统茅口组、 上统峨嵋山玄武 岩组、龙潭组、长兴组、大隆组、三叠系下统飞仙关组及第四系。地 层走向总体为南西北东向, 倾向北西, 倾角 628°, 一般 1016°左右,由浅到

3、深地层倾角逐渐变小。现由老至新分述如下(一茅口组(P 2m 主要分布在煤矿区外东南面,岩性以灰岩为主,分上下两段。上 段:底部为薄中层状燧石灰岩及硅质灰岩夹燧石层, 为上下段的分 段标志; 下部以燧石灰岩为主, 相变明显; 上部为浅灰微带肉红色厚块状生物灰岩,隐晶质,本段总厚约 127144m 。下段:以灰深灰 色厚层状、块状灰岩为主,多含白云质斑块及少许燧石结核,下部夹 白云岩。本段总厚约 227244m 。(二峨嵋山玄武岩组(P 3为晚二叠系早期的基性火山喷发物,仅出露于阿弓向斜北西翼 12勘探线以西,厚约 0320m 。为灰绿色玄武岩,块状,致密坚硬。 具气孔、杏仁构造。其上一般有 22

4、0m 紫色、灰绿色凝灰岩与玄武 岩过渡。(三龙潭组(P 3l 本煤矿区主要含煤地层, 为一套以碎屑岩为主夹较多的泥岩、 石 灰岩、 硅质岩、 含菱铁质粉砂岩的含煤沉积。 厚度 247.74351.30m , 一般厚度 285m 左右。含煤层 2444层,一般 3033层。煤矿区范 围内含主要可采煤层 5层,为 6、 7、 16、 23、 27号煤,其余均为零 星可采或不可采煤层。 分布于煤矿区东南部, 与下伏玄武岩地层呈假 整合接触。龙潭组是典型的海陆交互相沉积, 海相动物化石及植物化石都十 分丰富。常见腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石,代表浅海或 滨海沉积;常见大羽羊齿、栉羊齿等植物化石

5、,代表一种温暖潮湿的 气候环境。(四长兴组(P 3c 以浅海相燧石灰岩为, 夹钙质粉砂岩及泥岩, 上部含一薄煤层 (1号煤层 。本组厚度 22.6736.86m ,一般厚度 29m 。(五大隆组(P 3d 由黑灰色中厚层状硅质岩夹数层高岭石泥岩组成, 硅质岩单层厚 度 0.150.25m , 坚硬性脆, 菱面体节理发育。 高岭石泥岩颜色鲜艳, 为鸭蛋绿或黄绿色,呈鳞片状,单层厚度 0.050.10m ,底部为一层泥灰岩。 产丰富的腕足、 瓣鳃类等动物化石。 本组厚度 3.208.31m , 一般厚 5.5m 。(六飞仙关组(T 1f 岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩为主。以岩石颜色、夹灰岩或泥灰岩 的

6、层数、灰岩发育程度等将飞仙关组分为六段,其中第一、三、五段 以粉砂岩、泥岩为主,第二、四、六段以灰岩为主。其中,一段厚度 115m , 二段厚度 142m , 三段厚度 50m , 四段厚度 100m , 五段厚度 80m , 五段厚度 103m 。(七第四系(Q 主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉 积物。4、地质构造(一区域构造织金矿区大地构造单元属扬子准地台 (级 、 上扬子台褶带 ( 级 、黔中早古拱断褶束(级 、纳雍织金凹褶断束(级 。矿区 位于凹褶断束的东翼,作用于本区的主应力为北西、南东向,因而形 成一系列轴向大致平行的,向北东 45°左右方向展布的

7、背、向斜。 这些褶曲是织金矿区的主要骨干构造, 控制了矿区规模, 并具有下列 特征:它们大多表现为背斜紧凑,向斜开阔;在靠近背斜轴的一 侧发育与轴向平行的逆冲断层, 这些逆冲断层发育较广阔, 规模也较 大,往往破坏背斜轴部或一侧;在矿区东部,北东向平推的斜向断 层较发育,一般规模也较大,它们斜切向斜或背斜,使其分为几段,这组断裂往往成为划分井田的边界构造。阿弓向斜轴向北东 40°,全长 50余公里,为一北西翼陡、南东 翼缓的不对称向斜,向斜被北东东向的斜向断层 AF 1、 AF 4、 SF 4、 F 21切成三个块段, 从北到南分别为文家坝井田, 大冲头井田和碾子边井 田。大冲头井田

8、内的阿弓向斜轴向长 8.5km 2,轴向北东 40°左右, 向斜轴微起波状起伏,核部最新地层为 T 1f 4。南东翼宽缓,飞仙关地 层倾角 513度,煤系地层 1013° 北西翼较陡°,飞仙关地层倾 角 2030°, 煤系地层 2535° 向斜轴部宽缓, 地层倾角多在 5°以内。(二矿区构造滥坝煤矿范围位于阿弓向斜南东翼中段大冲头井田 1115勘查 线之间。 本核实报告的煤号及断层号均采用大冲头井田精查地质报告 编号。滥坝煤矿区内浅部发育有 F 19、 SF4-2(F 20 、 F 69、 F 74共 4条正断 层,无大褶皱发育,井下

