防治煤与瓦斯突出专项设计方案.doc

防治煤与瓦斯突出专项设计方案一、编制设计的依据1、中华人民共和国安全生产法，2002年6月29日九届全国人大二十八次常委会通过，2002年11月1日施行；2、纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更）；3、煤矿安全规程（2010版）；4、防治煤与瓦斯突出规定（2009年）；5、矿井瓦斯抽放管理规范（1997年）；6、煤矿瓦斯抽放技术规范MTT 6921997；7、纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更）安全专篇；8、煤矿实际资料：采掘工程平面图、可采煤层煤质化验报告、矿界范围、水、电资料等；二、设计指导思想1、以煤矿安全规程（2010）和防治煤与瓦斯突出规定（2009）中的规定为方案设计原则。2、根据矿井地质条件和矿界范围，结合该矿实测资料，考虑实用、易实施。三、设计概况纳雍县勺窝乡小龙井煤矿属变更煤矿，矿井设计生产能力30万吨/年。省国土资源厅已换发采矿许可证，证号：C5200002010111120079421，企业性质属私营合伙企业。贵州黔美基础工程公司于2010年3月对该矿区进行储量/核实工作，并提交贵州省纳雍县勺窝乡小龙井煤矿煤炭资源储量核实及详查地质报告，贵州省国土资源厅文件（黔国土资储备字2008389号）关于贵州省纳雍县勺窝乡小龙井煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明；2011年1月由贵州兴源煤矿科技有限责任公司编制并提交了纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更，并由贵州省能源局文件（黔黔能源煤炭201194号）关于对纳雍县小龙井煤矿（变更）开采方案设计的批复；2011年5月由贵州兴源煤矿科技有限责任公司编制并提交了纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更）安全专篇，并经管理部门备案。四、存在的主要问题与建议1、区内采煤历史悠久，矿区内煤层露头线上小煤窑分布较多，大多为当地村民季节性开采，现区内所有小煤窑均已关闭、封停，因此，在采掘过程中，要加强对周边小窑的调查工作及探放水工作，要做到“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”，防止误透小窑，同时必须加强对小窑积水进行疏放，保证矿井安全生产。2、地质报告未提供瓦斯涌出资料，矿井在建设期间揭煤后及时补作矿井瓦斯等级鉴定，便于矿井安全生产。3、由于井田勘探程度较低，矿井资源/储量不完全可靠，只可满足本设计对资源量的要求，但对今后矿井的开拓开采有一定的影响，建议在今后的开采过程中，不断收集井田的地质资料，有利于今后指导矿井安全、高效的生产。4、煤层赋存较稳定，地质构造较简单，开采技术条件较好。外部协作条件优越，用户可靠，市场潜力大，为矿井建设提供了有利条件。矿井建成后，可使本矿的资源优势转化为经济优势，带动地方经济发展，解决当地富余劳动力就业问题，具有良好的经济效益和社会效益。5、小龙井煤矿矿区内还散居着一些村民，在开采过程中，必须按设计标注的村庄煤柱线预留保安煤柱（或进行搬迁处理），确保井下开采不影响地面的安全。- 58 -第一章矿井概况及地质特征第一节矿井概况一、交通位置小龙井煤矿位于贵州省毕节地区纳雍县的西南部，位于中岭勘探区坪山井田北偏东约4Km，矿区南侧有纳雍至水城的213省道通过，中岭镇至六盘水市79km，东距纳雍县城11km，西距纳雍电厂约15km，距贵昆线滥坝火车站56km。中岭镇至矿山内有简易公路相通。交通较方便，详见交通位置图。地理坐标：东经10517041051745，北纬264325264428。 纳雍县勺窝乡小龙井煤矿交通位置图二、井田开发情况纳雍县勺窝乡小龙井煤矿属技改矿井，矿井生产能力为 30万t/a。小龙井煤矿主、副及风井分别开拓于M28煤层附近，主要开采M28、M31、M32煤层。首采工作面布置在M28煤层中。矿均采用机械提升、通风和排水。三、水源及电源1、水源生活用水取自区域内普注河一级支流汗齐脚脚河，满足生活用水要求。生产用水主要由井下水处理后复用。2、电源矿井主供电源来自110kv中岭变电站，经中木014开关已10kv线路向矿井供电，至矿井距离约5km，线路型号LGJ-120，该变电站容量为2595KVA；备用电源一来自35kv勺窝变电站，经勺水001开关已10kv线路向矿井供电，至矿井距离约7km，线路型号LGJ-120，该变电站容量为2595KVA；矿井二回路电源已建成。矿井电源可靠，供电安全、有保证。四、保护层的选择小龙井煤矿区内有三层可采煤层，即M28、M31、M32煤层。相互间距分别为19m、8m，由于煤层间距比较小，煤层采用联合准备进行回采。2010年6月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的贵州纳雍县勺窝乡小龙井煤矿28、31、32号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结果为：小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的28、31、32号煤层无突出危险性。