盘县石桥镇老洼地煤矿防突设计.doc

盘县石桥镇老洼地煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计技术负责人：修 改：前 言煤与瓦斯突出是煤矿开采过程中的严重自然灾害之一，因其具有突发性，对生产人员的安全危害极大。由于突出机理目前仍处于假说阶段，影响它的因素随机性又大，要完全控制它的发生，还有一定的难度，但采取一些行之有效的措施后，仍可以做到不发生或减少伤亡事故。根据目前所掌握的规律，随着采掘深度的增加，突出发生的可能性与危害性也曰趋严重，例如：矿井在开采浅部煤层时，从未出现过瓦斯动力现象，当采掘到一定的深度时，就会出现瓦斯动力现象。瓦斯动力现象出现的初期，缓缓倾斜煤层多以压出形式出现，它与片帮现象很难区分。急缓倾斜煤层则多出现受煤体自重作用而诱发的倾出，而这种现象又与冒顶现象难以区分。因而判断瓦斯动力现象的性质，需要经验丰富的专业机构通过实测煤层瓦斯压力，取样分析化验和现场勘查，综合判断该矿是否已具备发生煤与瓦斯突出的三大要素，以免判断失误，给生产带来不必要的损失。判断瓦斯动力现象的基本技术与装备，一般在首次出现瓦斯动力现象的矿井都是不具备的，难以进行正确的鉴定，因此需经国家煤矿安全监察局授权的单位鉴定。同样，在一个突出矿井，由于受地质条件的影响，采掘地区的变更或采掘条件的变化，经过多年来的采掘实践，没有再次出现瓦斯动力现象，要对此现象出现真实的原因做出正确的判断，同样难度也是较大的。为了查明原因，做出正确的判断，同样也需做现场调查，实测瓦斯参数，取样分析化验，综合判断突出矿井是否已不具备发生突出的三大要素。为了慎重的对待此项工作，以免造成由于判断失误而造成的重大人身伤亡事故，同样也需要经原鉴定单位确认后，才能撤消突出煤层或突出矿井的称号。 煤与瓦斯突出是一种自然现象，它具有突发性，不完全的可知性，要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况，我国现有的防治突出方法首先要摸清楚它发生的地区、范围，采取必要的防治措施，改变其发生突出所应具备的基本条件，使其不发生或降低其突出强度，并采取必要的安全防护措施，以保证施工人员的安全。 突出矿井的防治突出工作，每天都在重复的进行，时间一长，难免在技术装备上，思想上会出现失误，为了防止由于这方面的失误而导致的突出伤亡事故，综合防治突出措施中规定，在执行了预测，防突措施，措施效果检验后，还必须采用安全防护措施施工，以确保工作人员的安全。安全措施主要指震动放炮和远距离放炮。工作面落煤时是应力明显活动期，爆破落煤时，工作人员远离工作面，可防止由于应力激活诱发的突出对工作人员的伤害。而防护措施包括设置一些安全装备、装置或必要的组织措施，例如反向风门，安全避难硐室，压风自救装置，自救器等。1.概况1.1矿区位置与交通盘县老洼地煤矿为技改矿井，属于私营合作企业，矿井的建设规模为30万ta。矿区位于盘县新县城（红果）南东面，直线距离约11km，处于梓木戛井田北翼，属盘县石桥镇所辖。乐（民）红（果）公路从井田外缘经过，有象鼻岭至梓木戛简易公路接通煤矿，距乐红公路5km。矿山距盘县县城（红果）18km，距盘县石桥镇10km。现有的红（果）威（舍）二级公路从矿井井田的西南侧通过，与红威公路相接，经新建的镇（宁）胜（境关）高速公路通过红果北出口，到昆明277km、至贵阳411km。交通运输便利(见图11一l老洼地煤矿矿区交通位置图)。盘县石桥镇老洼地煤矿位于盘县石桥镇果榔村，2009年1 2月7日，由贵州省国土资源厅颁发了采矿许可证，其证号为：C5200002009121120047721。生产规模为30万吨年。矿区范围由8个拐点坐标圈定，矿区面积：2.316km2，开采标高+1900+1600m。其矿区范围拐点坐标如下表。点号X坐标Y坐标02834961.435446510.1912836641.135446820.1922835881.435447860.1932835636.435448239.1942835589.435448193.1952835391.435447600.1962834241.435447600.1972834241.435446620.19矿区面积：2.316km2，采矿标高：+1900+1600米图1-1-1 老洼地煤矿矿区交通位置图 1.2矿井建设情况 盘县石桥镇老洼地煤矿属技改矿井，生产规模30万吨年。可采煤层四层，从上到下分别为M3、M7、M9、M10煤层，煤层倾角20。，属缓倾斜煤层。采用平硐一斜井联合开拓，新掘主平硐、副斜井、进风行人斜井、回风斜井，以一个水平二个采区开拓全井田。新设计的采煤工作面布置在M3煤层中，采用走向长壁后退式采煤法。贵州工业大学勘察设计研究院于2004年月编制了贵州省盘县石桥镇老洼地煤矿开采方案设计，并由贵州省煤炭工业管路局（黔煤规字200449号)批准通过，后来扩界后重新进行设计变更，贵州冠中工程设计有限公司于2010年1月编制了贵州省盘县石桥镇老洼地煤矿开采方案设计（变更）；并由贵州省煤炭管理局予以备案（备案文号为061号）。1-3矿井开采设计简况1.3.1矿井设计简况主井工业广场选择在井田东部3号拐点附近，主平硐的硐口布置主井工业场地内。副井工业场地布置在井田东部的5号拐点附近，场地内布置有进风行人井、副斜井、回风斜井三个井口。