矿井延伸防突设计(修编)

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1、河南煤业化工集团鹤煤公司第六煤矿三水平延深防突设计（修编）说 明 书鹤煤公司六矿二九年九月鹤壁煤电股份有限公司第六煤矿三水平延深防突设计（修编）说 明 书 编 制：牛现伟审 核：总工程师：鹤煤公司六矿二九年九月目 录前 言1第一章 地质概况5第一节 地质构造5第二节 煤层情况8第三节 瓦斯地质9第四节 对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题10第二章 三水平开拓及开采方式12第一节 开拓方式及开采顺序12第二节 采区巷道布置及采煤方法13第三节 供电及通讯14第三章 矿井通风16第一节 概 况16第二节 矿井通风17第四章 防突设计23第一节区域综合防突措施23第二节 局部综合防突措施28

2、第五章 矿井安全监测监控45第一节 概 述45第二节 监测地点的确定46第三节 井下各类传感器装备量47第五章 突出事故处理预案48第一节 突出特点48第二节 突出事故处理预案49第三节 矿井救护52前 言根据新实行防治煤与瓦斯突出规定，原有防突设计已不符合现行规定要求，因此对2003年4月鹤煤公司设计处编制的六矿三水平延伸防突设计进行修编。六矿井位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。地理位置为：东径11410371141328，北纬355249355823。煤矿东距京广铁路17km，北距安阳李珍铁路20km，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安

3、阳、汤阴均有公路相通，交通便利。六矿1964年投产，设计生产能力为75万t/a，经改扩建后，生产能力提高到120万t/a，核定生产能力130万t/a，目前生产水平为二水平，标高为-300m， 三水平处于开拓延伸中。一、设计依据1、2003年4月鹤煤公司设计处编制的六矿三水平防突设计；2、六矿地质、通风、机电、设计等相关资料；3、2009年8月1日实施的防治煤与瓦斯突出规定。二、设计的指导思想认真贯彻执行防治煤与瓦斯突出规定要求，防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则，做到突出矿井采掘工作“不掘突出头，不采突出面”。区域综合防突措施包括：1、区域突出危险性预测；2、区域防突措施；3

4、、区域措施效果检验；4、区域验证。局部综合防突措施包括：1、工作面突出危险性预测；2、工作面防突措施；3、工作面措施效果检验；4、安全防护措施。我矿三水平执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下：区域防突措施执行安全防护措施后采掘作业工作面防突措施执行安全防护措施后采掘作业工作面措施效果检验工作面预测区域措施效果检验每掘10到50m进行区域验证坚持“安全第一，预防为主”的方针，结合本矿井的地质特点及设计情况，全面分析矿井建设与生产的安全技术条件，合理确定本矿井的安全技术装备标准，提出切实可行的安全生产技术措施和安全设施。真正做到为今后的安全施工和生产创造良好的条件，为职工的生命安全及矿井的生

5、产管理提供可靠的安全保障。三、编制内容依据的法律、条例、规程、规范1、中华人民共和国煤炭法2、中华人民共和国矿山安全法3、煤矿安全监察条例4、煤矿安全规程5、煤炭工业设计规范6、矿井通风安全监测装置使用管理规定7、防治煤与瓦斯突出规定三、设计的主要特点及安全评价1、矿井通风系统为混合抽出式，主井、新副井、老副井、中央风井进风，小庄风井、东风井回风，两个风井均设有返风道，矿井通风系统比较复杂。2、六矿井属煤与瓦斯突出矿井，矿井建有安全监测系统，井下各工作地点配置了相关的安全仪器，能够对各作业地点进行监测、监控，避免瓦斯爆炸事故的发生。根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，设计对危害六矿安全生

6、产的各种因素进行了详细的分析研究，提出了相应的安全防治技术措施，尤其对可能造成重大灾害的瓦斯、煤尘等提出了重点的防范措施，贯彻以“预防为主，防治结合”的安全方针，矿井在施工和生产时要严格安全生产管理，充分利用掌握好各种设备，在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。四、编制内容依据的法律、条例、规程、规范1、中华人民共和国煤炭法2、煤矿安全法3、煤矿安全监察条例4、煤矿安全规程5、煤炭工业设计规范6、矿井通风安全监测装置使用管理规定7、防治煤与瓦斯突出规定第一章 地质概况第一节 地质构造六矿位于鹤壁煤田东部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向E，倾角038，一般为20左右的单斜构造。主要构造形

7、迹为轴向近EW、向E倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近SN、NE向的小型背、向斜相复合和NE、NNE向正断层。一、断层本区内井田总体构造为单斜形态，煤层走向NNW，倾向SE，一般在20左右。在总体单斜的基础上，亦发育一些宽缓褶曲，断层较为发育，多为高角度断层，断层走向多呈NW向，平行或雁形排列，并有成组出现的规律，如F44、6F9、F40、F46等。-450-600m间控制断层11条，其中由浅部延伸而来4条，新发现7条（断层特征见表）。二、褶曲 六矿井田主体呈单斜形态，亦发育着宽缓的褶曲。总体看来，南翼走向相对比北翼平稳，深部较浅部褶曲宽缓简单，主要褶曲分析如下： 1、张庄向斜：轴向近EW转

