防突计划2解析

认真贯彻执行党和国家“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针。结合当前煤炭生产形势和煤炭产业政策、行业准入标准等根据区安发【 2011】44号和云政办发【2011】4号文件精神，关于加快推进 煤矿瓦斯治理和开发利用工作实施意见的通知。 为提高我矿瓦斯治理和开发利用效果。确保有效防范瓦斯事 故，坚持采煤与采气一体化，地面与井下相结合，治理与利用相协调，切实做到“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”。最终实现安全生产，构建和谐社会。因此，针对我矿实际特制防突计划及措施如下：第一部分、概况第一节、矿井概况一、矿井交通位置柳树青煤矿位于恩洪煤矿矿区 6-1井田西南角，地理坐标为：东经104 11 09104 1T 37，北 纬25 17 14一25 17 32。行政区划上属曲靖市麒麟区东山镇管辖。 柳树青煤矿距曲靖市70Km北经 墨红至曲靖电厂82Km离黄恩公路2Km交通较方便。二、矿井范围柳树青煤矿井田面积0.7639Km2，由7个拐点控制，其坐标见表1-1.批准开采深度为2000ml 1850m.拐点编号xy1279918535415270227997653541530032800195354158704279922535415640527984203541570062798445354153257279873035415920表1柳树青煤矿拐点坐标三、地形地貌矿区属构造剥蚀低中山区， 地势北高南低，由于北北东向构造河流切割，形成近南北向沟谷，区内最高点位于矿界拐点3山脊，海拔标高+2201.90m,最低点位于矿界拐点7冲沟，海拔标高+2012.40m,相对高差189.50m 第二节煤层赋存情况一、矿区地质特征(一)、 地层区内出露地层由二叠系上统峨眉山玄武岩组(P2p )、二叠系上统龙潭组P；三叠系下统卡以头组(Tlk)、三叠系下统飞仙关组(Tif );第四系(Q)。现由老至新分述如下：1、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2 B ）矿界范围内未出露，经钻孔深部揭露，岩性为块状，玄武岩，玄武凝灰岩，呈细晶等粒结构，具杏仁状构造， 属一套火山岩建造，于茅口灰岩之上和龙潭组之下呈假整合接触关系。厚度大于150m2、二叠系上统龙潭组P21地层厚度205299m平均234m含煤53层，自上而下编号煤层24层，煤层总厚约31.96m,含煤系数13.66 %, 井田内有可采及局部可采煤层17层，矿区有15层（区内15a煤层与15b煤层全并；17煤层不可采）。根据岩性 及含煤特征处下而上分为5段。（1）龙潭组第一段（P2I1）:自玄武岩组顶界至19 a煤层顶板，由薄至中厚层状中砂砾岩，细砂岩、粉砂 岩夹煤层及煤线组成。含煤15层，其中可采煤6层（19a、19b、21a、21b、23 b、24煤层），含煤系数23.21 %, 可采含煤系数13.25 %。地层厚3774m 一般55m（2）龙潭组第二段（P2I2）:自19 a煤层顶板至16煤层底板，由中厚层状粉砂岩、粘土岩夹煤层，煤线及 菱铁岩组成。含煤8层，含煤系数9.16%，不含可采煤层。地层厚3046m 一般36m。（3）龙潭组第三段（P2I3 ）:自16煤层底板至9煤层顶板，由砂质泥岩、泥岩、粉砂岩、细砂岩、菱铁 岩及煤层、煤线组成，含煤16层，其中可采及局部可采煤层 7层（9 b、10、11b、14、14b、15b、16煤层），含煤系数23.90%,可采含煤系数16.76%,地层厚4772m 一般54m（4）龙潭组第四段（P214 ）:自9煤层顶板至6煤层底板，由粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成。含煤4层，其中可采煤层1层（8煤层），含煤系数8.79%，可采含煤系数4.48%。地层厚2464m 一般33m（5） 龙潭组第五段（P2I5）:自6煤层底板至1煤层顶板，由中厚层状细砂岩、粉砂岩、粘土岩夹煤层组成。含煤10层，其中局部可采煤层1层（3煤层），含煤系数7.78 %,可采含煤系数1.86 %。地层厚4865m,一般56m3、三叠系下统卡以头组（T1k）分布于矿区北中部以南， 大面积出露与龙潭组为连续沉积，根据岩性组合、生物化石的差异，可划分为二个段，即T1k1、T1k2，全层总厚度为105.00m,现介绍如下：（1 ）卡以头组第一段（T1k1）:薄层状细砂岩、粉砂岩、泥岩互层。风化后呈球状片壳薄层，具水平层理 及斜交层理，产丰富的动物化石。腹足类及少量植物化石碎片。地层厚度56.00m。（3 ）卡以头组第二段（T1k2）:厚层状粉砂岩、细砂岩、砂质泥岩，局部夹紫色粉砂岩条带，不显层理。地层厚度49.00m4、三叠系下统飞仙关组（T1f）为滨海及浅海相砂、泥岩沉积，厚 350450m根据动物化石与岩性将本组由下至上分为四段：分布于矿区 北部，小面积出露，矿区内仅出露第一、二段（T1f 1 T1f 2 ）地层。（1）第一段（T1f 1 ）厚100-130m。泥质岩为主夹少量细砂岩、粉砂岩，其岩屑成份以玄武岩为主，绿泥石、钾长石次之，铁泥质 胶结。本段地层易风化剥蚀，地貌上常呈低缓山丘。根据岩性特征可分为两个亚段。 第一亚段（T1f 1-1 ）: 一般厚55m,以砂质泥岩为主，夹粉砂岩薄层，含大量穿插层理的蠕虫状方 解石为其特征，动物化石少见，仅底部偶发现（古尼罗蛤）。 