1、度防突设计2009年812月份防治煤与瓦斯突出设计编制单位：编 制 人：编制日期：2009年8月前 言因防治煤与瓦斯突出规定（以下简称规定）于2009年8月1日起正式施行，原来主要依据防治煤与瓦斯突出细则编制的煤矿2009年度防治煤与瓦斯突出设计部分内容不符合规定的要求，为此，结合我矿2009年812月份的生产接续情况，编制了煤矿2009年812月份防治煤与瓦斯突出设计。第一章、矿井基本情况第一节 自然属性一、地理位置，企业性质，隶属关系，地形地貌，交通情况地理坐标：东经10436/56/至10439/15/,北纬2644/30/至2648/53/；煤矿为国有企业，隶属贵州水城矿业（集团）公司
2、，地形大多为陡坡荒山地形，本区交通十分方便，矿区支线接轨于六盘水站，止于井田中部大湾火车站，支线长50km，水城、威宁、毕节公路经过井田中部。二、井田位置，边界范围，井田面积，相邻井边界关系煤矿位于贵州省西北部，六盘水市钟山区大湾镇和威宁县二塘镇境内；煤矿东面到划归地方块段开采的钟山一矿，西至煤层露头，SW翼以F2号断层与顶拉井田相毗邻，北面以2号煤+1700米等高线与木冲沟井田相邻；开采深度：由+1700米至+1360米标高，共有34个拐点圈定；煤矿平均走向长约7.78km，平均倾斜宽约2.53km，面积约19.689km2；其中一采区走向长约2.8km，平均倾斜宽约1.2km，面积约3.3
3、6km2。 三、井田地质情况、地层、含煤地层、构造1、井田内地质情况煤矿位于二塘向斜的中、深部，是二塘向斜的主体部分。在井田范围内NE翼倾角一般为810，平均宽度2.11公里；SW翼倾角一般为1020，平均宽度0.42公里，西翼倾角曲线向深有逐渐变缓趋势，核部倾角一般为35。东部NE翼浅部及转折端一带倾角变陡，一般为2035。次一级褶曲不发育，局部有波状起伏但波幅一般不超过10米。 2、地层煤矿内出露的地层有：上二迭统的峨眉山玄武岩（P21）、上二迭统宣威组（P22）、三迭系下统飞仙关组（T1）、三迭系中统嘉陵江灰岩（T2）及第四系表土层（Q）。现由老至新分述如下：（1）、上二迭统（P2）、峨
4、眉山玄武岩（P21）：灰黑色、墨绿色、隐晶、细晶结构，上部具气孔状或杏仁状构造。间夹凝灰岩、粉砂岩、泥岩。平行不整合于下二迭统茅口灰岩之上，广泛出露于井田外围。、宣威组（P22）：由浅灰至深灰色细砂岩、粉砂岩、黑色泥岩、灰黑色砂质泥岩及煤层组成，底部为暗紫色铁质泥岩及灰绿色角砾状凝灰岩，与其下伏峨眉山玄武岩呈假整合接触关系，在井田的东侧有出露，厚180240米，平均厚234.32米，为井田内含煤地层。（2）、三迭系（T3）、下统飞仙关组（T1）：由紫、紫灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩及泥岩组成，以细砂岩、粉砂岩为主，与下伏宣威组呈假整合接触在井田内大面积出露。厚440 550米，平
5、均厚495米，据岩性和颜色不同分为3段，现分述如下：第一段（T1f1）：由灰绿色粉砂岩、泥岩及细砂岩组成，以粉砂岩为主，底部为浅灰绿色、薄层状的钙质泥岩，富产瓣鳃类、腹足类、腕足类等动物化石，厚60130米，平均厚88米。第二段（T1 f 2）：由紫、紫灰色夹黄绿色中厚层状的细砂岩、粉砂岩及泥岩组成，以细砂岩为主，上部夹透镜状石灰岩，中部产瓣鳃类等动物化石，下部以含较多的豆状、眼球状钙质结核之紫色粉砂岩或细砂岩与第一段分界，全段厚250米340米，平均厚300米。第三段（T1 f 3）：由紫色、暗灰紫色细砂岩、粉砂岩组成，以细砂岩为主，上部常夹透镜状石灰岩，一般分布在向斜轴附近。全段厚110米