本设计将M28煤层作为上保护层开采，开采保护层时，采空区内不得留有煤（岩）柱，特殊情况须留煤（岩）柱时，应经过县工能局批准，并将煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。以及矿井瓦斯地质图上，应标出煤（岩）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。五、井田开拓方式设计采用斜井开拓。主斜井坐标：X=2957927.48，Y=35528831.48；Z=+1636m；坡度20；L=532m副斜井坐标： X=2957946.86，Y=35528803.98；Z=+1639m；坡度25；L=303m回风斜井坐标：X=2957995.0，Y=35528777.92；Z=+1642m；坡度24；L=500m3、井筒数目及位置该矿井采用主井担负煤炭运输、排矸、行人、进风、排水等任务；风井担负专用回风任务。副井担负行人、铺设管线、运输物料和矸石及安全出口等任务。因此，该矿在生产时井口数目为3个，井筒特征见表1-1-1。表1-1-1 井筒位置及特征表井筒名称井口坐标井口标高（）方位角（）倾角（）井筒长度（）断面（）X（m）Y（m）净掘进主斜井2957927.4835528831.48+163617520532副斜井2957946.8635528803.98+163917525303回风井2957995.035528777.92+1642175245004、水平划分及运输大巷矿区开采深度由 1750m1050m5、通风方式通风方式为中央并列式；通风方法为抽出式。6、采区划分变更后小龙井煤矿的范围沿倾向划为一个水平（水平标高为+1511m），+1511m水平以上的28、31号煤及+1511m水平以上至+1550m标高内的32号煤划分为一采区，+15550m标高以上的32号煤划为二采区，+1511m水平以下的28、31、32号煤划分为三采区。全矿井以一个水平分三个采区联合开拓全井田，设计首采区为一采区。采区划分见采掘工程平面图（1：2000）。7、开采顺序（1）采区内煤层（组）间的开采顺序矿区内主采煤层为M28、M31、M32煤层，设计为斜井开拓联合布置。开采次序为先采M28、再采M31、后采M32煤层，采区内为下行式开采。（2）采区内区段间的开采顺序采区内划分区段，区段内采用下行式开采，先采第一区段，再采第二区段，依次进行回采。（3）区段内的开采方式区段内采用走向长壁后退式回采，双翼布置。第二节 地质特征一、煤系地层根据贵州省黔美基础工程公司2010年8月提交的贵州省纳雍县勺窝乡小龙井煤矿生产地质报告资料：矿区范围内地层出露较单一，有上二叠统峨嵋山玄武岩组、龙潭组和第四系地层。现由老至新分述如下：1、峨嵋山玄武岩组（P3）：未出露全。厚约115m。灰绿色玄武岩，块状，致密坚硬。具气孔、杏仁构造。其上一般有310m紫、灰、绿色凝灰岩与玄武岩过渡。2、龙潭煤组(P3l)龙潭组为本区的含煤地层，龙潭煤组与下伏玄武岩地层呈假整合接触。龙潭组地层属海陆交替相沉积，岩性以深灰色粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩为主，区域龙潭组厚度为318m左右，含煤层50层左右，含可采煤层11层。该组产腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石及大羽羊齿、栉羊齿等植物化石。该组分为上、中、下三段，矿区内龙潭组地层出露不全，风化剥蚀仅存下段及中段一部分地层。（1）龙潭组下段(P3l1)含煤地层底界至K8底界，厚95.32m，含标志层K10，地层厚度变化较大，含可采煤层有28、31、32煤层。与峨嵋山玄武岩组假整合接触。本段主要由泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩组成，细砂岩所占比例较少，动物化石多分布在标志层中，常见的有腕足类、螺类动物化石。在煤层顶板中常见有植物化石。（2）龙潭组中段(P3l2)区内龙潭组中段(P3l2)地层出露不全，据邻区坪山井田资料段厚约121m。K8底界至第四系底界为龙潭组中段(P3l2)地层，含可采煤层有20煤层。主要由细砂岩组成，其次为粉砂岩、泥岩。产少量腕足类、瓣鳃类、海百合等动物化石，在煤层顶板中见少量植物化石。3、第四系（Q）：主要分布于矿区北北东部及中部沟谷、低洼地段，多为耕地、主要为P2 l及T1y的风化残积物、坡积物及冲积物，岩性以粘土、亚粘土、沙质土、含碎石沙土为主。厚度010m。与下伏地层呈角度不整合接触。二、构造及断层本区位于扬子准地台黔北台隆遵义断拱的西南部，白泥箐向斜中的次级构造鬃岭背斜。矿区位于鬃岭背斜北翼，地层倾向350，倾角519， 平均倾角10，区内未见有较大的褶曲或褶皱，构造单一，岩层呈单斜产出，为一向北倾斜的单斜构造，根据地面踏勘，钻探和矿井地质资料，矿区内未发现有对煤层造成破坏的断层。根据调查，矿区内断裂构造不发育，该矿在巷道开拓掘进中除零星地段有小断层，对巷道开拓工作影响不大外，尚未遇断距大于5m的对巷道开拓工作有影响的断层。采掘工作面煤层完整，煤层厚度基本稳定，延煤层走向厚度变化差异不大，煤层连续性和延展性较好，无较大的挤压、错位现象。