瓦斯综合治理工作实施方案

曲靖市正金煤业有限公司以劳养武煤矿瓦斯综合治理工作实施方案正 金 煤 业曲靖市正金煤业有限公司以劳养武煤矿瓦斯综合治理工作方案二0一三年十月十九日目 录前 言-1第一章 矿井基本情况-2第一节 矿井概况-2第二节 地质特征-7第二章 瓦斯治理方案-13第一节 矿井采掘部署优化-13第二节 区域防突措施-27第三节 区域防突施效果检验及验证-32第四节 预测预报-38第五节 局部防突措施-44第六节 安全防护措施-50第三章 抽采钻孔封孔方法及工艺-55第一节 瓦斯抽采方法-55第二节 钻孔抽放套管-64第三节 钻孔封孔-65第四节 钻孔施工劳动组织保障-69第五节 钻孔施工安全技术措施-70第四章 抽采系统建设-72第一节 现有抽采概况-72第二节 配套抽采管路敷设方案-76第三节 管路敷设质量及日常维护-78第五章 钻机选型-80第一节 钻机选型-80第六章 瓦斯治理相关要求-80第一节 健全机构落实责任-80第二节 开拓开采系统-88第三节 通风管理-99第四节 机电设备管理-94第五节 瓦斯治理培训-97第七章 瓦斯治理钻孔工程量概算-98第一节 区域瓦斯治理钻孔工程量计算-98第二节 局部瓦斯治理钻孔工程量计算-98第三节 钻孔工程量汇总-99 曲靖市正金煤业有限公司以劳养武煤矿瓦斯综合治理工作实施方案 前 言瓦斯是煤矿五大自然灾害之一，是煤矿安全生产的“第一杀手”。威胁着煤矿的安全生产。为了保障煤矿的安全生产和职工的人身安全，防止重特大瓦斯事故的发生，我矿认真贯彻落实上级文件精神，严格按照省工信委、省安监局关于印发云南省深化煤矿瓦斯专项整治工作方案的通知（云工信煤行20101153号）的要求，认真贯彻执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针，紧紧抓住采掘部署、通风系统、瓦斯抽采、监测监控、现场管理等重要环节，切实落实“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯综合治理工作体系。确保矿井安全生产，有效防范和遏制瓦斯事故。我矿可采煤层5层，煤层埋藏较深，瓦斯含量偏高。据历年来的瓦斯等级鉴定和2005年突出危险性鉴定报告表明，我矿为煤与瓦斯突出煤矿。现结合我矿地理、地质、煤层、煤质、瓦斯参数以及开拓、开采现状等方面的情况，特编制曲靖市正金煤业有限公司以劳养武煤矿瓦斯综合治理工作实施方案，以此作为我矿瓦斯治理的工作指南。本方案主体从安全机构设置，安全装备购置，安全培训管理，通风系统管理，防突措施，瓦斯抽采管理，监测监控管理，六大系统建设，现场安全管理，安全防护措施、安全资金投入，岗位责任制度、劳动纪律等方面采取系列方法和措施而编制，不完善的方面，在今后工作中，可根据具体情况 ，逐步修改，补充完善。1第一章 煤矿基本情况第一节 矿井概况一、交通位置以劳养武煤矿位于云南省曲靖市143方向，直距约42km处，地处曲靖市麒麟区东山镇境内，地理坐标：东经1040854 1041014；北纬251852251927。矿区有10km简易公路连接恩洪至曲靖柏油公路，距曲靖城区约76km，至昆明237km，交通方便。二、井田境界及储量、生产能力、服务年限一）井田境界矿区核准矿界拐点10个，呈南北向延展，总体为不规则菱形，面积0.9829km2。采矿许可证登记范围内的可采C8、C9、C11、C13、C16共5个煤层。矿井生产能力：9万吨/年。矿区范围拐点坐标表拐点地理坐标1954年北京坐标系1980西安坐标系经度纬度XYXY11040855251906.00.00.72.1521040906251913.00.00.73.153104 0912251917.00.00.73.154104 0915251920.00.00.73.155104 0919251927.60.10.33.2561040929251927.00.00.73.157104 1014251934.00.00.11.2381040939251853.00.00.72.1691040925251852.00.00.72.16101040854251901.00.00.72.65矿区面积0.9829 km2开采深度20751700m三、开拓与开采我矿为斜井开拓，现有4个井口，分别为主斜井、副斜井和专用回风井，在建一口皮带井井筒工程已完成350米。1860水平9煤层布置了903工作面运输巷掘进工作面一个，903工作面回风巷掘进工作面一个，11煤层布置有1103采煤工作面一个。四、矿井通风矿井目前采用中央并列式通风方式，机械抽出式通风方法，主斜井和副斜井进风，专用回风井回风，矿井目前在回风井安装主扇2台，一台在用一台备用，主扇型号：FBCDZ-18，功率：290KW，风量,21004360m3/min。