第二亚段（T1f 1-2 ）: 一般厚53m为粉砂岩、粉砂质泥岩互层，以具厚 0.53cm断续水平条带状钙质粉砂岩或扁平状、椭园状钙质粉砂岩包体为特征，下部偶含蠕虫状方解石。底部为厚35m勺细砂岩，内含有眼球状钙质砂岩结核及磨园较好的泥砾，砾径一般数公分不等，少数可达1020cm,分布不均。（2）第二段（T1f 2）。泥岩、粉砂岩、细中粒砂岩不等厚互层。岩屑成份以单斜辉石、斜长石、玄武 岩屑为主，铁泥质胶结。层理复杂，大型斜层理为主，下部及顶部发育水平层理及小型交错层理，含丰富的瓣鳃类、腕足类动物化石。全段总厚130160m由下至上划分为三个亚段，矿区内仅出露第一亚段。第一亚段（T1f 2-1 ）:中厚层状细砂岩，局部含孔雀石等氧化铜矿物（未曾见原生铜矿石），夹粉砂岩、 粉砂质泥岩，具斜层理。底部含棱角状的泥砾，岩性坚硬，地面常呈陡崖。厚35m中部产动物化石（克氏克氏蛤、舌形贝）等。5、第四系（Q）。区内第四系主要由Qal+edl松散沉积，主要分布于矿区西部冲沟两侧，于下伏地层呈不 整合接触关系。红粘土、碎石、粉质粘土、砂砾等组成厚010m不等。第三节、地质构造及煤层矿区为一单斜构造，走向北东一南西，倾向北西，倾角415。区内及周边褶皱不发育，以断裂构造为主，共发现断层16条，对开采有影响的断层主要为 F6-1-1、F6-1-3、F6-1-4三条，其余13条断层均处于矿 界外围，对开采无影响。区内地质构造复杂程度属中等复杂类型。1、F6-1-1正断层：分布在矿区西部，走向北东一南南西，倾向西为275,倾角为70,长度7000m落差最小35m落差最大105m 一般落差为50m切割层位从地表至P2p地层，属61井田与11井田划分边界 断层。2、 F6-1-3正断层：分布在矿区东部，属东部边界断层，走向北东一南西，倾向东为98，倾角71 ; 长度1400m落差最小15m落差最大23m 一般落差为15m切割层位地表至P2B地层。3、 F6-1-4正断层：分布在矿区南部，属两部边界断层，走向近东西，倾向北为348，倾角75,长度 1280m落差最小20m落差最大30m 一般断距为20m切割层位T1k至P2B地层。断层特征详见表2井田主要断层特征见表 2断层编号断层位置（勘探线）断层性质产状断层规模控制程度断层证据可靠程度走向（度）倾向倾角（度）走向长度（m落差地表点地下点最大一般F6-1-1矿区西部边界断层正北东27570700010535K9-5、K182K183、B4611/CK138024004各地表点内见不同层位之地层相 接触，落差显著，各钻孔中均断失 一定地层厚度与煤层。查明F6-1-3矿区东部边界断层正北东987114002315B83、B35B36、K90、&94、Kl8839/CK1390260202地表点多见0&与Tf11呈断层接触CK1断失 C9-C10, 3902、60202断失Tk中下部。查明F6-1-4矿区南部边界断层正近东西3487512803920B121、B122K34、K638/CK2601/CK860102地表点大多见断层破碎带，K274、616见G与G接触，CK2断失C9。查明（三）、煤层及煤质1含煤性龙潭组地层总厚205m- 299.79m,平均厚度234m,共含煤层53层。自上而下主要煤层编号24层，煤层总厚约 31.96m,含煤系数13.66 %。储量计算煤层平均总厚度18.86m，储量计算煤层可采系数8.06 %。2、煤层矿区内可采煤层与井田内可采煤层的层数，仅少 15a、17煤层尖灭区及不可采，全区共有可采煤层 15层，煤 层编号分别是 3、& 9 b、10、11b、14、14b、15 b、16、19a、19b、21a、21b、23、24等，其中主要可采 煤层有& 9 b、14、15 b、16、19b、21b等7层，其它煤层局部可采，各可采煤层特征详见表 3-2-2。现自上 而下分述如下：3煤层：位于龙潭组P215上部，距1煤层9.4023.00m,平均15.80m。层位稳定，厚度不稳定，一般厚度 0.001.47，平均厚1.04m。结构较复杂，常有13层隐晶质高岭石粘土岩夹矸。上部为厚层状砂岩局部夹 有含砾石砂岩，为标志层B2层。8煤层：位于龙潭组P214中下部，上距3煤层58.0072.00m,平均60.00m,层位稳定，厚度较稳定，一般厚度0.004.06m,平均厚1.48m。结构较复杂，常有12层显晶质高岭石粘土岩夹矸，下部夹矸为粘土， 该煤层顶部为一套细砂岩，与含炭质的炭屑组成水平层理，直接顶底板含鲕粒，为B4标志层。9b煤层：位于龙潭组P2I3顶部，上距8煤层8.0012.00m,平均11.00m。层位稳定，厚度稳定，一般厚 度0.004.06m，平均厚2.35m，结构较复杂，一般为单一煤层，偶夹有不规则状的粘土岩夹矸，顶板为薄层 状菱铁岩与粉砂岩等间距互层，菱铁岩易裂成方墩状，含植物化石，为B5标志层。10煤层：位于龙潭组第三段P2I3上部，上距9煤层6.0012.00m,平均8.00m。层位较稳定，厚度不稳定, 一般厚度0.001.63m，平均厚1.06m，结构较复杂，具有13层显晶质高岭石粘土岩，顶板含海绿石，底板 含菱铁质鲕粒，为B6标志层。11b煤层：位于龙潭组第三段 P2I3中部，上距10煤层6.0012.00m,平均10.00m,层位稳定，厚度不稳 定，一般厚度0.202.26m，平均厚1.01m，结构较复杂，局部为单一煤层，常具有 03层显晶质高岭石粘土 岩，顶板为粉砂岩夹菱铁岩，菱铁岩呈花班状，底部间距0.303.30m,平均1.40m,常出现13b煤层属不稳煤层，具有分岔复合现象。