采用平硐一斜井联合开拓方式，主平硐采用机轨合一，井筒内安设胶带运输机和铺设22kg/m钢轨。主平硐铺设SD-800/100/255型普通胶带运输机（长度965m，宽度800mm，电机功率255kw，电压660v）运输煤炭；副斜井选用JTPl600型矿用提升机（提升速度03.5m/s，最大拉力一40KN；配套电机功率：110kw、660V)提升矸石，运送材料、运；进风行人井专做进风和行人用；回风斜井安设主要通风机作专用回风；原煤通过胶带运输机运至工业场地，然后装车外运。主平硐井口坐标为：x=2835690，Y=35418284，z=+1747m，=811，=3。从玄武岩地层进入煤系地层与一水平井底车场连接。副斜井井口坐标为：x=2835436，Y=35447654，z=+1880，=105，=21。布置在M10煤层底板岩层中，主要作为运送人员、排矸、设备材料运输及进风等。进风行人井进口坐标：x=2835470，Y=35447652，Z=+18820.0，=105，=21。布置在M10煤层底板岩层中，采用锚喷支护。回风斜井井口坐标为：x=2835402，Y=35447655，z=+1880，=105，B=21。布置在M10煤层底板岩层中，采用锚喷支护；主要作为矿井的回风。将矿井划分为一个水平（+1750n水平）二个采区；是比较合符实际的。1.3.2目前矿井的井巷工程情况目前新系统正在建设之中，布置有2个掘进工作面：1172运输巷、1172回风巷；一个综采工作面1131综采工作面(尚未验收)。1131综采工作面已经形成。1.4地质特征及构造1.4.1地质特征矿区地层出露有二叠系下统茅口组(P2m)、二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3 p)、二叠系上统龙潭组(P31)、二叠系上统长兴组(P3c)、三叠系下统飞仙关组(T1f)及第四系(Q)地层。现由老至新分述如下：（1）二叠系下统茅口组（P2m）：出露于井田东南部外围。主要为浅灰色、灰色厚层灰岩，含白云质团块或白云岩，具缝合线构造，产腕足类、蜒等动物化石。顶部有厚约3米左右的红褐色硅质灰岩(硅质灰岩)，角砾结构，坚硬。厚度400500米。与上覆峨眉山玄武岩组呈假整合接触。（2）峨眉山玄武岩组(P3B)：分布于煤矿外东南一带、主要岩性为灰绿色玄武岩、拉斑玄武岩、暗绿色火山角砾及凝灰岩。厚240米左右。二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3 B)是龙潭组与茅口组问的隔水层。（3）二叠系上统龙潭组(P31)是区内含煤地层，厚200232米，平均厚216米左右，含煤34层，可采煤层4层。中上部为灰黄至深灰色薄一中厚层粘土岩夹粉砂岩、粉砂质粘土岩；底部为灰一深灰色中至厚层生物屑灰岩。一般为薄至中厚层夹粘土岩、炭质粘土岩及煤层组成。（4）二叠系上统长兴组(P3c)上二叠统长兴+大隆组(P3c+d)组：上部为深灰色、褐黑色薄至中厚层生物碎屑硅质岩夹深灰灰绿、绿色粘土化玻屑凝灰岩，厚06m；下部为浅灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶灰岩，断续含燧石结核、团块及条带。产个体较大的海相生物化石。厚1836m。（5）三叠系下统飞仙关组（T1f）三叠系下统飞仙关组（T1f）分布于矿区内东、西部，岩性主要为灰绿色、灰色、紫红色、灰紫色粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥灰岩等。厚484m。（6）第四系（Q）以残积、坡积的砂土、粘土及砾石组成。总厚010m。1.4.2地质构造本矿区区域上位于扬子准地台（I）上扬子台褶带（II）黔西南迭陷褶断束（III）的西部，位于盘关向斜东翼的西段，总体呈一单斜构造，地层走向北东30左右，倾向北西，倾角约20。地表未发现褶曲。矿井中部范围发育一条断层（F43），地层断距约20m，性质为逆断层。煤层中局部地段有断距为12米的小型断层，对煤层连续性破坏不大。综上所述，矿区内构造发育程度中等，构造复杂程度属中等复杂型。1.5煤层及煤质1.5.1煤层特征区内含煤地层为二叠系上统龙潭组(P31)，为浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产大量植物化石，见栉羊齿化石等。（1）含煤性矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组上部，含煤6层，其中矿井范围内可采煤层四层(M3、M7、M9、M10)，其中M9为局部可采煤层。含煤岩系总厚180200米，平均厚190米，含煤总厚7.30米，含煤率3.84%。（2）可采煤层矿区主要可采煤层为M3、M7、M9、M10层，由上到下叙述如下：1）M3煤层位于龙潭组上部，全层厚18m一268m，一般厚220m。上距长兴组底界约30米，层位及厚度稳定。矿区附近曾有老硐开采。煤层中常夹二层炭质粘土岩夹矸，夹矸厚0.050.24m。顶板：为粉砂岩与薄层状、透镜体状菱铁矿互层。底板：直接底板为灰色泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。