区域防突措施报告

1、林红煤字 第 号关于呈报林东煤业发展有限责任公司红林煤矿矿井区域性防突设计的请示林东煤业发展有限责任公司： 根据贵州省煤监局2005年9月22日到我矿进行煤矿安全生产许可证检查验收时，要求我矿在10月10日前必须完成矿井区域性防突设计，现已按要求编制完成，并呈报。 当否？请批示。 二00五年九月六日主题词：矿井 防突设计 请示 本 矿：有关领导 、有关科室、存档各1份 林东煤业发展有限责任公司红林煤矿办公室 2005年9月9日印发 （共印10份）林东煤业发展有限责任公司红林煤矿矿井区域性防突设计 林东煤业发展有限责任公司设计研究所二0一O年四月二十O日 第一章 概 况第一节 地理概况林东煤业发

2、展有限责任公司红林煤矿位于红林县城北12km的楚米镇旁，有川黔铁路、川黔公路（210国道）、崇遵高速公路经过矿区 ，矿井煤仓1.9km铁路专用线在凉风垭车站接轨，交通方便，地理坐标为：东径105°45106°50，北讳28°1328°15。该区地处云贵高原与四川盆地的交接地段，凉风哑大山横旦于矿区北部，山势陡峻，河流深切。最低海拔标高为河床标高+800m，最高为+1919m，一般为+1200m左右，相对高差最大为919m，一般为400m左右，地形起伏较大。 第二节 矿井开拓开采红林煤矿矿井开拓方式为走向平硐开拓，分区上（下）山开采。设计生产能力30万吨/

3、年，核定生产能力15万吨/年；主平硐标高+986.3m，大巷平硐运输。现生产水平为+1000m水平，正在向四采区延伸和下山+750m水平延深。生产工艺采面放炮落煤，单体液压支柱配绞接顶梁支护；走向长壁后退式采煤法，全陷法管理顶板；掘进放炮工字钢支护。第三节 煤系地层及煤层情况该区煤系地层为龙潭组，主要岩性为砂岩、泥岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、钙质粉砂岩、煤层、石灰岩、泥灰岩、铝土岩及薄层状、条带状、结核状菱铁矿组成。含煤层4、6、7、8、9、10、11、13号8层。其中7号 煤层全区可采，其余为局部可采煤层，煤系地层平均厚度73米左右。第四节 地质构造及水文地质情况1、地质构造情况：该区属于娄山关

4、褶皱带，周市坝向斜北西翼北东段，为一单斜构造。矿井褶皱较为简单，为向斜翼部简单单斜，断裂也较为简单，大中型断层少见，但小断层发育，正逆断层均有，且以倾斜正断层为主，走向断层次之，逆断层较少，仅见于楚米勘探区。这些构造对煤层的稳定性造成了一定的破坏，给煤炭开采带来了一定的影响，到目前为止，共发现118条断层，其中正断层101条， 逆断层17条，落在5-30米不等。2、水文地质情况：区内主要含水层为茅口组、长兴组、玉龙山组。其中茅口组石灰岩充水对矿井安全生产威胁最大，特别是下山开采。其余是老窑积水，采空区积水，地表裂隙渗水对矿井有一定的威胁。第五节 矿井通风方式及突出危险性预测预报工作方法和局部防

5、突措施1、矿井通风方式：红林煤矿现矿井通风方式为分区抽出式。2、突出危险性预测预报工作方法：采用煤电钻套麻花钻杆，带42mm钻头在煤层中打检测孔，预测预报仪用重庆煤科分院研制的WTC-,用WTC-检测k1值，每米钻屑量（S）用弹簧称称取；温度（T）用温度计测量。超前保护距离为5米。当K1值0.5ml/g.min时，有突出危险性，反之则无突出危险性。当钻屑量S60N/m时，有突出危险性，反之则无突出危险性。当钻屑量温度T4时，有突出危险性，反之则无突出危险性。如果上述三个指标中任何一方指标超过其临界值时，说明有突出危险性，只有三个指标同时都在其临界值以下时，则无突出危险性。3、局部防突措施：红林