6、120米，平均厚116米。、中统嘉陵江灰岩（T2f1）：由浅灰色、青灰色薄至中厚层石灰岩组成，产瓣鳃类、腕足类等动物化石，与下伏飞仙关组呈整合接触，零星分布于向斜轴附近，残留厚约50米。（3）、第四系（Q）表土层由坡积物、冲积物和腐植土组成，与下伏各时代老地层呈不整合接触，一般分布在沟谷两侧、河漫滩及缓坡地带，厚020米，平均厚10米。3、含煤地层本井田内宣威组系本井田含煤地层，由浅灰色至深灰色粉砂岩、灰黑色泥岩、黑灰色砂质泥岩、灰色、绿灰色钙质细砂岩、深灰色细砂岩及煤层组成。以粉砂岩及泥岩为主，底部为暗紫色铁质泥岩和灰绿色角砾状玄武凝灰岩。含煤地层岩相以陆相沉积为主，局部表现为海陆交互相特征
7、，产戟贝及大羽羊齿等动、植物化石。宣威组含煤2029层，一般2325层，厚14.50米22米，平均17米。含煤地层厚180240米，平均厚234.32米，厚度总的变化趋势由南东向北西变薄，煤层由多到少。根据岩性及含煤情况不同，宣威组又可分为上、下两段。4、构造井田内经补勘共发现大小断层41条。断层落差大于30米的有6条，2030米的2条，20米以下的33条。落差大于30米的有F1、F2、F10、F11、F17、F20号断层；2030米有F7、F8号断层；余下断层落差均为20米以下，一般为515米。延展长度大于1000米的断层有F2、F5、F51、F52、FB23、FB25、FB4、F11、F1
8、7等9条断层，余下均小于1000米。井田内断层除F2、F20、F17为走向正断层外，余者绝大多数为NNE向高角度横向和斜交正断层。一般为N520E。与向斜轴交角6070。倾角6070，落差多数为515米，多分布在向斜NE翼浅部及中深部，逆断层少见，仅有2条且延展不长。落差大于30米断层均分布在井田边缘。区内大多数正断层切割煤组，对煤层开采有一定破坏作用，给建井、开发均带来不利因素。四、主要可采煤层情况，煤层赋存条件、煤层层数、厚度，资源储量，煤质，煤种1、煤层赋存条件上二迭统宣威组，系以陆相为主的海陆交互相含煤建造，主要由碎屑岩及煤组成，平均厚度234.32米，含煤2029层，一般2325层，
9、厚14.5022.00米，平均厚17米，含煤系数为7.3%。煤矿赋存可采及局部可采煤层8层，即：2#、4#、5#、7#、8#、9#、11#、12#煤层，总厚3.517.5米，平均厚9.6米，可采含煤系数为5.1%。可采、局部可采煤层多集中在宣威煤组上段；在平面上有由南东向北西煤层层数减少、厚度变薄的趋势。下段：含煤715层，一般为12层，煤厚3.306.30米，平均厚4.95米，含煤系数为3%，含局部可采煤层1层为12号煤层，厚01.81米，平均厚0.78米，占该段总厚的0.5%，12号煤层至11号煤层间距为0.9010.5米，平均为3.93米，该段含煤层数少，厚度薄，且不稳定。上段：含煤12
10、16层，一般为13层，煤厚11.2016.2米，平均厚约12米，含煤系数为17%。含可采及局部可采煤层7层即：2#、4#、5#、7#、8#、9#、11#、12#煤层，厚3.316.3米，平均厚9.8米。2、主要可采煤层情况，煤层层数、厚度煤矿含可采及局部可采煤层8层，即2#、4#、5#、7#、8#、9#、11#、12#号煤层。表22 煤层厚度简表 厚度编号最大最小平均备注2#1.581.241.4平均厚度以区内全部钻孔资料计算4#2.190.651.145#0.990.160.777#1.470.851.28#1.611.151.439#1.520.651.1011#3.121.642.551
11、2#01.810.783、资源储量，煤种，煤质（1）、资源储量煤矿通过贵州省水城矿区煤矿精查补充地质报告获得地质储量为：31289.5万吨工业储量（A+B+C+煤柱）为：30232万吨。（2）、煤种通过煤矿地质报告得按Vr、Y平均值计，全井田属焦煤。分煤层而言：2#、4#、7#煤层局部为肥煤。（3）、煤质通过煤矿地质报告得全采区平均煤种属焦煤，由于粘结性较强、挥发分偏低和丝质组过高，只宜供冶金焦煤配合煤使用。煤中灰分较高，难选。平均原煤硫分属中硫煤，精煤硫分属低硫煤。五、水文地质情况，开采技术条件（一）、水文地质情况1、本矿井属水文地质条件简单的裂隙充水矿床。（1）、直接充水层有上覆飞仙关组及