据化验资料，不同采掘面的煤质变化不大。小龙井煤矿构造复杂程度属简单类型。三、可采煤层与煤质1)可采煤层特征1、煤层矿区内赋存可采煤层有3层，从上至下编号为28、31、32号煤层，煤层分布于矿区内，东西宽3801070m，南北长6501500m。煤层产状：倾向345355，倾角618，一般10，地层倾向与坡向大体一致。28煤层；黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。上距20号煤层75m左右，厚度1.301.63m，平均1.58m，夹矸12层，属稳定可采煤层。煤层顶板为泥岩、粉砂质泥岩，底板细砂岩泥质粉砂岩，局部含细砂岩。矿区范围内东西宽约1205m，南北长约1850m。31号煤层：黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。上距28号煤层19m左右，煤层厚度1.241.64m，平均1.44m，夹矸12层，属稳定可采煤层。煤层顶板为泥质粉砂岩及粉砂岩岩，底板为泥岩及粉砂质泥岩，矿区范围内东西宽约1070m，南北长约930m。32号煤层：黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。上距31号煤层8m左右，距下伏地层峨眉山玄武岩2223m。煤层厚度1.301.73m，平均1.54m，夹矸1层，属稳定可采煤层，顶板为粉砂岩，底板为粉砂岩、泥质粉砂岩，矿区范围内东西宽约1070m，南北长约1550m。可采煤层特征见下表：可采煤层特征表煤层编号煤厚（m）煤层平均间距（m）煤层结构顶 底板岩性稳定性倾角()容重(t/m3)最小最大顶底平均281.301.6319含夹矸1-2层粉沙质泥岩泥质粉砂岩稳定101.451.58311.241.64含夹矸1-2层泥质粉砂岩粉砂质泥岩稳定101.451.448321.301.73含夹矸1层粉沙岩粉沙岩稳定101.441.542、煤质(1) 煤的物理性质根据调查，本区煤以黑色、块状为主，少量粉粒状及粒状；硬度较大，性脆；结构以宽细条带为主、少量线理状；玻璃光泽和金刚光泽；阶梯状、平坦状断口、少量呈贝壳状、参差状断口；内生裂隙发育，常充填薄膜状、网格状、脉状方解石；含结核状、透镜状、浸染状及似层状黄铁矿。28煤层；黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。31号煤层：黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。32号煤层：黑色，条带状构造，由半亮及半暗型煤条带组成。(2) 煤的化学性质据纳雍县勺窝乡小龙井煤矿原煤分析结果，按照煤炭质量分级标准（GB/T15224.1-2004 、GB/T15224.2-2004、GB/T15224.3-2004），矿区内28煤层属中灰煤、中硫、特高热值无烟煤；31煤层为中灰、特低硫、高热值无烟煤；32煤层属中灰、中高硫、高热值无烟煤。该区煤适合作为气化用煤、动力用煤和生产电石之燃料。详见煤质特征见表1-23：表1-23煤质主要特征表:（原煤）煤层水份Mad(%)灰份Aad(%)挥发份Vadf(%)硫份St,d%高位发热量Qgr(MJ/kg)280.78-1.831.1316.78-25.9521.016.25-7.636.760.60-1.511.0929.87310.86-1.831.3814.01-28.7220.416.25-7.527.030.33-0.600.4425.54320.88-2.291.5919.06-29.4523.235.10-7.546.551.39-2.581.8728.96 (3) 可选性未作筛分浮沉试验，煤的可选性不作讨论。报告仅从可采煤层原煤分析成果，结合煤的宏、微观煤岩特征，硫的赋存状态等来探讨煤的脱硫性。经肉眼观察可采煤层中硫铁矿硫占硫总量的绝大多数，有机硫和硫酸盐硫含量较低，煤的脱硫性较好。经洗选后能大大降低煤的含硫性。第二章矿井通风简介一、瓦斯该矿2008年度瓦斯等级鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量121.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为13.86 m3/min，为高瓦斯矿井；2009年度瓦斯等级鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量61.16m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.85m3/min，为高瓦斯矿井；2010年度瓦斯等级鉴定结果为矿井相对瓦斯涌出量63.89m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.98m3/min，属高瓦斯矿井。在投产后，需重视矿井通风及瓦斯管理工作，尤其是开采深部煤炭时，风路长，风阻大，瓦斯涌出量会相应增大，更应加强矿井的通风管理工作，保证通风设施、设备随着生产的发展而及时安装或拆除，保证通风系统可靠、有效。加强矿井瓦斯含量的测定工作，严格执行煤矿安全规程的相关规定。