煤矿防突设计1毕设论文

贵州格目底矿业有限公司玉舍煤矿米箩防突设计格目底矿业有限公司米箩二0一0年六月五日

目录第一章矿井概况…………………4第1节 井田概况…………4第2节 区域构造…………4第3节 井田构造…………8第4节 煤层………………9第二章矿井开拓、开采…………10第1节 矿井开拓方式及采区巷道布置…11第2节 采区划分及开采顺序……………11第3节 采煤方法…………12第三章矿井通风系统及防突设备………………13第一节矿井的通风方式及通风系统……13第二节矿井监测监控系统………………17第三节矿井防灭火系统…………………19第四节矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温………………21第四章区域综合防突措施…………21第1节 区域预测…………22第2节 防突措施…………23第3节 区域防突措施效果检验…………24第4节 区域验证…………25第五章局部综合防突措施…………25第一节防突措施……………27第二节措施效果检验……28第3节 安全防护措施……29矿井防突改造计划安排……30前言根据《核实报告》，井田内各煤层瓦斯分布规律是随着煤层埋藏深度增加，瓦斯含量增大；瓦斯含量与构造关系密切，褶皱轴部附近及封闭性较好的逆断层附近，瓦斯含量高。井田内小煤窑在开采过程中曾发生过瓦斯燃烧和爆炸事故。结合本矿区玉舍煤矿西井在建井过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，与本矿相邻的玉舍东井已鉴定为煤与瓦斯突出矿井，故米箩矿井亦可能存在煤与瓦斯突出；根据黔安监管办字【2007】345号文件“关于加强建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。煤与瓦斯突出是一种复杂的矿井瓦斯动力现象，到目前为止，国内外对各种地质、开采条件下突出发生的规律还没有完全掌握，而玉舍中井煤矿在建设和生产过程中，煤巷掘进、井巷穿过煤层时，曾有发生过煤与瓦斯突出和瓦斯动力现象等情况发生。根据防治煤与瓦斯防突规定，有突出危险的新建矿井及突出矿井的新水平、新采区，必须编制防突专项设计，为此，特编制本防突专项设计。第一章矿井概况第1节 井田概况贵州格目底公司米箩煤矿位于水城县东南部米箩乡，矿井地理坐标为：东经104°56′49″～105°01′50″；北纬26°23′29″～26°26′06″；由8个拐点坐标圈定，浅部以各煤层风氧化带为界，深部以＋650m标高为界。井田走向长9.0km，倾斜宽2.0km，面积15.4526km2，开采标高+1500m～+650m。矿井设计生产能力120万t/a，矿井服务年限60.3a。区域构造区域所处构造位置，属扬子准地台黔北台隆的六盘水断陷威宁北西向构造变形区，主构造呈北西南东向展布，表现为北西向的褶皱断裂构造，主体构造为格目底向斜。现叙述如下：该向斜西起开戛、天生桥一线，东止马场、阿戛，全长约70km，两翼不对称，北东翼岩层倾角陡，一般在45～85°之间，南西翼倾角较平缓，一般在15～25°之间，组成向斜的地层主要为上二叠统、三叠系和侏罗系，前两者多分布于两翼，后者则常在核部产出。第三节井田构造⑴褶曲矿区位于格目底向斜南翼东段，为一单斜构造。地层走向50～119°，倾向320～29°，倾角15～25°，矿区10勘探线以东地层倾角25～30°。矿区内发育有北西和北东向两组断层，次一级褶皱不发育。由断层产生的牵引小褶曲主要分布在矿区南面。⑵断层矿区内影响煤系地层的断层共有27条，落差大于30m的有7条，小于30m的有20条。绝大多数只影响一条勘探线。总的来说，区内的断层，走向延长不远，断距不大，规律性不强。其中落差50～100m的断层有F2和F10。F2断层位于矿区11勘探线中部，往北东55～58°至11勘探线ZK101孔西面，全长700。断层倾角为46～48°,控制最深标高为876m，断层落差36～68m，在11线最大，往两头变小至消失，切割Ⅰ～Ⅴ煤段，造成地表及钻孔中地层缺失。属斜交正断层，此断层地表可追索，有5个地质点和两个钻孔控制，已完全查明。F10断层位于8线ZK83孔南往北东55°延至5线拐为北东20°至3线ZK33孔西，全长2000m。断层面倾角53～61°,控制最深标高为1338m，断层落差22～90m。5线最大，往两头变小至消失。地表切割Ⅰ～Ⅱ煤段，干扰F9断层。造成地表及钻孔中地层消失，属斜交正断层。此断层在地表6线附近可以追索，其它地方被浮土掩盖，有5个钻孔控制，已完全查明。其中落差30～50m的断层有5条（F11、F19、F20、F21、F418）。F11断层位于东段6线ZK64孔南300m，往北东55°延至4线ZK41孔，全长1250m。断层面倾角64～65°,控制最深标高1108m，断层落差18～39m，在5线最大，往两头变小至消失。地层错断下三叠中部灰岩和紫色层，深部影响Ⅰ～Ⅲ煤段，造成地表及钻孔中地层缺失，属斜交正断层。此断层地表可追索，有4个地质点和两个钻孔控制，已完全查明。F19断层位于矿区北部，东起14勘探线西边40m，沿北西277～308°方向，经15、17勘探线到18勘探线以西250m，消失于三叠纪地层中，是一正断层，属北北西，斜交正断层组。