8、NE向，从浅部一直延伸到深部，是六、八矿的边界，浅部由77-37、876-13孔控制，深部由687-1、687-3孔控制，工作面也有揭露，两翼倾角2025，宽度为400800m。 2、682-11背斜：位于六矿南部，轴向近EW，两翼倾角2128，宽度为400600m，延伸到深部。浅部由72-2、682-8、682-11孔控制，深部轴线由2-2孔控制，工作面也有揭露。450m-600m间断层特征表序号断层名称断层位置走向倾向倾角落差（m）断 层走向长（m）断层性质断 层控制程度1F40三水平北翼N20ENW29075150-5505000正断层由大77、大40、后7等十几个钻孔控制2F40-4三

9、水平北翼N46ENW3166015-501200正断层由14-2、687-21两个孔控制36F9-2三水平东翼N20-30ENW60-7020-301275正断层由682-14、682-10、876-7等孔控制46F15-1三水平东翼N72ENW1627030-501200正断层由682-12、686-17、687-8等孔控制56F15-2三水平东翼N35ENW3057040600正断层由70-10、687-8等孔控制66F7三水平东翼N60ESE15060501600正断层由676-31、672-12、670-18等孔控制76F5三水平东翼N80ESE1707540600正断层由670-5、

10、670-19等孔控制86F11三水平北翼N18ENW7010-24510正断层由675-15、686-5两个孔控制96F12三水平北翼N50ENW32060301500正断层由677-14、12-19、677-13等孔控制106F13三水平北翼N55ENW50-6010-20300正断层由10-1、687-16两个孔控制116F14三水平北翼N55ENW50-6010-20820正断层由687-19孔控制 3、611-14682-4向斜：轴向近EW，轴线大致位于64-1、676-4、671-14、682-4连线上，浅部紧密，深部宽缓，两翼倾角上部为2025、下部为1012，并有工作面揭露，深部

11、轴线由687-6孔控制。4、675-8背斜：轴向NE，轴线位于675-8、677-18、13-24连线上，浅部有工作面揭露，南翼倾角26，宽度为400m，深部因应力集中，发育了6F12断层。5、75-7向斜：轴向NE，轴线位于675-7、677-15、687-17连线上，过F46后转为NNE向，浅部有工作面揭露，南翼倾角为23（两翼较缓），宽度为400800m，深部由687-17等孔控制。 6、676-32向斜：轴向NW，轴线位于672-12、676-32、675-1、676-11、676-2、677-15、675-2、676-37、668-11连线上，至中央轨道下山消失，两翼倾角上部为202

12、2、下部为1315，宽度为300350m。 7、677-20背斜：轴向NW和676-2向斜平行，轴线在677-6、677-10、677-16、677-12连线上，向东南倾伏，至后12孔消失，两翼倾角为1520，宽度为300350m。从全矿范围来看，浅部褶曲比较复杂，发育了交叉的两组褶曲，即NE向和NW向。在两组褶曲相交处，出现了一些特殊构造，如背斜与背斜相交处形成穹隆；向斜与向斜相交成构造盆地；向斜与背斜相交处形成鞍壮构造，由于F46断层，使这些特殊构造表现不明显。矿区深部补勘区褶皱比较简单，只用NE向一组褶曲，也较为宽缓。第二节 煤层情况一、煤层本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、

13、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二1为主要可采煤层，其次为太原组一 1 1 煤层局部可采，现分别详述如下：二1煤：位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细中粗砂岩；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石碳砂岩。二1煤煤厚0.7217.5m，平均厚度7.48m。黑色，强玻璃金刚光泽，以粉状、碎块状煤为主，夹少量块状煤。一 1 1 煤：位于山西组的底部，层位稳定，其顶板为太原组下部的L1石灰岩，底板为中石炭统本溪组铝质泥岩。一 1 1 煤煤厚02.00m，平均厚度1.35m，为局部可采煤层，偶含12层夹矸，该煤层厚度变化大，属不

14、稳定煤层。该煤为黑色，具有金刚光泽，粉粒状及块状，有参差状断口，含较多的黄铁矿结核、透镜体及散晶。二、煤质本区二1煤灰分产率为7.7033.38%，平均为18.34%，瘦煤区灰分产率为11.1517.61%，属低、中灰分煤；全硫含量为0.210.62%，平均0.35%，属特低硫煤；含磷量为0.0160.030%，平均0.024%，属低磷煤；该煤可作炼焦配煤、动力用煤和炼制型焦的原料。本区一 1 1 煤灰分产率为15.3433.66%，平均为22.94%，属中灰分煤；全硫含量为1.665.23%，平均2.96%，属中高硫煤；含磷量为0.0080.110%，平均0.057%，属中磷煤；根据我国环保