9、见个别小褶皱及小断层。F 19正断层:分布于煤矿区浅部中段含煤地层内, 切割了 16号煤标五地层,区内延伸长度约 0.21km ,断层走向南西北东,倾向北 西,倾角约 73°,断距约 8m 。断层南端交于 F 20正断层。SF4-2(F 20正断层:分布于煤矿区西南角,切割了标五27号 煤地层,区内延伸长度约 0.51km ,断层走向南西北东,倾向北西, 倾角约 5262°,断距约 513m 。F 69正断层:分布于煤矿区西南角,切割了 14号煤标五地层, 区内延伸长度约 0.13km ,断层走向南西北东 , 倾向北西,倾角约 6571°,断距约 26m 。F 7

10、4正断层:分布于煤矿区浅部东北段含煤地层内, 切割了标五 14号煤地层,区内延伸长度约 0.17km ,断层走向南西北东,倾向 北西,倾角约 50°,断距约 23m 。总的说来,本矿井构造复杂程度类型应属中等。5、煤层及煤质情况煤矿区内主要可采煤层为 6、 7、 16、 23、 27号煤层,由上到下 分述如下:(一 6号煤层位于上煤组下标三石灰岩与标四石灰岩之间, 为煤矿区最上一层 可采煤层, 大部分为粉煤, 强度低, 全层厚度 03.13m , 平均 1.87m , 煤矿区东北部(226号孔不可采,含夹矸 04层,一般 01层, 结构较简单,大部可采,属较稳定煤层。(二 7号煤层位

11、于龙潭组上段中下部,其上为标四灰岩,煤层厚度 02.08m , 平均厚度 1.68m ,含夹矸 03层,一般 01层,结构较简单,大部 可采,属较稳定煤层。(三 16号煤层位于龙潭组中部,煤层厚度 0.882.32m ,平均厚度 1.60m ,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。(四 23号煤层位于龙潭组下段上部,全层厚度 01.87m ,平均 1.30m 左右, 煤矿区东北部(225及 226号孔不可采,含夹矸 04层,一般 0 1层,结构较简单,大部可采,属较稳定煤层。(五 27号煤层位于龙潭组下段中上部,煤层厚度 0.712.04m ,平均厚度 1

12、.22m ,含夹矸 14层,一般 13层,结构较复杂,全区可采,属 较稳定煤层。综上所述,煤矿区 6、 7、 16、 23、 27号煤煤层结构总体上较简 单 , 煤层稳定类型均为较稳定型煤层。可采煤层特征见表。可采煤层特征表 6、开拓、开采情况根据矿井现状、地形地貌及煤层的赋存情况,本矿井采用平硐开 拓方案。根据该矿地形地貌及煤层的赋存情况,并经设计人员在织金县滥 坝煤矿(整合矿区范围内的现场调查,不能利用原滥坝煤矿和原湘 黔织安煤矿的工业场地,主要是因为受矿区东面、西面、北面悬崖的 影响(部分悬崖已经出现崩塌 。故井口位置及工业广场选在矿区东 南面的田坝头附近。该工业场地靠近小溪,地势较平缓

13、,投资新建双 回路供电线路,利用通往该区的乡村公路,土地还未经征用。采用平硐开拓,在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高处开掘主 平硐(X=2946450, Y=35568112, Z=+1525m, =134°, =3 ,主 平硐掘至 16号煤层,在 16号煤层中沿 16号煤层的倾向布置二采区 运输下山,在运输下山与各区段运输巷标高处布置顶板绕道,沿 16号煤层走向布置工作面运输巷。 仍在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高距主平硐 30m 处开掘副平硐 (X=2946428, Y=35568085, Z=+1525m, =134°, =3 ,副平硐掘至 16号煤

14、层,在 16号煤层中沿 16号 煤层的倾向布置二采区材料下山,材料下山与各区段顶板绕道相连。 仍在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高距副平硐 30m 处开掘回风 平硐(X=2946434, Y=35568033, Z=+1525m, =134°, =3 ,回 风平硐掘至 16号煤层,在 16号煤层中沿 16号煤层的倾向布置二采 区回风下山,在回风下山与各区段回风巷标高处布置顶板绕道,沿 16号煤层走向布置工作面回风巷。用切眼贯穿形成系统,7、矿井通风、瓦斯情况根据贵州省煤炭管理局文件黔煤行管 (200754号对毕节地区 煤矿 2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复,原织金县滥坝