2）M7煤层位于龙潭组上部，全层厚2.050.51米，一般厚1-21米，上距M3煤层34.41米，煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚0.070.25米。煤层层位较稳定，为区域主要可采煤层之一。项板：直接顶板为泥质粉砂岩，局部为粉砂质泥岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。底板：直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。3）M9煤层位于龙潭组上部，全层厚1.880.20米，一般厚0.79米，上距M7煤层50.1米，煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚0.010.35米。煤层层位较稳定，为区域内局部可采煤层之一。顶板：直接顶板为泥质粉砂岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。底板：直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。4）M10煤层位于龙潭组上部，全层厚278056米，一般厚127米，上距M9煤层36.72米，煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸，夹矸厚0.050.25米。煤层层位较稳定，为区域内主要可采煤层之一。顶板：直接顶板为泥质粉砂岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。底板：直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。矿区内主采煤层4层，为M3、M7、M9、M10煤层，主采煤层特征见表1-1-1。表1-1-1 主采煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）煤层倾角（）层间距（m）煤层容重（t/m3 ）煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板M3201.45简单较稳定粉砂岩和菱铁互层矿互层泥岩34.41M7201.45简单较稳定泥质粉砂岩粉砂质泥岩50.1M9201.45简单较稳定泥质粉砂岩粉砂质泥岩36.72M10201.45简单较稳定粉砂泥质岩、细砂岩泥岩、砂质泥岩1.5.2煤层特征（1）煤质煤层编号分析结果挥发份Vdaf（%）灰份AD 发热量（MJ/kg）硫（%）Std水分（%）Mad容重（t/m）M311.118.3734.40.391.911.45M710.519.4633.80.522.11.45M910.2421.033.60.422.041.45M109.7917.334.20.550.921.45根据上表各可采煤层的分析结果：M3、M7、M9、M10煤层属于低中灰分、特低至低硫、低磷、特高热值、中挥发份贫瘦煤，均可作为动力、化工及民用煤。煤种类：贫瘦煤（2）煤的利用方向本煤矿的煤适用于动力用煤及民用。（3）煤的风氧化带深度根据盘县石桥镇老洼地煤矿储量核实报告，煤的风氧化带深度为原详查勘探中在沿煤倾向掘进的探硐内，采集了一组系统风氧化带样品，根据化验结果确定为煤层露头以下垂深3045米。1.6瓦斯、煤尘爆炸性、煤炭自燃倾向性1.6.1瓦斯1.6.1.1鉴定情况根据贵州省煤炭局文件（黔煤行管字【2008】1504号）“六盘水市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告批复”结果，老洼地煤矿绝对瓦斯涌出量为10.8m/min，相对瓦斯涌出量为16.71m/t，高瓦斯矿井。1.6.1.2矿井瓦斯含量预测情况瓦斯预测分别计算开采首采面时(深度为216m)及二采区最下一个区段深度(深度为365m)。根据矿井的地质报告，该矿井煤层的煤层特征及煤质特征表见前面的叙述。本设计按采矿工程设计手册中给出的瓦斯涌出量预测经验公式进行计算：Wx =WY=;Wh=Wx+WY式中：Wx煤的瓦斯吸附量，m3tMt、Aad、Vdaf煤的水分、灰分、挥发分，。P瓦斯压力，MPa；P=（2.0310.13)H计算，H为垂深。参考国有大矿在垂深H=280m时，瓦斯压力为15Mpa，瓦斯梯度P/H=0.0070；老洼地煤矿在+1750m标高时的开采深度为265m，则此标高的瓦斯压力为P=1.75（280265）0.0070=1.65Mpa；在后期+1600m标高时的开采深度为365m，则此标高的瓦斯压力为P=1.75（280365）0.0070=2.72Mpa。en温度系数，（按20查设计手册表8-7-12取1/en值为0.690，其中，t为温度取20。）