走向长1970m，倾向北东35°、倾角55～63°。该断层分别在15、17、18勘探线上各有一个钻孔控制。控制最深的标高为+1028m。断层线呈弧形平缓弯曲，断层面起伏不大，近于均一。该断层是井田内长度和断距最大的一条，落差在17勘探线最大，为47m，而向两侧逐渐变小。因此，断层面的等高线随着由浅到深，也就由长变短逐次递减而呈扁形状。在地表，该断层切割Ⅰ、Ⅱ煤段及飞仙关组下部地层，深部则影响到Ⅲ煤段，影响最深处的标高为+775m。在地表和深部均表现为地层缺失。如地表18线附近缺失1～15煤层，ZK173孔缺失14～20煤层。地表除掩盖部分外，均可追索，并有4条探槽揭露和一个地质点控制。该断层已完全查明。F20断层位于矿区北部，起于18勘探线东边的F19断层上，沿北西340～350°方向经18勘探线，消失于下三叠纪飞仙关地层中，是一正断层，属北西向斜交正断层组。F20断层是F19派生出来的支断裂，性质与F19类同。走向长360m，倾向北东80°，倾角65°，落差30m，在18勘探线附近最大。在地表切割下三叠纪飞仙关地层及Ⅰ煤段上部地层，深部影响至Ⅱ煤段。造成地表缺失飞仙关地层，深部缺失5～9煤层。该断层在ZK183孔57.84m通过，破碎带2.07m，其延伸的最低标高为938m，该断层已有ZK183孔控制，控制最深标高为+1086m。因此，该断层系基本查明。F21断层位于矿区北部，南起于19勘探线巴朗河中，沿北西10°方向经19、20勘探线，消失于井田外的下三叠纪飞仙关地层中，是一平直陡角度正断层，系北北东向正断层组。走向长1300m，倾向南东，倾角75°，落差平均34m。在地表切割Ⅰ～Ⅲ煤段和飞仙关地层，深部影响至Ⅲ煤段以下，影响最深的标高为650m以下。该断层系基本查明。F418平推断层位于矿区南西部，走向北东～南西，与地层倾向一致，倾向北西，倾角76°，走向延伸长500m，地表及槽中表现为岩层直立、倒转，东盘煤层北推，西盘南移，最大错距约40m；ZK462孔在181.45m见此断层，M80被断缺。控制较可靠。该断层系基本查明。30m下的断层有20条F16断层位于矿区北部12～14勘探线间，是一正断层，系北西向正断层组。走向北面290～300°，走向长900m，倾向北东，倾角54°。落差在13勘探线上只有26m，向东、西逐渐变小。在地表切割Ⅰ～Ⅲ煤段，深部影响Ⅱ～Ⅶ煤段，影响最深的标高为+600m以下。造成地表缺失16煤层（13线附近），深部缺失33～42煤层（ZK135孔）和59～63煤层（ZK133孔）。该断层在地表有Tc2-5探槽揭露，深部有ZK135孔和ZK133孔控制，分别在孔深117.37m和339.58m遇见，破碎带分别为1.23m和2.38m。因此，该断层已完全查明。F17断层位于矿区北部12～14勘探线间巴朗河中，是一逆断层，系北西向逆断层组。走向北西南东，走向长880m，倾向北东，倾角55°。落差22m，在勘探线附近最大，往两边变小。在地表切割Ⅲ～Ⅳ煤段，深部影响Ⅳ～Ⅶ煤段，影响最深的标高为720m。断层在地表为河床冲击层所掩盖，深部有ZK134孔控制，在孔深105.91m见断层。控制最深的标高为+936m。该断层已基本了解。其余断层特征详见表。米箩矿井30m以下断层特征表编号性质产状(°)走向长落差影响煤层控制情况备注走向倾向倾角F413正断层115205407002056～84可靠F18正断层279952230209-40可靠F38正断层NE462432-40基本可靠F13正断层303007311301540-56推测F24正断层285755612201840-玄武岩可靠隐伏F36正断层33373551010-30基本可靠F37正断层3075360200151-40基本可靠F8逆断层8735718040推测隐伏F14正断层28519528056-76基本可靠隐伏F15正断层32723729056-76基本可靠F22正断层351812735051-21可靠F23正断层30221272550840-56基本可靠F25正断层7029155050-56推测F30逆断层292532601-21可靠F31正断层4113114012-21推测F32正断层3502601701-9推测F34逆断层28919499081-5可靠F35正断层3162267847056-玄武岩基本可靠第四节煤层1、煤层⑴含煤性矿区内含煤岩系为二叠系上统龙潭组，煤组总厚431～48lm。含煤80余层，总厚52.02m。矿区内全区可采及大部可采煤层共15层（煤层编号为：1、3、9、10、16、21、26、27、29、31、56、65、83-1、83-2、84），总厚20.32m。含煤系数11.4%。