6、煤矿局部防突措施主要采用煤电钻套麻花钻杆带75mm钻头超前钻孔排孔，也即是采用75mm钻孔密集排入，超前保护距离为5米。若是突出性较严重区域时，用钻机超前深孔（30mm以上）排放后，再配合小直径(42mm)钻孔密集排放，这两种措施同时上，消除突出危险才能工作。排放孔个数根据防突细则有关规定按0.5m排放半径确定。第六节 瓦斯赋存及其灾害危险性1、红林煤矿主要开采9号煤层，煤层瓦斯含量高，煤层及顶底板透气性能差，具有煤与瓦斯突出危险性，矿井历年 瓦斯等级鉴定均为突出矿井。2、 煤层突出情况2003年9月经煤炭科学研究总院，重庆分院鉴定，红林煤矿7#、9#、10#煤层定为突出煤层，其它的4#、6#

7、、8#、11#、13#煤层为不突出煤层。3、瓦斯压力：下山采区7号 煤层瓦斯压力2.82 MPa 。10号煤层瓦斯压力3.05MPa。4、瓦斯含量：下山采区7号煤层瓦斯含量18.53m3/t，10号煤层瓦斯含量16.49m3/t。第七节 煤层自燃性及煤尘爆炸性经贵州省煤田地质局2004年12月23日鉴定，7号、10号、13号煤层为易自燃煤层，自燃倾向分类为二类。10号、13号煤层煤尘 有爆炸性，7号煤层煤尘无爆炸性。第八节 瓦斯抽放系统红林煤矿现已建立两套瓦斯抽放系统。一套为三采区移动式瓦斯抽放系统，主要对采面上隅角和采空区瓦斯进行抽放，该系统配有两台瓦斯抽放泵，型号分别为QBD-2，YD-，

8、电机功率15kw，抽放量为7.5m3/min抽放瓦斯浓度为4-5%。另一套为地面永久性高负压抽放系统于2005年5月31日全部安装完毕。主要对下山采区本煤层进行预抽，该系统配有两台高负压、低流量水环真空泵，型号分别为SKA-400，电机功率90kw，SKA-420，电机功率110kw，抽放能力分别为80m3/min和100m3/min。主管管径 350mm，长1770m，干管路管径300mm，长度140m，支管路管径125mm，长460m，其中下8011机巷安装300m。抽放钻场、钻孔布置情况，现在下8011机巷已布置12个抽放钻场，每个抽放钻场呈扇形布置3个抽放钻孔，孔径75mm，孔深20-

9、40米，封孔长度3-5米，钻场间距23-30米。钻场随掘进延伸再布置。第二章 矿井区域性防突设计方案选择根据红林煤矿矿井地质构造和煤层赋存条件，三采区和下山一采区的地质构造和煤层赋存条件不同，区域性防突措施和设计应分别对待。第三章 三采区区域性防突设计方案第一节 三采区概况红林煤矿三采区走向长度1.4km，倾向宽度：上至煤层露头，下至+1000m水平。主要开采7号和10号煤层，经实际揭露，7号煤层在采区东翼和西翼可采，而中部由于地质构造发育和煤层赋存条件差，厚度只有0.30.8m ,不可采。10号煤层在采区中东部可采，但煤层结构复杂，夹矸厚度0.71.5m。西翼10号煤层被夹矸分成三层，不可采

10、。6号煤层在三采区西翼局部可采，煤层厚度在0.691.37m，三采区中东部6号煤层平均厚度在0.6m左右，不可采，其它煤层均不可采。第二节 三采区区域性防突设计方案的选择根据三采区实际情况，区域性防突措施选择开采保护层。根据煤炭科学院重庆分院鉴定报告6号煤层为不突出煤层，6号煤层适合作为保护层开采条件，6号煤层位于7号、9号、10号煤层上部，保护层与被保护层之间 距7号7.3m，距10号31.1m 有效垂距小于50m符合有关规定和要求，6号煤层作为三采区域性防突上保护层开采。第三节 保护层沿倾斜保护范围的确定保护层沿倾斜保护范围，按卸压角确定。因矿井卸压角大小无实测数据。根据防突细则第48条有