a=系数（a=2.4+0.21Vr）；b=系数（b=1-0.004Vr）；Wy=游离瓦斯量，m3/t；Fn=煤的孔隙率，%=煤的容重，t/m3Ky=相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查设计手册表8-7-14取1.06；Wh=瓦斯含量m3/t瓦斯含 量基础数据计算汇总表（开采+1750m标高）煤层编号M3M7M9M10煤厚2.201.210.791.27Wt（水分）1.912.102.041.92Aad（灰分）18.3719.462117.3Vdaf（挥发分）11.1110.510.249.79计算深度（H）265265265265瓦斯压力系数（2.0310.13）P（瓦斯压力）1.651.651.651.65t（温度系数）20202020n0.40.40.40.4en（温度系数）1.491.491.491.49a4.734.614.554.46b0.960.960.960.96Fy（孔隙容积）0.090.090.090.09Fn（煤的孔隙率）8.48.48.48.4y（煤的容重）1.51.51.51.5Ky（瓦斯压缩系数）1.041.041.041.04经过以上公式计算，该矿井煤层瓦斯含量见下表煤层编号M3M7M9M10Wx（吸附瓦斯）12.5212.0312.0013.02Wy（游离瓦斯）0.940.940.940.94Wh（瓦斯含量）13.4612.9712.9413.95根据上面的预测数据：该矿井瓦斯含量较高，瓦斯压力较大，具有煤与瓦斯突出危险性。1.6.2煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室于2010年8月23日提交的煤尘爆炸性鉴定报告，该煤矿M3号煤层煤炭火焰长度有60mm，抑制粉尘爆炸最低岩粉量34，鉴定结果为煤层有爆炸性。故该矿井按煤尘爆炸危险性进行设计与管理。1.6-3煤的白燃性根据贵州省煤田地质局实验室于2010年8月23日提交的煤炭白燃倾向性鉴定报告，该煤矿M3、M7号煤层自燃倾向性鉴定为第类不易燃煤层。M9、M10号煤层本次未作煤炭自燃倾向性鉴定。该矿井按类煤层管理。1.7煤与瓦斯突出该矿井属于技改矿井，在生产过程中未曾发生过煤与瓦斯突出事故，盘县矿区已发生多起煤与瓦斯突出事故（盘县矿区淤泥乡昌兴煤矿2010年的8月9日10点30分左右，发生煤与瓦斯突出事故。2005年12月24日23时12分，盘县响水煤矿发生煤与瓦斯突出事故）。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤矿管理局联合下发的黔安监管办字【2007】345号，关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，老洼地煤矿位于具有突出区域的盘江矿区。老洼地煤矿的突出危险性的可能性较大。1.8井田开采1.8.1矿井开采系统采用斜井，井田分一个水平二个采区，设计的开拓方式简述如下：主平硐在1747m标高以811的方位角从M10煤层底板向M10煤层的方向穿过茅口组直接到峨眉山玄武岩组基岩中，采用半圆拱锚喷支护。副斜井、进风行人斜井和回风斜井沿煤层的倾斜方向布置在M10煤层底板的基岩之中，采用半圆拱锚喷支护。采用石门分别将运输顺槽、回风顺槽和副斜井、进风行人斜井和回风斜井相连。设计的首采工作面布置在M3煤层之中的1131采面，准备工作面为1172采面。通风方式：中央并列式排水方式：开采一采区时（+1750标高以上），采用自流。后期开采二采区时水仓及泵房设置在+1600m标高，采用机械排水。1.8.2井筒（1）主平硐主要担负煤炭运输任务，同时担任进风、行人。主平硐部长约950m左右，坡度为3，净断面11.55m2，掘进断面12.44m2，锚网喷支护（表土层砌碹）。（2）副斜井主要负责设备、材料及矸石的运输任务，同时担任进风、敷设管线任务。副斜井部长362.8m左右，倾角21，净断面11.55m2，掘进断面12.44m2，锚网喷支护（表土层砌碹），井筒内设人行台阶及扶手。（4）通风行人斜井主要作为通风和行人等，布置在M10煤层底板的基岩之中，全长368.2m，倾角21，净断面11.55m2，掘进断面12.44m2，采用锚喷支护。（3）回风斜井回风斜井作专用回风之用。回风斜井布置在M10煤层底板的基岩之中，坡度21，全长3682m，净断面1291m2。，掘进断面13.85m2。锚网喷支护(表土层、破碎段砌碹)。1.8.3硐室变电所：设置在+1750m标高，采用10kv高压入井。水泵房：后期在井底+1600m标高设置水泵房。消防材料库：布置在主平硐和副斜井连接处的+1750m标高。1.8.4水平划分根据矿区煤层赋存情况，原设计沿煤层的倾斜方向的中部划分为一个水平（+1750m水平）。1.8.5采区划分原设计的采区划分是根据煤层的倾斜方向来划分的，即+1750m标高以上为一采区，+1750m标高以下为二采区。1.8.6大巷布置主平硐为全矿服务，采用平硐一斜井联合开拓，采用石门将运输顺槽、回风顺槽直接和回风斜井、副斜井、进风行人斜井相连，不设运输大巷和回风大巷。1.8.7开采顺序（1）采区间的开采顺序采区间的开采顺序为一采区、二采区。（2）采区内的开采顺序区段间的开采顺序采区内划分为区段，区段间的开采顺序为下行式。煤层间的开采顺序同一区段内煤层间的开采顺序为下行式，即依次为M3、M7、M9、M10煤层。工作面的推进方式工作面为走向长壁后退式，即由采区边界向采区上下山方向推进。1.8.8目前的井巷工程完成情况目前：主平硐、副斜井、进风行人井、回风斜井全部按设计完工。1.8.9采煤方法采用综采，全部垮落法管理顶板，采面采用掩护式支架配合单体液压支柱支护采面。设计布置有一个采煤工作面（1131采面）和两个掘进工作面（1172运输巷和1172回风巷）。1.8.10矿井通风设备主扇：型号为FBCDZN026，功率为2355kw(两台)。