（附表）米箩矿井可采及局部可采煤层特征表序号煤层编号煤层厚度(m)最大～最小一般煤层间距最大～最小一般夹矸层数顶板岩性底板岩性煤层结构稳定性备注112.60～0.461.135.0～0.02.51～4粉砂质、粘土岩碳质粘土岩较复杂较稳定大部可采233.07～0.591.5312.6～0.08.51～2粉砂岩粉砂质粘土岩简单较稳定全区可采391.81～0.191.0335.4～20.529.50～5细砂岩粉砂质粘土岩较复杂不稳定局部可采4101.57～0.581.0213.8～4.08.00～1粉砂质粘土岩碳质粘土岩简单较稳定大部可采5162.34～0.541.2863.1～38.852.50～4粉砂质粘土岩粉砂质粘土岩较复杂较稳定大部可采6213.17～0.311.6235.2～20.622.00～4细砂岩粉砂质粘土岩较简单较稳定大部可采7264.56～0.701.9248.7～18.624.00～4细砂岩粉砂质粘土岩简单稳定大部可采8272.37～0.001.3917.2～5.310.50～3粉砂岩粉砂质粘土岩较复杂较稳定局部可采9292.31～0.001.4620.2～3.314.00～5粉砂质粘土岩碳质粘土岩较简单不稳定局部可采10312.19～0.151.0012.6～4.58.00～6粉砂质粘土岩碳质粘土岩较复杂不稳定局部可采11561.90～0.001.25142.3～65.485.51～2粉砂质粘土岩碳质粘土岩简单较稳定大部可采12651.04～0.000.9151.5～36.424.60～3较简单不稳定局部可采1383-14.14～0.712.14112.5～57.672.01～5碳质粘土岩碳质粘土岩较复杂稳定全区可采1483-22.10～0.801.3913.2～0.04.00～3碳质粘土岩碳质粘土岩较简单不稳定局部可采15842.94～0.101.2511.4～4.66.50～3细砂岩粉砂岩较简单不稳定局部可采第二章矿井开拓、开采第一节矿井开拓方式及采区巷道布置1、矿井开拓方式分区开拓集中出煤，在上一采区布置一个1#薄煤层综采工作面，待1#煤层作为保护层开采一定范围后，在3#煤层布置一个中厚煤层综采工作面，达到矿井设计生产能力。约在10年左右打开上二采区，在上一采区+800m水平车场布置东翼机轨合一大巷到上二采区，上二采区回风斜井和副斜井布置出地面（进、回风），运输机上山不出地面。上二采区煤炭经+800m东翼机轨合一大巷运到上一采区+800m水平煤仓，由主斜井运到地面。开采井田西部上五采区时，布置+800m水平西翼机轨合一大巷到上五采区，上五采区回风斜井和副斜井布置出地面（进、回风），上五采区煤炭经+800m西翼机轨合一大巷运到上一采区+800m水平煤仓，由主斜井运到地面。2、采区巷道布置方式矿井采用斜井开拓方式。矿井移交上一采区，三个斜井主要布置在31煤层底板以岩石中（上段穿29、31煤层），布置区段平（斜）巷与各煤层顺槽连通。每个区段布置三条平（斜）巷与各煤层顺槽连通（最上一个区段回风顺槽布置两条平（斜）巷与各煤层顺槽连通）。区段平（斜）巷布置方式见图回采工作面产量及掘进煤量表采区开采煤层面长采高年推进度容重回采率产量合计mmm/at/m3%回采（万t/a）掘进（万t/a）上一采区11901.0915001.459743.71.345.031901.8615001.439572.02.374.391901.1020001.459762.4101901.0920001.439757.51.759.2161901.5116001.459563.21.965.1211901.6914001.429560.61.862.4261901.6714001.389558.21.760.0271901.3917001.409559.71.861.5291901.3917001.439762.31.864.1311901.0322001.409758.51.760.2说明：1#煤工作面生产能力按45万t/a（保护层开采），3#煤工作面生产能力按75万t/a，投产约10年左右，投产上二采区，上一、上二采区设计生产能力均为60万t/a。采区划分及开采顺序根据井田内煤层赋存条件、井田范围和井筒布置位置，设计把井田内的1、3、9、10、16、21、26、27、29、31十层煤划分为上煤组。56、65、83-1、83-2、84五层煤划分为下煤组。全井田共划分为六个采区和一个接替区，按煤组分，上煤组划分为四个采区，即上一、上二、上三、上四采区和一个接替区；下煤组划分为二个采区，即下一、下二采区。采区间开采本着由近至远的原则，即先开采+800m水平以上的上一、上二、上三，上采四。本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，设计按下行开采顺序开采，先采1煤层，顺序接替开采9、10、16等煤层。第3节 采煤方法1、采区特征（1）上一采区上一采区为上、中煤组联合布置采区，浅部到煤层风氧化带下界或工业场地、巴朗河保护煤柱，深部到各煤层+800m等高线，西到F21断层，东到金家河保安煤柱线，走向长1.7~3.2Km，倾斜宽平均0.9Km，面积3.6km2，含可采和局部可采煤层10层，采区地质资源量7025万t，工业资源量6217万t，可采储量4473万t，按45（3a）、120(10a)、60万t/a(35a)采区生产能力计算，采区服务年限为46a。采区上煤组可采和局部可采煤层4层，1、3、10煤层全区可采，9煤局部可采。中煤组含可采和局部可采煤层6层，即16、21、26、27、29、31煤层，31煤局部可采，其余全区可采或大部可采。