14煤层：位于龙潭组第三段 P2I3中下部，上距11b煤层18.0022.00m。平均20.00m。层位稳定，厚度较稳定，一般厚度0.301.89m,平均厚0.90m,结构较复杂，局部地段夹有(0.252.40m)高岭石粘土岩夹矸。14b煤层：位于龙潭组第三段 P2I3下部，上距14煤层0.006.00m,平均3.00m。层位稳定，厚度极不稳 定，一般厚度0.000.92m,平均厚0.63m,矿区内多与14煤层合并尖灭。结构较复杂，有三层以上粘土岩夹 矸。15b煤层：位于龙潭组第三段 P2I3下部，上距14b煤层6.0016.00m,平均6.00m。层位稳定，厚度稳定， 一般厚度0.452.00m,平均厚1.42m，结构及厚度变化较大，常常由两个大分层组成，上部不可采，中部硫 含量最高的一层煤，下部大部分可采，具有13层隐品质高岭石粘土岩夹矸。16煤层：位于龙潭组第三段 P2I3底部，上距15b煤层4.006.00m,平均5.00m。层位稳定，厚度稳定， 一般1.292.36m,平均厚1.68m,结构复杂，有14层夹矸，上部为粘土岩夹矸，下部为显晶质高岭石粘土 岩夹矸，含黄铁矿。第四节、矿井设计主要技术特征一、矿井设计生能力9万吨/年，服务年限31a。设计矿井采用斜井开拓，由一个生产系统保证矿井9万吨/年生产能力。主、副斜井位于矿区中部，锚喷巷道，施工质量好，且以掘至1853水平。利用主斜井为主提升井为材料井，副斜井为猴车井（人行井），南翼原有主井为皮带井出煤井。南翼原有副斜井担负全矿井的回风任务。，矿井共划分为南北两个采区开采，北翼1采区开采+ 1853m集中运输巷以上的C9a C9t煤层；南翼二采区开采1853m集中运输巷以上的C15 C16 C9a、C9b煤层。主平硐1853水平采用半圆拱断面，砌碹和锚喷支护，净断面5.7m2,净宽3m净高2.4m,墙高1.5m,装备15kg/m 轨道，采用人力推车运输。承担全矿井集中运输、通风和行人任务。回风井采用半圆拱断面，U钢、立架锚喷支护，净断面5.7m2，净宽3m,净高2.4m，墙高1.5m，承担全矿井回 风任务。矿井采用中央并列式通风方式 （进风井位于井田走向的中央，回风井位于井田南翼浅部），机械抽出式通风方法。二、煤层顶、底板的稳固性根据矿井开采 C6煤层以上各煤层的顶底板资料，各煤层顶底板岩石抗压强度300-500公斤/平方厘米，均为不坚硬、极不坚硬岩石，干抗压强度42.8Mpa,湿抗压强度13.5 Mpa,软化系数0.30，属软弱岩层。三、开采技术条件1瓦斯(1) 、矿井瓦斯等级鉴定矿井以往瓦斯等级鉴定结论均为高瓦斯矿井，见表3瓦斯等级鉴定结果表3鉴定日期最大相对瓦 斯涌出量最大绝对瓦斯涌出量最大相对二氧化碳涌出量最大绝对二氧化碳涌出量瓦斯等级 鉴定结论2008年1月58.55m3/t36.78m/min10.31m3/t1.19m3/min咼瓦斯矿井2008年12月120.99mi/t11.32m3/mi n17.31m3/t1.62m3/min咼瓦斯矿井2009年 12月3115.58m/t312.04m/min313.48m/t31.40m/min咼瓦斯矿井“云南省工业和信息化委员会关于 2009年度全省煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复”(2010 160号)，柳树青煤矿认定为高瓦斯矿井，鉴定结果如下：最大相对瓦斯涌出量为115.58m3/t，最大绝对瓦斯涌出量为12.04m3/min。(2) 清水沟井田勘探报告对本区瓦斯的评述省地矿局第六地质，云南198煤田地质队先后在6-1井田、清水沟井田钻孔施工中，时有瓦斯逸出现象，如42/CK6孔，孔口用火柴可以点燃，其火焰长度高达23m在钻孔取煤芯时，可见瓦斯从煤芯中泄出嗤嗤作响，时间长达1h左右，更有的钻孔，如3902孑L、60605孔、5205孔、5405孔，当拆卸采煤管钻头后，13瓦斯将煤芯从采煤管中冲出。在探坑、生产坑道内，常可见瓦斯泄出，使积水呈煮沸现象。（3）煤层瓦斯含量及其分布规律据化验成果，煤层中的瓦斯成份与含量为:沼气1.3999.44%,二氧化碳0.2215.58%,氮气及其它气体含量在0.0098.15%之间。钻孔煤层中最大沼 气含量30.32mg/g，属结核。顶板常含有炭屑组成的水平层理。煤层下部24m全区均有一层页岩（B7），为稳定标志层。并对瓦斯的颁布规律进行了研究，将本区瓦斯进行垂直分带，从地表向下100m段为氮气带，埋深100140m为氮气-沼气带，埋深140m以下为沼气带：见图-瓦斯分带图（来源于清水沟井田勘探报告）(4) 矿井的瓦斯涌出量矿区附近矿井较多，各矿对瓦斯都相当重视，每年都对矿井的瓦斯含量进行检测，柳树青煤矿及附近的开采矿井瓦斯检测资料见下表柳树青煤矿6-1井田C8C9C163002008.158.5510.31咼瓦斯矿井2009.1120.9917.312010.1115.812.04小露天煤矿6- n井田C9842009.18.332.06低瓦斯矿井乾鑫煤矿6- n井田C91002009.17.873.26低瓦斯矿井2010.17.336.20柳树青煤矿及附近矿井井瓦斯涌出量检测统计表表4矿井名称矿井位置开采煤层开采深度(m)检测时间相对沼气涌出量3(m/t)相对二氧化碳涌出量3(m/t)瓦斯涌出速度(m/h)矿井温度(C )恩洪煤矿2号井6- n井田607勘探线 附近C92061978.323.93.4咼瓦斯矿井15.71979.133.43.1上述矿井瓦斯涌出量鉴定由云南省煤矿矿井瓦斯等级鉴定中心进行，从鉴定结果看，恩洪煤矿2号井，柳树青煤矿矿井属于高瓦斯矿井、而处于同一瓦斯背景环境的房后头脑子煤矿、乾鑫煤矿和小露天煤矿则 为低瓦斯矿井。