局扇：FBDN0.8.0/245KW；功率：245Kw。共有4台。 1.8.11瓦斯抽放设备矿井装备永久高、低负压2BEC620-1型水环真空泵各两台。低负压瓦斯抽放泵用于采煤工作面的上巷及采空区抽采，电机功率为315KW，抽采能力为275m/min。高负压抽放泵用于掘进巷道（煤巷、石门等）的抽采，电机功率为355KW，抽采能力为290m/min。2煤与瓦斯突出预兆在井下采掘过程中，煤与岩石常常一瞬间被从煤体中抛出，并喷出大量瓦斯，这种现象叫煤与瓦斯突出，简称为突出。煤与瓦斯突出事故不仅会造成采掘工作面和通风系统的破坏，同时大量煤与瓦斯以极快的速度喷出，还可能会充塞巷道，造成人员窒息和瓦斯爆炸、燃烧及煤（岩）埋人事故。煤与瓦斯突出前，一般都有预兆，没有预兆的突出极少。归纳起来分有声预兆和无声预兆。2.1有声预兆1）响煤炮。在煤层内发出像机关枪、炮击声。由于条件不同，声音大小、间隔时间也不相同。2）突然压力增大。支柱来劲，发出咔咔的响声，或发出劈裂折断的响声，手摸煤壁能感到冲击和震动；有煤岩层的破裂声；有时会听到气体穿过含水裂缝时的“吱吱”声等。2.2无声预兆1）压力增大。预板来压，片帮、掉碴、煤壁向外鼓，煤岩自行剥落。2）煤层发生变化。层理紊乱、变软，暗淡无光，煤层粉碎，煤质干燥。3）瓦斯及温度变化。瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，气味异常，发闷，打钻时喷煤、喷瓦斯，煤壁发冷，气温下降等。应当指出的是，上述预兆，并不是在每次突出之前都同时出现，而是仅仅出现一种或几种。2.3防突要求本矿在建设过程中未曾发生过煤与瓦斯突出，为了有效防止煤与瓦斯突出事故，针对石桥镇老洼地煤矿特制定防治煤与瓦斯突出的管理措施。本措施针对石桥镇老洼地煤矿的具体现状，从防突机构人员的配备、防突管理制度以及防突设备仪表的装备等来完善本矿安全生产系统，适当调整采掘生产布置。3.矿井防治煤与瓦斯突出管理机构及人员配置为了搞好矿井瓦斯的综合治理，必须建立一个可靠的防治煤与瓦斯突出机构，这样才能开展防突的各项工作，才能预防瓦斯事故的发生，真正做到防范于未然的目的。因此石桥镇老洼地煤矿应成立相应的兼职防突机构，负责全面的防突管理工作，防突机构主要组成人员为：矿长、总工程师、分管安全生产副矿长、防突队（防突预报）及相关生产技术、通风安全等人员。根据盘县石桥镇老洼地煤矿文件矿井防治煤与瓦斯突出领导由下列人员组成：组 长：张 辉副组长：张 茂 骆科荣成 员：韩应康 尤新华 杨飞 张登千 骆奎 李江波具体职责见下表。表31 防治煤与瓦斯突出机构岗位职责表序 号岗位职责职位人数1总指挥矿长12技术负责、措施计划审批、实施总工程师13安全监督安全矿长14机电设备防爆监督检查机电矿长15预测预报、效果检验防突检验员36防突工程及设施施工防突队67电气、监控、抽放、防突设备安装维护电钳工18瓦斯监测监控室监控员39设备材料、仪器仪表的购置后勤矿长110仪器仪表发放、维修维修员3小计204.防突责任制 （1）矿长是安全生产的第一责任者，对防治煤与瓦斯突出的管理工作全面负责，应对防突工作定期督促、检查；及时解决防治突出所需的人、财、物，保证防治突出工作的顺利实施。（2）煤矿分管生产的矿长负责采掘工作面回采或掘进过程中防治煤与瓦斯突出。负责监督、检查防突措施的贯彻落实。 （3）煤矿分管安全的副矿长负责防突措施的监督检查，参与防突专项设计、防突措施的审查，负责组织突出事故的追查处理；其他煤矿的副职对分管范围的防突工作负责。 （4）矿井工程师或技术负责人的责任1）突出矿井必须设立煤与瓦斯突出管理的技术体系。矿井必须有工程师或技术负责人对煤与瓦斯突出技术业务管理全面负责；防突专业技术人员对防突技术管理负责，防突机构对煤与瓦斯突出技术资料、台帐等管理负责。2）负责组织编制、审批、实施防突工作规划、计划和措施；并检查其执行情况。3）组织编制新矿井、新水平、新采区、石门揭煤关于煤与瓦斯突出的专项设计，以及灾害预防与处理计划。4）组织对防突技术难题的攻关，矿井瓦斯管理各类技术基础参数的考察。5）定期对防突措施的落实情况进行检查，督促有关业务部门认真执行防突责任制。6）矿井采掘工程师在开采设计和安排采掘部署时，必须考虑有利于煤与瓦斯突出的防治；安排生产计划时，必须将突出防治的措施计划纳入生产计划一并管理；检查采掘生产的同时应检查防突措施的执行情况。7）矿井分管通风瓦斯的工程师协助矿总工程师组织编制、审查、检查防突工作规划、计划和措施；完成总工程师交办的防治煤与瓦斯突出的所有工作；总工程师外出时，承担总工程师所承担的防突责任。5防突技术措施该矿井属于技改矿井，在生产过程中未发生过煤与瓦斯突出事故，但是在111运输石门揭M3煤层过程中发生动力现象。因此，必须采取区域综合防突措施和局部综合防突措施：根据防治煤与瓦斯突出规定附录E：防治煤与瓦斯突出基本流程见下图：92 4.1区域性防突区域综合防突措施包括下列内容：1、区域突出危险性预测；2、区域防突措施（包括开采保护层和预抽煤层瓦斯）；3、区域措施效果检验；4、区域验证。