12、龙潭组煤系地层，飞仙关组根据抽水实验，单位涌水量0.001370.0072升/秒.米，富水性弱，为弱含水组，在自然条件下可视为相对隔水层。龙潭组抽水实验表明，浅部风化裂隙发育，涌水量较大（0.125/S.M）深部涌水量急剧减少（0.00057/S.M）。含煤地层底部峨眉山组玄武岩地层约200米，阻隔了其下部阳新灰岩的水力联系。（2）、断层水对斜切三岔河的F5号断层进行抽水实验单位涌水量为0.00219/S.M，说明在自然条件下断层富水性和导水性均弱。建井期间实见大小断层70余条，未发现富水性或导水断层，只有少数落差较大的断层局部有涌水现象。 2、裂隙水 一分区主要涌水因素为围岩裂隙水，掘进巷道
13、中的涌水都属裂隙水，雨季稍大，旱季稍小，影响并不大。影响较大的为回采工作面，工作面上覆岩层受采动影响塌陷后形成大量裂隙，大气降水沿裂隙渗入井下出现较大涌水。通过对11#层111102工作面的观察，其涌水不直接进入本层工作面，而是从上部采空区涌出，因此在工作回采过程中不受影响。3、小窑水一分区受小窑威胁的有东翼5勘探以东的各煤层露头，现生产小窑基本上有实测资料控制，由于开采历史悠久，以封闭小窑情况不明。一分区西翼上部11#煤层同样受到小窑威胁，掘进中必须采取放水措施。（二）、矿井开采技术条件本矿采用倾斜长壁采煤法与走向长壁采煤法相结合，主要是受区内不规则断层的影响，从而限制了我矿的生产。六、矿井
14、瓦斯、煤尘、自燃发火情况矿井瓦斯等级为煤与瓦斯突出矿井。自建井以来，共发生了17次煤与瓦斯动力现象，均发生在11#煤层掘进工作面，且均为放炮诱导突出，回采工作面至今未发生煤与瓦斯动力现象。所发生的17次煤与瓦斯动力现象中，最大突出煤量为703t/次，最大突出涌出瓦斯量为6.6万m3；平均突出强度191t，平均突出涌出瓦斯量为1.41万m3。2003年8月煤炭科学研究总院重庆分院对煤矿的瓦斯等级鉴定结论表明：煤矿属于煤与瓦斯突出矿井，11#煤层属于突出煤层。2008年7月煤炭科学研究总院重庆分院对煤矿一分区2#、4#、7#煤层进行瓦斯基本参数测定及突出危险性评价结论表明：煤矿一分区2#煤层为非突
15、出煤层；4#、7#煤层具有突出危险性。2#煤层瓦斯压力为0.62MPa，瓦斯含量为8.5474m3/t；4#煤层瓦斯压力为2.02MPa，瓦斯含量10.1814m3/t；7#煤层瓦斯压力为2.13MPa，瓦斯含量10.8387m3/t；11#煤层瓦斯压力为2.37MPa3.01 MPa，平均2.69 MPa；瓦斯含量14.2m3/t16 m3/t。 主采2#、11#煤层均有自然发火倾向（二类），均有煤尘爆炸性。第二节 煤矿生产现状一、开拓方式煤矿采用主立井、副斜井的综合开拓方式。二、煤层开采顺序采用下行开采方式，2#煤层作为上保护层先行开采。三、巷道布置轨道运输大巷布置在+1500m水平，皮带
16、运输大巷布置在+1505m水平，11#煤层底板；各煤层工作面通过斜石门与轨道运输大巷和皮带运输大巷连通。四、采煤方法以倾向长壁后退式采煤法为主，走向长壁后退式采煤法为辅，全部冒落法管理顶板，综合机械化采煤。五、目前生产情况现主要开采4#、7#和11#煤层，按2个综采面和810个掘进面组织生产。第三节 矿井通风概况矿井通风方式为对角式，通风方法为抽出式通风，其通风系统为主立井、副斜井、东翼风井进风，回风斜井回风。新鲜风流分别由主立井、副斜井、东翼风井经集中轨道运输巷、集中皮带运输巷、再经石门进入工作面运输顺槽，清洗工作面，乏风从工作面回风顺槽，回风联络巷、集中回风巷、风井、地面。矿井主扇型号为B