采区为一单斜构造，煤层倾角8～18°。区内发现断层5条，即F19、F20、F21、F34、F37，除F34为逆断层外，其它均为正断层，断层倾角48～60º，落差8～47m。2、采煤方法选择本矿井开采煤层为缓倾斜～倾斜薄及中厚煤层，结合矿井开拓布置，工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。第三章矿井通风系统及防突设施第一节矿井通风方式及通风系统1、通风方式本矿井的通风系统为中央并列式通风，通风方式为抽出式。中后期采用分区式通风，初期主、副井进风，回风斜井回风。2、通风系统新鲜风流分别由主斜井、副斜井和进风，乏风从回风斜井排至地面。分别通过局部通风机压入掘进工作面，乏风通过回风联络巷、掘进回风巷至回风斜井排至地面。3、采掘工作面及硐室通风（1）、采掘工作面通风本矿为煤与瓦斯突出矿井，根据采区巷道布置和采煤方法，回采工作面和掘进工作面均为独立通风系统。采煤工作面采用“U”型通风方式。各掘进工作面均利用压入式局部通风机通风，并设有独立的进回风联络巷道，分别与回风上山相连，没有串联通风。（2）、硐室通风硐室必须设有独立的通风系统，回风流经回风斜井排至地面。等候硐室、消防材料库等均设在进风风流中。4、矿井风量根据《煤矿安全规程》及有关规定，在满足井下人员需求和各用风地点稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.75％的条件下，矿井总风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。⑴按井下同时工作的最大班下井人数计算。Q矿进=4×N·K矿通式中：Q矿进——矿井总供风量，m3/s；N——井下同时工作的最多人数，100人；K矿通——矿井通风系数，包括矿井内部漏风和配风不均匀等因素，考虑本矿井的具体情况，取K矿通=1.25。Q矿进=4×100×1.25=500m3/min=8.3m3/s。⑵按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算。Q矿进=（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐+Q其他）·K矿通式中：ΣQ采—采煤实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ掘—掘进实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ硐—独立回风的硐室实际需要风量的总和，m3/s；ΣQ其它—矿井除了采煤、掘进和硐室地点外的其它井巷需要进行通风的风量总和，m3/s；取（ΣQ采＋ΣQ掘＋ΣQ硐）×10％。本矿井采掘工作面的瓦斯涌出量较大，瓦斯、风速是工作面配风的主要影响因素。设计在计算采掘工作面的瓦斯涌出的基础上，参考类似条件矿井的实际配风参数，矿井移交时，1煤工作面配风10m3/s左右，矿井达产时，3煤工作面配风15m3/s左右，综掘工作面配风10m3/s，半煤岩普掘进工作面配风8m3/s，岩巷普掘进工作面配风6m3/s。矿井总风量计算见表。米萝矿井移交时风量计算表（45万t/a）配产工作面个数m3/s合计通风断面风速采煤

风量1煤综采工作面110102.63.85底板瓦斯抽放巷166小计16掘进

风量煤巷及半煤岩普掘工作面210.721岩巷普掘工作面28.016小计37硐室

风量井下火药发放硐室133采区变电所133小计6其它底板瓦斯抽放巷166取采、掘、硐之和的10%6矿井K取1.2589米萝矿井达产时风量计算表（120万t/a）配产工作面个数m3/s合计通风断面风速1煤综采工作面110102.63.85采煤

风量3煤综采工作面1151543.75底板瓦斯抽放巷2612小计37掘进

风量煤巷综掘面113.413煤巷普掘工作面210.721岩巷普掘工作面38.024小计59硐室

风量井下火药发放硐室133采区变电所133小计6其它底板瓦斯抽放巷2612取采、掘、硐之和的10%10矿井K取1.25155据上述计算，矿井移交时总风量为95m3/s，矿井达产时总风量为155m3/s。经校核，瓦斯抽放后的风量均能满足总回风巷风流中瓦斯浓度不超过0.75％的要求。2、通风负压及等积孔式中：A——全矿井等积孔，（m2）；Q——全矿井总风量，（m3/s）；h——全矿井通风负压，（Pa）；经过计算，矿井移交时最小负压862.5Pa，达产时最大负压2082.2Pa。经计算，矿井等积孔为3.6～4.0m2，本矿井属于通风容易矿井。第二节矿井的监测监控系统本矿井安全与生产监测监控设备选用KJ95N型煤矿综合监控装置。在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点设置甲烷传感器，并设置安全集中监测系统，对矿井井下水位、煤位、火灾、瓦斯浓度、风速、负压等影响矿井安全的环境参数，及矿井主要机电设备的运行状况、电力参数等进行监测监控。