这五个矿井的瓦斯涌出量检测对象都为C9煤层（即为9b煤层），其瓦斯涌出量的大小受矿井开采深度控制，其规律为矿井开采深愈大，矿井瓦斯涌出量也愈大。符合清水沟井田勘探报告中煤层埋藏深度与瓦斯涌出量呈正相关的结论，也符合矿井开采深度大于140 m时，则为高瓦斯矿井的结论。（5）、我矿在二十多年的采煤过程中，尚未发生过煤与瓦斯突出的情况，2008年12月委托中国矿业大学（具有国家安全生产监督管理总局颁发的资质证书）对该矿正在开采的C9煤层（即为9b煤层）做煤与瓦斯突出的鉴定，所获的有关煤与瓦斯突出参数如下表：柳树青煤矿C9煤层瓦斯参数测定结果表表5煤样编号煤层编号煤层破坏类型瓦斯压力（MPa）瓦斯放散初速度 P（mmHg）煤体坚固性系数f综合指标膨胀能（MJ/g）DK2008TC-121501AC9煤V类0.4414.030.16-3.0187.6945.06鉴定结论：单项指标中煤的破坏类型、瓦斯放散初速度两个指标和综合指标K （膨胀能）大于防突细则中规定的临界值，其余的如瓦斯压力、煤体坚固系数和综合指标D小于防突细则规定的临界值。鉴定根据煤与瓦斯突出矿井鉴定规范（AQ1024-2006）第523条规定，确认柳树青煤矿开采标高+1854m以上的C9煤层无突出危险。根据我矿井瓦斯涌出量鉴定结果以及煤层瓦斯突出危险性鉴定结果，该煤矿属于高瓦斯矿井，开采标高+1954m以上的C9煤层无突出危险。由于部分单项指标大于防突细则中规定的临界值。因此，建议矿山按照突 出煤层进行管理，在本煤层开采期间加强瓦斯监测，密切关注煤层厚度变化及地质构造情况，实时预测预报。2、煤的自燃发火倾向性煤层自燃发火倾向试验成果见表6.煤层自燃发火倾向试验成果表表6煤层号采样 地点自燃倾向自燃发火 倾向结论备注工业分析（%着火温度（C）自燃 等级水分Mad灰分Ad挥发分Vdaf硫分St,ad真密度dTRD(%)吸氧量（ml/g.干煤）C9+1868m标咼掘进工0.4618.9816.881.861.510.63三类不易自燃作面C16+ 1854m标咼掘进工作面0.3612.8316.831.461.460.56三类不易自燃3、煤尘爆炸危险性煤尘爆炸性试验成果表见表7煤尘爆炸性试验成果表表7煤层采样地点工业分析（%爆炸性试验爆炸性结论备注水分Mad灰分Ad挥发分Vdaf火焰长度（mm抵制粉尘爆炸最 低岩粉量（%C9+1868m标咼掘进工作面0.4618.9816.882050有煤尘爆炸性C16+1854m标咼掘进工作面0.3612.8316.832565有煤尘爆炸性我矿于2008年12月委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室，对我矿开采标高1854米水平以上的C9煤层进行了瓦斯突出危险性鉴定。结果为无突出危险。按煤矿安全规程第145条和行业的要求，建立矿井瓦斯抽放系统，和瓦斯发电厂。我矿已安装2BEI-303型抽放泵2台，井下已建立一套抽放系统网路并正常使用。4、瓦斯抽采基本指标根据C9煤层瓦斯基本参数实测结果汇总表表8煤样编号煤层编号煤层 破坏类型瓦斯压力(MPa)瓦斯放散初 速 p(mmHg)煤炭固 定性系数f综合指标膨胀能力(Mj/g)Dk2008T121501AC9煤层V类0.4414.030.16-3.0187.6945.06二、开采情况采掘布置和煤层开采顺序，严格按矿井初步设计、矿井安全专篇、柳树青煤矿矿井瓦斯抽采方案设计和组织施工建设。根据矿井初步设计及柳树青煤矿矿井瓦斯抽采方案设计要求，我矿以C9煤层区域防突和在C16煤层局部为主，巷道掘进及回采过程中瓦斯含量低， 主要以采空区、工作面上隅角瓦斯抽放为主。故选取CS煤层作为瓦斯综合防治为重点。 C9煤层的防突计划，主要是采取超前钻孔释放煤层瓦斯，在掘进巷道两侧布置 钻场预抽瓦斯；工作面布置尾巷和采空区密闭抽放瓦斯等防治计划措施。第二部分、矿井计划及措施一、煤矿成立防突领导小组：组长：雷根国(董事长)；副组长：雷米荣（矿长），赵克有（技术副矿长）成员：雷根理（生产副矿长），陈正兴（安全副矿长）、赵五得（机电副矿长）、陈学玉、黄小成、牛双权、 雷二宝、赵伍得、段东平、段良平、赵学平、李长红、刘虎龙、张晓良等。二、领导小组工作职责（）组长、副组长1、对防突管理工作负全面责任。2、负责检查、平衡瓦斯治理工作，解决所需的人力，物力和财力，保证防突工作的实施。3、技术负责人、安全副矿长对防突工作安全技术负责。负责组织编制、审批、实施、监督落实矿井防 突工作全过程。确保安全。4、机电副矿长负责防突所需的供电、机械、和瓦斯抽放系统管的检测及抽放泵性能及瓦斯发电机组实 施动态管理。却保正常运行。二、加强瓦斯抽采现场监管。1现场业务管理要抓住技术、标准化、安全和成本管理；2、加强职工技术培训管理；3、加强特殊工种及现场交接班制度（瓦斯检查员、安全员、班组长）；4、加强掘进工作面超前钻孔现场管理；5、加强采煤工作面上隅角及采空区瓦斯抽放现场管理；6、建立各工种岗位责任制及规章制度，成立质量检查验收机构，并认真落实；根据煤矿安全规程、操作规程、柳树青煤矿矿井瓦斯抽采设计方案的要求， 结合矿奖罚制度；专人负责制等。