二、煤尘爆炸性及煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室提供的检测报告，本矿所采煤层均无煤尘爆炸性。根据贵州省煤田地质局实验室提供的检测报告，本矿所采煤层自燃倾向性为III类，为不易自燃煤层。三、煤与瓦斯突出情况根据黔安监管办字2007345号文件关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，该矿区在划定突出矿区所在县（市、区、特区）范围内。所以本矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室，2010年6月22日所做贵州省纳雍县小龙井28、31、32号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结果为： 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的28号煤层无突出危险； 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的31号煤层无突出危险； 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的32号煤层无突出危险。四、通风方式和通风系统1、通风方式矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。2、通风路线主斜井进风行人斜巷11281运输巷11281采煤工作面11281回风巷11281工作面回风绕道回风斜巷回风斜井引风道地面。掘进工作面采用局部扇风机通风。五、矿井主要通风机和反风设施1、主要通风机矿井主扇选用FBCDZ19/2*75型防爆轴流式通风机，风量41.5-71.1m/S，风压范围620-2527Pa，厂家配套电机，功率275KW。选用2台，一台工作、一台备用。2、反风矿井利用轴流式通风机反转的方法反风。在反风时，调换电动机电源的两相，可以改变通风机动轮的旋转方向，使井下风流反向。这种反风方法不需要设置反风道，比较经济。反风必须能在10min内改变巷道中的风流方向。当风流方向改变后，主要通风机的供风量不应小于正常风量的40%。反风设施每季度检查一次，每年进行一次反风演习，矿井通风系统有较大变化时，也要进行一次反风演习。当矿井出现火灾事故需要实施反风措施时，一定要慎重。主要通风机在停风期间，必须打开井口防爆门和有关风门，以便充分利用自然通风。矿井必须设置相应的通风构筑物使得反风时风流能按既定路线流动。矿井反风路线为：新鲜风流通风机引风道回风斜井回风斜巷11281工作面回风绕道11281工作面回风巷11281采面11281运输巷进风行人斜巷主斜井地面。当井下在工作面发生火灾时进行的局部反风，反风系统路线为：副井+1540m轨道一石门11281工作面回风巷11281采面11281运输巷11282运输巷回风斜井引风道地面。矿井主要通风机为FBCDZ19/2*75型防爆轴流式通风机，当井下遇灾害需反风时，采用风机反转进行直接反风。主要通风机可保证在10min内进行反向运转向井下供风，从而改变井下风流方向，主要通风机反风风量可达到正常供风量的40以上。据此：本矿通风系统可靠。第三章煤与瓦斯突出预测第一节煤与瓦斯突出预测实践表明，突出只发生在某些局部地带，如果在大面积范围内处处采取防突措施，势必要投入大量的人力、物力，对矿井经济效益造成严重影响。由于小龙井煤矿井田面积小，以前区域内小窑开采情况不详细，对上保护层进行过破坏性开采，对现在首采的28号煤层起到了一定的保护作用，同时也带来了很多不利影响，而下保护层31号的开采会破坏28号煤层顶底板，严重影响28号煤层的开采环境，甚至导致28号煤层开采无法进行。同时其它的区域防突措施在本矿实施的可行性较差，故本矿无法实施区域防突，因此设计重点考虑局部防突。根据纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更）和纳雍县勺窝乡小龙井煤矿开采方案设计（变更）安全专篇结合矿井实际揭露的地质情况分析，小龙井煤矿在建井施工和今后的生产过程中，最容易发生煤与瓦斯突出的工作地点如下：1、石门揭煤由于石门在揭煤时地应力相对较为集中，瓦斯压力大，同时在石门揭煤时，地应力、瓦斯压力须经过重新分配达到平衡这一过程，因此，石门揭煤时，动力现象比较严重。2、地质构造带由于地质构造使煤层及周边围岩发生不均衡变化，其地应力和瓦斯压力分配不平衡，当巷道掘进到地质构造带时，其发生突出的机理与石门揭煤类似，但其威胁较石门揭煤更为严重。3、煤层巷道掘进煤层在原生态时，其内部瓦斯压力在同一埋藏深度基本平衡，巷道掘进工作破坏了其原始平衡。4、回采工作面在进行工作面回采作业时，已采空的部分，煤层瓦斯压力、采场集中应力及矿山压力得到释放，未开采部分的地压及瓦斯压力必定释放向采空区域，形成动态压力变化，这种变化在回采工作面中部比较明显。第二节煤与瓦斯突出类型和形式预测按瓦斯动力现象力学的基本特征，可分为：突出、压出和倾出。根据小龙井煤矿煤层地质赋存条件，在开采过程中，容易发生突出的类型为突出。小龙井煤矿平均地层倾角为10，在进行煤层巷道掘进时，发生压出和倾出的可能性不大；由于小龙井煤矿井田面积小，形成的回采工作面倾斜长度短，一般不超过110米，走向也不长，一般不超过500米，在形成回采工作面后，发生压出和倾出的可能性也不大，但是为了防治该矿的各种危害，所以煤矿也可采取相关防压出和倾出的措施。