15、有关规定，应在降灰、脱硫后使用，该煤可作合成氮肥、动力用煤或民用燃料。三、煤尘及煤的自燃性1、煤尘据六矿及相邻煤矿煤尘爆炸性测定，二1煤具有爆炸危险性，其爆炸性火焰长度为555mm，抑制爆炸的最低岩粉量为4570%；根据鹤壁一矿资料，一 1 1 煤属爆炸危险性煤层，其爆炸火焰长度为520mm，抑制爆炸的最低岩粉量为30%，均属有爆炸危险性煤层。2、煤的自燃倾向六矿二1煤为贫瘦煤和瘦煤，以往未进行煤的自燃倾向测定，椐本矿采掘资料显示，井下煤层曾发生过自燃，发火期为92157个月，属易自燃发火煤层；一 1 1 煤为贫煤，据121孔取样测定资料，还原样与氧化样的着火点之差T为51，属易自燃发火煤层，

16、自燃发火期为46个月。 第三节 瓦斯地质一、瓦斯根据矿井地质报告，六矿从1964年投产至1969年，绝对瓦斯涌出量为16.3245.95m3/min，相对瓦斯涌出量14.6429.43m3/t，矿井瓦斯等级为高沼气矿井。19702009年，绝对瓦斯涌出量为19.6379.82m3/min，相对瓦斯涌出量12.5542.60m3/t，并先后发生33次煤与瓦斯突出和3次瓦斯爆炸事故，突出最大煤量398.4t，突出最大瓦斯量50052m3，矿井目前矿井瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿井。六矿二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜轴

17、部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作，防患于未然。二、瓦斯压力由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作面（标高-300m），瓦斯压力为1.1Mpa；北翼专用回风巷三横川（标高-360m），瓦斯压力1.6Mpa。已远远超出突出临界值0.74Mpa。三、煤层透气性本井田煤层透气性系数为0.0120.018m2/atm2d，百米钻孔自然瓦斯涌出量为0.02m3/100mmin，瓦斯抽放困难。四、坚固性系数在突出点附近煤的坚固性系数f仅为0.250.35，而在煤层的正常区段坚固性系数f0.6，在突出点前后的10m区域，煤层变软，f值变小。第四节 对矿井

18、地质勘探安全条件资料的评价及存在问题第六煤矿矿井地质报告河南省煤炭工业局豫煤行200270号予以批准，可作为今后矿井生产的依据。矿方在以后的生产过程中应注意以下几个方面的问题：1、断层影响带如裂隙带、次级裂隙带一般不太引人注意，易发生突水，对矿井造成危害，在以后的开采时应特别引起注意。2、封闭不良或未封闭的钻孔导水也是矿井开采的一大危害，它往往成为沟通含水层的通道。因此深部新一水平其它原老钻孔的揭露层位、部位，封闭情况等都要引起注意。3、作为矿井涌水量最具随机性的成分是奥陶系水量和采空区的水，它们具有来水量大和破坏性大的特点，开采时应慎重对待，尤其重视触及奥陶系含水层的断层富水带的新一水平初次

19、突水。建立奥灰长观孔是掌握其动态的唯一途径，因此，应完善该观测系统。4、本区二1煤为具突出危险煤层。大部分断层的结构面由于属压扭性，构成了煤层瓦斯运移的阻气边界，从而使其附近瓦斯聚集，含量较高，压力较大，开采中瓦斯动力现象增多，特别是小断层附近，大断层的尖灭端，地层产状变化和向斜轴部附近等地带，煤层瓦斯含量较高，瓦斯压力大，煤体坚固性系数低，煤与瓦斯突出的危险性较大，应加强通风管理和瓦斯检测工作，防患于未然。5、六矿北部钻探工作量少，煤层埋藏较深，勘探程度较低。为能确保煤矿生产的高产高效，建议在深部采区增加勘探工作量，切实查明构造形态及煤层赋存状态。特别是对将要动用的采区，应进行三维地震勘探，

20、以了解小构造的发育情况。第二章 三水平开拓及开采方式第一节 开拓方式及开采顺序一、延深范围东：以-800等高线为界；西：以-450等高线为界 ；南：到六矿、八矿边界；北：到六、五矿和六、三矿边界。二、设计生产能力及服务年限设计生产能力：120万t/a矿井服务年限：T=Zk/AK=9097.81201.4=54年三水平服务年限T=61091201.4=36年式中：T计算服务年限，年；Zk可采储量，万吨；A年产量，万吨；K储量备用系数。工作制度：按矿井设计规范规定，年工作制度300天，每天三班作业，每天净提升时间14小时。三、开拓方式矿井采用立井、暗斜井多水平开拓，二水平标高-300m，三水平标高

21、-600m。暗斜井：均为煤层底板岩巷，皮带暗斜井倾角320，斜长1766m，选用带宽1000mm皮带运煤。轨道暗斜井倾角19，斜长930m，选用2.5mm单筒提升绞车。水平大巷：皮带、轨道暗斜井落底到-600水平，在-600水平布置三水平大巷，做井底车场及相应硐室，大巷及硐室布置在煤层底板岩层中。四、开采顺序1、沿煤层倾斜方向，采用自上而下按阶段依次回采。2、沿煤层走向，对于采区来说采用前进式开采，对于采区内部来说，采用后退式开采。第二节 采区巷道布置及采煤方法一、采区划分与巷道布置三水平范围内采用上下山开拓，水平标高-600m，每个采区均布置三条底板岩石上（下）山，即皮带上（下）山、轨道上（