第二节 地质特征一、地层及地质构造一）井田地层以劳养武煤矿矿区分布地层从老到新有二叠系上统宣威组、三叠系下统卡以头组与飞仙关组。二）构造1、位于恩洪复向斜南段的洒马笔背斜和九河-新村向斜中段、富源弥勒大断裂东侧，总体为一地层倾向南东的单斜构造，地层倾角一般为620。受富源弥勒大断裂的影响，区内形成一组呈北北东向走向，倾向南东的断裂构造，构成矿区的构造骨架。2、内共发现6条断层，断距在15m35m之间，构造复杂程度属中等偏复杂类型。分述如下：F2正断层：位于煤矿东侧。该断层走向近南，倾向正西，倾角70。地层断距60-70m，东盘T1k与西盘T1f1接触。该断层为恩洪矿区中段南部的西部边界。F5逆断层：位于煤矿西侧，为煤矿西北部边界，该断层走向北东南西，倾向南东，倾角65。地层断距，由于该断层的影响，使之现在主副井附近的煤系地层龙潭组（P2l）出露地表。F6正断层：北东走向，倾向南东，倾角60，断距25m，矿区内延伸长250m后为滑坡体覆盖后情况不明。F7正断层：北东走向，倾向南东，倾角50，断距30m。矿区内走向延伸长1000m，中部被F5断层错切后东移，在矿区北部重现。F8正断层：走向北东，倾向南东，倾角50，断距2035m，中部被F5错切，北盘东移后于矿区北部重现，矿区内走向延伸700m。F9正断层：走向北东，倾向南东，倾角50，断距2030m，中上部被F5错切，北盘东移后于矿区北部重现，矿区内走向延伸1000m。3、构造变动对煤层的影响矿区内主要呈单斜出现，区内大的断裂已基本控制，唯小的断裂较多，使煤层产状发生变化，并导致煤层空间不连续，仍致煤层结构破坏，增厚变薄现象发生，给生产带来一定的影响。二、含煤地层及煤层一）含煤性矿区含煤地层为晚二叠系龙潭组，地层总厚190226m，一般厚214m，含煤2346层，煤层间距0.7035m,一般为28m。单层煤厚04.33m,以薄煤层为主，煤层总厚2537m，含煤系数为1416%。其中，可采煤层11层，其中全区稳定者5层,较稳定者6层,不稳定者2层。单层煤厚04.33m，一般厚1.35m左右，以薄煤层及中厚煤层为主。主要可采煤层出现在含煤地层中段上部。煤层可采系数为68%。二）煤层对比矿区内龙潭组含煤地层中，多数煤层稳定性较差，岩性变化大，稳定标志层少。主要对比依据是：标志层特征；煤岩层组合及测井曲线特征；煤质及古生物特征。下将煤层对比的主要标志列述如下：（一）1号标志层（B1）：位于卡以头组底部，为厚约10m的绿色至浅绿灰色粉砂岩和薄层菱铁矿互层，菱铁矿单层厚度一般12cm，下距C1煤层5m左右有动物化石层，含Estheria sp，LinguIa sp化石，C1煤层含隐晶高岭石夹矸。系对比C1煤的良好标志。（二）2号标志层（B2）：为C3煤层上部及下部围岩，一般由细砂岩、粉砂岩组成。（三）3号标志层（B3）：位于C4与C5煤层之间，为浅灰色砂质泥岩，含绿泥石鲕粒，仅局部发现。（四）4号标志层（B4）：为C6煤层直接顶板的黑色页岩，致密，厚0.5m，风化后呈页片状。其上3m左右为一含动物化石层。（五）5号标志层（B5）位于C8煤层与C9煤层之间，为薄层灰色粉砂岩和薄层菱铁矿互层，一般厚15m左右。菱铁矿单层厚一般5cm，含完整的大羽羊齿化石，系划分C8、C9煤层的良好标志。同时C9煤层厚度大、煤质好，结构简单，煤层下部含一层12cm稳定的隐晶高岭石夹矸，全区稳定，是对比C9煤层的良好标志。（六）6号标志层（B6）：为C11煤层中棕色微薄层状（纸状）显晶高岭石夹矸，一般厚35cm。（七）7号标志层（B7）：C14煤层下部或下分层含一薄层粗晶高岭石夹矸；煤层的下分层比上分层薄的结构也较特征。（八）8号标志层（B8）：C16煤层下部夹显晶高岭石夹矸；位于C16煤层下0.502.50m处（一般2m左右），为纯质细腻其贝壳状断口的黑色页岩，地表风化后呈页片状，厚度由几厘米至几十厘米，全区稳定，系对比C16煤层的可靠标志。（九）9号标志层（B9）：位于B8之下，为一厚层灰色粉砂岩夹细砂岩，一般厚度36m，本区稍薄。砂岩上部夹薄煤层C17、C18，此标志层在测井曲线上反映明显。（十）10号标志层（B10）：位于C23煤层之上，为灰色中厚层状细砂岩及中粒杂砂岩，碎屑成分主要为玄武岩岩屑及粘土岩，粗粒岩屑的长轴沿层理定向排列，富含炭质及星散状黄铁矿，并夹粗粒砂岩，俗称“芝麻石”，层位不稳定，厚度6m左右。（十一）11号标志层（B11）：位于龙潭组底部，为灰色至灰白色铝土岩，含星散状黄铁矿，一般厚度3m，全区稳定。上述11个标志层中，B1、B5、B8、B11为全区稳定标志层；B4（地表）、B6、B9为较稳定标志层；B2、B3、B10为不稳定标志层。