一、其他安全防护措施①在采掘进工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话。②必须派专职瓦检员跟班作业，加强瓦斯检查，严格执行瓦斯检查制度，严禁瓦斯超限作业。③突出的煤必须及时清理，以防自燃引起瓦斯煤尘爆炸。清理突出的煤时，必须制定防煤尘、片帮、冒顶以及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。④所有入井人员必须携带隔离式自救器；所有下井人员必须熟悉井下避灾路线。第三节矿井的防灭火系统一、矿井的防灭火系统1、采区内电动机、电器、变压器均采用防爆型；弱电设设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，按照《煤矿安全规程》第490条的规定周期进行各项检查、测定和调整，保持其各项性能完好。按照作业规程进行操作，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯和煤尘。2、各用风地点均有独立的通风系统。保证矿井通风系统稳定可靠，采区、工作面均建立局部反风系统。井下风门均安装闭锁装置，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。3、井下各机电硐室、爆破材料发放硐室，回采工作面等附近的巷道中，按规定储备足够的消防器材工具和灭火材料，配备专用消防列车。在井下各机电硐室通道，均设置向外开的防火铁门或防火栅栏两用门。4、井下放炮必须使用安全炸药。禁止明电放炮及不封炮泥放炮。5、井下电气焊必须制定安全措施后进行。禁止使用电炉、灯泡取暖。硐室内不准存放汽油、变压器油，使用过的带油棉纱要处理后送到地面。6、井下电缆、输送机胶带、风筒等均选用不延燃、阻燃材料。7、井下爆破材料发放硐室位置及与其它巷道的距离均符合规程规定，并设有独立回风道。8、加强消防洒水管网的维护，确保井下消防栓、三通阀的有效使用。9、对于不能直接扑灭的火灾，应迅速采取砌密闭墙，打钻灌注泥浆、均压法等联合灭火法，并执行火区管理措施。10、所有井下工作人员都应熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。11、本矿井煤层有自然发火倾向性，根据矿井的实际情况，主要选择采用喷洒阻化剂、注凝胶和均压等措施防止煤层自然发火。配备喷洒或压注阻化剂设备，凝胶堵漏防灭设备。第四节矿井的瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温1、瓦斯⑴瓦斯分带根据瓦斯的成分及含量，本矿区内的瓦斯大致为氮气沼气带和沼气带。⑵瓦斯含量据区内对9个煤层所取的24种样品测试结果，瓦斯含量为4.56～31.06ml／g.r之间,含量高的有16、26、83-1煤层，分别为22.58、26.61、31.06ml／g.r。其它煤层由于缺少甲烷含量测定相关资料，其甲烷含量采用相邻煤层的甲烷含量取其平均值（或相邻煤矿东井），即1煤层甲烷含量15.91ml/g.r，即3煤层甲烷含量15.91ml/g.r，10煤层甲烷含量9.36ml/g.r，27煤层甲烷含量14.69ml/g.r，31煤层甲烷含量16.19ml/g.r，56煤层甲烷含量16.19ml/g.r，83-2煤层甲烷含量24.43ml/g.r，84煤层甲烷含量24.43ml/g.r.根据《核实报告》，井田内各煤层瓦斯分布规律是随着煤层埋藏深度增加，瓦斯含量增大；瓦斯含量与构造关系密切，褶皱轴部附近及封闭性较好的逆断层附近，瓦斯含量高。井田内小煤窑在开采过程中曾发生过瓦斯燃烧和爆炸事故。结合本矿区玉舍煤矿西井在建井过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，与本矿相邻的玉舍东井已鉴定为煤与瓦斯突出矿井，故米箩矿井亦可能存在煤与瓦斯突出；根据黔安监管办字【2007】345号文件“关于加强建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。在矿井建设中，应根据有关规定，及时对各煤层进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，并根据揭穿各煤层的实际情况重新验证各煤层的煤与瓦斯突出危险性。2、煤尘爆炸性根据《地质报告》提供的试验结果分析，阿戛区的煤层样品（3煤层～30煤层）中岩粉用量45％～65％时，煤粉逆向火焰长度15～74mm，一般为25～35mm，煤层煤尘有爆炸危险（见附表）。煤尘爆炸试验成果表煤层号样品号采样深度(m)Ad(%)Vdaf(%)逆向火焰长度(mmm)岩粉用量(%)3ZK51-1597.67-599.2234.3820.8525659PD41(e)-5距坑口12231.2220.76254016ZK东11-9523.31-524.4634.4421.971545ZK东11-10550.50-553.4117.4319.053065ZK33-8358.36-362.8013.6718.954070X51(e)-1距坑口81.9012.9718.403565PD52(e)-1距坑口82.4015.0618.557363ZK91-8695.61-696.6311.1514.442050ZK东11-14586.51-591.2619.6717.603565ZK111-9494.23-496.7118.1714.252060注：以上数据均来源于原《地质报告》。