22、下）山、专用回风上（下）山，共划分6个采区，即30、31、33、32、34、36采区，移交30采区，首采工作面为3001综采面。为提高瓦斯抽放率、加大抽放力度，30采区在距煤层底板1020m位置布置区段岩中巷。（见1：5000开拓工程及机械配备移交标准平面图）二、采煤方法根据六矿地质条件及煤矿安全规程的规程，30采区采煤方法采用倾斜分层走向长壁全部冒落采煤法，回采工艺为综合机械化采煤，采用4MG200w1型双滚筒采煤机割煤，液压支架选用ZFH240016/26型。随着科学技术的发展和技术水平的提高，在加强瓦斯抽放，使瓦斯抽放率符合煤矿安全规程要求，解除煤层突出危险的条件下，采用综合机械化采煤工

23、艺回采顶分层，综合机械化放顶煤工艺回采剩余底分层。第三节 供电及通讯一、供电矿区110KV大湖变电站紧邻工业广场，是鹤煤集团的区域变电站，该站内主变为110/35/6KV、31500KVA三卷变压器2台，6kv母线为单母线分段。矿井供电电源取自该变电站。从6KV母线段分别馈出21个回路向各配电点供电。对于一级用户均采用双回路放射式结线形式供电，以保证供电的可靠性。三水平延深工程供电范围主要包括：三水平中央泵房变电所、电机车库变电所、30采区移动变电站和主皮带、主暗轨道、猴车道等。其中主皮带、主暗轨道、猴车道等由二水平中央变电所供电。三水平中央泵房变电所供电电源电缆为3回。其中2回YJV226k

24、v3150mm2由二水平中央变电所两段母线T接引出，经主皮带巷至三水平中央泵房变电所，单回电缆长度2000m；另1回YJV426kv3185mm2从大湖变电站33#盘馈出，经电抗器新副井井筒二水平主皮带巷三水平中央泵房变电所，电缆长度为3100m，其中井筒部分电缆长度600m，井下部分电缆长度2500m；在三水平中央泵房变电所形成三段6kv母线分列运行的供电方式，供电安全可靠，且具有灵活性。掘进工作面风机由专用变压器供电，以满足“三专”供电的要求。二、通讯通讯系统利用六矿现有的DDK-6M程控交换机，容量为400门。在满足二水平通讯的前提下，利用新付井井底LJA-1-50分线箱，再增设两趟30

25、对通讯电缆，型号HUVO3021.2，单回通讯电缆长度2100m；分别在三水平中央变电所、电车库、主皮带机头、6个掘进头各1部，猴车道3部、采区移动变电站2部，共14部防爆拨号电话。第三章 矿井通风第一节 概 况一、系统概况 六矿采用混合抽出式通风方式，主井、新副井、老副井、中央风井进风，小庄风井、东风井回风。小庄风井主要承担南翼通风，东风井主要承担东翼及北翼通风。采煤工作面采用U型通风，掘进工作面采用压入式通风。六矿通风系统比较复杂，且为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯涌出量较大，因而矿井需风量也大。由于用风地点较多，需风量大，通风线路长，一些巷道受压变形严重，通风断面较小，生产过程中存在一些地点供风

26、困难。目前六矿的突出问题是开拓煤量很少，采掘失调，生产接替十分紧张。因此，三水平如何开拓、通风系统如何布置，近期内是否需要新开北翼风井等问题，成为直接影响矿井生产急待解决的一个重大问题。为此，2000年11月鹤壁煤业（集团）公司六矿与焦作工学院签定了鹤壁煤业集团六矿通风系统合理性研究及其改造项目。此项目于2001年7月完成。并提交了鹤壁煤业集团六矿通风系统合理性研究及其改造课题报告，此报告也是这项三水平延深设计的依据之一。二、通风设备三水平工程移交时，中央风井已停运。小庄风井于1978年投入运行，现安装两台风机，1、2号风机均为AGF606-1.88-1.12风机，1号风机作为备用风机。东风井

27、于1995年投入运行，现安装两台AGF606-2.44-1.2风机，现运行为1号风机，2号风机作为备用风机。小庄风井设反风道，东风井为反转反风，反风量可达到正常风量的40%以上。第二节 矿井通风一、通风系统三水平投产通风线路：首采工作面3001通风线路：主、副井井底车场皮带暗斜井轨道暗斜井3001底板岩石抽放巷下顺槽工作面上顺槽2145底板岩石抽放巷回风暗斜井东风井。二、风井数目、位置及服务范围1、六矿由主井、新副井、老副井进风，中央、小庄、东风井回风，小庄风井主要承担南翼通风（31、33采区），东风井主要承担东翼通风（30、32、34采区），中央风井主要承担北翼通风。2、风井位置小庄风井位于

