三岔沟煤矿防突设计.doc

《三岔沟煤矿防突设计.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《三岔沟煤矿防突设计.doc（35页珍藏版）》请在三一文库上搜索。

1、设计依据设计依据 1、国家安全生产监督管理总局，煤矿安全规程，2010； 2、国家发展和改革委员会，石门揭煤与瓦斯突出煤层程序技术条件， MT/T 955-2005； 3、贵州省人民政府办公厅文件 黔府办发200883 号省人民政府办公 厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见 。 4、贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理 局，关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，黔安监管办字 【2007】345 号； 5、2009 年 5 月 24 日国家安全生产监督管理总局令第 19 号颁发的防治 煤与瓦斯突出规定 。 6、中华人民共和国建设部，煤炭工业小型矿井设计

2、规范，GB 50399- 2006； 7、贵州晨辉达矿业工程设计设计院有限责任公司 2009 年 7 月编制的比 德乡三岔沟煤矿开采方案设计（变更） 第一章第一章 矿井概况及生产条件矿井概况及生产条件 第一节第一节 矿井概况矿井概况 一、交通位置一、交通位置 水城县比德乡三岔沟煤矿位于水城县东部比德乡境内。工业场地有公路约 3km 直达乡政府，距六盘水市约 42km，水城至纳雍(二级) 省道与比德乡相连。 距野马寨电厂仅 53km、纳雍电厂 30km、水城钢铁厂 46km， 。行政区划隶属水城 县比德乡管辖，交通较为方便。区内工业以煤炭工业为主，废弃小煤矿较多。 废水、 二、自然地理二、自然地

3、理 三岔沟煤矿为典型的岩溶地貌和碎屑地貌，矿区内地势总的趋势是北西高 东低，最高标高 1923.10m（大扁坡山头） ，最低标高 1500 .0m（河坪村溪沟） ； 最大高差 423.10m，相对高差一般约 150-200m，植被较发育，属中高山丘陵地 貌。 三、气象、气候三、气象、气候 矿区所在地属亚热带季风温湿气候，夏无酷暑，冬无严寒，无霜期 220 天， 平均年日照 1150 小时。根据水城县气象局资料，从 1992 年至 2001 年最高气 温 35.4（1994 年 8 月 5 日） ，年最低气温-10.4（2001 年 1 月 31 日） ，历 年平均气温 14。历年平均降水量 1

4、018.5mm（1992 年2001 年） ，随着年平 均气温的升高，年平均降雨量也随之增加，雨季为每年的 4-10 月，降水量多 达 858.5mm，占全年的 81%，日最大降雨量 147.8mm。日最大蒸发量 137.5mm（1996 年 7 月 1 日） ，月最大蒸发量 239.6mm（1992 年 8 月） ，年蒸发 总量为 1146.9mm，平均相对湿度 82%。大气降雨是地下水的主要补给来源。 四、矿井规模四、矿井规模 属水城县整合矿井之一，生产能力为 15 万吨/年，矿区面积 1.8923km2。 工作区范围 都格乡 1:460000 图1 三岔沟煤矿交通位置图 乡道 省 道国

5、道铁路车站村 寨乡 镇 县道河流 松河乡 普古乡 箐上 牛场 猪场乡 梅花山站 梅子关站 红岩乡 茨冲站 高枝 土角 威 宁 县 六 枝 特 区 晴 隆 县 普 安 县 盘 县 省 南 云 箐口乡 花嘎乡 猴场乡 果布乡 米萝乡 阿戛乡 新场乡 百兴镇 比德乡 滥坝镇 董地乡 田坝 保华乡 新房乡 青林乡 左钨乡 锅圈乡 松树坡乡 木果乡 雉街乡 大湾镇 东风镇 野马寨站 发箐乡 大河镇 裕民站双嘎乡 纸厂乡 纸厂 龙场乡冷冲垭口 发射 野钟乡 新街乡 杨梅乡 发耳乡 匀乡米 玉舍乡 水城站 浃沟 笔架 陆家寨 牛场坝 盐井乡 陡箐乡 牛场乡 双水 六盘水市 赫章县 纳 雍 县 区 山 钟 比