根据煤炭科学研究总院重庆分院2007年7月提供的鉴定报告，井田内各煤层均有煤尘爆炸性危险。煤尘爆炸危险性鉴定结果3、煤的自燃性阿戛地质报告通过对煤层的自燃倾向性的分析，样品试验5个煤层6个样品，3、9、21煤层属自燃煤层，26煤层属不易自燃煤层。煤的自燃倾向试验成果表煤层号样品号采样深度工业牌号工业分析(%)着火温度(℃)△自然倾向等级MadAdVdaf原样还原样氧化样3ZK510-2273.78-276.07瘦煤0.5627.7919.4536436934425三9PD41-9距坑口122瘦煤1.0631.3921.8336037334429三ZK14-8760.70-766.21瘦煤0.7420.2019.5736637336231三PD52(e)-1距坑口82.40瘦煤0.7915.0618.5536737235814四26ZK91-14716.83-719.02瘦煤0.8318.4714.4538038337211四附：煤的自燃倾向等级：一类：很易自燃；二类：自燃发火的；三类：有可能自燃的；四类：不自燃的。注：以上数据均来源于原《地质报告》。4、地温矿区内暂未发现高温异常区，煤系地层百米井温梯度小于3℃。第四章区域综合防突措施第一节区域预测预报1、区域预测分类按空间进行分类：（1）煤层突出危险性预测，（2）煤层区域突出危险性预测。按时间进行分类：（1）地质勘探时期的区域预测，（2）建井时期的区域预测，（3）新水平、新采区开拓或准备时期的区域预测2、煤与瓦斯突出的可能性分析根据《核实报告》，井田内各煤层瓦斯分布规律是随着煤层埋藏深度增加，瓦斯含量增大；瓦斯含量与构造关系密切，褶皱轴部附近及封闭性较好的逆断层附近，瓦斯含量高。井田内小煤窑在开采过程中曾发生过瓦斯燃烧和爆炸事故。结合本矿区玉舍煤矿西井在建井过程中曾发生过煤与瓦斯突出事故，与本矿相邻的玉舍东井已鉴定为煤与瓦斯突出矿井，故米箩矿井亦可能存在煤与瓦斯突出；根据黔安监管办字【2007】345号文件“关于加强建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。因此，区域预测预报不再进行，直接按突出矿井进行采取防突措施。区域性防突措施区域性防突措施：开采“保护层”、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。1、 开采“保护层”开采突出煤层时，必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施，并遵循“应抽尽抽、应保尽保、先抽后掘、先抽后采”的瓦斯治理原则。开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。根据《煤矿安全规程》第192条、第193条在突出矿井开采煤层群时应优先选择开采保护层防治突出措施。本矿井的可采煤层尚未进行煤层突出危险性鉴定，类比本矿区已发生煤与瓦斯突出的玉舍西井，预测本矿井各可采煤层均存在煤与瓦斯突出危险。由于煤层群之间层间距较小，只能采用由上而下的大剥皮开采方式，否则将会造成开采对煤层的破坏，不能有效回收资源。因此，煤层的自然赋存条件决定了由上而下的“下行式”开采程序是技术经济上较为合理的一种开采方式，也有利于瓦斯灾害的防治。1、3煤层开采后，对下面的9、10等煤层能够起到较好的保护效果，为了有效的防止煤与瓦斯突出和治理瓦斯灾害，开采上保护层是其至关重要的一项技术手段。2、 顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯采取开采保护层但未保护到的范围在采煤工作面回风顺槽及运输顺槽掘进期间在回风顺槽下帮，运输顺槽上帮每隔40米施工一个钻场，在钻场内施工顺层抽采钻孔，钻孔终孔间距按2米设计，封孔长度8米。采用高负压瓦斯抽采系统对未解放范围进行顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。3、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯煤巷掘进工作面未保护范围采用在工作面施工前方预掘巷道的瓦斯抽采钻孔。钻孔按80米设计，终孔间距2米，封孔长度8米。钻孔控制到巷道两帮15米范围。每循环允许掘进60米，预留20米的防突措施安全保护距离。区域防突措施效果检验1、效检方法选择：区域防突措施效果检验均采用测定煤层残存瓦斯含量检验。2、效检方法：（1）掘进工作面掘至被保护区域煤层20m前，对掘进前方有效保护范围煤层施工检验钻孔。检验测试点为在巷道轮廓线内布置一个钻孔取煤样，每隔20m取一次煤样，取样测试点为3个。钻进深度为60m。（2）掘进工作面前方条带施工钻孔抽采瓦斯的，对掘进前方条带预抽区域煤层施工检验钻孔，检验钻孔深度要求达到预抽钻孔深度。