第四章综合防突措施第一节总 则在突出煤层开采过程中，只有很小的区域或区段才发生突出，在对突出的区域分布性质未认识或无预测突出危险性方法的条件下，要求在突出危险煤层采掘工作中普遍采取防突措施是合理的。但是，这样执行的结果，使防突工作带有一定的盲目性，且由于在本来无突出危险的区域采用了防突措施，导致了人力和财力的浪费，也严重制约了突出矿井生产的发展。因此，使得有可能把突出预测作为综合防突措施的第一个环节。预测的目的是确定突出危险区域和地点，以便使防突措施更加有的放矢。综合防突措施的第二个环节是防突措施。即在预测有突出危险的地段，采取防止突出措施，以达到预防突出的发生。综合防突措施的第三个环节是措施效果检验。国内外多年的生产实践表明，各种防突措施，特别是局部防突措施，尽管经过科学试验证实是有效的，但在生产中推广应用后，都无例外地发生过多多少少的突出。这就令人对措施本身的防突效果产生了怀疑，即使在同一突出煤层，在一些区域证实所采取措施是有效的，但在有些区段则无效，其原因在于井下条件的复杂性，如煤层赋存条件变化、地质构造条件变化和采掘工艺条件变化等。因此，要求在防突措施执行以后，要对其防突效果进行立竿见影的检验，以确保措施的防突效果。措施效果检验方法与预测方法大致相同。为了确保小龙井煤矿在建井及今后生产过程中，防止煤与瓦斯突出事故的发生，确保矿井正常、安全地组织生产和预防煤与瓦斯突出事故的发生，小龙井煤矿制定了矿井的生产组织程序图。严格按照程序对井田范围内的28、31、32号煤层进行预测，采取果断的防突措施，并经措施效果检验无煤与瓦斯突出危险后，同时在采取综合安全防护措施且安全设施可靠下，方可进行正常开采。未对28、31、32号煤层进行预测检验、未采取防突措施、措施效果检验达不到要求或综合安全防护措施不到位的情况下，严禁从事采掘生产作业。第二节防突措施本次设计防突措施分为两类：一是区域性防突措施，有开采保护层、预抽煤层瓦斯；另一类为局部防突措施，属于该类措施的有超前钻孔抽放瓦斯、排放瓦斯钻孔、深孔松动爆破等。防突措施必须遵照防治煤与瓦斯突出规定坚持区域防突措施（开采保护层、预抽煤层瓦斯）先行，大范围大幅度降低或消除突出危险。然后采用局部防突措施补充，做到不掘突出头、不采突出面，在实施局部防突措施的作业期间，避免诱发突出伤人事故，更好地保证生产人员的安全。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相关的参数。一、开采保护层防突措施1、保护层的确定（1）保护层分类根据保护层的位置不同，可分为上保护层和下保护层，凡保护层位于突出危险煤层上部的称为上保护层，反之则称之为下保护层。根据保护层与突出层之间的垂直距离（h）不同，可分为近距离、中距离和远距离保护层。近距离保护层：h10m中距离保护层：10h60m远距离保护层：h60m选择保护层应遵守下列规定a、首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群中有几个煤层都可作为保护层，应根据安全、技术和经济的合理性，综合比较分析，择优选定；b、矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施；c、选择保护层时，应优先选择上保护层，条件不允许时，也可选择下保护层，但在开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室，2010年6月22日所做贵州省纳雍县小龙井28、31、32号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，鉴定结果为： 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的28号煤层无突出危险； 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的31号煤层无突出危险； 小龙井煤矿开采标高+1501.805m以上的32号煤层无突出危险。该矿各煤层平均倾角为10，28煤层距31煤层平均间距约19米，31煤层距32煤层平均间距约8米，若开采下保护层来作为上煤层的的解放层，会造成上煤层的破坏，不利于上煤层的巷道布置与回采。设计采用上保护层作为下煤层的解放层。2、保护层作用有效范围的确定（1）、保护层与被保护层之间的有效垂距根据防治煤与瓦斯突出规定中开采保护层的规定，保护层的开采厚度大于0.5m时，开采保护层的有效范围为上保护层与突出煤层间距不大于50m或下保护层与突出煤层间距不大于80m。该矿28煤层与31煤层、31煤层与32煤层之间的间距分别为19m及8m，因此以28煤层作为31煤层及32煤层的保护层，满足解放31、32煤层的条件，因此确定首采面布置在28煤层，下部煤层处于上部保护层的保护范围之内。（2）、沿走向的保护范围正在开采的保护层采煤工作面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垂距的3倍，并不得小于100m。