15、煤矿瓦 斯绝对涌出量 9.76m 3/min,瓦斯相对涌出量 58.55 m 3/t;二氧化碳绝 对涌出量 1.04m 3/min,二氧化碳相对涌出量 6.24 m3/t。8、矿井煤与瓦斯突出情况根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 2008年 2月提供的织金县滥坝煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告 ,该矿 16号煤层 +1460m以浅范围无突出危险性,但 6、 7、 23和 27号煤层未 作煤与瓦斯突出危险性鉴定, 根据 关于严格审查瓦斯灾害严重的煤 矿建设项目安全设施设计的通知 (煤安监监察 200654号 ,该矿 按煤与瓦斯突出矿井设计和管理,但 16号煤层 +1460m以浅范围无

16、突 出危险性。9、其他(1煤层不易自燃和煤尘无爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室 2003年 11月提供的原织金县滥坝 煤矿 16号煤层的煤尘爆炸性鉴定报告 , 16号煤层煤尘无爆炸性 , 其他煤层未鉴定,建议及时补作,故按煤层有爆炸性进行设计。 根据贵州省煤田地质局实验室 2003年 11月提供的原织金县滥坝 煤矿 16号煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告 , 16号煤层自燃倾 向为二类(自燃煤层 , 其他煤层未鉴定,建议及时补作,故按煤层 容易自燃进行设计。(2矿井无冲击地压和地温异常现象贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心 2007年 3月提交的 贵州省织金县城关镇滥坝煤矿资源 /储量核实报

17、告 , 矿区地温梯度 每百米 2.66,小于 3,属地温正常区,未发现高温异常区。 矿井开采深度不大, 但不排除发生冲击地压的可能性, 故该矿在 生产期间,应采取有效措施加强冲击地压的预测,发现有异常情况, 必须采取措施及时进行处理。二、矿井防突现状及存在的问题1、矿井防突现状矿井防突按矿井开采方案设计及安全专篇要求,在各工 作面执行“四位一体”综合防突措施,即先进行突出危险性预测,如 果不超标则在采取安全防护措施的前提下组织生产, 超标则采取防突 技术措施,之后进行效果检验。矿井采取的抽放措施:在掘进工作面, 如果存在突出危险性, 则 主要采用动压区浅孔抽放、边掘边抽等方法;在采煤工作面,主

18、要采 用本煤层预抽、上隅角抽放、采空区抽放、高位尾巷钻场抽放、高位 巷抽放、动压区浅孔抽放等方法。矿井老系统现有抽放泵两台,其中 2BE1-253型高负压瓦斯抽放 泵一台,功率 95kw ,实际抽放能力分别为:72m 3/min。 2BE1-353型 低负压瓦斯抽放泵一台,功率 132kw ,实际抽放能力分别为:100m 3/min。2、防突存在的问题1管理力量薄弱,专业技术人员及有水平缺乏, 技术力量不够。2防突人员经验缺乏,对防突工作操作水平等有待提高。3从业人员素质较低,防突意识观念淡薄,对煤层突出危险性 安全防护措施不认真执行。4矿井效益差,矿井处于建设阶段,投入资金大,安全欠账多,

19、对矿井防突投入心有余而力不足,影响矿井建设。三、矿井采掘部署优化1、矿井开采顺序及保护层位置选择选择保护层必须遵守下列规定: 在突出矿井开采煤层群时,如在有效保护垂距内存在厚度 0.5m 及以上的无突出危险煤层的,除因突出煤层距离太近而威胁保 护层工作面安全的或可能破坏突出煤层开采条件的以外, 必须首先开 采保护层。有条件的矿井也可将软岩层作为保护层开采; 当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时,应综合比较分 析,择优开采保护效果最好的煤层; 当矿井中所有煤层都有突出危险时, 应选择突出危险程度较 小的煤层作保护层先行开采,但采掘前必须按防突规定的要求采 取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验

20、; 应优先选择上保护层。 在选择开采下保护层时, 不得破坏被 保护层的开采条件。开采保护层区域防突措施应符合以下要求: 开采保护层时应同时抽采被保护层的瓦斯; 开采近距离保护层时, 必须采取措施防止被保护层初期卸压 瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层; 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 3倍, 并不得 小于 100m ; 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,应经矿技术负责人批准,并作好记录,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应标 出

21、煤 (岩 柱的影响范围, 在这个范围内进行采掘工作前, 必须首先采 取预抽煤层瓦斯区域防突措施。 当保护层留有不规则煤柱时, 必须按照其最外缘的轮廊划出 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。 保护层和被保护层开采设计依据的保护层有效保护范围等 有关参数应根据试验考察确定,并报矿技术负责人批准后执行。 首次开采保护层时, 可参照附录确定沿倾斜的保护范围、 沿 走向(始采线、采止线的保护范围、保护层与被保护层之间的最大保护垂距、 开采下保护层时不破坏上部被保护层的最小层间距离等参 数。附录:保护