11、关规定确定，保护层采面斜长120米，煤层倾角27°，沿倾斜保护范围见图： 沿倾斜保护范围图 上图中，a煤层倾角，实际27°，取30°。 3卸压角，取77°。 4卸压角，取70°。第四节 开采保护层支护选择及工作面布置选择6号煤层作为保护层开采，6号煤层直接顶为泥灰岩，煤层厚度0.691.37m，平均厚度1.03m。风、机巷掘进选用矿用11#工字钢支护，采面采用单体液压支柱配绞接顶梁支护，单体柱长度1.0m1.3m，绞接顶梁长度1.0m，采面柱距0.7m，排距1.0m，掘进支护棚距0.8米。采面走向长度300m，斜长120m。第五节 开采保护层应

12、注意的问题三采区由于二区段以上的7#、10#煤层已进行回采，6号煤层被破坏。首采工作面布置三区段和二区段之间西翼8634采面，在回采过程中必须超前于被解放层的掘进工作面。开采解放层尽可能不留或少留煤柱，以免造成集中应力区。对被保护层瓦斯治理增加困难。首采工作面掘进和回采必须按“四位一体”的防突措施执行。有条件时可以对6号煤层采空区进行瓦斯抽放。防止卸压后被保护层内的卸压瓦斯大量涌入回采工作面采空区，造成瓦斯事故。第六节 技术经济一、技术参数1、风、机巷长度530m，毛断面积5.12m2，净断面积4.1m2，梯形工字钢架棚支护，棚距0.8m，巷道净高2.0m，上净宽1.7m，下净宽2.4m。2、

13、采面斜长120m，四、五排管理顶板，放炮落煤；全陷法管理顶板，柱距0.7m，排距0.8m，单体柱配绞接顶梁支护。二、新增设备1、11#工字钢支架750架，规格每架腿子长2.4m/2.2m两种，梁子长2.3m。2、单体液压支柱957棵，其中：1.0m 500棵，1.3m 457棵。（含备用量100棵）3、绞接顶梁957 根，规格为长0.8m。（含备用量100根）4、局扇2台，规格2×1 5kw.5、液压泵两台。6、回柱绞车2台，5吨。7、刮板运输机6台，型号GW-40t。三、新增设备投资概算1、工字钢750架，单价：179.4公斤/架，4400元/吨，投入资金：750×197

14、.4×4400÷100059.2万元。2、单体柱：型号：1.0m，单价：500元/根，数量500根，投入 资金： 500×50025万元。型号1.3m，数量457根，单价：700元/根，投入资金：457×70032.0万元。合计：25+3257万元。3、绞接顶梁957根：单价：250元/根，投入资金： 957根×25032.93万元。4、局扇两台，规格2×15kw，单价3.0万元/台，投入资金： 2×36.0万元。5、液压泵两台，单价：20元/台，投入资金：40元。6、回柱绞车2台，单价：5万元/台，投入资金：10万元。7、

15、刮板运输机6台，单价10.0万元/台，投入资金：60.0万元。共需投入资金：265.13万元。四、盈亏指数吨煤投入概算大约150元/吨左右，市场煤价130元/吨左右，从开采保护层来看，吨煤亏损20元左右。第七节 安全技术措施1、开采保护层后，在被保护中受到保护的地区按无突出煤层进行采掘工作，在未受到保护的地区，必须采取局部防突措施。2、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矿保护层有效作用范围的参数。3、开采保护层时，无特殊情况，采空区内不得留存煤（岩）柱，如果确需要留，必须把所留煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。如果