4.1.1区域突出危险性预测根据防治没有瓦斯突出规定：老洼地煤矿的区域突出危险性预测按煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法进行：1、根据煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律进行预测该矿井可采煤层共4层，从上到下分别为M3、M7、M9和M10煤层，煤层厚度为薄一中厚煤层，最厚2.2m，煤层的埋藏深度最大为365m左右，矿区范围内的可采煤层属于低中灰分、特低至低硫、低磷、特高热值、中挥发份贫瘦煤，均可作为动力、化工及民用煤。老洼地煤矿位于位于扬子准地台（I）上扬子台褶带（II）黔西南迭陷褶断束（III）的西部，位于盘关向斜东翼的西段，总体呈一单斜构造，地层走向北东30。左右，倾向北西，倾角约20。地表未发现褶曲。矿井中部范围发育一条断层（F43），地层断距约20m，性质为逆断层。煤层中局部地段有断距为12米的小型断层，对煤层连续性破坏不大。矿区范围内在开时未发生煤与瓦斯突出事故，但是，和石桥镇相距较近的搬县响水煤矿2005年12月24日23时12分发生煤与瓦斯突出事故。23时20分突出的瓦斯冲出井口后扩散，遇地而火源引起瓦斯燃烧，事故造成12人遇难，直接经济损失：354.6万元。突出煤量2500吨，突出瓦斯约110万m。根据上面的分析，该矿区范围内的可采煤层具有突出危险性。根据煤层瓦斯压力P和瓦斯含量w进行预测。根据防突规定：如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量w进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表352预测。表352根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P0.74W8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区根据预测，M3煤层瓦斯含量为1346m3/t，M7煤层瓦斯含量为12.97 m3/t，M9煤层瓦斯含量为12.94 m3/t，M10煤层瓦斯含量为13.95 m3/t；瓦斯压力P=1.65Mpa。依据上表的临界值，该矿区范围内的可采煤层危险性较大。瓦斯压力测定钻孔的封孔方法及瓦斯压力的测定方法见本章的相关内容。3、采用综合指标法采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，应由工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层瓦斯压力P。近距离煤层群的层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层的综合瓦斯压力。测压钻孔在每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f，把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度p，则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。综合指标D、K的计算公式为：D= （1） （2）式中D工作面突出危险性的综合指标；K工作面突出危险性的综合指标；H煤层埋藏深度，m；P煤层瓦斯压力，取各个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；p一软分层煤的瓦斯放散初速度；f一软分层煤的坚固性系数。各煤层石门揭煤工作面突出预测综合指标D、K的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表353所列的临界值进行预测。当测定的综合指标D、K都小于临界值，或者指标K小于临界值且式（1）中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其他异常情况，该工作面即为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。表353石门揭煤工作面突出危险性预测综合指标D、K参考临界值综合指标（D）综合指标（K）无烟煤其它煤种0.252015该矿井在M3煤层的采掘过程中曾发生过动力现象，出现过煤与瓦斯突出征兆。因此，该矿井必须严格按照煤与瓦斯突出矿井进行管理。4.1.2区域防突措施4.1.2.1开拓开采设计方面的防突措施l、突出矿井有关规定（1）根据煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定等有关规程、规范、文件、规定：（2）有突出危险的技改矿井及突出矿井的新水平、新采区，必须编制防突专项设计。设计应当包括开拓方式、煤层开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施(设备)、区域综合防突措施和局部综合防突措施等内容。（3）突出矿井新水平、新采区移交生产前，必须经当地人民政府煤矿安全监管部门按管理权限组织防突专项验收；未通过验收的不得移交生产。（4）突出矿井必须建立满足防突工作要求的地面永久瓦斯抽采系统。本设计建立地面集中瓦斯抽放泵站，设置高、低负压抽放系统。（5）技改矿井的煤层突出危险性根据地质勘探部门提供的基础资料，由国家煤矿安全监察局授权单位鉴定，报省（自治区、直辖市）负责煤炭行业管理的部门审批。