三）可采煤层区内含煤地层为上二叠统龙潭组（P2l），含可采煤层11层，C8、C9、C10、C11、C14(原核实报告C13)、C15、C16-1、C16、C19a、C19b、C23b，分述如下：C8煤层：位于龙潭组顶部，煤层厚度0.80-1.95m，常具1层棕灰色高岭石粘土夹矸，厚度为0.180.43m，结构较简单，是稳定的对比标志煤层。该煤层对比可靠，为较稳定煤层。粉状或片状，半亮型煤层。C9煤层：距C8煤层16m左右，煤层厚度1.60-3.03m，平均1.75m。常具03层夹矸，夹矸厚度为0.150.26m，结构较简单。主要位于煤层中下部，大多为灰黑色鳞片状泥岩，间夹高岭质泥岩。 煤层直接顶、底板主要为泥岩。该煤层对比可靠，为稳定煤层。为矿区主要可采煤层。粉状或片状，半亮型煤层。C10煤层：距C9煤层0.53-2.00m左右。煤层厚度0-1.03m，平均0.72m。无夹矸。顶、底板岩芯为泥岩。煤层结构单一，为不稳定煤层。C11煤层：距C10煤层14m左右，煤层厚度0.86-1.50m，平均1.26m，煤层夹矸为01层，结构较简单，夹矸为泥岩，有时为高岭质泥岩，夹矸厚度为0.050.35m。顶、底板岩性为泥岩和砂质泥岩。该煤层对比可靠，为较稳定煤层。块状、粉状，半亮型煤层。C14煤层：距C11煤层6.33-12.50m，厚度1.00-1.40m，平均1.21m。煤层夹矸为01层，结构较简单，夹矸为泥岩。顶、底板岩芯为泥岩。煤层结构单一，属较稳定煤层。C15煤层：上距C14煤层0.48-1.90m，煤层厚度1.12m。含夹矸02层，单层厚度多在0.150.20m之间,结构简单，夹矸为泥岩及高岭石泥岩。煤层顶底板岩性以泥岩及砂质泥岩为主。该煤层对比较可靠，为较稳定煤层。块状，半亮型煤层。C16煤层：上距C15煤层18.0-20.0m，煤层厚度1.14-1.80m，平均厚1.57m。层位稳定，煤层中部有一层0.04-009m厚的棕灰色中粗晶高岭石粘土岩夹矸。顶、底板岩芯均为泥岩。属稳定煤层。C19a煤层：上距C16煤层15-20m，煤层厚度0-1.20m，平均厚0.87m。煤厚变化较大且有分叉合并现象。含夹矸02层，单层厚多在0.420.78 m，一般在0.50m以下，有少数超过0.50m，结构较复杂。夹矸以泥岩、炭质泥岩为主。煤层顶底板岩性为泥质粉砂岩、砂质泥岩、泥岩等。该煤层对比较可靠，为不稳定煤层。块状，半亮型煤层。C19b煤层：上距C19a煤层5-9m，煤层厚度0.59-2.13m，平均厚1.26m，层位稳定，厚度变化不大。含夹矸02层，单层厚多在0.420.78m，结构较复杂，夹矸以泥岩、炭质泥岩为主。煤层顶底板岩性为泥质粉砂岩、砂质泥岩、泥岩等。属较稳定煤层。C23b煤层：上距C19b煤层16-22m，煤层厚度0-1.67m，平均厚0.73m，厚度变化大，区内仅有个别可采点。根据原恩洪矿区中段南部报告，仅矿区东北部圈出一部分可采范围，属极不稳定煤层。含矸05层，现有资料其单层厚在0.050.44m，大多在0.40m以下，为含炭泥岩、泥岩等。煤层顶、底板主要为泥岩、砂质泥岩。该煤层对比可靠，为不稳定煤层。结构复杂，半亮型煤层。四）煤质特征（一）肉眼煤岩类型：该区煤层呈黑色，具沥青光泽，均一状，条带状结构。多呈块状、碎块状、粉末状，内生裂隙发育，断口呈阶梯状及不规则棱角状。硬度中等，性脆，易破碎。煤岩类型为半暗煤、也见半亮煤，煤岩划分以暗煤、亮煤为主，夹有丝炭与镜煤条带。燃烧时具较强的熔融膨胀性，火焰较长。相对密度为1.301.45t/m3。（二）化学性质、工业性能及其可选性1、C8煤层原煤，灰分（Ad）12.35%，精煤挥发分（Vdaf）17.65%，全硫（St,d）0.13%，发热量(Qbad)30.56MJ/kg，属低灰特低硫煤。胶质层（Y）15.6mm，属焦煤（JM25）。洗选采用比重-1.5，回收率95.62%，回收率优等，易选。2、C9煤层原煤水份（Mad）0.68%，灰分（Ad）13.0%，精煤挥发分（Vdaf）23.13%，全硫（St,d）0.15%，发热量(Qbad)30.98MJ/kg，属低灰特低硫煤。结焦性（X）32mm，指数（Y）19.0mm，属焦煤（JM25）。洗选采用比重-1.5，回收率94.17%，回收率优等，易选。3、C10煤层原煤灰分（Ad）24.70%，精煤挥发分（Vdaf）23.13%，全硫（St,d）0.17%，发热量(Qbad)28.87MJ/kg，属低灰特低硫煤。属焦煤（JM25）。4、C11煤层原煤灰分（Ad）24.6%，精煤挥发分（Vdaf）23.46%，全硫（St,d）0.14%，发热量(Qbad)29.95MJ/kg，属低灰特低硫煤。