28、井田南部，井口坐标为：X=3972955，Y=516514，Z=163.225。中央风井位于井田中央部，井口坐标为：X=3974956.496，Y=517193.297，Z=151.2。东风井位于井田东部,井口坐标为:X=3976025，Y=518740，Z=175.5。三、采掘工作面及硐室通风方式1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风；2、采煤工作面采用主扇风机负压通风，U形通风方式，即一进一回。3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门，风窗通风。四、矿井风量、风压及等积孔1、矿井风量（Q）按实际配风量计算六矿生产模式为“两综一炮”，三个面生产达到120万t/a，依据焦作工学院的通风网络解算

29、结果。31、33采区须实行跳采，所在南翼布置一个综采面，北翼布置两个工作面（即一个综采面，一个炮采面）。小庄风井配风量工作面名称风量（m3/s）备 注综采工作面123煤巷掘进310岩巷掘进25硐室10计73备用系数731.15合计83.95东风井配风量工作面名称风量(m3/s)综采工作面123炮采工作面123煤巷掘进610岩巷掘进35硐室12计133备用系数1331.15合计152.95全矿井总需风量为Q=83.95152.95=236.90m3/s=14214m3/min。按高沼气矿井Q=0.0926q瓦TKQ硐式中：Q矿井总供风量，m3/min；q瓦矿井瓦斯平均相对涌出量，m3/t；T矿井

30、平均日产量，t；K风量备用系数。Q=0.092627.5840001.3900 =14180m3/min按同时下井人数计算需要的风量Q=4NK=45601.45=3248m3/min取三者最大值，即矿井总风量，14214m3/min2、矿井负压及等积孔三水平投产初期经过解算三水平投产初期各风机工况和主要用风地点风量为：解网风机工况表风机名称风机角度（）所在分支风量（m3/min）风压（Pa）功率（kw）小庄风井风机2515859963102310东风井风机4516096992936474.6解网主要地点供风量、需风量对比表位 置所在分支供风量（m3/min）需风量（m3/min）备 注小庄风井

31、总回风1575396东风井总回159917521105北采面571428130015002824采面1061603130015003001采面1441548130015003301风巷61600600固定风量3301机巷626046003102机巷63600600固定风量2820风巷112600600固定风量2820机巷113600600固定风量3202机巷1166266003002风巷1496016003002机巷150600600固定风量3003机巷151600600固定风量南六专用回风下山29604600-600南大巷南段28300300固定风量南五轨道下山66303300北七皮带下山1

32、61301300-600北大巷北巷117308300等积孔小庄风井等积孔：A1=h0.38Q=316.530.3899.93=2.13m2东风井等积孔：A2=h0.38Q=299.590.38161.65=3.55m2中后期（2025年）中后期时31、30采区都回采到采区的倒数第二区段，因通风线路长，通风较困难，经过网络解算各风机工况和主要用风地点风量为：解网风机工况表风机名称风机角度（）所在分支风量（m3/min）风压（Pa）功率（kw）小庄风井风机25179565332223036东风井风机45181947532395115解网主要地点供风量、需风量对比表位 置所在分支供风量（m3/min

33、）需风量（m3/min）备 注小庄风井总回风1785087东风井总回18089633106采面601302130015003206采面124122213001500不足3008采面1611368130015003305风巷786056003305机巷81600600固定风量3107机巷67600600固定风量3207风巷127600600固定风量3207机巷128600600固定风量3208机巷1316056003009风巷165600600固定风量3009机巷166600600固定风量3010机巷16760460033轨道下山7930430031轨道下山66300300固定风量32下山下车场

34、132300300固定风量32轨道下山133300300固定风量以上可以看出，小庄现有CAF风机和东风井风机，只能勉强满足供风需求。等积孔小庄风机：A1=h0.38Q=328.780.3894.22=1.97m2东风井风机:A2=h0.38Q=330.510.38157.92=3.30m2由以上计算可知,六矿井属于中阻力矿井.五、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析矿井采用抽出式通风，从技术角度上讲有以下优点：1、井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2、漏风量小，通风管理比较容易；3、矿井风量按实际需要配风，并考虑漏风系数，保

35、证了矿井生产所需风量。4、矿井有3个能通达地面的安全出口，安全出口间距离大于30m，保证了人员撤出的安全性；5、巷道内设置有常开风门，常闭风门，保证了风力的流向。6、井下各掘进面均配有两部215kw的局部扇风机，并考虑了风电闭锁及备用风机。综上所述，六矿在通风方面，从系统、风量、通风设备、通风设施等方面都作详细的考虑，因此六矿的通风系统近期是安全可靠的。但到中后期，供风量不足，小庄风井的风机需要更换，在开采32采区时，需要打北风井，否则应以风定产。第四章 防突设计六矿区二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜轴部及其附近，

36、断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作，以防患于未然。六矿三水平延伸防突设计坚持区域防突措施先行，局部防突措施补充的原则。第一节 第一节区域综合防突措施一、区域突出危险性预测六矿1970年9月25日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次煤与瓦斯突出，突出点标高约为-190m，埋深340m，突出煤量30t，瓦斯量不详，1970年被定为煤与瓦斯突出矿井。截止到目前，共突出33次。2008年10月13日，21431综采工作面发生了自建矿以来最大的一次煤与瓦斯突出事故，突出煤量398.4t，瓦斯量50052m3。统计33次突出，平均突出煤量76.9吨、平均突出瓦斯量7200m3；统计3