测试点为在前方预抽条带中部布置一个钻孔取煤样，每隔20m取一次煤样，每个区域取样检验测试点不少于3个。（3）通过本煤层巷道向突煤层采煤工作面施工顺层钻孔抽采瓦斯的，采煤工作面开采前，通过运输巷或回风巷向预抽瓦斯区域施工检验钻孔。若工作面长度未超过120m时，在工作面开采范围内，沿走向长壁采煤工作面的走向方向，每间隔50m至少布置1个检验测试点；若工作面长度超过120m时，则每间隔50m至少布置2个检验测试点。只有同时满足计算残余瓦斯含量小于8m3/t，且所测定残余瓦斯含量小于8m3/t或残余瓦斯压力小于0.74MPa，则预抽区域防突措施有效。第四节区域验证区域验证方法选择：1、选用钻屑瓦斯解吸指标法。2、操作步骤：（1）、在煤巷掘进工作面打3个直径为42mm、孔深8～10m的钻孔，钻孔钻也每打1m时，测定钻屑量一次，第隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1预测工作面的突出危险性。各项指标的临界值见表用钻屑指标法验证突出危险性的临界值表最大钻屑量K1危险性Kg/mL/mmL/(g·min1/2)-1≥6≥5.4≥0.5有突出危险工作面＜6＜5.4＜0.5无突出危险工作面（2）、当检验为无突出危险时，每预测循环应留有2m的检验超前距。（3）、采掘工作面钻孔布置：沿工作面每隔15m布置一个预测孔，孔深8～10m，其方法与临界值与煤巷掘进工作面突出危险性预测的一样。实测得到的任一指标Smax值或K1值等于或大于临界值或在区域验证钻孔施工过程中如出现喷孔、顶钻等突出预兆时视为突出危险工作面.必须执行局部防突措施后再进行效果检验，直至有效。(3)、当检验为无突出危险时，每预测循环应留有2m的检验超前距。第五章局部综合防突措施第一节防突措施一、工作面突出危险性预测以区域验证结果作为采掘工作面“四位一体”局部综合防突措施之“工作面突出危险性预测依据”。若预测该工作面存在突出危险时则实施工作面防突措施。二、工作面防突措施（1）、煤巷掘进的防突措施在突出煤层中进行掘进时，必须采取“先抽后掘”和“四位一体”的防治突出措施。在没有完全掌握有突出危险性煤层中使用掘进机械作业的防突规律、防突技术和防突措施之前，不得在有突出危险性煤层中使用机掘。①煤巷掘进工作面的突出危险性预测，应选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法等或经试验证实有效的方法预测工作面突出危险性。采用钻屑瓦斯解吸指标K1法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，突出临界指标K1值应根据实测数据确定。②当预测有突出危险时，采取防治突出措施进行消突。采用在掘进巷道两帮交错布置钻场，打超前钻孔预抽掘进工作面前方煤层及围岩瓦斯进行消突。其钻场布置形式为，在巷道两帮交错布置钻场，间距为30～40m，钻场深度3～5m，宽3.0m，钻场尺寸以能容纳下钻机便于操作为准，钻孔长60～80m，每个钻场内打3～5个孔，钻孔方向与巷道中心线夹角3～8°。③预抽煤层瓦斯后，采用钻屑瓦斯解吸指标K1法对预抽瓦斯防治突出效果进行检验。④经效果检验无突出危险后，方能掘进。（2）、采煤工作面的防突措施①采煤工作面的突出危险性预测，可使用煤巷掘进工作面的突出预测方法，即：应选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其它经试验证实有效的方法预测工作面突出危险性。采用钻屑瓦斯解吸指标K1法预测采掘煤工作面突出危险性时，突出临界指标K1值应根据实测数据确定。要求沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件选定，但不得小于3.5m，当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2m预测超前距。②当预测有突出危险时，采取防治突出措施进行消突。除了开采保护层进行区域消突以外，还利用布置在10#煤底板的瓦斯抽放巷打上向网格钻孔预抽瓦斯消突。另外，还利用工作面顺槽布置本煤层顺层钻孔预抽瓦斯进行消突。③预抽煤层瓦斯后，采用钻屑瓦斯解吸指标K1法对预抽瓦斯防治突出效果进行检验。④经效果检验无突出危险后，方能开采。第二节措施效果检验（1）、回采工作面局部防突措施效果检验在工作面每隔15米布置1个局部防突措施效果检验钻孔，孔深8—10米，采用直径42mm的麻花钎子，钻孔每打2米测定1次钻屑解吸指标K1值，只有钻屑解吸指标K1值小于0.5mL/gmin½，钻屑量小于6kg/m时，则局部补充防突措施有效。采取安全防护措施后方可回采。并每次循环防突措施效果检验必须留有不小于2m的安全距离，当允许距离接近或达到2m的距离时，必须及时进行下1循环的防突措施效果检验。直至该区域回采结束。（2）掘进工作面局部防突措施效果检验采用¢42mm的麻花钎子，施工3个深为8～10m的检验钻孔，检验钻孔中间一个钻孔布置于工作面中部，并平行于掘进方向，另外两个钻孔工作面两边，距帮0.5m处，终孔点位于巷道轮廓线外2～4m范围，测定迎头前方煤层的钻屑解析指标K1值和钻屑量，钻孔每打1米测定一次钻屑量，每打2米，测定一次钻屑解吸指标K1值。