结焦性（X）29mm，指数（Y）19.0mm，属焦煤（JM24）。洗选采用比重-1.45，回收率62.89%，中等可选。5、C14煤层原煤水份（Mad）0.65 %，灰分（Ad）25.8%，挥发分（Vdaf）23.42%，全硫（St,d）0.23%，发热量(Qbad)29.0%MJ/kg，属低灰特低硫煤。结焦性（X）29.0mm，指数（Y）18.6mm，属焦煤（JM24）。洗选采用比重-1.4，回收率较C10偏低，采用-1.5时回收率76.20%。6、C15煤层原煤灰分（Ad）25.8%，精煤挥发分（Vdaf）17.04%，全硫（St,d）0.60%，发热量(Qbad)25.29MJ/kg，属低灰低硫煤。指数（Y）11.9mm，属焦煤（JM24）。煤类属焦煤（JM）类。7、C16-1煤层原煤灰分（Ad）19.48%，精煤挥发分（Vdaf）15.88%，全硫（St,d）1.36%，发热量(Qbad)29.87MJ/kg，属低灰低硫煤。指数（Y）7.1mm。煤类属焦煤（JM）类。8、C16煤层原煤灰分（Ad）21.07%，精煤挥发分（Vdaf）21.84%，全硫（St,d）0.16%，发热量(Qbad)30.00MJ/kg，属低灰特低硫煤。洗选采用比重-1.4，回收率较低，为49.06%，很难选；采用比重-1.5时，回收率76.57%，中等可选，回收率等级为优等。9、C19a煤层原煤灰分（Ad）20.65%，精煤挥发分（Vdaf）15.23%，全硫（St,d）3.54%，发热量(Qbad)28.08J/kg，属低灰高硫煤。10、C19b煤层原煤灰分（Ad）19.64%，精煤挥发分（Vdaf）14.52%，全硫（St,d）4.05%，发热量(Qbad)27.93MJ/kg，属低灰特低硫高热值煤。洗选采用比重-1.4，回收率较低，为49.06%，很难选；采用比重-1.5时，回收率76.57%，中等可选，回收率等级为优等。11、C23b煤层原煤灰分（Ad）8.79%，精煤挥发分（Vdaf）21.84%，全硫（St,d）5.43%，发热量(Qbad)28.79MJ/kg，属低灰特低硫高热值煤。五）煤质以中灰煤为主，低中灰煤次之，C8、C9为低中灰煤，其他煤层为中灰煤。硫分从上至下硫含量由低变高，属特低磷低磷煤，C7、C8、C9、C11、C13、5、C16煤层均确定为炼焦用煤。C17煤层以下各煤层由于回收率低均作为动力用煤利用。区内煤层垂向上，由上至下，由焦煤变为瘦煤，三、其它开采技术条件一)煤层自燃倾向性和煤尘爆炸性根据云南省煤矿安全计量监测站2008年煤自然倾向性鉴定报告和煤尘爆炸性鉴定报告，矿井可采的C8 、C9、C11、C13、C16、煤层鉴定结果是：煤尘有爆炸性，自燃倾向性鉴定为类不易自燃。二）2012年瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量：44.042m3/t，瓦斯绝对涌出量：8.35m3/min，二氧化碳对涌出量：6.28m3/t，二氧化碳绝对涌出量：1.19m3/min。四、井田水文地质情况根据我矿的水文地质类型划分报告，矿井水文地质条件属简单类型，实测正常涌水量2m3/h，最大涌水量8.5m3/h。第二章 瓦斯治理方案第一节 矿井采掘部署优化一、现目前采掘布置情况一）矿井开拓开采矿井采用斜井开拓方式，现有三个井筒，分别为：主井、副井、专用回风井，2013年3月开工新建一个皮带井，现皮带井已掘进了170米，现开采水平1845米。矿井目前为一个采区开采，按走向壁式工作面布置回采。1845车场北翼准备开拓一个采区。二）巷道布置 矿井目前布置有1103回采工作面一个，903运输巷、回风巷掘进工作面各一个，副井井底1870水平布置有高压硐室回风巷掘进工作面一个掘进工作面。1103回采工作面面长：100米，走向长：180米，工作面支护采用单体液压支柱配铰接顶梁支护，采用全部垮落法管理顶板，工作面、顺槽、运输下山采用刮板输送机运输，主运输巷采用皮带运输，出井采用绞车提升。103采掘现状示意图三）矿井安全生产系统（一）通风系统1、矿井通风采用中央并列机械抽出式通风方法。目前有3个井（主井、副井、专用回风井），2013年3月开工建设一个皮带井，皮带井建设工程现已有170米，回风井安装2台主要通风机,型号：FBCD-18A，功率290kW，额定风量21004320 m3/min，主要通风机安装有电流表、电压表和水柱计，风井设有防爆门。井下所有地点皆采用独立通风，无串联通风和微风现象。2、掘进工作面采用211KW的局部通风机压入式供风，额定风量205-300m3/min，风筒直径500mm，材质为石棉阻燃风筒，距工作面的距离不超过5米，局部通风机有专用变压器、有专用电缆、有专用开关、有专人负责，挂牌管理，掘进工作面机电设备与局部通风机实现了“风电闭锁和瓦斯电闭锁”，局部通风机安装符合要求。