6、例尺 三 三 三 三 三 第二节第二节 生产条件生产条件 一、地层一、地层 矿区内出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m） 、峨眉山玄武岩 （P3） ，二叠系上统龙潭组（P3l） 、长兴组（P3c） 、大隆组（P3d） ，三叠系下统 飞仙关组（T1f）及第四系（Q） 。 1）茅口组（P2m）：为一套浅海相浅灰灰白色厚层块状灰岩，岩溶裂隙 发育。厚度大于 200m。 2）峨眉山玄武岩（P3）：呈岩被（席）产出，厚度 45-60m，局部可达 110m。岩性为深灰、深灰绿色，风化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩，时夹硅 质岩、粘土岩。下伏地层为中二叠统茅口组。 3）龙潭组（P3l）：为一套海陆交互

7、相的滨海沼泽含煤碎屑岩沉积，主要由 细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤等组成，含 煤 17-20 层，可采煤层 5 层，是本区含煤地层。根据岩性组合特征分为三个段。 与下伏峨眉山玄武岩为平行不整合接触。厚 326349m。 第一段（P3l1）：以灰、深灰色中厚层燧石灰岩为主，灰岩中夹粉砂岩、 粘土岩及煤组成。含煤 2 层。厚 45-62m。 第二段（P3l2）：为灰、灰绿、深灰色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、粘土岩 夹钙质粉砂岩、煤层，含煤 10-12 层，单层厚 0.10-1.99m，可采煤层五层 （K13、K14、K15、K16、K17） 。厚 229m。 第三段（P3l

8、3）：由灰、深灰、灰黑色细砂岩、粉砂岩、燧石灰岩、粘土 岩及煤组成。其中夹 3 层灰岩，含煤 3 层，可采煤一层（K29） 。厚 52-78m。 4）长兴组（P3c）：为灰色、深灰色薄至厚层细砂岩、粘土岩，夹钙质粉砂 岩，偶夹炭质泥岩条带，东部的顶部有 10cm 厚的硅质岩。厚 57m，与下伏龙潭 组呈整合接触。 5）大隆组（P3d）：灰、深灰色中厚层细砂岩、粉砂岩，夹薄层泥灰岩及煤 线。厚 75m。 6）飞仙关组（T1f）：主要灰岩和少量泥灰岩、粉沙岩、粘土岩组成，与下 伏地层整合接触，根据岩性组合特征，分为以下二段。 第一段（T1f1）：黄灰绿色、灰绿色中厚层状粉砂质粘土岩，细砂岩夹薄 层

9、泥灰岩；顶板为中厚层砂岩，厚 116m。 第二段（T1f2）：灰绿色、黄绿色粘土岩，粉砂质粘土岩与粘土质钙质粉 砂岩、细砂岩互层；夹少量薄层灰岩。厚 450m。 7）第四系（Q）：零星分布于坡脚、低洼地带，以残积物、堆积物为主， 岩性主要为浅灰色粘土、含砾粘土。厚 030.60m。 二、构造二、构造 矿区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端，以单斜构造为主。地层 走向北西向，倾向 50-85，倾角在 10-20之间。断裂构造不发育，仅局部具 挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。 三、含煤性及煤层特征三、含煤性及煤层特征 1、含煤性 含煤岩系为龙潭组，厚度 326-349m，平均厚 342

10、m，其中本矿区内可采煤层 6 层。可采煤层 K13、K14、K15、K16、K17 分布于龙潭组第二段中，K29 煤层分 布于龙潭组第三段中， K29 煤层以下含多层不可采煤层及煤线。矿区可采煤层 有 K13、K14、K15、K16、K17、K29，含煤平均厚度为 10.81m，含煤系数为 3.16 %。 2、煤层特征 K13 煤层：为煤矿区最上一层可采煤层，大部分为粉煤，强度低，煤层平均 厚度 1.55m，含夹矸 01 层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板： 直接顶板为砂质泥岩或细砂岩，强度较低，厚度 0.35.60m，一般厚度 5.60m。间接顶板为粉砂岩，粉砂岩为钙、泥质胶结，较