16、在这个范围内开采被保护层时，必须采取局部防突措施。第四章 下山一采区区域性防突设计方案第一节 采区概况下山一采区根据开采方案设计要求，主采10#煤层。10#煤层、9#煤层、7#煤层为煤与瓦斯突出煤层，9#煤层厚度0.5米左右，7#煤层1.0米左右，7#、9#煤突出危险性更为严重，煤薄，为不可采煤层。以上的4#、6#煤层虽为不突出煤层，但煤层太薄，煤厚在0.4m左右，距离10#煤层间距离大，垂距大于50米，作为上保护层开采，保护效果不好。下保护层13#煤层厚0.3m，为不突出煤层，层间距仅5米左右，对10#煤层开采影响大， 不宜作为下保护层开采。第二节 采区现瓦斯抽放情况下山 一采区现有一套高负

17、压瓦斯抽放系统已投入运行，主要是在下8011机巷向采面打顺层钻孔进行本煤层采前预抽，由于10#煤层透气性差，垮孔严重，抽放效果不好。第三节 区域防突设计方案选择下山一采区开采10#煤层，上覆4#、6#煤层薄，距离10#煤层层间距大于50米，作为10#煤层上保护层开采，保护效果不好。7#、9#煤层为突危险性更为严重的薄煤层，不能作为上保护层开采。下伏13#煤层厚度不可采，作为10#煤层下保护层，间距5米左右，如果开采， 采空区冒落将直接破坏10#煤层 ，所以13#煤层不可能作为下保护层开采。鉴于上述情况，下山一采区区域防突措施选择在10#煤层底板打专用抽放巷，布置钻场打穿层钻孔进行抽放。第四节

18、专用抽放巷的选择和布置下山一采区专用抽放巷选择在采面运输石门水平和回风石门水平10#煤层底板茅口灰岩中顺走向布置，向顶板打钻孔穿过10#煤层进行瓦斯抽放，消除机巷和采面的突出危险性，也可抽7#和9#煤层瓦斯。该抽放巷可作为本区段、下区段采前、采中和采后抽放的瓦斯治理。该抽放巷不用支护，布置在茅口组顶界下2-3米的石灰岩中，见下图（专用抽放巷布置图）专用抽放巷长600m，断面为：高2.5m，宽2.0m，断面积为4.8m2与石门连通，首先布置二个区段，专用抽放巷布置在二区段，回风巷布置在一区段，用边界上山联络贯通，形成负压通风，专用瓦斯抽放巷和回风巷掘进时用局部通风机通风。第五节 专用抽放巷钻场及

19、钻孔布置抽放钻场布置在10#煤层底板茅口灰岩专用抽放巷中，每隔30m布置一个钻场，钻场高2.5m，宽2.5m，深2.5m，呈拱形或梯形布置皆可。 钻孔布置：每个钻场布置10个钻孔，钻场钻孔位置布置图如下： 抽放钻孔参数表在专用抽放巷中，每隔30m布置一个抽放钻场，10#煤层抽放半径为5米。钻孔直径75mm，钻机选用150型，钻孔2#、4#、5#控制机巷水平走向两侧，1#孔在机巷沿倾斜向上控制5米，3#孔在机巷向下倾斜控制8米。 6、7、8、9、10#孔抽放半径为1015m。第六节 钻场安装及封孔有关参数见下图：钻场安装及有关参数见下图三通尺寸见下图钢丝软管长度为两种规格2.0m和3.0m，钻孔

20、内抽放管长度安装10m，直径50mm，封孔长度3m ，封孔采用封孔机，封孔材料为水泥。第七节 预抽煤层瓦斯消突措施的有效指标确定红林煤矿下山一采区区域性防突采用预抽10#煤层瓦斯，防治突出的措施有效性指标，因矿井无实测数据，根据防突细则第56条规定，可以根据“预抽煤层瓦斯后，突出煤层残存瓦斯含量应小于煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量”的指标来确定。根据红林煤矿防突卡片统计，10#煤层始突深度为236m。于1992年7月22日3：30分，在8023中机巷掘进时，因遇断层构造，发生煤与瓦斯突出，突出煤岩量45吨。1、矿井10#煤层始突深度原始煤层瓦斯压力确定，可根据下列公式计算。 P=（2.0310