新井建设期间必须根据揭穿各煤层的实际情况重新验证煤层的突出危险性，经验证与所定的煤层突出危险性不符时，由煤矿企业提出报告，报原审批部门审批。（6）突出矿井在编制年度、季度、月生产建设计划的同时，必须编制防治突出措施计划。（7）开采突出煤层时，必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施。（8）煤矿企业应掌握突出动态和规律、填写突出卡片、积累资料、总结经验教训、制定防治突出措施，在每年第一季度内，将上年度的突出资料报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门和全国突出档案室。（9）突出矿井必须及时编制矿井瓦斯地质图，图中应标明采掘进度、被保护范围、煤层赋存条件、地质构造、突出点的位置、突出强发、瓦斯基本参数等，作为突出危险性区域预测和制定防治突出措施的依据。（10）在突出煤层顶底板掘进岩巷时，必须定期验证地质资料，及时掌握施工动态和围岩变化情况，防止误穿突出煤层。（11）开采突出煤层时，每个采掘工作面的专职瓦斯检查工必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，瓦斯检查工有权停止工作面作业，并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出、报告矿调度室。（12）突出煤层中的突出危险区、突出威胁区，严禁采用放顶煤采煤法、水力采煤法、非正规采煤法采煤。（13）突出煤层中的突出危险区、突出威胁区的采掘工作面严禁使用风镐作业。（14）有突出危险的采掘工作面爆破落煤前，所有不装药的眼、孔都应用不燃性材料充填，充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。（15）对采用直径大于120mm钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体中形成的孔洞，在爆破前应严密封闭孔口，孔内注满水、砂或填土。（16）突出矿井的入井人员必须随身携带隔离式自救器。（17）煤（岩）与瓦斯突出矿井井下进行电焊、气焊和喷灯焊接时，必须停止突出煤层的掘进、回采、钻孔、支护以及其他所有扰动突出煤层的作业。2、开拓开采布置方面的防突措施（1）开拓方式设计开拓方式为平硐一斜井联合开拓。初期井筒数目共4条，分别为主平硐、副斜井、进风行人斜井及回风斜井。主平硐布置在M10煤层底板的基岩中、副斜井、进风行人斜井和回风斜井沿煤层的倾斜方向布置在M10煤层底板的基岩之中，其它的井巷也布置在基岩和非突煤层之中。（2）开采顺序1）煤层开采顺序该矿井的可采煤层共四层，从上之下分别为M3、M7、M9、M10煤层，煤层之间采用下行式开采，在同一个标高上M3煤层开采后依次开采M7、M9和M10煤层。2）采区内区段间的开采顺序采区内采用区段下行式开采，首采区段(1131采面)由于离地表较近，瓦斯得到了一定的释放，瓦斯涌出和突出危险性较小，分析认为是合理的。（3）采煤方法设计采用走向长壁后退式采煤法。突出煤层的采掘作业应当符合以下规定：1）掘进工作面与煤层巷道交叉贯通前，被贯通的煤层巷道必须超过贯通位置，其超前距不得小于5m，并且贯通点周围10m内的巷道应加强支护。在掘进工作面与被贯通巷道距离小于60m的作业期间，被贯通巷道内不得安排作业，并保持正常通风，且在放炮时不得有人。2）煤、半煤岩炮掘和炮采工作面，使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药(二氧化碳突出煤层除外)。3）突出煤层的任何区域的任何工作面进行揭煤和采掘作业前，必须采取安全防护措施。4）在同一突出煤层正在采掘的工作面应力集中范围内，不得安排其他工作面进行回采或者掘进。具体范围由矿技术负责人确定，但不得小于30m。突出煤层的掘进工作面应当避开邻近煤层采煤工作面的应力集中范围。在突出煤层的煤巷中安装、更换、维修或回收支架时，必须采取预防煤体垮落而引起突出的措施。（4）开拓、采区巷道布置1）该矿井的开采方案设计的井筒及主要巷道均布置在基岩之中，基本符合防突要求。但是采掘工作面的运输顺槽、回风顺槽均采用石门和副斜井、进风行人斜井及回风斜井相连，严格按防治煤与瓦斯突出的要求中采取石门掘煤防突措施进行。根据防治煤与瓦斯实出规定“所有突出煤层外的掘进巷道（包括钻场等）距离突出煤层的最小法向距离小于10m时(在地质构造破坏带为小于20m时)，必须边探边掘，确保最小法向距离不小于5m”；根据黔府办200883号文规定“距突出煤层法线距离小于20米的掘进巷道，必须采取消突措施并采取措施严格控制突出煤层层位和地质构造，防止瓦斯异常涌出或误穿突出煤层。”因此副斜井、进风行人斜井、回风斜井（二采区的运输下山、轨道下山、回风下山）施工过程中均必须严格执行“四位一体”综合防突措施，经过效果检验消突后向前掘进，并每隔20m向M10煤层打钻孔控制上山层位与M10煤层之间的距离（保证不小于10m），同时要加强地质编录工作，防止揭穿煤层、煤线和构造诱发突出。2）尽量减少井巷揭穿突出煤层的次数：除石门外，其余开拓、准备巷道均未采用穿层布置，尽量减少了井巷揭煤次数。3）井巷揭穿突出煤层的地点应当合理避开地质构造破坏带。4）突出煤层的巷道优先布置在被保护区域或其他卸压区域：设计一采区的首采工作面上区段及其上部为采空区，首采区段瓦斯均得到一定程度的卸压和释放。