11、坚硬，局部地段裂隙较 发育，不稳定。厚度 2.5011.50m，一般厚度 7.50m。底板：直接底板为泥岩， 强度低，水稳性差。厚度 0.503.30m，一般厚度 0.80m。间接底板为细砂岩、 煤层，细砂岩为泥质胶结，易风化破碎。 K14 煤层：煤层平均厚度 1.82 m，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。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜 煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般 3.006.00m，岩性及厚度较稳 定。底板：直接底板为 0.60m 左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、 粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。 K

12、15 煤层：煤层平均厚度 2.42m，含夹矸一般 01 层，结构较简单，大部 可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为 0.30m 左右泥岩，强度低。间接顶板 为石灰岩，坚硬。有时变成砂岩类，局部地段裂隙发育，不很稳定，厚度 12m 左右。底板：直接底板为 0.70m 左右粘土岩，强度较低，水稳性差，易风化破 碎。 K16 煤层：煤层平均厚度 1.97m，含夹矸 14 层，一般 13 层，结构较复 杂，全区可采，属较稳定煤层。 顶板：直接顶板为黑灰色泥岩，有时含量硅质， 厚度 0.50m 左右，强度较低，水稳性差。间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱 铁岩条带，厚度 8m 左右，稳定性中等，抗压强度一

13、般。底板：直接底板为深灰 色泥岩，强度较低，厚度 0.200.80m，一般 0.50m 左右，含大量炭化植物根部 化石。间接底板为砂岩、泥岩或煤层。砂岩为钙、泥质胶结，抗压强度一般， 易风化破碎。 K17 煤层：煤层平均厚度 1.42 m，全区可采。含夹矸 01 层，结构简单， 较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强 度较低，易风化破碎，厚度一般 2.006.00m，岩性及厚度较稳定。底板：直接 底板为 0.80m 左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及 煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。 K29 煤层：煤层平均厚度 1.32 m，含夹矸 0

14、2 层，结构较简单，全区可采， 属较稳定煤层。顶板：直接顶板为细砂岩，强度高，水稳性差。底板：直接底 板为深灰色泥岩，强度较低，厚度 0.200.50m，一般。间接底板为粉砂岩。粉 砂岩为钙质胶结，抗压强度中等。 综上所述，煤矿区 K13、K14、K15、K16、K17、K29 煤层结构总体以较简单 为主，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。 3、煤质特征及煤的种类 煤岩类型为黑色，块状、粒状，半亮型煤，条带状结构，参差状断口，玻 璃光泽。根据煤质试验资料，矿区煤层均为中高硫、低中灰、高发热值煤无烟 煤。 煤的灰份 1029，挥发份 1027，含硫 0.42.98，粘结指数 80%，发热量 6800

15、7000 卡克。 四、开采技术条件四、开采技术条件 1、煤层顶、底板条件 矿区内主采煤层顶板均为泥质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度均较低，易破 碎，稳定性较差；底板均为泥岩、粘土岩，吸水以后易膨胀。力学强度低，有 底鼓现象，可能会发生支柱下陷。 2瓦斯 （1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况 根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字20081504 号对六盘水市煤 矿 2008 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复 ，六盘水市水城县比德三岔沟煤矿 绝对瓦斯涌出量为 0.98m3/min，相对瓦斯涌出量为 9.41 m3/t，鉴定等级为低瓦 斯。 根据资源/储量核实报告 ， ZK23 钻孔煤层瓦斯含量 13.4

16、213.61 m3/t。 （2）煤矿整合后瓦斯预测分析 矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小，随着矿井生产规模扩大和开采深度增 加，矿井的瓦斯涌出会增大，因此，其鉴定结果的瓦斯数据不能作为整合后矿 井瓦斯预测的数据。因此，该矿根据经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法 （AQ10182006） 标准，预测矿井瓦斯涌出量。 经计算，矿井的绝对瓦斯涌出量为 22.66m3/min，相对瓦斯涌出量为 35.9m3/t。 3煤尘爆炸性 根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤尘爆炸性 鉴定报告 ，K14、K15 煤层的煤尘有爆炸性。K16、K17、K29 煤层无鉴定资料， 因此， K14、K15、K