3、通风设施矿井通风设施设置合理、质量可靠，能有效防止风流短路、系统紊乱。通风设施设置情况表序号类别设施名称安装位置构筑质量用途备注1风门防爆门风井防爆门合格防爆风门风井人行道合格行人风门1870材料巷合格行人2调节风门调节风门水仓回风巷合格调节风量1103回风巷合格调节风量副井底1870材料巷合格调节风量1860回风巷合格调节风量3密闭和栅栏栅栏总回风巷口合格禁止人员通行4密闭副井风井联络巷合格隔断风流1845车场合格闲置巷道5测 风站测风站主井合格测风副井合格风井合格1845石门合格1870回风巷合格1103进风巷合格1103回风巷合格1845北翼运输巷合格1860回风巷合格总回风巷合格903进风巷合格903回风巷合格通风系统示意图（二）抽放系统1、抽放系统1）现有2BE3400型低负压瓦斯抽放系统1套（两台），2BEA353高负压抽放系统1套（两台），设置在副井口南东面200米处。抽放管路主管路铺设在专用回风井，主管直径300mm，高低负压管路都到1870回风巷坡头转弯处分岔。低负压抽放管路分为两组，一组负责抽放902采空区的瓦斯，另一路负责抽放现1103工作面上隅角和采空区的瓦斯。高负压抽放管路分为三组，第一组负责903工作面块段的钻孔瓦斯预抽，第二组负责1840水平和1845水平瓦斯抽采巷道上的瓦斯抽采钻场的钻孔瓦斯预抽，第三组负责1845水平北翼16煤层的瓦斯预抽。2）先在的903回风巷向南翼布置钻孔排放和预抽瓦斯，从1860回风口处开始向右边布置钻孔，钻孔布置在距顶板1米的高度，钻孔距离为2米，深度为30米，每个钻孔布置1根抽放管进行抽放。3）在1855皮带巷上向下方布置抽放钻孔，钻孔布置在距顶板1米的高度，钻孔间距为2米，深度为40米，每个钻孔都埋管进行抽放。4）1845区段11煤层为9煤层的下解放层，先在1845区段11煤层上的巷道山布置预抽和释放9煤层和11煤层的瓦斯。5）低压瓦斯抽放泵的抽放流量为90m3/min，瓦斯浓度在7%左右，瓦斯抽出量为6.3m3/min左右，高压瓦斯抽放泵的抽放流量为78m3/min，瓦斯浓度在5%左右，瓦斯抽出量为3.9m3/min左右，对井下已涉采区域的煤层瓦斯进行了有效预抽，对防突防治效果取了很大的效果。瓦斯管路布置和钻场布置示意图（三）监测监控系统现有KJ78N安全监控系统1套，地面中心站设在办公楼对面监控室，配备值班及监测监控管理人员4名，实行24小时专人值班。矿井地面设5个分站，分别安装在瓦斯抽放房和主扇房，井下设3个分站分别安装在1845水平水仓机电硐室、1845水平11煤机电硐室。地面安装的分站负责地面瓦斯抽放系统和各井口以下50m范围内的风压、风速、瓦斯等传感使用。井下各分站主要负责井下各地点的甲烷、一氧化碳、氧气、二氧化碳、液位、烟雾、温度、设备开停、风门传感等传感使用。井下各分站电源由电源箱提供,瓦斯传感器电源取自被控开关的电源侧，能确保被控开关断开时，监控设备照常工作。各传感器数据经分站上传至地面中心站，中心站工控机对系统内全部设备进行实时监测、数据采集和储存。系统跟麒麟区煤炭局的监控中心联网正常，系统实时监控全部采掘工作面甲烷浓度变化及被控设备的通、断电状态，能反应出监测监控数据的真实性、可靠性，每天正常打印报表。监测监控系统设备布置示意图二、存在的主要问题由于矿井缺少瓦斯治理管理的方案、办法、人力资源和措施，未能完全掌握实际的煤层瓦斯基本参数，矿井在开拓开采、采掘工艺、通风、防突等工作规划和安排部署上存在以下问题：1、C9煤层发生过煤与瓦斯突出，目前其它煤层虽未发生过突出动力现象，但并不能完全排除其它煤层的突出危险性。根据防治煤与瓦斯突出规定第18条规定：突出矿井开采的非突出煤层和高瓦斯矿井的开采煤层，在延深达到或超过50m或开拓新采区时，必须测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量及其他与突出危险性相关的参数。2、由于矿井只有一采区开拓、准备巷道，绝大部分布置在C9煤层中，这种布置方式在突出矿井不安全、不可行，未能达到防治煤与瓦斯突出规定第16条的规定，今后必须按照规定布置。3、对现有抽采管路的维护、钻孔的封孔工艺、钻场、抽采管网、抽采参数测定等还需要进一步加强。4、在防突管理人员的配备、防突队伍的建设方面还需要进一步加强。三、采掘布置调整从瓦斯治理工作的需要出发，需要对矿井采掘布置作如下调整：1、根据煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的相关要求和原则，C9煤层的一切采掘活动，在全负压通风区域对C9煤层实施本煤层钻孔抽采本煤层瓦斯。