贵州仁怀三元煤矿区域防突方案

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1、贵州仁怀市五马镇三元煤矿区域防突措施方案 二零一一年十月 目 录第一章 矿井概况3一、矿井地理位置及交通3二、井田面积、地质构造及特征3三、煤层赋存情况4四、水文地质5五、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性5六、矿井瓦斯和煤与瓦斯突出情况5第二章 安全生产系统现状6一、巷道布置及开采情况6二、矿井通风7三、矿井瓦斯抽采系统8四、监测监控系统8五、人员定位系统8六、压风自救系统8七、供水施救系统9八、通信联络系统9九、紧急避险系统9十、矿井防灭火系统9十一、矿井防尘系统9十二、运输系统9十三、供电系统10十四、排水系统10第三章 区域防突措施方案10一、 区域突出危险性预测11二、 区域防突措施18三、

2、 区域防突措施效果检验28四、 区域验证33贵州仁怀市五马镇三元煤矿区域防突措施方案第一章 矿井概况一、矿井地理位置及交通1.地理位置及概况三元煤矿隶属贵州省仁怀市五马镇所辖。矿区地理坐标位置：东经10615231061600；北纬274007274044。井田位于贵州高原北部，属剥蚀型山地地貌。区内以山间盆地为主，地势南部高，北部低。矿区南部最高海拔为1100.0m，最低处位于矿区北部，海拔为688.0m，相对高差412.0m。2. 交通情况 井田位于仁怀至五马公路旁南东侧，有乡村公路与209省道相通距离约0.5km，距仁怀市24km，距鸭溪电厂60km，至金沙县城28km，经五马、枫香到遵

3、义99km，交通较为方便。二、 井田面积、地质构造及特征 1.井田面积 境界：井田范围由贵州省国土资源厅下发的采矿许可证(证号：5200000721901)划定，其矿区范围拐点坐标见表矿区拐点坐标点号直角坐标 X坐标 Y坐标1306353535624274230633423562437533063342356247534306243035625003530624903562447163063511356239727306357035624086井田面积：0.5976km2, 开采标高:780550m矿界形状为一不规则七边形，走向长1.08km，倾向宽0.55km，井田面积0.5976km2，主

4、采C7、C12煤层。2.地质构造及特征、地层区内及附近出露的地层从老到新有二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。现将特征由老至新分述如下：、二叠系中统茅口组（P2m）分布于井田北东部，岩性浅灰、灰色厚层至块状粉晶灰岩、含生物碎屑灰岩，产腕足类、蜒类等生物化石。厚度大于100m 。、二叠系上统龙潭组（P3l）分布于井田中部，是本区的含煤地层。岩性由灰、灰黄色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、铝土质泥岩及煤层组成。共含煤9层，其中稳定可采煤2层，分别为C7和C12煤层，局部可采煤层为C5、C10。可

5、采煤层主要分布于含煤岩系的中部和下部。该组与下伏茅口呈假整合接触，厚度约94m。、二叠系上统长兴组（P3c）分布于井田中部，岩性为灰、浅灰色中至厚层状含燧石团块灰岩、粉晶灰岩，顶部有一层黑色硅质层与杂色页岩互层，含腕足类、腹足类等化石。厚约55m。、三叠系下统夜郎组（T1y）分布于井田南西部。岩性：下部为灰黄色、黄色钙质泥岩为主，中部为浅灰色、灰色灰岩，上部为紫红色、黄绿色钙质泥岩，夹粉砂质泥岩。厚度600m左右。、第四系（Q）分布在地势低洼和缓坡地带，为耕植土，黄粘土和碎石等。厚08m。、构造位于长岗向斜北西翼西端，地层倾向为220200，倾角23，为一单斜构造。矿区内断层、褶皱等构造发育。