17、16、K17、K29 煤层的煤尘按有爆炸性设计。矿井按有爆炸 性设计。 建议业主及时对 K16、K17、K29 煤层的煤尘爆炸性进行鉴定。 4自的燃自然倾向性 根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤层自燃倾 向性鉴定报告 ，K14 煤层为一类容易自燃煤层，K15 煤层为三类不易自燃煤层。 K16、K17、K29 煤层无鉴定资料，因此， K14、K16、K17、K29 煤层按一类容易 自燃煤层设计，K15 煤层按三类不易自燃煤层设计。矿井按容易自燃矿井设计。 建议业主及时对 K16、K17、K29 煤层进行自燃倾向性鉴定。 5、各煤层瓦斯突出危险性鉴定结果。 根据 2007 年

18、10 月 17 日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察 局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345 号）关于加强煤矿建 设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区 的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出 矿井设计。水城县所在水城矿区被划定为突出矿区，三岔沟煤矿矿区范围内的 可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，按煤与瓦斯突出矿井进行设 计和管理。 矿井已请具有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治 煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按鉴定结论进 行管理。 6、矿井或邻近矿井煤与瓦斯突

19、出情况 矿井新系统实际上与老系统（建设规模为 6 万 t/a）同一个采区，老系统主 要开采 K13、K14、K15 三层煤，以上三层煤在矿区范围内已全部采空，老系统 开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向斜内的矿井开采过 程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。 第二章：矿井开拓方式及采掘方式第二章：矿井开拓方式及采掘方式 第一节第一节 矿井开拓方式矿井开拓方式 一、开拓方式一、开拓方式 矿井采用平硐开拓 二、采区划分二、采区划分 矿井划分为 3 个水平，5 个采区，其中，水库上方的上煤组划分为一个水 平两个采区，一水平标高为1606m，水平以上为一采区，水平以下为二采区； 水库以上的下

20、煤组划分为一个水平两个采区，二水平标高为1473m，水平以 上为三采区，水平以下为四采区；水库以下的上下煤组划分为一个水平一个采 区，三水平标高为1300m，水平以上为五采区。 三、开采顺序三、开采顺序 根据水平划分与煤层赋存条件、开采方式及采煤机械化程度，为了使采区 划分能够做到全井田合理开采，前后期统筹兼顾，均衡开采，本设计采区间的 开采顺序为：一采区二采区三采区四采区五采区，各煤层间开采顺序 为，K14K15K16K17K29 煤层（K13 煤层在矿区范围内已采空） 。区段间 的开采顺序为区段下行式 第二节第二节 巷道布置的防突要求巷道布置的防突要求 该矿采用平硐斜井开拓，设有主平硐、副

21、平硐和回风斜井三个井筒，采 区上山均布置在 K17 至 K29 煤层之间，上距 K17 煤层底板 60m，下距 K29 煤层 顶板约 80m 的岩性稳定岩层中。主平硐从矿井西南部边界 K17 煤层底板以 3 的坡度施工 503m，然后沿煤层倾向方向向上施工运输上山至1726m 标高；副 平硐从矿井西南部边界 K17 煤层底板以 3的坡度施工 530m，然后沿煤层倾向 方向向上施工轨道上山至1773m 标高；回风斜井从矿井西北部 K17 煤层底板 以 13倾角沿煤层倾斜方向向下施工至与副平硐贯通，形成矿井的开拓系统， 然后通过平石门揭露 K16、K17 煤层，在 K16 煤层中布置回采工作面（其