2、在以后的开拓布置工作中，应优先考虑安全、经济和后期开采条件等因素，结合生产实际，由于C9以上煤层未开采，应先用钻孔和巷道的方法探明C8煤层是否可采，若探明C8煤层厚度在0.8米以上就应该先停止C9煤的采掘活动，优先在C8煤层布置开采，若探明C8煤层平均后度都在0.7米以下就无开采价值，就可以布置C11、C9煤层的联合开采。3、在掘进过程中必须严格采取“四位一体”局部防突措施。4、合理布置采区内采掘工作面位置和个数，严格控制一个采区内同一煤层单翼开采的，最多只能布置1个回采工作面和2个掘进工作面同时作业。一个采区内同一煤层双翼开采或多煤层开采的，最多只能布置2个回采工作面和4个掘进工作面同时作业。四、采煤方法及掘进工艺调整一）采煤方法设计采用走向短壁后退式采煤法，在以后的煤工作面均采用机械化开采工艺；顶板管理采用全部垮落法。二）掘进工艺1、在11煤层的掘进工作面，采用爆破掘进工艺。全断面一次起爆，一班一循环，每班掘进1.6m。2、在被保护煤层的有效保护范围内掘进时，可采用炮掘也可采用综掘机掘进，实现快速掘进的目的。3、11煤层的掘进工作面必须执行“边探边掘”措施，措施中的钻孔布置应采用长、短钻孔结合的方法，即巷道掘进前，采用长钻孔向迎头前方施工100m左右的钻孔，孔直径至少75mm；超前探测巷道距突出煤层的层间距和是否有构造存在；短钻孔每班掘进前，向迎头前方和突出煤层方向施工20m左右的钻孔，超前探测巷道附近有无构造和层间岩柱，同时弥补长钻孔探测的漏探现象。无异常时，长钻孔保留至少20m超前距，短钻孔保留至少10m超前距掘进。三）、通风方式1、对矿井开拓巷道，准备巷道和回采巷道严格按照设计支护断面组织施工，减少弯道，降低通风阻力，确保风流畅通。对通风设施的要求：1）必须对各施工地点、过风巷道的风量进行分析，对由于通风设施不齐全造成风流短路的地点，必须设置风门，风门必须进行连锁，防止风流短路。2）必须加强生产技术管理，合理布置采掘作业点面，合理布置通风设施，按时进行测风、分风和调风，当风流路线改变时，必须及时增设通风设施，确保风流稳定、可靠，满足安全生产需要。3）必须加强通风设施检查、维护和使用工作，发现设施损坏等问题，必须及时进行处理。2、矿井已形成了独立的通风系统。巷道掘进均应采用对旋式局部通风机压入式通风。但必须实现双风机、双电源并自动切换。采、掘形成独立的通风系统，不得串联通风。3、矿井各用风地点严格按煤矿安全规程、矿井设计配风要求以及矿井供风标准进行配风，严禁无风、微风等情况。第二节 区域防突措施一、突出危险的确定本矿9煤为突出煤层，已做了突出鉴定。11煤及16煤层在目前开采区域巷道掘进及回采过程中尚未发生过煤与瓦斯突出动力现象。二、井田范围内必须采取区域综合防突措施。三、9煤层未开采区域综合防突措施根据规定第四十六条 选择保护层必须遵守下列规定：1、在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。2、当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；3、当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防治措施并进行效果检验；4、优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。开采上保护层更符合正常的开采顺序，对采掘巷道的影响也小，应优先选择，但本矿提供的技术资料及煤矿实际，C9煤层以上的煤层均为不可开采煤层，故开采顺序不宜采用由上而下逐层开采的方法，保护层的选择只能往下部煤层考虑，但选择的下保护层不宜太近，否则除了安全原因外，还容易破坏上部保护层，以致无法开采。而根据我矿矿区南部1845水平及以上揭露的煤层情况看；我矿的C10煤层距C9煤层底板5米左右，煤层厚度都在0.2米左右无开采价值，C10煤层距C11煤层平均在7米左右，C11煤层平均厚度为1.3米，顶底板较稳定，煤层瓦斯含量低，无动力现象，为可开采煤层，我矿现已在矿区南翼1845水平布置了C11煤和C9煤层联合开采，先在C11煤层上布置巷道和钻场打穿层钻孔到C9煤层上预抽C煤层的瓦斯，预抽后经效果检验抽采区域的C9煤层无突出危险性时，再在消突的区域C9煤层上布置巷道，然后在C9煤层巷道上再布置顺层钻孔进行本煤层瓦斯预抽。四、C9煤层未开采区域采取大面积预抽煤层瓦斯大面积预抽煤层瓦斯也是一种区域性防治突出措施，在我国许多突出矿井中广泛采用。我矿首先在11煤层上布置巷道打穿层钻孔到9煤层上预抽9煤层的瓦斯，同时在9煤层上布置巷道采用大面积预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。