四、安全技术监管要求为强化我矿瓦斯抽采技术管理职能、 规范瓦斯抽采利用技术工作、 促进我矿沿科技化、标准化、 法制化方向 发展，从根本上改变长期以来生产技术落后的被动局面，全面提升矿井瓦斯治理技术工作的整体水平和技术人员素质。从矿井技术改造、推广采用新技术、新工艺、规范设计、开拓开采、施工技术、培训教育等各方 面进行规范、科学管理，真正做到技术先行安全监管。 把我矿生产技术推上新台阶，为煤矿可持续发展奠定 坚实基础。五、瓦斯治理措施1专用回风巷根据2010年版煤矿安全规程第一百一十三条规定：“高瓦斯矿井、有煤（岩）瓦斯（二氧化碳）突出危险的矿井的每个采区和开采容易自燃煤层的采区，必须设置至少一条专用回风巷”， 该矿按煤与瓦斯突出矿井进行管理，因此必须设立专用回风巷，根据矿井开拓及采区布置方式，每个工作面设立一个专用回风巷，即工作面专用回风巷；专用回风巷仅用于回风，不得用于运料、行人及安设电气设备。2、瓦斯抽放根据该井田的煤层分布和矿井的采掘方式、采掘部署、通风方式，对各区域、各钻孔瓦斯涌出情况分析，该矿瓦斯涌出分布不均匀，大量瓦斯赋存于煤层、围岩及底板岩石裂隙中，造成回风巷、总回风巷瓦斯超限。因此，解决瓦斯涌出，减少向采掘工作面、回风巷和总回风巷的瓦斯涌出量，防止瓦斯超限，是本矿瓦斯抽 放工作的目的。（2）瓦斯抽放方案1）抽放系统方案本矿井抽放瓦斯的主要目的是解决采掘工作面回风巷和总回风巷的瓦斯超限问题，设计建立地面固定抽放系统。2）矿井瓦斯抽放方法根据以上情况及矿井开拓开采布置，本设计选择抽放方法时， 遵循以以本煤层顺层钻孔抽放、 掘进顺层钻孔抽放、采空区密闭抽放的抽放方法。（3）抽放参数的确定1 ）钻孔间距为了尽量使煤层全面的得到抽放， 必须了解钻孔在本矿井这种煤层透气性煤层中的抽放半径（有效影响范围），以此作为钻孔间距。本矿井的钻孔间距为：顶板裂隙钻孔抽放：515m2）钻孔孔径为了防止在打钻过程中出现卡钻、顶夹钻，增加钻进速度，钻孔孔径不宜过大。将钻孔终孔孔径确定为 60mn75mm3 ）抽放负压钻孔孔口抽放负压不小于i3KPa并应使波动范围尽可能的降低。4 ）钻进设备、钻进工艺和封孔方式采用ZYG-15C型钻机，配42mr钻杆和60mmr75mr钻头，压风排粉，孔口压力水防尘的无岩芯钻进工艺。 采用KFB型矿用封孔泵机械式封孔，钻孔封堵必须严密，封孔深度不小于5m3、防治煤与瓦斯突出措施1）、石门（顶板或断层）非震动性快速揭煤防突计划。石门（顶板或断层）揭煤采用非震动性快速揭煤防突措施。（1）突出危险性预测及措施效果检验顶板或断层揭煤采取钻孔法预测预报和措施效果检验。（2） 在巷道顶板距煤层法向距离不少于 10n处，施工地质钻孔，采集煤芯测定 p、f、P（MPa）值，当： p 10、f w 0.5、P 0.74，全部指标均达到或者超过上述临界值时，确定为有突出危险。（3） 同时掘至距煤层底板法向距离不少于10m寸，必须用3#煤矿安全炸药，并严格按防突管理的有关规 定和措施及批复执行。（4） 若综合指标值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于5m寸，必须立即在掘进工作面施工抽采钻场并停止掘进，施工抽采孔预抽揭煤点煤层瓦斯。所施工的抽采孔呈网络状 均匀布置，终孔间距为23m控制揭煤点四周不低于5m。只有经检测揭煤点煤层瓦斯预抽率达到 25%以上时， 方可恢复施工，继续往前掘进。否则必须采取延长抽采时间或补打抽采孔等补救措施。（5）恢复施工起，必须执行“探三掘一”的探掘措施。石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于 3.0m或1.5m处，分别进行突出危险性预测，预测参数有 钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，判别指标下表石门揭煤预测工作指标测试参数单位突出危险性突出危险无突出危险取大钻屑量Smaxkg/m 4.0V 4.0最大瓦斯涌出初速度qmaxl/mi n.m 3.0V 3.0（6）在煤层赋存稳定，确认无突出危险的情况下，可采取石门揭煤措施揭煤，若已揭开煤层，且尚未全断面揭穿煤层全厚，则必须施工顺层预测孔，预测煤层的突出危险性。在上述钻孔资料分析煤层赋存不稳定，构造复杂或钻孔施工中出现喷孔及预测中任一参数超标，均预报为突 出危险，则必须米取施工抽（排）放钻孔防突措施并进行措施效果检验，只有经检验证实措施有效后，石门 揭煤防突措施揭煤。5、煤巷掘进工作面防突设计(1)突出危险性预测和措施效果检验对于突出煤层的掘进工作面， 掘进前，均采取钻孔法预测预报工作面前方煤体的突出危险性，若经预测为无突出危险，可留不少于5.0m的安全屏障组织生产；若经预测为突出危险，必须采取防突技术措施后， 并经措 施效果检验为无突出危险，方可组织生产。钻孔布置a在煤层赋存稳定，煤体结构未遭到破坏的正常煤层中掘进，布置三个孔，预测孔控制巷道断面及其轮廓线外不少于2.0m。b、受地质构造影响，煤层增厚或变薄地带，但H类煤在0.5m以下，山类煤在0.3m以下时，或在预计的煤与瓦斯突出集中带掘进时，布置35个测孔，当任一预测参数超标则停止预测，立即实施技术措施，其中一个预测孔为探清前方煤层情况，布置于煤层底板附近兼作摸岩孔，若探得前方煤层发生变化，则立即实施技术措施。