22、上的 K13、K14、K15 煤层已采空） ，在 K17 煤层中布置掘进工作面。 第三节第三节 采掘方法采掘方法 一、采煤方法、采煤工艺一、采煤方法、采煤工艺 首采煤层平均厚度 1.97m，煤层倾角 13左右，属缓倾斜煤层。主要煤层 赋存较稳定，结构较简单。可采煤层的顶板岩性较为稳定。矿井瓦斯、煤尘爆 炸危险性、煤层自燃倾向性因素。结合煤层倾角及构造赋存特点，设计采用走 向长壁后退式采煤法，采煤工艺采用高档普采，采用全部垮落法管理顶板，首 采工作面长度为 120m。 。 工作面选用 DW2230/100 型单体液压支柱和 HDJA-1200 型金属铰接顶梁 支护，柱距 0.7m，排距 0.6m

23、， “三、五”排控顶，最大控顶距为 4.3m，最小控 顶距为 3.1m，放顶步距为 1.2m，全部垮落法管理顶板。工作面材料道每隔 1m 打一棵临时支护，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。采面 上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护 均为：靠近煤壁 10m 段采用双排托棚支护，往外 10m 采用单排托棚支护。 采用一台MG150/345-W双滚筒采煤机割煤，工作面采用一台SGZ630/150刮 板运输机，工作面下部运输巷选用一台SZB620/40转载机，运输巷选用 SSJ650/40型运输机一台，采用WRB200/31.5乳化泵两台，采用JH2-14

24、回柱绞车 回柱。SGZ630/150运输机机头安装于工作面下部，机尾安装于工作面上部；采 煤机进刀后由上（下）而下（上）割煤，一次采全高，随机挂梁，采煤机过后 1015m推移刮板输送机，人工架设单体液压支柱，直至下（上）出口，采煤 机完成割煤一排的任务。调整滚筒，并完成进刀后，采煤机上（下）行割煤， 重复上述同样工艺过程，完成一班割煤两排的任务及工序。采煤机割煤前先开 喷雾泵站进行内外喷雾洒水消尘。 工作面接替顺序：矿井首采工作面为 11601 工作面，依次是 11701、11602、11702等。 二、掘进方法二、掘进方法 矿井掘进采用钻爆法施工，岩巷掘进采用风钻打眼，煤巷掘进时采用煤电 钻

25、打眼。根据巷道服务年限及围岩岩性，决定其支护方式。对服务年限较长的 主要井筒及大巷采用锚喷支护，岩层巷道采用锚喷支护，煤层巷道采用金支， 并根据实际情况对破碎段加强支护。 第三章第三章 矿井通风矿井通风系统系统 一、通风方式及通风系统一、通风方式及通风系统 矿井设计通风方式为中央并列式通风，通风方法抽出式。各采区设计有专 用回风巷，采掘工作面均设计有独立的通风系统，矿井首采工作面采用“U 型” 通风，布置运输巷和回风巷，运输巷运煤、进风、行人等；回风巷回风、运矸、 运材料、行人等。掘进工作面采用局部通风机压入式供风，目前矿井通风系统 尚未形成，局部通风机均安设在地面。 二、通风设施二、通风设施

26、 为保证采、掘工作面的风量并使风流按规定流动，在风流流动的路线中设 置有风门等通风构筑物。为防止煤与瓦斯突出，掘进工作面进风巷道端设防突 反向风门、压风自救等设施。 通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维 修。反向风门按突出强度合理安设。 三、通风要求三、通风要求 本矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理，矿井的通风系统应当符合下列要求： 1、井巷揭穿突出煤层前，具有独立的、可靠的通风系统； 2、突出矿井、有突出煤层的采区、突出煤层工作面都有独立的回风系统。 采区回风巷是专用回风巷； 3、在突出煤层中，严禁任何两个采掘工作面之间串联通风； 4、煤（岩）与瓦斯突出煤层采区回风巷