21、.13）H式中：P距地表垂深H处煤层瓦斯压力，KPa; H垂深，m； P=（2.0310.13）×236 =6.08×236=1434.88KPa=1.43MPa2、矿井10#煤层始突深度原始瓦斯含量确定，可根据下列公式计算： Wh=Wx+WyWx= Wy= 式中：Wh煤层瓦斯含量，m3/t; Wx煤的瓦斯吸附量，m3/t; Wy煤层游离瓦斯含量，m3/t; Wf、Af、Vr煤的水份、灰份、挥发份，%；分别取2.18、25.2、12.99； en温度系数，取温度20； P煤层瓦斯压力，MPa; a、b瓦斯含量系数值，查表得5.13、0.948； fn煤的空隙率，%，查表得

22、11.4； Ky煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表得1.0; r煤层容重，取1.5，t/m3; Wx= =10.44m3/t Wy=1.11m3/t Wh=11.55m3/t通过上式计算：10#煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量为11.55m3/t.3、消突的效果检验根据防突细则第56条“预抽煤层瓦斯后，突出煤层残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量”时，抽放效果有效，能够消除突出危险性，反之就不能消除突出危险性。因为煤层的原始瓦斯含量与煤层原始压力成正比关系，抽放后，只要测出煤层的残存瓦斯压力，就可以计算出煤层中的残存瓦斯含量。也即是，只要残存瓦斯压力小于煤层始突深度的原始煤层瓦斯压

23、力（1.43MPa）时，煤层残存瓦斯含量就小于煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量（11.55m3/t)。煤层抽放瓦斯就达到消突效果。测定煤层残存瓦斯压力的方法：可采用防突细则附录三，煤层瓦斯压力测定方法进行测定，采用粘土测压法，抽放时间暂定6个月。 在每两个钻场中间用钻机打3-5个测压孔，孔径75mm。 在测压孔内插入带有压力表接头的紫铜管，管径为6-8mm，长-12-度不小于7m。 将特制的柱状粘土（含自然水分经炮泥机压成型的炮泥）送入孔内，柱状粘土末端距紫铜管末端0.20.5m，每次送入0.30.5m，用堵棍捣实。 每堵1米粘土柱打入一个木塞，木塞直径小于钻孔直径1015mm。打入木塞时应保护

24、好紫铜管，以防折断。 在孔口（0.51.0m）用水泥砂浆封堵。经24小时水泥凝固后，安上压力表测压，并详细记录压力表上升与时间的关系，直到压力稳定为止。稳定后的压力即为煤层瓦斯压力。第八节 技术经济1、专用抽放巷断面图2、专用抽放巷断面积S=4.8m2。3、专用抽放巷每米进尺所需费用：1500元/米。掘进上、下抽放巷各600m，西边界下山140，石门140m，共计1360m，每月平均50m，27个月完成。2006年开始布置掘进。2008年3月形成系统，6月安装完毕，开始预抽，预抽时间为6个月。4、每米钻孔所需费用（包括安装）500元/米。5、抽放泵(90kw+7.5kw)每小时所需电费：43.

25、86元/小时。6、泵站司机工资：2400元/月。 -13- 7、采面走向长度600米，斜长120米，煤厚平均1.3米。8、采面可采储量：Q=600×120×1.5×1.3×95%=13.3万元。9、钻场个数：20个，钻机新购置3台，每台6万元（包括钻杆、钻头）3×6=18万元。10、每个钻场总钻进长度：381米/个钻场。总钻进米数：381×20=7620m 。11、预抽时间6个月，其中电费：43.86元/小时×6×30×24=18.95万元。泵站司机工资：6×2400=1.44万元， 局部通风机电费15×24×30×30×0.24=7.8万元。共计28.19万元。12、专用抽放巷费用：1500×（ 60