17、DK54-8-. 30，电机功率为2560KW，额定风量870017100m3/min，风压15004500Pa。目前主扇叶片角度为+3度，矿井总进风为10900 m3/min。掘进工作面采用压入式通风方式，采煤工作面采用U型通风方式，严禁采用下行通风。第二章 矿2009年812月份突出煤层采掘生产作业计划一、回采工作面作业计划1、 11#煤层回采工作面有：111110综采工作面、111105里综采工作面、111105外综采工作面；2、4#煤层回采工作面有： 110406综采工作面、110404综采工作面。二、掘进工作面作业计划1、11#煤层掘进工作面：111107机巷、111107轨巷、11
18、1109机巷。2、7#煤层掘进工作面：110702机巷、110702轨巷、110702切眼、110704轨巷、110704机巷。第三章 防突设计根据各工作面的实际情况，坚持“区域性防突为前提、局部防突为补充”的原则，制定各工作面的防突设计。第一节 采煤工作面防突设计一、区域综合防突措施1、区域防突措施（1）111110综采面区域防突措施111110工作面开采方式为走向长壁后退式开采，工作面长160m，走向长480m，煤厚1.82.3m，采高1.8m。其直接顶为浅灰色薄层泥岩，老顶为浅灰色细砂岩夹薄层粉砂岩和薄层菱铁矿层，底板为浅灰色泥岩和薄层状粉沙岩，地质构造稳定，预计无较大构造影响。区域防突
19、措施如下：开采保护层111110工作面对应上部2#煤层有110212工作面、110208工作面、110206工作面均已回采，111110工作面大部分处于2#煤层开采后的保护范围，只有切眼往西130m范围和工作面中部局部范围为上保护层留设煤岩柱的应力集中区和原始应力区。根据煤炭科学研究总院重庆分院对煤矿所作的煤矿区域防突报告表明：煤矿以2#煤层作为上保护层，保护11#突出煤层，是基本有效的，但保护层的卸压作用不充分，如果不进行11#煤层的瓦斯抽采，就不能完全消除煤与瓦斯突出危险。故2#煤层开采后对11#煤层保护不充分，受保护范围仍然存在突出危险，仍需进行瓦斯抽采。抽放本煤层瓦斯该工作面回采巷道掘
20、进期间，在其机巷上帮每隔30m布置一个钻场，在每个钻场内施工13个本煤层抽放钻孔，按照3m的抽放半径呈扇形布置，钻孔覆盖整个工作面。钻孔与副井高负压抽放系统管路连接进行抽放，实现在工作面回采前预先对本煤层瓦斯进行6至12个月左右的抽放，回采前本煤层瓦斯抽放率预计在40%以上。只有经过抽放考察和效果评价达到煤矿瓦斯抽采基本指标规定，即残余瓦斯含量小于8m3/t，方可进行区域防突措施效果检验。在对应上保护层留设煤岩柱的应力集中区和原始应力区，将补充施工抽放钻孔进行抽放，充分释放瓦斯压力及地应力。 （2）111105综采面区域防突措施111105工作面因受构造影响，将其分为里、外两个工作面，开采方式
21、为走向长壁后退式开采，工作面长170m，（里）工作面走向长300m，（外）工作面走向长220m，煤厚3.54.0m，采高3.2m。其顶板为浅灰色细砂岩夹薄层状粉砂岩和薄层菱铁矿层，底板上部为浅灰色泥岩和薄层状粉沙岩，下部为薄层状粉砂岩。区域防突措施如下：开采保护层111105工作面对应上部2#煤层有110207工作面和110209工作面已经回采，111105工作面大部分处于2#煤层开采后的保护范围内，只有切眼往东70m范围为上保护层留设煤岩柱的应力集中区和原始应力区，保护效果如上所述。本煤层瓦斯抽放在工作面回采巷道掘进期间，在其机巷上帮每隔30m布置一个钻场，在每个钻场内施工13个本煤层预抽钻