6、在井田东侧发育有一条断层（F6），对井田东部边缘煤层开采影响尚未查明，有待进一步工作。F6断层：见于井田东部，呈北西南东向展布，倾向南西，倾角60，落差35m，区内延长1200m，为压复性逆断层。断层切割了P2m、P31和P3C、T1y等地层。结合邻区及区域构造特征，本区地质构造复杂程度类型属中等类型。3、煤系地层及含煤性 、含煤岩系特征煤层赋存情况可采煤层层数、厚度、倾角、结构矿区主要可采煤层为C7、C12，由上到下叙述如下：C7煤层产于龙潭组中部，上距二叠系上统长兴组（P3C）底界为4357m。煤层中普遍含一层厚0.020.10m的泥岩夹石。煤层顶板一般为粉砂岩，底板为泥岩及粉砂岩，含黄铁

7、矿结核。煤层厚2.703.80m，平均厚3.00m，属稳定的半光亮型块壮无烟煤，是矿区的主采煤层之一。C12煤层位于龙潭组下部，上距C7煤层25m。煤层中局部含12层厚0.02m的泥岩夹石，一般厚0.08m。煤层顶板为黑色泥岩或深灰色粉砂岩，含植物化石；直接底板为深灰色泥岩，富含植物屑化石。煤层厚度1.001.70m，平均厚1.30m，属稳定半暗淡型状无烟煤。综上所述，C7、C12煤层结构简单，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。各煤层的顶为较稳定岩层，底板为泥岩，遇水易膨胀，属不稳定的底板，易产生底鼓，煤层特征见表。 煤层特征表煤层编号煤层厚度（米）煤层间距（米）岩性特征煤层结构稳定性煤层倾角（）

8、最小最大一般顶板底板C72.703.803.00距长兴灰岩底界4357米粉砂岩泥岩、粉砂岩简单稳定平均2325C121.001.701.30粉砂岩、泥岩泥岩简单稳定距龙潭组底界约1520米 煤层节理、层理发育情况 煤层顶底板 C7煤层：煤层顶板一般为粉砂岩，间有泥岩伪顶，底板为泥岩及粉砂岩，含较多的黄铁矿结核。 C12煤层：煤层顶板为黑色泥岩或深灰色粉砂岩，含植物化石碎屑，底板为深灰色泥岩。 两层煤底板均遇水都易软化、膨胀形成底鼓现象综上所述，各煤层的顶、底板均为不稳定岩层。根据本区和邻区资料，其工程地质条件中等类型。含煤性龙潭组地层共含煤9层，其中稳定可采煤2层，分别为C7和C12煤层，局部

9、可采煤层为C5、C10。可采煤层主要分布于含煤岩系的中部和下部。该组与下伏茅口呈假整合接触，厚度约94m。煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律三元煤矿位于长岗向斜北西翼西端，地层倾向为220200，倾角23，为一单斜构造。断层、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律断层：在井田东侧发育有一条断层（F6），对井田东部边缘煤层开采影响尚未查明，有待进一步工作。F6断层：见于井田东部，呈北西南东向展布，倾向南西，倾角60，落差35m，区内延长1200m，为压复性逆断层。断层切割了P2m、P31和P3C、T1y等地层。褶曲：未见明显的次级皱褶和挠曲现象。陷落柱：储量核实报告未提供。剥蚀带：储量核实报

10、告未提供。火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响储量核实报告未提及火成岩情况内容。构造类型：地质构造复杂类型属中等类型。三、水文地质 一）、区域水文地质条件 (1)自燃地理、地势三元煤矿地处贵州高原北部，属剥蚀型山地地貌。区内以山间盆地为主，地势南部高，北部低。矿区南部最高海拔为1100.0m，最低处位于矿区北部，海拔为688.0m，相对高差412.0m。、气象本区气候温和、雨量充沛，属亚热带温湿气候，年均气温16.3，平均相对湿度78%，年平均降水量8001000mm，雨季多集中在49月，占全年降水量的75.3%，日最大降雨量100.1mm。（2） 区域含（隔）水层区内及附近出露的地层从老