c、煤层赋存发生极大变化，或H类构造煤大于0.5m，山类煤大于0.3m及施工中出现卡钻、喷孔、煤体变冷等突出预兆时，则不论测试参数是否超标立即实施技术措施。 预测参数及工作指标预测方法采用钻孔法，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，按表3判定工作面的危险性。 出现下列情况时，均视为突出危险 a、因断层、褶曲构造致使煤层增厚、变薄，且H类煤达0.5m及以上，山类煤达0.3m以上时。施工中出现喷孔、卡钻、煤体变冷等突出预兆时。炮后30mi n瓦斯涌出量成倍增加时。b、煤层赋存（如煤厚倾角）发生急剧变化时。（2）工作面一旦有突出危险，必须立即实施防突措施，并经措施效果检验证实措施是否有效。检验孔 控制巷道断面及轮廓线外不少于 3.0m,严重突出危险地带控制轮廓线外不少于 4.0m,检验孔参数工作指标按 表3执行，只有经检验为无突出危险后必须留足不少于5.0 m的安全屏障，方可组织生产。6、治理突出技术措施超前抽（排）采钻孔措施作为掘进工作面主要的局部防图技术措施。（1）深孔超前抽（排）放钻孔措施在已确认的严重突出危险地带，掘进工作面掘进前，可采用该措施。深孔超前孔孔长不少于50m孔径64130mm根据掘进工作面实际条件，可以在掘进工作面直接施工或在其巷道两侧钻场施工。(2)小直径超前排放钻孔在煤层松软、有自喷能力的地段，采用该措施。钻孔深930m孔径4275mm 一般布置一排孔，当煤厚大于1.8 m时，采用双排孔。钻孔控制范围为巷道断面轮廓线外不少于3.0m ,在严重突出危险地带，控制巷道断面及轮廓线外不少于5.0m。7、回采工作面防突设计(1)突出危险性预测和措施效果检验对于突出煤层回采时，回采前均采取钻孔法预测。 若经预测工作面为无突出危险，则可留不少于2.0m的安全屏障组织生产；若预测工作面为突出危险，必须采取防突措施并进行措施效果检验。钻孔布置预测孔一般情况下沿工作面每隔1015m布置一个孔，在煤层赋存不正常地段，则必须有针对性地在地质构造及非原生结构煤位置布置预测孔。检验孔布置在参数超标的预测孔附近或措施孔之间，对有喷孔、响煤炮等突出预兆的措施孔必须进行针对性检验。预测及检验参数及工作指标按防突规定执行。预测、检验及措施孔孔长为 812m孔径42mn,其超前距离不得少于2.0m。(2)防治突出技术措施有突出危险的回采工作面可采用在机风巷施工顺层抽(排)放钻孔、工作面施工小直径排放钻孔、工作面浅孔、煤体注水等防治突出措施。顺煤层抽(排)放钻孔措施适用于回采中掘进时有突出危险的地带的回采工作面。钻孔间距35m孔深50100m孔径64130mm工作面施工小直径排放钻孔措施适用于煤层松软， 有自喷能力的地带。孔长一般7.5 10.5m，孔径4275mm孔间距23m.浅孔煤体注水措施适用于煤质较硬且突出危险性大的地带，孔长45m孔径42mm孔间距23m&安全防护措施该矿井巷揭穿煤层或在突出煤层中进行米掘作业，都必须提前编制防突技安措施，并严格按审批后的措施执行。安全防护措施的内容包括：防突区域的通风系统、设施、自救系统、瓦斯监测、瓦斯管理、避灾路线等 内容。(1)、通风系统、通风安全设施的施工和管理、凡是有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面应保持独立的回风系统，并尽可能缩小对相邻区域的安全威胁。如出现两个及其以上回风合流后再进入总风的情况时，应尽量将其分开独立回入总风， 并尽可能缩短回风；与回风相连的风门、密闭、风桥、隔风墙等通风设施必须牢固可靠，进回风之间不得留有孔洞，以防 突出后瓦斯涌入其它区域。 、回风系统必须畅通，回风断面不得小于设计断面的75%放炮时回风系统（掘 进工作面第一合流点以外为回风系统）中不得有矿车或杂物堆积。 、通风系统必须保证合理可靠， 如受条件限制，回风系统中有采空区时，为加强防火和通风瓦斯管理，可在其回风系统中设控制风门等进行风量控 制或压力调节，但回风系统中的控制必须保证稳定可靠，同时又要保证工作面发生突出时，能将其摧毁，使其回风流顺利进入总回风。、凡是石门揭煤工作面和重点防突工作面必须在进回风之间设置三道反向风门， 单独一道反向风门设在回风侧， 其余防突工作面的反向风门不得少于两道。风门尽量施工在支护完好、 围岩坚固、无积水、无拐弯的平巷内，有条件时反向风门距工作面不低于200m、反向风门设置必须牢固，风门墙可用砖或料石砌筑时， 应对风门四周掏槽、必须见硬帮、实底，且深入巷道周边煤岩深度不得低于 0.2m， 风门墙厚不得低于0.8m，门框和门扇采用坚实的单层木质结构，门框厚度不得低于100mm门扇厚度不得低于50mm并在门扇上橫贴厚度不得低于 2mr的铁板，铁板应全部掩盖门扇，铁板与门扇用螺栓和铁钉连牢固，另反向风门的橫梢和角铁均不低于，3根保证风门牢固可靠，两道反向风门的间距不低于4m、每道反向风门都必须有牢固的底坎和扫脚布， 其底坎在反向风门关闭后能将其抵牢，使反向风门受突出压力时有较强承压能力。正、反向风门处设水沟时，无水时应用混凝土将水沟堵严，有水时必须设置挡风帘，且放炮时用 料石在反向风门侧将水沟作临时封堵严密，放炮完毕再将封堵料石取开。 、掘进工作面风筒孔的回风侧必须设置逆止门，要求逆止门能全部掩盖风筒孔洞，且超过风筒孔周边不低于20mm逆止门用厚度不低于20mm的木板加厚度不低于2mri的铁板用铁钉牢固联接而成，然后用绞链与风门墙体连接牢固。