22、孔，钻孔按照3m的抽放半径呈扇形布置，覆盖整个工作面。钻孔与副井高负压抽放系统的管路连接进行抽放，实现在工作面回采前预先对本煤层瓦斯进行6至12个月左右的抽放，回采前本煤层瓦斯抽放率预计在40%以上。只有经过抽放考察和效果评价达到煤矿瓦斯抽采基本指标规定，即残余瓦斯含量小于8m3/t，方可进行区域防突措施效果检验。在对应上保护层留设煤岩柱的应力集中区和原始应力区，将补充施工抽放钻孔进行抽放，充分释放瓦斯压力及地应力。 （3）110406综采面和110404综采面区域防突措施110406综采面开采方式为倾斜长壁俯斜开采，工作面长170m，倾长525m，平均煤厚1.4m，采高1.6m；110404
23、综采面开采方式亦为倾斜长壁俯斜开采，工作面长190m，倾长280m，平均煤厚1.4m，采高1.4m。两工作面的顶底板岩性基本相同，顶板上部为浅灰色粉砂质泥岩和灰白色粉砂岩，中部为灰白色厚层状细砂岩，显水平层理，下部为灰色泥质粉砂岩、泥岩，含部分不稳定薄煤层；底板上部为灰色泥质粉砂岩显水平层理，中部灰色细砂岩，下部为灰色泥岩，含植物叶片化石和菱铁结核，地质构造稳定，预计无较大构造影响。区域防突措施如下：开采保护层110406工作面对应上部2#煤层有110208工作面、110206工作面和110212工作面均已回采，110404工作面对应上部2#煤层有110212工作面、110206工作面和110
24、204工作面也均已回采。110406工作面和110404上段工作面基本处于2#煤层开采后的保护范围内。2#煤层与4#煤层层间法线距离约为13m，根据防治煤与瓦斯突出规定，以及110408工作面采掘过程中的瓦斯资料分析，4#煤层在2#煤层的有效保护范围内，2#煤层作为上保护层开采后，4#煤层的瓦斯压力及应力得到充分卸压释放，保护范围不再采取防突措施。（已编制消突报告报公司批复）本煤层瓦斯抽放。因110406工作面和110404工作面局部区域对应上部2#煤层留设有煤岩柱，4#煤层处于该煤岩柱下属于应力集中区域，所以工作面回采前必须进行瓦斯抽放，抽放钻孔一般为扇形布置，按照卸压保护角，钻孔覆盖全部应
25、力集中区域，充分释放瓦斯及地应力。2、区域防突措施效果检验区域防突措施效果检验采用直接测定煤层残余瓦斯含量法，测定煤层残余瓦斯含量必须严格执行GB/T23250-2009煤层瓦斯含量井下直接测定方法规定。111110工作面长160m，111105工作面长168m，110406工作面长170m，110404工作面长190m，均大于120m，根据防治煤与瓦斯突出规定第五十五条规定，在分别在111110机巷或轨巷、111105机巷或轨巷、110406机巷或轨巷、110404机巷或轨巷每间隔3050m布置2个检验测试点，若所有检验测试点煤样的残余瓦斯含量均小于8m3/t, 证明区域防突措施有效，则检验
26、区域无突出危险区域，进行区域验证；反之，措施无效，为突出危险区域，必须延长抽放时间，再进行区域防突措施效果检验直到有效。（3）区域验证参用防治煤与瓦斯突出规定中第五十七条、七十四条、七十五条，采用钻屑指标预测方法对采煤工作面无突出危险区进行区域验证。11#煤层采煤工作面必须连续进行区域验证；4#煤层采煤工作面连续区域验证两次后，若验证结果为无突出危险，则回采过程中每间隔25m区域验证一次，区域验证设计如下：开采保护层的保护有效范围，沿工作面在软分层中每隔15m布置一个预测钻孔，未受保护范围及应力集中带、地质构造带、煤层松软带，沿工作面在软分层中每隔10m布置一个预测钻孔，孔深均为8m。钻孔每钻
27、进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。如果在开采保护层的保护有效范围测得的k1max值小于0.60mL/gmin1/2和Smax小于6kg/m或在未受保护范围及应力集中带、地质构造带、煤层松软带测得k1max值小于0.5mL/gmin1/2和Smax小于6kg/m且未发生异常情况时，证明验证区域为无突出危险区；反之，验证区域为突出危险区（依据我矿K1临界值研究成果以及水矿发2004458号批复文件意见）。在区域验证为无突出危险工作面的情况下，效检工按规定填写好防突管理牌板，采取好防护措施后进行掘进作业，同时回采过程中必须留有不小于20米的区域措施效果检验孔超前