抽采方法采用穿层预抽或11煤层本煤层预抽，由于我矿采用本煤层布置巷道，没有顶板岩石抽采巷道，不具备采用顶板穿层钻孔进行大面积预抽瓦斯的条件，只能利用11煤层巷道采用顶板穿层钻孔对9煤层进行大面积预抽瓦斯。必采取区域大面积预抽的方案，在掘进、回采9煤层时，同时在11煤层上布置好准采工作面待9煤层回采超过100米时，11煤层的工作面就可以开始回采，选用穿层钻孔预抽和顺层钻孔预抽本煤层瓦斯方法，达到开采11煤层巷道预抽9煤层瓦斯的同时预抽11煤层的瓦斯。布置穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯的方法。1、穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯的钻孔应当控制9煤层的整个开采块段、两侧回采巷道。我矿9煤层为缓倾斜煤层,要求钻孔控制回采巷道两侧轮廓线外15m。2、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯钻孔应控制的条带长度不小于60m，巷道两侧的控制范围与第1条要求相同。3、当煤巷掘进和回采工作面在预抽瓦斯治理效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽瓦斯治理效果无效范围的前方边界不得小于20m。4、预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当根据实际考察的煤层有效抽采半径确定。根据我矿以往打钻的钻孔资料，结合矿上现有的打钻、抽采设备，我矿的煤层有效抽采半径本方案确定为5m。5、预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。6、必须做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。五、钻孔施工布置1、穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯钻孔施工在1103工作面形成前，在三条巷道内，分别每隔10m，设置一钻场，1103集中运输巷钻孔为扇形布置，每个钻场10个钻孔，孔径为75mm。分别打穿9煤层。1103进风巷、1103回风巷为半扇形布置，每个钻场设6-7个钻孔，能控制回采巷道两侧轮廓线在保护线范围内。钻孔施工完毕后，采用水泥注浆泵封孔，封孔长度不小于5m，并与高负压抽放系统主管连结抽放。预抽时间13个月。每个钻场钻孔倾角、方位角见附图：2、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯钻孔施工穿层钻孔施工记录表布置钻场巷道名 称已采掘（米）钻场编号施 工日 期 年 月 日至 年 月 日孔 号12345678910班 次倾 角方位角见煤9煤米数9煤层米数合计米数施工人员验收人备 注技术负责人审查意见签字矿长审查意见签字在9煤层、11煤层本煤层钻孔布置在工作面运输巷、进风巷、回风巷内，9煤根据煤层厚度确定，大于2.2m时，设计钻孔按双排平行孔布置，孔径为75mm，钻孔间距为5m，下排孔开孔高度距巷道底板0.8m，上排孔开孔高度距巷道底板1.6m。11煤层设计钻孔按单排布置。其中：集中运输巷巷道两帮每个钻孔深55m；进风巷巷道上帮每个钻孔深50m；回风巷巷道下帮每个钻孔深50m。钻孔施工完毕后，采用水泥注浆泵封孔，封孔长度不小于8m，并与高负压抽采系统主管连结抽采。预抽时间13个月。每个钻场钻孔施工完毕后必须按要求依次记录在上表中报本矿技术负责人和矿长审核，后交由技术科存档备查。第三节 区域防突措施效果检验及验证一、预抽瓦斯的有效性评价指标1、有关规定1）煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下，若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。2）规程第一百九十条的规定：预抽瓦斯后，必须对预抽瓦斯治理效果进行检验，其有效性指标根据矿井实测资料确定。无实测资料时，可依据下列指标之一确定：1、预抽煤层瓦斯后，突出煤层的残存瓦斯含量小于该煤层始突深度的原始瓦斯含量；2、煤层瓦斯预抽率大于30。采用煤层瓦斯预抽率作为有效性指标的突出煤层，在进行采掘作业时，必须采用工作面预测方法对预抽效果进行经常复验。3、预抽有效性评价指标由于11煤层未进行突出危险性评价，因此，在采取区域预抽措施后，区域预抽评价指标的有效性必须满足煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定和规程对煤层瓦斯预抽率大于30的规定。