只有钻屑解析指标K1值小于0.5mL/g.min1/2、钻屑量Smax值小于6kg/m时，采取安全防护措施后方可掘进作业。若K1值大于等于0.5mL/g.min1/2、钻屑量大于6kg/m时，该工作面还具有突出危险性，必须继续采取局部防突措施，并再进行局部防突措施效果检验有效后方可进行掘进。并每次循环防突措施效果检验必须留有不小于2m的安全距离，当允许距离接近或达到2m的距离时，必须及时进行下1循环的防突措施效果检验。第三节安全防护措施1、安全防护措施：（1）通风系统及通风安全设施①本矿井采用分区式通风系统，井下采掘工作面均为独立的通风系统。通风系统合理可靠、畅通。局部通风机采用双风机双电源自动切换装置，满足防突要求。②石门揭煤工作面和防突头面必须在进回风之间设置不得少于两道反向风门。风门尽量施工在支护完好、围岩坚固、无积水、无拐弯平巷内，有条件时反向风门距迎头不小于200m。反向风门设置必须牢固。（2）压风自救系统根据《煤与瓦斯突出细则》第97条规定，“突出矿井应在井下设避难所或压风自救系统，根据具体情况，可设其中之一或混合设置”。根据本矿井的实际情况，设计利用地面的压缩空气系统供风，在井下设置压风自救系统，具体如下：①压风自救系统的急救袋安装在井下压缩空气管路上，经减压装置后，分设一定数量带闸门控制的管嘴。②每组急救袋设5～8个，空气供给量每人不得少于0.2m³/min。③急救袋设置在距采掘工作面25～40m左右的进风侧的巷道中、放炮地点、撤离人员停留处、警戒人员站岗处，以及回风巷道有人作业处。④长距路掘进巷道中，每隔50m设1组急救袋。所有的压风自救袋都必须安设在宽敞、完好、利于人员避灾的巷道或硐室内。供风管路必须垫托和捆绑牢固，需橫跨巷道的支管要从巷道底板上穿过，有条件处压风管路应从进风侧进入压风自救袋。所有入井人员必须携带隔离式自救器。⑶瓦斯监测监控本矿井安全与生产监测监控设备选用KJ95N型煤矿综合监控装置。在采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点设置甲烷传感器，并设置安全集中监测系统，对矿井井下水位、煤位、火灾、瓦斯浓度、风速、负压等影响矿井安全的环境参数，及矿井主要机电设备的运行状况、电力参数等进行监测监控。⑷其他安全防护措施①在采掘进工作面附近、爆破时撤离人员集中地点必须设有直通矿调度室的电话。②必须派专职瓦检员跟班作业，加强瓦斯检查，严格执行瓦斯检查制度，严禁瓦斯超限作业。③突出的煤必须及时清理，以防自燃引起瓦斯煤尘爆炸。清理突出的煤时，必须制定防煤尘、片帮、冒顶以及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。④所有入井人员必须携带隔离式自救器；所有下井人员必须熟悉井下避灾路线。第六章矿井防突计划安排1、建立防突专门机构。在通风工区设置防突组。定员8人，组长1人，防突专业技术人员一名，防突考察工6人。2、制定防突培训、考核计划。格目底公司有经国家批准的三级安全培训中心，每年制定防突培训计划对采掘区（队）长班组长、防突员进行防突知识、操作技能专项培训。矿井主要负责人、技术负责人到集团公司安全培训中心接受防突专项培训。3、采掘部署调整。制定年度、季度和月度防突措施计划，并制定采区采掘接续图表。有计划按步骤地做好各项防突工作。80196单片机IP研究与实现,TN914.42AT89S52单片机实验系统的开发与应用,TG155.1F406基于单片机的LED三维动态信息显示系统,O536TG174.444基于单片机的IGBT光伏充电控制器的研究,TV732.1TV312基于89C52单片机的印刷品色彩质量检测系统的研究,TP391.41基于单片机+CPLD体系结构的信标机设计,TU858.3TN915.62基于单片机SPCE061A的汽车空调控制系统,TM774TM621.3带有IEEE488接口的通用单片机系统方案设计与研究,TN015基于VC的单片机软件式开发平台,TG155.1F406基于VB的单片机虚拟实验软件的研究与开发,TG155.1F406采用单片机的电阻点焊智能控制器开发,TG155.1F406基于51系列单片机的PROFIBUS-DP智能从站研究,TG155.1F406八位单片机以太网接入研究与实现,TG155.1F406基于单片机与Internet的数控机床远程监控系统的研发,R319TP319基于单片机和DSP控制的医用输液泵的研究,U467.11基于单片机控制新型逆变稳压电源的设计与仿真,F426.22TP311.52基于8位单片机的摩托车发动机电控单元软硬件的开发,TB61基于430单片机的变压器监控终端的研究,TG155.1F406逆变点焊单片机控制系统研究,TG131TG113.14单片机控制数字变量柱塞泵的研究,F426.22TP311.52基于单片机控制的高通量药物筛选及检测系统开发,R730.55R734.2MCS8051以及DS80C320单片机软核的设计,TP391基于AVR单片机的应用设计实践,TN015