22、层保护范围的确定1.1 沿倾斜方向的保护范围保护层工作面沿倾斜方向的保护范围应根据卸压角 划定,如图 1.1所示。在没有本矿井实测的卸压角时,可参考表 D.1的数据。 A 保护层; B 被保护层; C 保护范围边界线图 1.1 保护层工作面沿倾斜方向的保护范围表 1.1 保护层沿倾斜方向的卸压角 1.2 沿走向方向的保护范围若保护层采煤工作面停采时间超过 3个月、 且卸压比较充分, 则 该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、 采 止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角 5=56°60°划定, 如图 1.2所示。 A 保护层; B 被保护层; C 煤柱;

23、1采空区;E 保护范围; F 始采线、采止线图 1.2 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围 1.3 最大保护垂距保护层与被保护层之间的最大保护垂距可参照表 (1.2选取或用EEB式 (1.1、式 (1.2计算确定:表 1.2 保护层与被保护层之间的最大保护垂距 下保护层的最大保护垂距:'12S S =下 下 (1.1上保护层的最大保护垂距:' 12S S =上 上 (1.2式中:' S 下 、 'S 上 下保护层和上保护层的理论最大保护垂距, m 。它与工作面长度 L 和开采深度 H 有关, 可参照表 1.3取值。当 0.3L H >时,取 0.3

24、L H =,但 L 不得大于 250m ;1-保护层开采的影响系数,当 0M M 时, 10/M M =,当0M M >时, 11=;M -保护层的开采厚度, m ;0M -保护层的最小有效厚度, m 。 0M 可参照图 1.3确定;2-层间硬岩(砂岩、石灰岩含量系数,以 表示在层间岩石中所占的百分比, 当 50%时, 210.4/100=-, 当 50%<时, 21=。表 1.3 ' S 上 和 'S 下 与开采深度 H 和工作面长度 L 之间的关系 图 1.3 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围 1.4 开采下保护层的最小层间距开采下保护层时, 不破坏上

25、部被保护层的最小层间距离可参用式 (1.3或式 (1.4确定:当 60o <时, cos H KM = (1.3 当 o 60时, 2/sin(KM H = (1.4式中:H -允许采用的最小层间距, m ;M -保护层的开采厚度, m ;-煤层倾角,度;K -顶板管理系数。冒落法管理顶板时, K 取 10,充填法管理 顶板时, K 取 6。本矿开采 16层煤,其下部有 23号、 27号两层煤,设计 16号煤 层作为保护层先开采,保护层与被保护层之间的有效垂直距离见表。 保护层与被保护层之间的有效垂直距离 根据地质资料 , 本矿煤层倾角 =8-6°,为倾斜煤层。本矿 6号煤层下

26、距 23号煤层间距为 45.5m ,符合上保护层与危险 层间距 H1<50m ,所以保护层开采有效。当 6号煤层在回采完毕, 23号煤层的突出危险则得到解放,消 除突出危险,依次类推,由于提供的资料可靠性不高,实际操作中必 须检验保护层的实际保护效果,必须采取防治突出的补充措施。2、开拓系统调整矿井采用平硐开拓,在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高处 开掘主平硐 (X=2946450, Y=35568112, Z=+1525m, =134°, =3 , 主平硐掘至 16号煤层,在 16号煤层中沿 16号煤层的倾向布置二采 区运输下山,在运输下山与各区段运输巷标高处布置顶板

27、绕道,沿 16号煤层走向布置工作面运输巷。仍在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高距主平硐 30m 处开掘副平硐(X=2946428, Y=35568085, Z=+1525m, =134°, =3 ,副平硐掘至 16号煤层,在 16号煤 层中沿 16号煤层的倾向布置二采区材料下山,材料下山与各区段顶 板绕道相连。 仍在矿区东南面的田坝头附近 +1525m标高距副平硐 30m 处开掘回风平硐(X=2946434, Y=35568033, Z=+1525m, =134°, =3 , 回风平硐掘至 16号煤层, 在 16号煤层中沿 16号煤层的倾 向布置二采区回风下山, 在

28、回风下山与各区段回风巷标高处布置顶板 绕道,沿 16号煤层走向布置工作面回风巷。用切眼贯穿形成系统。 该矿三条井筒均为穿层平硐,硐口位于各煤层的地板,然后分别 揭穿各煤层。通风方式:矿井采用中央并列抽出式通风。3、采煤方法及掘进工艺(1采煤方法采煤工作面采用爆破落煤, 其工艺过程为:打眼爆破落煤打 铰接顶梁支护顶板人工攉煤回柱支柱。爆破落煤采高 1.8m 。每天一个循环,循环进度 1m 。一、爆破落煤工作面采用两台电煤钻分段同时打眼, 为了不崩倒支架, 使水平 方向的最小抵抗线朝向两柱的空挡。炮眼深度 1.2m ,装药量根据煤质而定,一般情况下顶底眼装药 量为 400g , 煤软时, 每个眼可