对已停采的保护层采煤工作面，停采时间至少3个月，并卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、停采线及所留煤柱对保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角=5660划定。本矿以卸压角为60划定。1-保护范围；2-采空区；3-煤柱；4-被保护层；5-保护层；6-始采线、采止线；-卸压角图4-2-1 保护层工作面始采线、停采线和煤柱的影响范围（3）、沿倾斜的保护范围保护层工作面沿倾斜方向的保护范围，可按卸压角划定。卸压角的大小应采用矿井的实测的卸压角，在没有实测的卸压角时可参照防治煤与瓦斯突出规定的附录D.1确定。该矿煤层倾角为7，参照防治煤与瓦斯突出规定的附录D.1，1为69、2为90、3为77、4为70。28与31、32煤层层间距分别为19m、8m。如图4-2-2。按工作面倾向长度为80m计算：当矿井开采28号煤层作为上保护层时，31号煤层的沿倾向方向保护范围为86.5m，32煤层的沿倾向方向保护范围为103m；当开采31煤层时,32煤层的沿倾向方向保护范围为75.8m。注：若矿井在未保护范围内进行作业时必须采取有效局部防突措施。严禁在具有突出危险性的地点进行采掘活动。L1为保护层工作面倾斜长；L2保护层倾斜方向解放范围；H1、H2为煤层间距1、2、3、4-卸压角；-煤层倾角；-最大下沉脚；c为保护范围边界图4-2-2 保护层工作面沿倾斜保护范围若保护层留设有煤柱时，其沿走向和倾斜的被保护层的保护范围（或煤柱的影响范围）可按图4-2-3中的卸压角确定。1-煤柱；2-未被保护范围；3-保护层采空区；4-被保护范围图4-2-3 倾斜煤柱的影响范围3、开采保护层的注意事项（1）、井筒及主要巷道等均应设置在岩层中。（2）、井筒揭穿突出煤层应避开地质构造带，且揭穿突出煤层的次数和突出煤层中掘进工作量应尽可能减少。（3）、在矿井开采保护层时，采用顶（底）板穿层钻孔、本层顺层钻孔等方式，同时抽放保护层和被保护层的瓦斯。开采近距离保护层时，必须采取措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层。（4）、保护层的有效范围及有关参数，应根据矿井实测资料确定，但现在无实测资料，是按国家现行标准防止煤与瓦斯突出规定设计。（5）、突出煤层中，在一个或相邻两个采区中，同一煤层的同一区段，在应力集中的影响范围内，不得布置两个工作面相向回采或掘进。（6）、开采保护层应布置跨石门或跨上山回采，采空区内不得留有煤柱。（7）、由于在煤与瓦斯突出煤层或瓦斯喷出区域，掘进通风不得采用混合式，因此矿井掘进通风采用压入式。严禁任何两个采掘工作面之间串联通风。掘进工作面的局部通风机实行“三专”，“两闭锁”。（8）、井巷揭穿突出煤层前，必须具有独立的、可靠的通风系统。在石门掘进工作面的进风侧，必须设置两道可靠的反向风门，以控制突出时的瓦斯能沿回风巷道进入回风系统。（9）、开采保护层时应同时抽放被保护层的瓦斯。（10）、其它应注意的问题：a、矿井首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果及保护范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料，以便尽快得出确定保护层作用范围的参数。b、开采厚度等于或小于0.5m的保护层时，必须检验保护层的实际保护效果，如果保护层的保护效果不好，在开采保护层时，还必须采取防治突出的补充措施。c、开采保护层时采空区不得留有煤（岩）柱，特殊情况必须留有煤（岩）柱时，必须在采掘工程平面图上标明位置及影响范围，在该范围内进行采掘工作时，必须采取综合防治突出措施。二、预抽煤层瓦斯设计采用顺层、穿层预抽的方法防治煤与瓦斯突出，为提高抽放率，在成孔、封孔后采用煤层注水等措施增加煤层裂隙。预抽煤层瓦斯必须遵守下列规定：1、穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离，以下同；2、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。3、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层；4、穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和斜巷揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层段底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；5、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m；6、当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m。三、石门揭煤防突措施石门揭开突出煤层前，应首先采用综合指标K值的方法初步预测工作面前方煤层的突出危险性；其后必须在此基础上进一步采用测定煤层瓦斯压力的方法或石门钻屑指标法或钻孔法预测工作面前方煤层的突出危险性。（一）、揭开煤层前的预测1、石门揭煤工作面首先采用WTC防突预测预报仪进行突出危险性预测。其方法是在工作面距煤层法向距离10m以外时，利用石门揭煤的地质钻孔采集的煤芯样做K1值测定，以K1预测煤层的突出危险性，K10.5，有突出危险。