27、及总回风巷安设高低浓度甲烷传 感器； 5、突出煤层采掘工作面回风侧不得设置调节风量的设施。易自燃煤层的 回采工作面确需设置调节设施的，须经煤矿企业技术负责人批准； 6、严禁在井下安设辅助通风机； 7、突出煤层掘进工作面的通风方式采用压入式。 第四章第四章 煤与瓦斯突出危险性煤与瓦斯突出危险性预测预测 矿井老系统主要开采 K13、K14、K15 三层煤，以上三层煤在矿区范围内已 全部采空，老系统开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向 斜内的矿井开采过程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。同时矿井已请具有资质 的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学 的依据；经

28、煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按进行管理。在鉴定结论未获相部门 批准前矿井按煤与瓦斯突出矿井管理。 第一节第一节 区域突出危险性预测区域突出危险性预测 一、区域突出危险性预测方法一、区域突出危险性预测方法 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” 。由于矿井技术力量和设备限制及瓦斯地质资料的欠 缺矿方委托有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出区域性危险预测。 第二节第二节 区域防突措施及效果检验区域防突措施及效果检验 1、区域防突措施的确定 区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。根据本矿的实际情况 选择开采保护层作为本矿区域防突措施。 本矿是

29、整合技改矿井，是由原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个 煤矿整合而成，可采煤层共六层分别为 K13、K14、K15、K16、K17、K29 煤层。 其层间距为：K13K14：12m ；K14K15：17m；K15K16：24m；K16K17：22m；K17K29：140m。 原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿开采历史较长，其矿界范围 内的 K13、K14、K15 三层煤已全部采空，K16 煤层也局部采空。由于 K13、K14、K15 三层煤的开采，对 K16、K17 二层煤事实上起到了保护层作用。 而设计布置首采面布置的 K16 煤层大部分在保护范围内，小部分不在保护范围 内距地

30、表很近，处于瓦斯风化带内。 （见图） 开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。因此原水城县三 岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿对 K13、K14、K15 三层煤的开采，对 K16、K17 二层煤事实上起到了保护层作用。 2、保护层作用有效范围的圈定 设计首采 16 号煤层，16 号煤层上距 15 号煤层的层间距平均为 24m，15 号 煤层开采后，对下面的 16 号煤层的有效作用范围的有关参数，应根据实测资 料确定，今后在生产过程中加强实测工作，首次开采保护层时，必须进行保护 层保护效果和范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料。目前暂参照防 治煤与瓦斯突出规定有关条文初步确定保护

31、层有效作用范围参数如下： 1）保护层与被保护层之间的有效垂距 保护层与被保护层之间的有效垂距可参用表 421 保护层与被保护层之间的有效垂距保护层与被保护层之间的有效垂距 表表421 最大有效垂距/m 煤层类型 上保护层下保护层 急倾斜煤层6080 缓倾斜和倾斜煤层50100 16 号煤层上距 15 煤层平均 24m，16 号煤层下距 17 号煤层平均 22m ,层间 距均小于 50m。 ，符合规程规定要求。 2）沿走向的保护范围 卸压角暂按 56划定。并要求停采时间超过 3 个月、卸压比较充分。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

32、垂距的两倍，并不得小于 30m。 3）沿倾斜的保护范围 沿倾斜的保护范围可参用表 4-2-3 进行计算确定。 表 4-2-3 保护层沿倾斜的卸压角 卸压角 (。) 煤层倾角a(。) l 2 3 4 O 80 80 75 75 10 77 83 75 75 20 73 87 75 75 30 69 90 77 70 40 65 90 80 70 50 70 ， 90 80 70 60 72 90 80 70 70 72 90 80 72 根据本矿井煤层倾角等情况，沿开采煤层倾向的卸压角暂按 75划定。并 要求停采时间超过 3 个月、卸压比较充分。 矿井在今后的开采过程中，必须进行保护层保护效果及

33、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。 4、防止应力集中的影响 为防止应力集中的影响，采掘工程期间应严格遵守以下规定： A、在二个或相邻的两个采区中，同一阶段的突出煤层中进行采掘作业时， 不得布置两个工作面相向回采和掘进。 B、突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应 力集中区。 5、留煤柱时采取的措施 留煤柱时应采取以下措施： A、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，应经上级技术秋理部门批准，并将煤(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上，应标出煤(岩)