37、3次突出，煤巷掘进工作面共发生29次，横川揭煤3次，采煤工作面1次；突出多发生在地质构造附近，如断层，煤层变薄带，向斜轴部；多数突出发生在放炮后，即放炮震动引起；突出前均有明显的突出预兆，主要表现为响煤炮、煤层层理紊乱、煤强度变软，有时出现支架歪扭变形；突出时一般伴随有动力现象，且随着突出强度增加，动力现象逾为明显。建矿以来发生的瓦斯事故11次，共死亡34人，其中突出4次，死亡18人。由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作面（标高-300m），瓦斯压力为1.1Mpa；北翼专用回风巷三横川（标高-360m），瓦斯压力1.6Mpa。已远远超出突出临界值0.74Mpa。根据六矿瓦斯

38、地质情况，六矿三水平瓦斯含量及瓦斯压力随开采深度的延伸增加，突出危险性更大。二、区域防突措施区域防突措施选择区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类，本井田主要可采煤层为山西组二1 煤，属单一煤层，无保护层，因此选择预抽煤层瓦斯。瓦斯抽放1、抽放方法的选择六矿三水平区域防突措施采取穿层孔预抽煤层瓦斯及顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施两种方法。穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯对于严重突出的矿井，掘进打钻所需的煤巷或在打顺层钻孔时，一般难于保证安全，而且钻孔也难以达到所要求的设计参数，因此在有围岩巷道的条件下，应采用穿层钻孔的布孔方式。六矿三水平各采区在每个工作面底板岩石中均布置有底板抽放巷，通过

39、对底板岩石抽放巷的布置为实现穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯创造了条件。为使预抽瓦斯措施取得良好的效果，穿层钻孔一般采用网格式布孔方式。网格式穿层钻孔的钻孔间距，一般采用1010m(走向倾向)的网格间距布孔,根据煤层透气性及采掘接替所允许的预抽时间,网格间距可适当增加或减小,如采用55。顺层钻孔预抽煤层瓦斯此种布孔方式适用于无底板岩巷的巷道布置方式，目的是为了防治采煤工作面的突出。钻孔从下顺槽打上向孔，从上顺槽沿煤层打下向孔。在煤层内掘进巷道及开钻场时，都必须采取防突措施。钻孔孔径一般为75100mm，孔间距23m，孔深要求能控制采煤工作面整个长度。2、瓦斯抽放管路及抽放设备六矿在1990年扩建时

40、就建立了瓦斯抽放系统；2002年又对瓦斯抽放系统进行了系统改造，改造内容包括：把地面泵站的SK42抽放泵换成两台2BEC52型真空泵，流量200m3/min；把二水平大巷中6、8的抽放管全部换成12、16无缝钢管；增加了孔板流量计及放水器等设施。另外，井下增加了移动瓦斯抽放泵站，以提高瓦斯的抽出率，增加抽放量。抽放系统利用已有移动瓦斯抽放泵站，管路引自三水平总回风，服务3001岩中巷，3002岩中巷及上下顺槽。主管路：3259无缝钢管，L=250m。支管路：1506无缝钢管，L=3330m。闸阀：Dg300，2个；Dg=150，10个。放水器：80个。六矿的瓦斯抽放系统基本上能满足要求。4、抽

41、放钻场、钻孔布置本井田煤层透气性系数为0.0120.018m2/atm2d，百米钻孔自然瓦斯涌出量为0.02m3/100mmin，瓦斯抽放困难。为提高抽放率，缩短抽放时间。并为煤巷掘进提供便利条件，岩中巷及工作面上、下顺槽中均布置抽放钻孔。在岩巷中，同侧钻场间距为1530m，两侧钻场相互错开，钻场内布置2035个钻孔，呈扇形布置。煤层巷道中每隔1.22.0m布置一个钻孔。三、区域措施效果检验每次区域防突措施采取完毕后，由科研院校按规定进行区域效果检验（直接测定残余瓦斯含量，临界值为8m3/t）。四、区域验证在区域效果检验参数（残余瓦斯含量）符合规定（小于8m3/t）后，由通风区进行区域验证。区

42、域验证时，必须连续进行2次区域验证，且第一次区域验证必须保留2m的验证超前距，只有当验证指标不超时方可进入掘进。1、区域验证采用复合指标法，即同时测定钻孔瓦斯涌出初速度q(临界值为4.5L/min)和钻屑量S(临界值为5.0kg/m)，测量气室长度为1m。 (1)在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、深度为8m的钻孔，验证钻孔中间孔布置在巷道中部，并平行于掘进方向，两侧孔距巷帮0.5m（具体布置见附图），钻孔应尽量布置在软分层中。(2)三个验证孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度q值，测定位置为3m、4m、5m、6m、7m、8m处，两侧钻孔终孔点控制巷道断面两侧轮廓线外