2、石门揭煤工作面掘至距煤层法向距离5m以外，应在能够确保测定煤层瓦斯压力的地点打孔测定煤层的瓦斯压力。采用测定煤层瓦斯压力方法判定石门揭煤工作面的煤层突出危险性判别指标见下表。表3-2-1 煤层瓦斯压力（P）突出危险性判别指标表判别指标突出危险性P0.74无P0.74有3、采用石门钻屑指标法预测石门揭煤工作面煤层的突出危险性。4、钻孔法预测石门揭煤工作面煤层的突出危险性必须按下列规定执行：（1）石门揭煤工作面掘至距突出煤层的法向距离：倾斜、缓倾斜煤层不少于3m和1.5m分别进行一次预测。预测钻孔数量不少于4个，其中石门中间一个，其它3个孔位于石门上部和两侧。岩石段可采用岩石电钻或风动凿岩机打眼，见煤后立即停止钻进，改用电煤钻继续打穿煤层全厚，并按要求测定突出指标。煤层段孔径为42mm，打钻速度应控制在1.0m/min左右。（2）钻孔控制范围：石门揭穿煤层部位的巷道断面前方及断面轮廓线不得小于2.0m。（3）测试参数：煤孔段每钻进1.0m测定一次K1值、钻屑量（s），测试的准备时间限定在2分钟以内。（4）工作指标：采用钻孔法预测预报工作指标应根据本矿实测数据确定，工作指标尚未确定的矿井可按下表规定的判别指标执行。表3-2-2 石门揭煤工作面钻孔法预测预报工作指标表参数名称单位突出危险无突出危险最大钻屑量(Smax)Kg/m44最大钻孔瓦斯涌出初速度(qmax)L/minm55（二）、揭开煤层后的突出危险性预测1、揭开煤层，但尚未全断面揭穿煤层全厚，必须先施工顺层钻孔预测(检验)煤层的突出危险性并按下列规定执行：（1）沿揭煤点周边施工35个预测（或检验）孔，孔深以满足过煤门期间足够安全屏障，上方、两帮、前方不少于5m屏障，下方不少于23m屏障。（2）测试参数及判别指标与揭煤前相同，只有经预测(检验)且指标在突出危险临界值以下，方可继续掘进。（3）浅掘浅进，适当控制每个掘进循环炮眼深度和装药量，尽可能的减小震动效应。（4）永久支护必须跟拢掘进迎头，并加强支护质量。2、揭开煤层，必须经预测(检验)无突出危险才准继续掘进。凡任何一次预测只要有一项指标超限均视为具有突出危险，必须施工钻孔进行高负压、强力抽或排放卸压措施；预测指标未超限，也未发现其他突出预兆，未受地质构造破坏，煤岩层赋存稳定，方可采取安全防护措施掘进。从石门工作面距突出危险煤层法向距离不少于10m处开始，直至穿过煤层进入顶（底）板2.0m（法向距离）的全部作业过程都必须采取防治突出措施，编制专门设计报工程师批准。石门应避免布置在地质构造复杂和破坏地带，有条件时，石门距离主断层不应小于20m或尽量将石门布置在已卸压的地带，也可利用已有的煤层巷道先掘出石门揭煤地点的煤巷，然后再掘石门与之贯通。石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m并保持正常通风。并编制专门的技术措施报矿井总工程师或技术负责人批准后贯彻执行。石门揭煤工作面掘至距突出煤层法向距离不少于10m，至少施工2个穿透煤层全厚进入顶（底）板不少于0.5m的地质钻孔，如遇地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层垂距20m之前，必须在石门断面轮廓线外5m范围的煤层内布置一定数量的前探钻孔并应以探明煤层赋存、瓦斯状况为准。地质钻孔的煤岩芯采取率不得低于70%，钻孔资料必须能确切反映出煤层厚度、煤层间距、顶底板岩性及地质构造特征等。施工完地质孔，必须做好以下工作：、地测室负责收集钻孔参数并详细收集煤芯资料等，整理分析后形成正式资料报工程师，送防突、生产、调度、施工队（室）等。、施工现场及矿调度室各挂一份钻孔剖面图，由施工队技术人员每天填绘形象进度及探眼情况。探明煤层赋存状态后恢复石门工作面掘进，当工作面掘至煤层法向距离5m，施工队必须执行“先探后掘、探三掘一”的措施，并于打眼装药前，向矿调汇报探眼情况。若探到煤层必须停止掘进，并及时向矿调度室和工程师汇报，经分析研究、采取切实可行的措施后，方可继续掘进。石门揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于3m，施工队在巷道两侧错口预留一个钻场位置以满足施工防治突出措施需要。施工队在预留钻场位置作长、宽、高分别为3m3m2.2m的钻场，并搞好钻场支护。石门揭煤工作面防治突出技术措施根据预测结果按下列规定执行：、严格按照预抽防突规定，在距突出煤层发现距离10m20m左右施工钻孔预抽煤层瓦斯措施，预抽率必须大于30%以后，经效果检验，证明无突出危险后，方可采取措施揭穿煤层。、2.0m(或1.5m)岩柱预测或揭开煤层后预测超标，一般情况下在超标部位打排放孔，不打预抽孔。、防突室负责编制抽（排）放措施的设计，该设计应满足下列要求：A、抽放钻孔孔径为65-84mm，排放钻孔孔径应大于84mm。B、控制范围：石门揭煤工作面的巷道断面轮廓线外四周都不得小于5.0m。C、终孔位置的孔距不应大于2.0m；若孔径大于90mm，孔距可根据排放半径确定。D、原则上采用矿井地面瓦斯抽放系统的抽放方式，实施“密钻孔、高负压、强力抽”措施，瓦斯的预抽率30%。E、抽或排放设计报矿总工程师审批后，由施工队伍负责施工，业务室负责收集抽（排）放瓦斯资料。F、若预测或效果检验无突出危险且未出现其他突出预兆，可采取远距离非震动炮快速揭煤。