28、距，11#煤层工作面还须留有不小于2m投影孔深的区域验证孔超前距，当掘到位后再进行下一次区域验证；当区域验证为突出危险区域的情况，效检工现场责令停止掘进，并按规定填写好防突管理牌板，汇报通风值班室和矿调度室，并在该区域以后的掘过程中采取局部综合防突措施直至措施检验有效。通风工区根据区域措施效果检验和区域验证情况及时编制区域防突措施效果验证报告单报矿总工程师审批，审批后及时下达到施工单位，施工单位必须根据报告单和现场地测管理部测量的防突控制点控制掘进距离，严禁超掘。（二）局部综合防突措施1、局部防突措施局部防突措施采用浅孔排放钻孔，即是在区域验证达到或超过临界值的验证孔前后10m范围内，每隔1m
29、用89mm的钻头施工一个浅孔排放钻孔，钻孔开孔于煤层软分层中，与工作面推进方向平行，深度为11m，控制到工作面前方11m范围，对控制范围的煤体瓦斯及应力进行排放，只有经过充分排放并经防突措施效果检验有效后，方可恢复正常回采工作。2、局部防突措施效果检验（1）局部防突措施效果检验孔布置规定与上述区域验证孔布置规定相同。（2）钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。如果测得的k1max值小于0.5mL/gmin1/2和Smax小于6kg/m且未发生异常情况时，证明措施有效；反之，措施无效（依据我矿K1临界值研究成果以及水矿发2004458号批复文件意见）。措
30、施有效的情况下，通风工区根据措施和检验情况及时编制防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批，审批后及时下达到施工单位，施工单位必须根据报告单和现场地测管理部测量的防突控制点控制掘进距离，严禁超掘。措施无效时，必须延长抽放时间，再次进行防突措施效果检验直至有效。3、安全防护措施1、建立压风自救系统压风自救系统安设在压缩空气管路上，由施工单位安设，压风自救系统必须完好且使用方便。第一组压风自救系统距工作面距离控制在2540m范围内，往后每间隔100m安设一组，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min，安设的压风自救系统必须能够满足同时撤到该地点的最多人员使用。2、携带自救器所有入井人员必须配带隔
31、离式自救器，并熟知隔离式自救器的使用方法。3、建立防突正反向风门在工作面回风出口与矿井进风系统的联络巷内构筑一组两道正反向防突风门，风门间距不小于4m，风门墙垛厚度必须大于800mm且嵌入巷道周边实体煤深度不少于0.5m，风门板厚度不小于50mm，通过风门的水沟和溜子孔必须安设防逆流隔断装置，防逆流隔断装置的挡板用厚不小于50mm的木板加工。人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。第二节 掘进工作面防突设计一、区域综合防突措施（一） 工作面瓦斯地质概况为111107回采工作面布置而掘进的111107机巷、111107轨巷及切眼，111107机、轨巷对应上部2#煤层有110205工作面、110207工作面和110209工作面已经回采，巷道大部分处于2#煤层开采后的保护范围内，111107机、轨巷东端100m、西端85m、110205工作面和110207工作面以及110207工作面和110209工作面之间留设的煤岩柱影响范围巷道以及整个111107切眼处于原始应力区及应力集中区。根据瓦斯地质资料分析，111107轨巷部分段受地质构造影响。为111109回采工作面布