、掘进工作面局 扇前的正向风门每道都必须在进风侧加橫杠（抵门杠），每次放炮前由班长将风门关闭并用橫杠抵牢。橫杠用直径不小于200m的木料或工字钢，其两端支点必须牢固。、双巷套掘的工作面，作为回风的橫川断面 不得低于4.0m2，且橫川要与回风流方向一致（即与回风流方向的夹角小于80度），有条件时回风橫川距工作面应不小于50m。进回风之间的隔风墙必须可靠，厚度不低于600mm正反向风门前的第一个橫川隔风墙留1.1 x 1.0m2的孔采用木质结构钉板闭，即要保证其不漏风，放炮不会震坏，又要保证工作面发生一定量的 突出时，能将其冲坏而起到卸压保护风门的作用。（2）、自救系统并放于作业点5m、所有进入有突出危险的采掘工作面的作业人员必须随身佩戴合格的压缩氧自救器，范围内方便可靠的地方以便发生灾变时立即使用。、压风自救袋安设在以下地点：a、距采掘工作面2540m的巷道内分别安设一组；b若有爆破作业，放炮启爆点必须安设一组；c、长期有人工作的机电硐室内，根据工作人员多少安设12人，采掘工作面每组自救袋一般为 68个。、压风自救袋设置要求，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。(4)、其它规定、所有电气设备必须有专人负责检查、维护、修理和调校。确保电气不失爆，风电闭锁、瓦电闭锁装置灵敏可靠。、对有突出危险的采掘工作面，应随时观察地质构造及其变化情况，并及时对地质资料进行整理和综合分析，对前方地质构造进行预报。、对防突区域的通风系统、设施、自救装备、瓦斯监测、放炮管理以及按防突措施执行的情况进行全面防突检查。、凡进入煤层赋存不稳定或有突出危险的地带施工，必须及时制定补充措施和修改爆破图表，对循环进度、装药量、放炮间隔时间等补充规定。、每年对全矿 所有入井人员进行一次自救器基本知识教育和培训，并经实际操作考试合格后方准携带自救器入井。、凡进入防突工作面施工，必须进行作业规程、防突措施的贯彻和防突知识培训，并经考试合格后，方 准入井上岗，所有施工人员必须熟悉突出预兆、避灾路线。遇瓦斯突出时必须严格按防突措施规定的避灾路线撤退。、发生突出后到恢复生产前的有关要求。a、发生突出后必须到现场调查收集资料，救护人员现场探险、了解突出情况。b、突出物及时清理，在清理突出物前必须编制安全措施，其内容包括防止煤尘飞 扬、杜绝火源、瓦斯管理、顶板垮塌及防止再次发生突出等。六、建设完善安全避险“六大系统”的措施1建设完善矿井监测监控系统。煤矿企业必须按照煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范(AQ1029-2007)的要求，建设完善安全监控系统，实现对煤矿井下瓦斯、一氧化碳浓度、温度、风速等的动 态监控，为煤矿安全管理提供决策依据。要加强系统设备维护，定期进行调试、校正，及时升级、拓展系统 功能和监控范围，确保设备性能完好，系统灵敏可靠。要健全完善规章制度和事故应急预案，明确值班、带 班人员责任，矿井监测监控系统中心站实行 24h值班制度，当系统发出报警、断电、馈电异常信息时，能够 迅速采取断电、撤人、停工等应急处置措施，充分发挥其安全避险的预警作用。2、建设完善煤矿井下人员定位系统。煤矿企业必须按照煤矿井下作业人员管理系统使用规范（AQ1048-2007）的要求，建设完善井下人员定位系统，并做好系统维护和升级改造工作，保障系统安全可靠运行。所有入井人员必须携带识别卡（或具备定位功能的无线通讯设备），确保能够实时掌握井下各个作业区域人员的动态分布及变化情况。要进一步建立健全制度，发挥人员定位系统在定员管理和应急救援中的作用。3、建设完善井下紧急避险系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，为入井人员配备额定防护时间不低于45min的自救器。煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提 供的额定防护时间内不能安全撤到地面的，必须在距离采掘工作面1000n范围内建设避难硐室（安监总煤装201115 号、33号文）。4、建设完善矿井压风自救系统。煤矿企业必须在按照煤矿安全规程要求建立压风系统的基础上，按照所有采掘作业地点在灾变期间能够提供压风供气的要求，进一步建设完善压风自救系统。 空气压缩机应设置在地面。井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。矿井掘进工作面要安设压风管路，并设置供气阀门。5、建设完善矿井供水施救系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，建设完善的防尘供水系统；除按照煤矿安全规程要求设置三通及阀门外，还要在所有采掘工作面和其他人员较集中的地点设置供水阀门，保证各采掘作业地点在灾变期间能够实现提供应急供水的要求。要加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活。6、建设完善矿井通信联络系统。煤矿企业必须按照煤矿安全规程的要求，建设井下通信系统，并按照在灾变期间能够及时通知人员撤离和实现与避险人员通话的要求，进一步建设完善通信联络系统。在主斜井绞车房、井底车场、采区变电所、水泵房等主要机电设备硐室和采掘工作面以及采区、水平最高点，应安设电话。井下避难硐室、井下主要水泵房、井下中央变电所等，必须设有直通矿调度室的电话。要积极推 广使用井下无线通讯系统、井下广播系统。