1）残存瓦斯含量、残余瓦斯压力根据安全生产行业标准煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定：经过顺层长钻孔区域预抽瓦斯后，当残存瓦斯含量小于8m3/t或残余瓦斯压力小于0.74MPa时，抽采有效，达到了消除突出危险的目的，否则无效，应继续抽采或按照突出危险区进行管理。2）瓦斯预抽率根据规程相关规定：在满足瓦斯预抽率大于30的同时，还必须同时满足上面对残存瓦斯含量和残存瓦斯压力的要求。否则，应提高瓦斯预抽率，直至满足要求方可认为抽采有效。瓦斯预抽率计算公式：式中：Q喷打钻中各钻孔喷出的瓦斯总量，m3；Q涌打钻中、连接抽采管路前各钻孔涌出的瓦斯总量，m3；Q抽抽采的瓦斯总量，m3；Q储钻孔控制范围内的煤层瓦斯储量，m3；Q喷、Q涌可根据施工钻孔和连接抽采管路前巷道风流中的瓦斯涌出增加量估算,也可以忽略不计。在对预抽效果进行评价时，必须采用残存瓦斯含量和残存瓦斯压力指标，结合瓦斯预抽率、地质构造、软分层厚度及其分布、瓦斯涌出量、抽采量衰减情况等指标进行预抽防突效果评价。瓦斯预抽率用于评价预抽防突效果是合适的，但是，其临界值采用30是否符合以劳养武煤矿的实际，有待进一步考察确定。因为，瓦斯预抽率是一个相对的指标，并非绝对指标，瓦斯含量、瓦斯压力的分布是不均匀的，有些区域比较大，而有些区域相对较小，瓦斯预抽率达到30时，残余瓦斯含量和残余瓦斯压力在有些区域可能已远小于突出的最小瓦斯含量和最小瓦斯压力，而在有些区域，残余瓦斯含量和残余瓦斯压力尚未达到消除突出危险的程度。所以，不同矿井、煤层和区域，评价突出危险性时其瓦斯预抽率指标临界值应有所不同。目前，以劳养武煤矿在未进行考察前，可以先按照规程的规定，瓦斯预抽率必须大于30。二、区域防突措施效果检验及抽采效果验证根据矿井实际采用：一）、钻屑指标法（测K1值及Smax） 1、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、工作面应向前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深810m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。2、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35m处。突出危险性预测施工钻孔布置平面示意图突出危险性预测施工钻孔布置正面示意图3、如果实测得到的S 、K1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。以劳养武煤矿巷道掘进防突措施效果检验记录卡片巷道名称煤层编号 煤预测作业人员日期201 年 月 日钻孔编号钻孔深度检测数据检验结果小票粘贴处备注1 MK1值S钻屑量N2 MK1值S钻屑量N3 MK1值S钻屑量N4 MK1值S钻屑量N检验结论有突出危险性无突出危险性允许进尺 M技术负责人意 见签名其中：K1值、Smax的临界值按下表取值。钻屑指标参考临界值钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g）钻屑量 S（kg/m）（N/m）0.66.260二）、复合指标法（测q值Smax）1、采用R值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，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。2、钻孔应当尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道中部，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。3、钻孔每钻进1m收集并测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。4、根据每个钻孔的最大钻屑量Smax和最大钻孔瓦斯涌出初速度qmax按式(3)计算各孔的R值：R (Smax-1.8) (qmax-4) (3)式中:Smax每个钻孔沿孔长的最大钻屑量，L/m； qmax每个钻孔的最大钻孔瓦斯涌出初速度，L/min。5、判定各煤层煤巷掘进工作面突出危险性的临界值应根据实践考察确定，在确定前可暂按以下指标进行预测：当所有钻孔的R值R6且未发现其他异常情况时，该工作面可预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。6、q、