29、装药 200g , 每眼封泥长度不小于 0.5m 。 爆破方法:采用串联法连线, 严禁采用并联连线爆破, 一次装药,一次起爆, 禁止一次装药分次起爆, 每班放炮次数根据顶板情况而定。二、运煤工作面倾角较小,放炮后采用 SGW-34型刮板运输机运煤,运输 巷采用 SGW-34型溜煤槽与皮带运输机联合运输。三、工作面支护和采区处理工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护, 顶上铺金属网, 网与 网搭接不少于 50mm ,每隔 15m 设木垛一个,采用正悬壁齐柱布置, 最大控顶距为 4排支柱,最小控顶距为 3排支柱,排距 1m ,柱距为 0.7m 。当工作面推进到第四排支柱时, 对采区处理进行回柱放顶,

30、 使采 区直接顶直接垮落。金属挡柱矸石,防止垮落矸石滚到工作下方。 正规循环生产能力W=L×S ×h ×V ×C式中:W 工作面正规循环生产能力 .tL工作面长度 80mS工作面循环进尺 1.0h工作面设计采高 1.8mr煤的视密度 . 取 1.45t/m3c工作面采出率 90%代入数据计算得:187.9t(2掘进工艺1、巷道掘进采用人工打眼、放炮、出碴,沿中线施工,全断面 一次爆破一次成巷,掘进与支护顺序作业。2、施工前,首先按照测量部门给定的开门位置,建立供电、供 风、供水、通讯及防尘系统。3、永久支护为工字钢支护,工作面临时支护必须采用前探梁支 护

31、,支护紧跟工作面。4、采用“三八”作业方式,即二掘一支。接班后,班长必须行 进行安全检查,发现隐患,必须立即处理,确认安全无误后,方可开 工。然后进行打眼、装药、爆破等工作,当工作面炮烟吹散后,由班 长、爆破员、瓦斯员进入工作面,由外向里依次检查顶板、支护、瓦 斯、煤尘和拒爆等情况,确认安全后,前移前探梁,用刹顶木、木楔 打紧背牢,然后进行出碴、支护等工作。掘进工艺流程为:交接班 处理安全运料及检查后路支护情况加固后路支护打眼装药、 联线、 设置警戒爆破敲帮问顶处理安全洒水、 架设临时支护 出渣(煤架设永久支护清理工作面。四、矿井防治煤与瓦斯突出技术方案1、防突总体方案及管理原则1 煤矿企业主

32、要负责人及矿长是防突工作的第一责任人。2设置相应的防突机构、建立健全防突管理制度和各级岗位责 任制。3根据矿井的实际状况和条件制定具体的区域综合防突措施和 局部综合防突措施。4 防突工作坚持“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的 原则。 未采取区域综合防突措施并达到要求指标的, 严禁进行采掘活 动,做到“不掘突出头,不采突出面” 。区域防突工作应当做到“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果 达标” 。2、区域防突技术方案(1区域突出危险性预测1对突出煤层进行区域预测。经区域预测后,突出煤层划分为 突出危险区和无突出危险区。未进行区域预测的区域视为突出危险 区。 开拓前区域预测结果仅用于指导新水

33、平、 新采区的设计和新水平、 新采区开拓工程的揭煤作业。2 开拓后区域预测应当主要依据预测区域煤层瓦斯的井下实测 资料, 并结合地质勘探资料、 上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行。开拓后区域预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。 区域预测结果应当由矿技术负责人批准确认。3 经评估为有突出危险煤层的新井建井期间以及突出煤层经开 拓前区域预测为突出危险区的新水平、 新采区开拓过程中的所有揭煤 作业必须采取区域综合防突措施并达到要求指标。经开拓前区域预测为无突出危险区的煤层进行新水平、 新采区开 拓过程中的所有揭煤作业应当采取局部综合防突措施。4 经开拓后区域预测为突出危险区的煤层, 必须

34、采取区域防突 措施并进行区域措施效果检验。 经效果检验仍为突出危险区的, 必须 继续进行或者补充实施区域防突措施。经开拓后区域预测或者经区域措施效果检验后为无突出危险区 的煤层进行揭煤和采掘作业时, 必须采用工作面预测方法进行区域验 证。所有区域防突措施均由矿技术负责人批准。5 区域防突措施应当优先采用开采保护层。突出矿井首次开采某个保护层时, 应当对被保护层进行区域措施 效果检验及保护范围的实际考察。 如果被保护层顶底板位移量大于千 分之三, 则检验和考察结果可适用于其他区域的同一保护层和被保护 层,否则,应当对每个预计的被保护区域进行区域措施效果检验。此 外, 若保护层与被保护层的层间距离