5）在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内，不得布置2个工作面相向回采或掘进。突出煤层的掘进工作面，应避开本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中范围：本设计采区双翼布置，采、掘面分别位于上山两翼，不存在相向进行。（5）回采巷道及顶板管理设计工作面顺槽为单巷布置，沿穿掘巷，采用全部垮落法管理顶板，不留煤柱支撑，尽量避免了应力集中。（6）通风通风方式：分区式。通风方法：矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面采用u型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。本设计中开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、采区巷道布置、回采面布置和通风方式、通风系统均按煤与瓦斯突出矿井设计，符合防突要求。通风方式为抽出式，采区有独立的进回风系统，工作面u型通风，掘进工作面局部通风机压入式通风，采面、掘进面均独立通风。突出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。4.1.2.2煤层注水防突采煤工作面应采取煤层注水防突措施，有下列情况之一的除外：1.围岩有严重吸水膨胀性质、注水后易造成顶板垮塌或底板变形，或者地质情况复杂、顶板破坏严重，注水后影响采煤安全的煤层；2.注水后会影响采煤安全或造成劳动条件恶化的薄煤层；3.原有自然水分或防灭火灌浆后水分大于4的煤层；4.孔隙率小于4的煤层；5.煤层很松软、破碎，打钻孔时易塌孔、难成孔的煤层；6.采用下行垮落法开采近距离煤层群或分层开采厚煤层，上层或上分层的采空区采取灌水防尘措施时的下一层或下一分层。本矿井暂不考虑煤层注水，主要理由有：i、煤层顶底板岩性较差该矿主采煤层煤层M3煤层顶板为粉砂岩与薄层状、透镜体状菱铁矿互层。底板为直接底板为灰色泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。M7煤层直接顶板为泥质粉砂岩，局部为粉砂质泥岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定项板。直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。M9煤层直接顶板为泥质粉砂岩，强搜低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。M10煤层直接顶板为泥质粉砂岩，强度低，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。直接底板为粉砂质泥岩，强度低，遇水易膨胀、软化，表现为底鼓现象，为不稳定底板。总体上来说顶板稳固性一般，易发生冒顶现象。煤层底板较软，注水后导致项底板岩石强度大幅度降低，易造成冒项或底板变形，遇水易产生膨胀而出现“底臌”现象，符合煤矿安全规程第一百五十四条的规定。本设计不考虑煤层注水防突。ii、注水钻孔施工不便本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，必须考虑保护层瓦斯预抽，注水钻孔与瓦斯抽放钻孔在施工上互相冲突，煤层注水后影响瓦斯抽放效果。因本矿井煤层项底板岩性较差，注水后顶底板有严重吸水膨胀性，易造成项板垮塌或底板变形，同时考虑到煤层含水率不低，注水钻孔与抽放钻孔冲突，因此，设计不考虑煤层注水。4.1.2.3开采保护层I、保护层选择本矿井可采煤层四层，分别是M3、M7、M9、M10煤层，四层煤的相互间距为34.41m、50.1m和36.72m，煤层间距比较小，根据矿区范围煤层的露头情况、煤层顶底板围岩情况以及煤岩的产状，适合将M3、M7、M9、M10煤层联合开采；、保护范围确定 保护层开采时，采空区内不得留有煤（岩）柱，特殊情况须留煤（岩）柱时，应经过市煤炭局批准，并将煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上，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。保护层有效保护范围的确定一般应依据矿井实测资料进行，由于缺乏实测参数，这里仅按照经验方法进行预测。 i、保护层与被保护层之间的有效垂距按经验，在一定的地质条件和开采条件下，保护层的作用效果随层间距加大而减小，达到某一临界距离后，保护作用基本消失。我国确定的保护层与被保护层之间的有效垂距见表413。表413保护层与被保护层之间的有效垂距煤层类型最大有效垂距（m）上保护层下保护层急缓倾斜煤层6080缓倾斜和缓倾斜煤层50100ii、沿走向的解放范围（1）正在开采的保护层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。本防突设计上下煤层采掘工作面不在采区同一翼进行，因此不存在此问题。（2）若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分，则该保护层采煤工