43、2m。(3)钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后2min内完成。(4)三个验证孔中，任何一个验证孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。(5)采用复合指标法验证掘进工作面的突出危险性时，首次区域验证必须保留不少于2m的超前距。2、在区域效果检验不超标的范围内进行的两次区域验证参数均不超标时，则在采取安全防护措施的情况下进行掘进作业。掘完区域防突措施循环之后，再按区域防突措施要求施工抽放钻孔、区域效果检验、区域验证，以此类推。施工单位负责通知通风区进行区域验证,由施工单位技术主管负责掌握掘进进度及区

44、域验证位置，由开拓科、地测科、通防科、安检科监督落实。3、区域验证人员在参数测定过程中要做好以下准备工作：给水柱计注水，并将两侧液面调整至零刻度线。检查仪器的密封性能，一旦密封失效，需更换新的“O”型密封圈。喷咀应保持清洁，节流孔无杂物堵塞，保持气流畅通。测完后要对封孔器进行放气，不准硬拉。4、若区域验证指标不超规定，每次掘进前还至少打1个超前距不少于10m的超前钻孔，以探明地质构造和观察突出预兆，只要超前钻孔发现突出预兆，则自超前钻孔开钻位置向前掘进区域防突措施控制范围内执行局部综合防突措施。5、在构造破坏带连续进行区域验证。6、区域验证指标参数超标时，则自超标点位置起开始执行局部综合防突措

45、施。第二节 局部综合防突措施区域验证超标后，采取工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验、安全防护等局部综合防突措施。一、工作面突出危险性预测煤巷掘进工作面突出危险性预测煤巷掘进工作面采用复合指标法预测突出危险性，按下列步骤进行：1、在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、深度为8m的钻孔，采用倒三角形布孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0.30.5m,终孔应尽量布置在软分层中,两侧钻孔终孔点应分别控制到巷帮两侧及顶板轮廓线外24m。2、预测孔每钻进一定深度测定一次钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度q值，测定位置为3m、4m、5m、6m、7m、8m处；测定q值及S值。3、三个预

46、测孔中，任何一个预测孔S值或q值超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作面无突出危险工作面。4、参数的临界值暂按下表执行,以后应根据实际情况调整：钻屑量S值（kg/m）钻孔瓦斯涌出初速度q（L/min）突出危险性54.5突出危险工作面54.5无突出危险工作面5、当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有不小于2m的预测超前距。采煤工作面突出危险性预测采煤工作面突出危险性预测采用复合指标法。采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出危险性预测方法，沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件确定，但不得小于6m。当预测为无突

47、出危险工作面时，每预测循环应留有2m的预测超前距。本节中有关参数应在实践中不断完善。二、工作面防突措施石门和其它岩巷揭煤措施及防止误揭煤的措施1、石门和其它岩巷揭煤措施石门揭穿突出煤层、即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶（底）板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制设计，报公司总工程师批准。揭穿突出煤层应按下列顺序进行：探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置；在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性；预测有突出危险时，采取防治突出措施；实施防突措施效果检验；用远距离放炮揭开或穿过煤层；在巷道与煤层连接处加强支护；穿透煤层进入顶（底）板岩石。在地质构造破坏带应尽量不布

48、置石门。如果条件许可，石门应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯通。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以上，并保持正常通风。石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容：突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置；揭穿突出煤层的防治突出措施；准确确定安全岩柱厚度的措施；安全防护措施。石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定：石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前探钻孔共用，报矿总工程师批准；在石门工作面掘至距煤层10m（垂距即石门顶板距煤层

49、底板的法线距离）之前，至少打两个穿透煤层全厚进入顶（底）板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等；在石门工作面距煤层5m（垂距即石门顶板距煤层底板的法线距离）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5

50、m。为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距）；石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。石门掘进工作面揭煤时距煤层的最小垂距是：急倾斜煤层2m、倾斜和缓斜煤层1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经效果检验有效后可用远距

51、离放炮揭穿煤层；若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮揭穿煤层。2、预抽瓦斯、排放钻孔措施的要求是：预抽瓦斯措施的要求：煤层透气性较好，并有足够的抽放时间（一般不少于3个月）时，可采用预抽瓦斯措施；抽放钻孔布置到石门周边外35m的煤层内；抽放钻孔的直径为7590mm，钻孔孔底间距以抽放半径的2倍为宜；在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。排放钻孔措施的要求：在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；排放钻孔应布置到石门周边外35m的煤层内；排放钻孔的直径为7590mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大

52、于2m；在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。3、防止误揭煤的措施在岩巷掘进过程中做好地质工作，做到“有疑必探，先探后掘”，必须按以下措施实施，防止误揭煤。在突出煤层顶底板岩层中掘进巷道时，至少每掘进40m要施工地质探测钻孔控制层位，防止瓦斯异常涌出或误揭突出煤层；用穿层钻孔掩护掘进。在岩巷掘进工作面距煤层垂距5m时，应在岩巷掘进工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距）。4、石门揭煤及煤巷的支