35、、 岩性及保护层开采厚度等发生 了较大变化时,应当再次进行效果检验和保护范围考察。保护效果检验、保护范围考察结果报矿技术负责人批准。6 根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法应当按 照下列要求进行: 煤层瓦斯风化带为无突出危险区域; 根据已开采区域确切掌握的煤层赋存、 地质构造条件、 突出 分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、 预测结果, 采用瓦斯 地质分析的方法划分出突出危险区域。 在同一地质单元内, 发生了突 出(或有明显突出预兆的位置以上 20m (埋深及以下的范围为突 出危险区; 此外, 根据上部区域突出点 (或具有明显突出预兆的位置 分布与地质构造的关系确定构造线两侧突

36、出危险区边缘到构造线的 最远距离, 并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两 侧的突出危险区 (如图 1 ; 图 1 用瓦斯地质统计法推测同一地质单元内下部区域的突出危险区域示意图1断层; 2突出点; 3上部区域突出点在断层两侧的最远距离线; 4推测下部区域断层两侧的突出危险区边界线; 5-推测的下部区域 突出危险区上边界线; 6突出危险区(阴影部分 在上述、 项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的 区域, 应当根据煤层瓦斯压力 P 进行预测。 如果没有或者缺少煤层瓦 斯压力资料, 也可根据煤层瓦斯含量 W 进行预测。 预测所依据的临界 值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表 2预

37、测。表 2 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值 瓦斯压力 P (MPa 瓦斯含量 W (m 3/t 区域类别P 0.74 W 8 无突出危险区 其他情况 突出危险区7进行开拓后区域预测时,还应当符合下列要求: 应主要依据井下实测的煤层瓦斯压力、 瓦斯含量等参数进行 预测; 测定煤层瓦斯压力、 瓦斯含量等参数的测试点应当在不同地 质单元内根据其范围、 地质复杂程度等实际情况和条件分别布置; 同 一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于 2个, 沿倾向不少于 3个, 并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。(2区域性防突技术措施1 区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前, 对突出煤层较大范围

38、采取的防突措施。 区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯 两类。开采保护层分为上保护层和下保护层两种方式。预抽煤层瓦斯可采用的方式有:地面井预抽煤层瓦斯以及井下穿 层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦 斯、 顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、 穿层钻孔预抽石门 揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。预抽煤层瓦斯区域防突措施应按上述列举的各类方式的优先顺 序选取,或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。5 采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时,应符合以下 要求: 穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻 孔应控制区段内的整个开采块段和整条

39、顺槽及其外侧一定范围内的 煤层。要求钻孔控制顺槽外侧的范围是:倾斜、急倾斜煤层巷道上帮 轮廓线外至少 20m ,下帮至少 10m ;其他为巷道两侧轮廓线外至少各 15m ;均为沿层面的距离,以下同; 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控 制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与本条第(一 项中顺槽外侧的要求相同; 顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施 的钻孔应控制整个开采块段的煤层; 穿层钻孔预抽石门等揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应在揭煤工作面距煤层的最小法向距离 7m 以前实施(在构造破坏带应适 当加大距离 。钻孔的最小控制范围是:石门(井巷揭煤处巷道轮

40、廓线外 12m (急倾斜煤层底部或下帮 6m ,同时还应保证控制范围的 外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于 5m ,且当钻孔不能一次穿透 煤层全厚时,应保持煤孔最小超前距 15m ; 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控 制的条带长度不小于 60m ,巷道两侧的控制范围与本条第项中顺槽 外侧的要求相同; 当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作 业时, 工作面距未预抽或预抽防突效果无效范围的边界不得小于 20m ; 特厚煤层分层开采时, 预抽钻孔应控制开采的分层及其上部 至少 20m 、下部至少 10m (均为铅垂距离,且仅限于煤层部分 。 6 预抽煤层瓦斯钻孔应在整个

41、预抽区域内均匀布置,钻孔间距 应根据实际考察的煤层有效抽放半径确定。预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于 5m ,顺层钻孔的封孔段长度不得小于 8m 。应做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。 钻孔孔口抽 采负压不得小于 13kPa 。预抽瓦斯浓度低于 30%时,应采取改进封孔 的措施,以提高封孔质量。(3区域性防突措施效果检验1 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、 顶底板位移量及其他经试验证实有效的指标和方法, 也可结 合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。当采用残余瓦斯压力、 残余瓦斯含量检验时, 应根据实测的最大 残余瓦斯压力或最大残余瓦斯

42、含量按 防突规定 第四十三条第 (三 项的方法对预计被保护区域的保护效果进行判断。 若检验结果仍为突 出危险区,保护效果为无效。2 在煤巷掘进和回采工作面采用工作面预测的方法对无突出危 险区进行区域验证时应当按下列要求进行: 在工作面进入该区域时应立即连续进行至少两次区域验证; 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; 在构造破坏带应当连续进行区域验证; 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。 3 当区域验证为无突出危险时,