发生险情时，要及时通知井下人员撤离。七、瓦斯抽放。一、采煤工作面上隅角瓦斯抽放。煤矿C9煤层回采后顶部极易垮落和压实，堵塞采空区瓦斯通道，影 响采空区瓦斯抽放，进而影响C9煤层释压后的瓦斯排放，回采留下瓦斯隐患和治理难度。工作面采空区瓦斯 抽风放。为此我矿采取在 C9煤层回采工作面上隅角预埋布置 4寸花管作为层C9煤层采空区瓦斯抽放，能较大 限度地抽出采空区瓦斯，同时与掘进工作面抽放管路连接，形成瓦斯抽放网络。采取预埋抽放管方式是解决瓦斯超限、解决隅角超限问题和隅角瓦斯处理难等问题的一个重要手段，并且效果显著。相比较，采用上隅角抽放比采用其它方式解决隅角瓦斯超限问题更为安全有效，而且提高了抽放浓度，解决单纯采用上隅角抽放浓度提不起来的问题。我矿采用预埋抽放管方式抽放管浓度可保持在13%-20%之间、隅角瓦斯可降至1.5%左右。预埋抽放花管回采时可作为抽放管，回采完毕后作为采空区抽放管，抽放效果好，抽放浓度可达15%以上。克服了采空区直接抽放由于顶板垮落瓦斯通道受阻而无法抽采采空区安息瓦斯的弊端，直接形成了瓦斯通道，作用和效果好。二、掘进工作面瓦斯抽。1、“先抽后掘，边抽边掘”抽放技术在煤层条件复杂时，可采用边抽边掘的方式 降低掘进条带的瓦斯。目前已从“迎头超前钻孔抽放或排放”过渡到“两帮钻场钻孔+迎头钻孔”的边抽边掘方2、布置专用瓦斯排放巷排放瓦斯。 采区布置专用瓦斯排巷，回采工作面布置尾巷，用于密闭抽放瓦斯，严 格管理，设置栅栏和警标，禁止人员入内。编制专门的 特殊检修措施，进入检修必须配风将瓦斯浓度降到1%以下，才能进入施工。附图按以上措施布置，回采工作面配风在 800m3/min，回采工作面回风瓦斯在0.3%-0.5%之间，根据配风调节和埋管抽 放浓度来调整工作面尾巷的瓦斯浓度。 可调整在1%-1.2% 之间。三、本煤层预抽在本煤层施工钻孔，对本煤层进行大面积预抽，减轻回 采过程中的瓦斯治理压力和困难。即在本煤层施工直径75mr钻孔，采用平行钻孔布置形式，为了提高预抽瓦斯效果，也可采用交叉钻孔，即一部分钻孔与工作面平行，另一部分钻孔与工作面呈15。夹角，两者相互交替布置。钻孔布置参见上图45采区回风巷采区运输巷辅助运输巷回采工作面 风巷回采工作面匕口I运输巷大面积预抽煤层瓦斯钻孔布置示意图(AQ1026-2006)、煤矿瓦斯抽放规范四、瓦斯抽采基本指标的控制根据国家安全生产监督管理总局颁布的煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1027-2006)的具体要求: 1、矿井瓦斯抽采率的测定及计算方法：在瓦斯抽采站的抽采管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽米量，矿井瓦斯抽米量包括井田范围内地面钻井抽米、井下抽米的瓦斯量。每月底按下式计算矿井月 平均瓦斯抽米率（n k ）n k =Qc/Qkc+Qf式中：n k -矿井月平均抽米率，%Q kc-矿井月平均抽米量，m/min ；Q kf -矿井月平均风排瓦斯量，m/min o2、工作面瓦斯抽采率的测定及计算方法：工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯计量装置，每周测定工作瓦斯抽采量，每月按下式计算工作面月平均瓦斯抽采率（n m）on n=QmJQ.mc+Qmf式中：n m-工作面月平均抽采率，%Q mc 回米期间，工作面月平均抽米量，m/min ；Q mf -工作面月平均风排瓦斯量，m/min。3、我矿瓦斯抽采基本指标控制(1) 、矿井瓦斯抽采率达到的指标为：矿井绝对瓦斯涌出量Q( m/min )v 20,其抽采率( 25 (或煤 层瓦斯含量降到8 m3/t以下或煤层瓦斯压力降到0.74Mpa以下(表压)。(2) 、工作面瓦斯抽采率达到的指标为：工作面绝对瓦斯涌出量(m/min ) 5 20 (或煤层瓦斯含量降到8 m3/t以下或煤层瓦斯压力降到0.74Mpa表压)。(3) 、预抽方式，矿井抽放率不小于 20%(4) 、邻近层抽放，矿井抽放率不小于 35%(5) 、采用混合抽放方式，矿井抽放率不小于25%(6) 、年度瓦斯抽放量不小于ioo万m。4、我矿年度瓦斯绝对涌出量12.04m3/min，矿井抽采率经计算为30.2%;工作面瓦斯抽采率26.7%;年度抽放 瓦斯620万m,符合国家安全生产监督管理总局颁布的煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1026-2006)、煤矿瓦斯抽放规范 (AQ1027-2006)的具体要求。第三节、瓦斯利用1、根据我矿瓦斯2010年度瓦斯抽采利用情况计算：年度瓦斯抽出量：Q=100X.G纯.K （瓦斯抽放综合系数）X1440 min.300 （天）Q=100X0.12X1.2 X1440 mi n.300Q=6200000 m 32、矿井在用瓦斯发电机为500KW小时，按年发电300天计算：年发电量：500X24X300=36万度3 、按年0.43元/度计算：年节约：3600000X0.45=162万元。4、同时还可提高矿井生产效率和安全等级。曲靖市麒麟区众合煤业有限公司柳树青煤矿2011年12月2日曲靖市麒麟区众合煤业有限公司柳树青煤矿2012年年防突计划矿长：雷根国技术负责：赵克有编制单位：曲靖市麒麟区众合煤业有限公司柳树青煤矿编制人：赵克有编制日期：2011年12月2日4445