34、柱的影响范围，在这 个范围内进行采掘工作时，必须采取防治突出的措施。 B、保护层在特殊情况下非留煤柱不可时，必须按照防治煤与瓦斯突出 规定表 18 填写煤柱记录表。保护层留有不规则煤柱时，必须按照其最外缘 的轮廓划出平直轮廓线、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。 6、掘进通风和局部扇风的选择 A、掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的 岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。长距离掘进由于阻力加 大，会出现通风困难，可采用 2 台风机联合运行，以增加风压克服阻力，保证 风量供给。

35、B、根据安监总煤矿2006251 号关于加强煤矿企业供用电安全管理工作 的紧急通知要求，井下局部通风必须做到“三专（专用变压器、专用开关、 专用线路供电）两闭锁（停风、停电后切断停风、停区内全部非本质安全型电 气设备的电源） ” ， “双风机” 、 “双电源”必须做到自动切换。 7、其它应注意的问题 本矿未进行煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定。鉴于矿井处在国家划定的有煤 与瓦斯突出危险矿区，因此所有可采煤层均视为具有突出危险煤层，对各煤层 均按有煤与瓦斯突出危险进行管理。 三、区域措施效果检验三、区域措施效果检验 根据防治煤与瓦斯突出规定规定：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

36、含量等方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率 等辅助指标。 采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯 压力或者最大残余瓦斯含量进行判断。当瓦斯压力（P/MPa）P0.74M Pa 时或 最大残余瓦斯含量 W/（m3t-1）W8 时，则开采保护层措施有效，反之，则 检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。 但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突 出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径 100m 内的预抽区域判定为措施 无效，所在区域煤层仍属突出危险区。 当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任 何一个检验测试点的指标测定

37、值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预 抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径 100m 内的预抽区域均判定为预 抽防突效果无效，即为突出危险区。 区域验证： （1）在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用石门 揭煤工作面突出危险性预测方法进行。 在煤巷掘进工作面和回采工作面分别采用工作面预测方法对无突出危险区 进行区域验证时，应当按照下列要求进行： 1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证； 2）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； 3）在构造破坏带连续进行区域验证；

38、 4）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。 （2）当区域验证为无突出危险时，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。 第三节第三节 局部综合防突措施局部综合防突措施 一、局部综合防突措施基本程序和要求一、局部综合防突措施基本程序和要求 局部综合防突措施需按以下程序和要求进行： 1、工作面突出危险性预测是预测工作面煤体的突

39、出危险性。工作面预测 应当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，应当视为突出危险工作面。 2、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采掘作业。 煤巷掘进和回采工作面应保留的最小预测超前距均为 2m。 工作面应保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面

40、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。 3、石门揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、 形态。 在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离 10m 之前，应当至少打两个穿透 煤层全厚且进入顶（底）板不小于 0.5m 的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资 料。当需要测定瓦斯压力时，前探钻孔可用作测定钻孔；若二者不能共用时， 则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。 在地质构造复杂、岩石破碎的区域，揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距 离 20m 之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚

41、度、倾角 变化、地质构造和瓦斯情况。 4、石门、斜井工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离 5m 开始到 穿过煤层进入顶（底）板 2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。揭煤作 业前应编制揭煤的专项防突设计，报煤矿企业技术负责人批准。 揭煤作业应当具有相应技术能力的专业队伍施工，并按照下列作业程序进 行： 1）探明揭煤工作面和煤层的相对位置； 2）在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测（或区域验证） ； 3）工作面预测（或区域验证）有突出危险时，采取工作面防突措施； 4）实施工作面措施效果检验； 5）掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施 效果检验的方法进行最后验

42、证； 6）采取安全防护措施并用远距离爆破揭开或穿过煤层； 7）在岩石巷道与煤层连接处加强支护。 5、石门和斜井揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向 距离 5m（地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离）前进行。 在经工作面预测或措施效果检验为无突出危险工作面时，可掘进至远距离 爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经 验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆 破揭穿煤层；否则，必须采取或补充工作面防突措施。 当工作面预测或措施效果检验为突出危险工作面时，必须采取或补充工作 面防突措施，直到经措施效果检验为无突出危险工