43、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。3、局部综合防突措施(1掘进工作面的防突措施方案1 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: 煤层的构造破坏带,包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等; 煤层赋存条件急剧变化; 采掘应力迭加; 在工作面出现喷孔、顶钻等动力现象; 工作面出现明显的突出预兆。在突出煤层,当出现上述第、情况时,应判定为突出危险工 作面;当有上述第、情况时,除已经实

44、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。工作面突出危险性预测 (简称工作面预测 是预测工作面煤体的 突出危险性,包括石门(井巷揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤 工作面的突出危险性预测等。工作面预测应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,应视为突出危险工作面。 2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的步骤: 在煤巷掘进工作面打 3个直径为 42mm 、孔深 810m 的钻孔, 采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时,应根据实测数据确 定,如无实测数据时,可

45、按下表所列的指标临界值预测突出危险性。 用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值 实测的任一指标 Smax 值、 K1或 h 2值等于或大于临界值时,该 工作面预测为突出危险工作面。3采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性,当预测为无突出危险性时,每预测循环应留有 2m 的预测超前距。4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

46、采掘作业。5工作面应保留的最小措施超前距为: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 。6 、煤巷及半煤巷掘进工作面防治突出的措施:煤及半煤掘进工作面掘进过程中采用在巷道两帮掘钻场预抽的 “先抽后掘” 的局部防治突出措施, 当采用此方法经效果检验无效后, 再采用排放钻孔作为补充措施。 “先抽后掘” 掘进工作面必须实行 “三 专两闭锁” 。先抽后掘防治突出措施: 钻场规格为高×宽×深 =2400mm×2400mm ×3000mm ,钻场间 距根据钻孔成果确

47、定,设计同一帮钻场间距为 50米,两帮交错间距 为 25米,在巷道上、下两帮交错迈步掘进抽放钻场。 每个钻场设计 4个直径为 65mm 、 长为 70m 的抽放钻孔对工 作面前方煤体瓦斯进行预抽。超前排放钻孔防治突出措施:煤及半煤掘进工作面进行瓦斯抽放后,必须进行防突效果检验, 若检验为无突出危险后,方可前掘。若防突效果检验有突出危险,则 必须采取在掘进工作面施工超前排放钻孔的补充防突措施。施工方 法:在巷道断面内按 0.5m ×0.5m 的间排距布置,其终孔点间距按 2m ×2m 进行布置,孔深 12m ,施工完后进行瓦斯排放,排放时间不得小 于一个班,然后重新进行效果检

48、验,检验为无突出危险后方可掘。施 工单位必须严格控制掘进进尺,瓦检员现场监督。采取防突措施后, 必须保证巷道掘进前方有不小于 2m 的保护距离。采用超前钻孔作为 防治突出的措施时,应符合下列要求: 超前钻孔可适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层; 巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围:近水平、 缓倾斜煤 层 5m ,倾斜、急倾斜煤层上帮 7m 、下帮 3m 。当煤层厚度大于巷道高 度时,在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于 7m ,巷道 下部煤层控制范围不小于 3m ; 钻孔在控制范围内应均匀布置, 在煤层的软分层中可适当增 加钻孔数。 预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、 孔底间距等应根

49、据钻孔 的有效抽放或排放半径确定; 钻孔直径应根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定, 一般为 75120mm ,地质条件变化剧烈地带也可采用直径 4275mm 的钻孔。 若钻孔直径超过 120mm 时, 必须采用专门的钻进设备和制定 专门的施工安全措施;煤层赋存状态发生变化时,应及时探明情况, 再重新确定超前钻孔的参数; 超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定, 钻孔的有效 排放半径必须经实测确定; 必须对超前钻孔进行效果检验。 如果经检验措施无效, 必须 补打钻孔或采取其它补充措施; 超前钻孔施工前应加强工作面支护。 打好迎面支架, 背好工 作面。7地质构造带掘进防治突出措施 煤巷掘进

50、工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变 化处不能按原措施设计要求实施时,必须打钻孔查明煤层赋存条件, 然后采用直径为 4275mm 的钻孔进行排放。 在掘进过程中,若遇断层、褶曲等地质构造带落差较小,没 有将煤层上下盘断开时, 可按照本措施规定的掘进防护方法, 进行正 常的掘进。 若遇断层完全将煤层上下盘断失时, 则必须停止掘进, 待采 取措施查清断层落差及断失翼煤层位置后, 方可按石门揭煤的要求另 外编制工作面过断层安全技术措施掘进断层。具体操作:、由地质部门提出前探钻孔设计,抽放队施工两个前探钻孔, 以确定断失翼煤层的位置及厚度。、工作面距离断失煤层 3m 时,施工不少于 2个穿透煤层