二、煤巷掘进工作面防治突出措施煤巷掘进工作面前方煤层的突出危险性可采用下列方法之一进行预测：1、钻孔瓦斯涌出初速度法；2、R值指标法；3、钻屑指标法；4、钻孔法；5、其他经试验证实有效且经过鉴定的方法。根据小龙井煤矿实际情况，使用钻孔法结合钻屑指标法和WTC测定K1值进行。采用钻孔法预测预报煤层掘进工作面突出危险性应按下列方法进行：1、在煤层掘进工作面打不少于3个孔径为42mm，深度为8-12m的钻孔预测巷道前方及两则煤体的突出危险性，钻孔控制范围为巷道断面及巷道轮廓线外不小于2m（指煤层内）。2、钻孔布置于软煤分层中，从孔深的2m段开始，每钻进1.0m测定一次钻屑量(S)，每钻进1.5m测定一次K1值，测试的准备时间限定在2min内，可参考下表指标判别煤层的突出危险性。表3-2-3 钻孔法预测预报工作指标表参数名称单位突出危险性有无钻屑量(Smax)Kg/m66K10.50.53、若预测为突出危险，必须采取钻孔排放卸压或抽放等防治突出的技术措施。4、若预测为无突出危险，又未发现其他突出预兆，则留不少于5m的预测超前距。5、煤巷掘进工作面煤层赋存稳定、煤体结构正常、预测时只有K1值，而S值未超限且无其他突出预兆的特殊情况，可采用钻孔瓦斯衰减程度作为判别煤层突出危险性的辅助指标。瓦斯衰减系数（Z sj）按下式计算： Zsj = q t5/ q t l式中：q t 5第5分钟钻孔瓦斯涌出初速度L/min.m；q t l第1分钟钻孔瓦斯涌出初速度L/min.m。钻孔瓦斯衰减系数判别煤层突出危险性指标可参考下表执行。当Zs j0.55时，必须实施防治突出技术措施；当Zsj0.55时，留不小于5m预测超前距并采取安全防护措施组织生产。表3-2-4 钻孔瓦斯衰减系数判别煤层突出危险性指标表参数名称判别指标突出危险性钻孔瓦斯衰减系数Zsj0.55有钻孔瓦斯衰减系数Zsj0.55无q值未超限，但q值达2L/minm以上，且Zsj值0.55时，也应适当延长抽（排）放时间（一般延长8小时）或增加防突措施强度，以降低突出危险性。预测钻孔必须布置在软分层中，无软分层的施工在煤层中部，煤层厚度大于2.5m的预测孔不得少于5个。掘进工作面钻孔采用地质罗盘或绳线法布孔。在巷道内无金属物体或金属物体不多的情况下，用地质罗盘定出钻孔的方位和倾角；在金属物体或电缆较多影响地质罗盘准确性时，应采用绳线几何法确定钻孔的方位角。防突钻具必须随时保持完好。使用过程中应随时检查钻机、钻杆、钻头等完好情况，磨损、变形严重的钻具一律停止使用。动态监测工作面的瓦斯涌出。1、重点防突掘进工作面可根据其瓦斯涌出预测其突出危险性，基本条件是：掘进工艺不变，坚持正规循环作业，风量、风流稳定，以回风流瓦斯传感器为准，且传感器距回风口位置不变。2、矿井瓦斯监测室对重点防突头面的瓦斯涌出情况进行连续监测，发现放炮后瓦斯最大浓度（波峰值）和超限时间等瓦斯涌出异常，必须立即向矿调度室及防突室通报；通风科长或技术负责人每天审阅监测曲线，对每天的瓦斯监测资料及时分析，发现瓦斯监测资料异常要及时查明原因，有突出危险必须采取果断措施并向工程师汇报。3、重点防突头面瓦斯浓度曲线由监测工每天打印交防突技术人员分析并存档。4、煤矿应有专人计算重点防突掘进工作面放炮后半小时内的吨煤瓦斯涌出量(V30)，并按下式计算 ：V30=Q30/T (m3/t)式中Q30爆破后30分钟内的瓦斯涌出量，m3； T工作面爆破落煤量，t。当V30达到或大于9.0 m3/t或其上升变化幅度达到25%时，工作面必须停止掘进。要查明原因，采取针对性措施处理；如查不出原因，分析有突出危险，则必须采取防突技术措施。加强对地质构造的预测预报并要做好以下工作：1、防突掘工作面编制防突措施前，必须有详实的地质说明书。掘进地质说明书应重点对地质构造 、煤层埋深、煤岩层赋存状况、瓦斯地质及煤层突出危险性进行预报。2、突出危险区内的防突掘进工作面施工前，应首先采用钻探、物探等手段探测前方地质情况。施工过程中如掘进迎头煤岩发生变化或各类钻孔出现异常，前方情况可疑、不清时，必须停止掘进，采取探测措施探明前方地质构造情况，并进行认真分析，形成书面分析资料，制定相应措施后方可恢复掘进。3、掘进过程中，地质人员应随时观测地质构造及其变化情况，发现异常应及时向矿工程师汇报，并向矿调度室、施工区、 队和防突室通报。4、在防突区域内作业的施工队技术人员应及时收集工作面煤层厚度、煤层结构破坏类型、地质构造等资料，若发现煤层或构造煤变化应及时向地测、防突室通报。突出危险区内的掘进工作面防治煤与瓦斯突出首先采用区域性防突措施，当效果检验参数超过临界值时，必须采用局部防突措施。主要的局防措施有超前钻孔抽、排放或经实践证实有效的其他措施。若采用松动爆破措施，则必须严格按原煤炭部煤安字（95）第507号文“关于松动爆破措施的补充规定”执行。深孔超前抽、排放措施（即顺层掘进条带深孔超前抽、排放技术）：1、具有突出危险地带可每掘40-50m停掘，在掘进工作面作一钻场供施工超前钻孔之用，然后沿巷道掘进方向施工长钻孔进行抽放或排放瓦斯。钻孔布置见图1。2、采用钻机施工抽、排放孔，孔径65-100mm，孔深一般为60m左右。图3-2-1 顺层掘进条带深孔超前抽、排放钻孔布置平面示意图3、有轻型或有适合掘进工作面操作的强力型防突钻机时也可不掘钻场，直接在掘进工作面安装钻机（含岩石电钻等）施工排放钻孔，孔深一般为