43、作面。 6、石门和斜井工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离 5m 开始，必须 采用物探或钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距 离爆破揭开突出煤层前要求的最小距离。 采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的 最小法向距离是：急倾斜煤层 2m，其他煤层 1.5m。要求立井揭煤工作面与煤 层间的最小法向距离是：急倾斜煤层 1.5m，其他煤层 2m。如果岩石松软、破 碎，还应适当增加法向距离。 7、在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层 顶（底）板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。 8、当石门或斜井揭穿厚度

44、小于 0.3m 的突出煤层时，可直接用远距离爆破 方式揭穿煤层。 9、突出煤层的每个煤巷掘进工作面和采煤工作面都应当编制工作面专项 防突设计，报矿技术负责人批准。实施过程中当煤层赋存条件变化较大或巷道 设计发生变化时，还应当作出补充或修改设计。 10、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，方可确定 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。 二、工作面突出危险性预测二、工作面突出危险性预测 本矿工作面突出危险性预测选用钻

45、屑瓦斯解吸指标法进行，即使用 WTC 仪 测定 K1 值和钻量进行。 同时根据实际条件测定一些辅助指标，采用物探、钻探等手段探测前方地 质构造，观察分析工作面揭露的地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象， 实现工作面突出危险性的多元信息综合预测和判断。 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： 1）煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等； 2）煤层赋存条件急剧变化； 3）采掘应力叠加； 4）工作面出现喷孔、顶钻等动力现象； 5）工作面出现明显的突出预兆。 在突出煤层，当出现上述第 4） 、5）情况时，应判定为突出危险工作面； 当有上述第 1） 、2） 、3）

46、情况时，除已经实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。 本矿石门揭煤工作面的突出危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。 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时， 在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工 3 个、在倾斜或急倾斜煤 层至少施工 2 个直径 42mm、孔深 810m 的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻 屑量。 钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行 于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外 24m 处。 钻孔每钻进 1m 测定该 1m 段的全部钻屑量 S，每钻进 2m 至少

47、测定一次钻屑 瓦斯解吸指标 K1 或h2 值。 各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根 据试验考察确定，在确定前可暂按表 13 的临界值确定工作面的突出危险性。 图 351 煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置图 钻孔 巷道 2 4 10m 2 4 如果实测得到的 S、K1 或h2 的所有测定值均小于临界值，并且未发现其 他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。 采煤工作面的突出危险性预测：对采煤工作面的突出危险性预测，仍选用 钻屑瓦斯解吸指标法进行。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

48、等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。 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。 煤与瓦斯突出预测仪器：矿井煤与瓦斯突出预测仪器配备见表 4-3-2 煤与瓦斯突出预测仪器配备表 表 4-3-2 序号 名 称推荐型号单位配备数量备注 1 瓦斯压力测定仪 ACW 一 1 台3 2 瓦斯放散初速度测定仪 瓦斯解吸仪及取样装备 GWR VK 2 套2 3 瓦斯突出参数仪瓦斯突出综合预测 突出危险预报仪 Tw WTC、MZJWF套2 4 风动钻机、轻便型防突钻机 QHFZ-25；QFZ-22 钻孔长度：20m 台2 5矿用塑料气动

49、局部通风机SQF 一 5台2 6地勘用煤层瓦斯含量和成分测定仪AMG套2 三、工作面防突措施三、工作面防突措施 工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突 措施。其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。 1、掘进工作面的防突措施 （1）石门揭煤情况及防突措施编制 一采区布置石门时要揭穿 K17、K17 煤层均按突出煤层进行施工管理，必 须按规定编制专项防突设计，并采取相应的防突措施。 石门和斜井揭穿突出煤层的专项防突设计至少应当包括下列主要内容： 1）石门和斜井揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况； 2）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施； 3）控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施，测定煤层瓦斯压 力的钻孔等工程布置、实施方案； 4）揭煤工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指