51、的钻 孔,进行突出危险性预测。预测方法与上述相同。若预测为无突出危 险,可直接用远距离放炮的方法揭露对盘煤层。、 若预测为有突出危险, 则必须施工抽放钻孔, 进行瓦斯抽放, 抽放孔要求布置到对盘煤层中掘进轮廓线外 35m 。孔底间距不大于 2m 。施工抽放孔个数与正常掘进期间的抽放孔个数相同。、抽放孔施工好后,抽放时间不得小于一个班,抽放完毕后必 须进行效果检验, 效果检验有效后可用远距离放炮的方法揭露对盘煤 层。若检验无效,应采取补充措施,经措施效果检验有效后,用远距 离放炮揭空对盘煤层。 若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的 断层,应按石门揭煤的措施执行8巷道采用超前钻孔和预

52、抽瓦斯的措施进行防突。在生产过程 中, 矿井要加强瓦斯管理, 收集突出危险性煤层掘进巷道的突出危险 性预测指标、防治突出措施的效果等基础资料,通过不断的实践,如 果采取的超前钻孔和预抽瓦斯的措施效果不明显, 则要采取其它局部 防突措施。(2采煤工作面的防突措施方案1突出煤层的每个煤巷掘进和采煤工作面都应编制工作面专项 防突设计, 报矿技术负责人批准。 当实施过程中煤层赋存条件变化较 大或巷道设计发生变化时,还应作出补充或修改设计。2 煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计应至少包括以下内容: 煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况; 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

53、施; 工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、 指标以 及预测、效果检验钻孔布置等; 防突措施的选取及施工设计; 安全防护措施; 组织管理措施。3矿井各煤层采用的煤巷掘进和采煤工作面各种局部防突措施 的效果和参数等都要经实际考察确定。4对采煤工作面的突出危险性预测,可参照防突规定第七 十四条所列的煤巷掘进工作面预测方法进行。 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。6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,在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。 7采煤工作面防治

54、突出的措施:采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦 斯、松动爆破、注水湿润煤体或其它经试验证实有效的防突措施。 采煤工作面的松动爆破防突措施适用于煤质较硬、 围岩稳定 性较好的煤层。松动爆破孔间距根据实际情况确定,一般 23m 。孔 深不小于 5m ,炮泥封孔长度不得小于 1m 。应适当控制装药量,以免 孔口煤壁垮塌。松动爆破时应按远距离爆破的要求执行。 采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施, 可用于煤质较硬的突出 煤层。注水孔沿工作面每隔 23m 打一个,孔深不小于 4.0m ,向煤 体注水压力不得低于 8Mpa 。发现水由煤壁或相邻注水孔中流出时, 即可停止注水。注水后必须经措施

55、效果检验有效后,方可进行采煤。 注水孔超前工作面的距离不得小于 2m 。 采煤工作面超前钻孔防治突出措施, 用于煤层松软或煤层透 气性好的采煤工作面。 沿工作面每隔 23m 打一个, 孔深不小于 8.0m , 进行瓦斯压力释放和瓦斯排放。 瓦斯压力释放和瓦斯排放后, 必须经 措施效果检验有效后, 方可进行采煤。 效果检验孔深超前工作面的距 离不得小于 2m 。采用超前钻孔作为防突措施时,应符合下列要求:a 、超前钻孔可适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层;b 、超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定,一般为 75120mm , 地质条件变化剧烈地带也可采用直径 42mm 的钻孔。 钻

56、孔 超前于掘进工作面的距离不得小于 5m ;若超前钻孔直径超过 120mm 时,必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施;c 、钻孔应尽量布置在煤层的软分层中;d 、超前钻孔的控制范围,应控制到巷道断面轮廓线外 35m ;e 、超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径决定,钻孔的有效 排放半径必须经实测确定;f 、煤层赋存条件发生变化时,应及时探明情况,再重新确定去 超前钻孔的参数;g 、必须按照规定对超前钻孔进行效果检验。若措施无效,必须 补打钻孔或采取其他补救措施;h 、超前钻孔施工前应加强工作面支护,打好迎面支架,背好工 作面。 采用瓦斯抽放作为采煤工作面防突措施必须满足:a、采用抽放

57、措施时控制范围为工作面前方 20m 以上。b、必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道,保持畅通。 8对采煤工作面防突措施效果的检验应参照采煤工作面突出危 险性预测的方法和指标实施。 但应沿采煤工作面每隔 1015m 布置一 个检验钻孔,深度应小于或等于防突措施钻孔。如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值, 且未发现其他异常 情况,则措施有效;否则,判定为措施无效。当检验结果措施有效时, 若检验孔与防突措施钻孔深度相等, 则 可在留足防突措施超前距(见防突规定第六十条并采取安全防 护措施的条件下回采。 当检验孔的深度小于防突措施钻孔时, 则应在 留足所需的防突措施超前距并同时保留有 2m 检验孔超前距的条件 下,采取安全防护措施后实施回采作业。9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,方可预测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检验。(3石门(井巷揭煤工作面防突措施技术方案1石门(井巷揭穿突出煤层前,必须准确控制煤