53、护形式石门揭煤及煤巷的支护采用锚网加梯形棚（U型棚）联合支护，以防冒顶、空顶、空帮。煤巷掘进工作面防治突出措施根据六矿瓦斯地质条件，适宜采用边掘边抽与超前排放钻孔相结合、高压注水与边掘边抽相结合的防突措施。1、采用“边掘边抽”及“超前排放钻孔”防突措施，上、下帮掘钻场进行抽放，窝头打80mm超前排放孔。钻场布置在巷道上、下帮,一般错口布置，钻场间距30m左右，钻场规格一般为2.6m2.6m梯形断面，钻场深度4m,每个钻场布置1527个钻孔。平行于巷道方向，孔深60m以上，施工结束后及时抽放。掘进工作面正前布置3246个超前钻孔，孔深18米，孔径80mm，钻孔控制范围到轮廓线处37m，钻孔施工完

54、毕后，如效检不超，即可进行掘进。掘进钻场防突措施，采用超前钻孔防突措施，即向巷帮打32个超前钻孔，孔深15m，孔径80mm。钻孔控制范围在钻场巷道轮廓线外37米。超前钻孔必须留有超前距，钻孔超前工作面距离不得小于5m，钻孔施工结束后，掘进最大允许长度为最浅钻孔中线方向长度减去5m（自窝头位置起）。超前钻孔施工结束后，必须将“钻孔参数单”及时送生产科、地测科、防突办。三科室及时分析钻孔情况，防突办下发掘进通知单，经矿总工批示后，分送施工单位、安检科、通风区。严格执行验孔制度，超前钻孔完毕后，防突办防突员必须及时到现场验孔，验孔时，施工钻孔单位跟班人员必须在现场，验孔个数不得少于总孔数的50%。确

55、认合格后，在钻孔纪录单上签字；不合格的，重新布孔，进行补打，直到超前钻孔数量、质量合格为止。严格边掘边抽钻孔管理。钻孔封孔深度不得少于8m。孔口负压不得低于13KPa。每一抽放钻场安设孔板，每三天至少进行一次参数测定，做好记录，并报矿总工审阅。2、高压注水防突措施高压注水孔布置方式五花眼，注水孔数为5个，钻孔直径为42mm。底排两个注水孔距巷道底板1m，间距22.5m，上排两个注水孔距下排注水孔1m，深度为9m；中心孔布置在巷道中线位置，距巷道顶板1.5m，平行于掘进方向，深度为9m。终孔分别控制到巷道顶部及两帮轮廓线外1m。注水顺序为：先左（右）帮孔，后右（左）帮孔，然后再注中间孔。高压注水

56、后，孔底前方一般有1.22m作用影响区，因此在防突措施有效前提下，每循环允许掘进4m，并留有5m的措施超前距离。注水压力为1214Mpa。注水流量为Q50L/min；总注水量不得超过2.5m3，单孔注水时间不得超过1.5个小时。封孔深度为3m，封孔段长度为1m。注水终止条件为：当注水压力下降幅度超过30%或注水期间瓦斯浓度超过1.5%；工作面煤体外移量达到300mm；煤壁及钻孔出水严重等现象时，即可停止注水。注水期间，严禁任何人进入反向风门以里。开始注水时，初次给压不能超过12Mpa，在前35分钟必须缓慢增压，直到最大值14Mpa，注水期间严禁人员进入掘进工作面。高压注水泵附近设置卸压三通阀，

57、调整该阀可保证压力平缓上升和减压。当高压管路处于承压状态时，禁止连接、拆卸和修理高压管件。注水管路必须安装闸门、压力表和流量表，安装位置在反向风门外进风侧。注水结束后，人员进入掘进工作面时，严禁面对注水器行走，防止注水器突然卸压喷出打伤人。在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其它防治突出措施，在工作面前方形成5m执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工。采煤工作面防治突出措施1、区域防突措施：因为单一煤层，只能采用采前区域抽放作为区域防突措施。区域防突措施必须满足残余瓦斯含量降至8m3/t以下，钻孔措施布孔均匀，消除空白带。2、采面防突措施：必须及时维修突出煤层采煤工

58、作面进、回风道，保持畅通。采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔沿工作面每隔23m打一个，孔深不小于3.0m，向煤体注水压力不得低于8MPa。发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水。注水后必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。注水孔超前工作面的距离不得小于2m。防止采掘应力叠加的措施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，应避开本煤层采煤工作面的应力集中范围。1、在一个或相邻的两个工作面中，在同一区段的突出煤层中进行采掘作业时，相向（背向）回采和相向（背向）采掘的两个工作面的间距均不得小于100m。2、相向掘进的两个工作面间距不得小于60m，并且在小于60m前实施钻孔一次打透，只允许一个方向掘进。3、突出煤层双巷同向掘进的两个工作面间的错茬距离必须保持50m以上，一个工作面放炮时，另一个工作面必须停电、撤人。4、突出煤层掘进工作面不得进入本煤层回采工作面的采动应力集中区，不得在应力集中区和地质构造复杂区贯通。三、工作面措施效果检验掘进工作面效果检