11、到新有二叠系中统茅口组（P2m）、二叠系上统龙潭组（P3l）、二叠系上统长兴组（P3c）、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。（3） 区域地质构造矿区位于长岗向斜北西翼西端，地层倾向为220200，倾角23，为一单斜构造。矿区内断层、褶皱等构造发育。（4） 区域地下水的补、径、排条件区内的地下水靠大气降雨补给，大气降雨一部份蒸发回到大气层，另一部份通过裂隙、岩溶管道下渗补给地下水。地下水的流向受岩性、构造的控制，其总体流向为南至北。二）、矿区水文地质条件含、隔水层特征含水层特征第四系（Q）孔隙含水层岩性为黄色、灰黄色残、坡积粘土夹碎石等构成，零星分布于低洼、沟谷及缓坡地带，厚05m；地下

12、水动态与大气降水密切相关。此层透水性较强，含较弱的孔隙水，泉水流量一般小于0.01l/s0.14 l/s，为富水性较弱的空隙含水层。三叠系下统夜郎组玉龙山段（T1y2）岩溶溶洞裂隙水含水层灰色中厚层灰岩夹薄层状及扁豆状泥质灰岩，以溶洞、管道为含水介质赋存溶洞、管道水，发育落水洞、岩溶洼地。对比附近地区，一般泉水流量15 l/s，地下河流量35 l/s，极值1015 l/s，地下水枯水季节流量35 l/s，径流模数68 l/skm，为中等富水岩层，地下水化学类型为HCO3-Ca2+型。该含水层中的地下水对煤矿开采构成一定影响。二叠系上统长兴组（P3c）岩溶裂隙含水层浅灰色中厚层厚层状含燧石团块灰

13、岩。以溶洞、管道为含水介质赋存溶洞、管道水，发育落水洞、岩溶洼地。一般泉水流量15 l/s，地下河流量3.6l/s，极值10.8 l/s，地下水枯水季节2l/s，地下水枯水季节径流模数23 l/skm，为中等富水岩层，地下水化学类型为HCO3-Ca2+型。二叠系中统茅口组（P2m）岩溶裂隙含水层浅灰色厚层块状细晶灰岩，含水介质为溶洞、岩溶管道。溶洞、管道水岩溶十分发育，多以落水洞、岩溶洼地、溶洞、地下河、岩溶泉等为出露形式。一般泉水流量250 l/s，地下河流量2080l/s，极值大于100 l/s，地下水枯水季节2l/s，地下水枯水季节径流模数520 l/skm，为强富水岩层，地下水化学类型

14、为HCO3-Ca2+型。隔水层特征三叠系下统夜郎组九级滩段（T1y3）隔水层分布于矿区南部，岩性为紫红色、黄绿色薄层状钙质泥岩，底部夹灰色泥灰岩，厚度约264m。含基岩裂隙水，系透水性较弱的良好隔水层。三叠系下统夜郎组沙堡湾段（T1y1）隔水层分布于矿区南部，岩性以黄绿、黄褐色钙质泥岩为主，夹浅灰色、灰黄色薄层状泥灰岩、粉砂岩。厚度一般小于515m。含基岩裂隙水，岩层稳定，为富水性弱的较好隔水层。二叠系上统龙潭组（P3l）隔水层此层主要呈条带状分布于中北部边缘，由灰、深灰色薄至中厚层泥岩、炭质泥岩、泥质粉砂岩、泥质砂岩、细砂岩，与煤层（线）互层，厚度6095m，含基岩裂隙水，为富水性弱的隔水层

15、。含水段由细砂岩、粉砂岩组成，其间被泥质岩、煤层相隔，为相对隔水层，使地下水具承压性。地表水区内属长江流域赤水河水系补给区，矿区内无地表水体出露，地下水由南东向北西径流，矿区西侧600m的五马河标高为610m，为当地最低侵蚀基准面。地下水将来矿山的开采过程中，主要可采煤层以上层段虽然富水性弱，但其内的地下水将直接进入矿坑，而成为矿床充水的直接因素；若采空塌陷影响到T1y2、P3c间接顶板含水层，其内地下水也将进入矿坑，对矿床的充水产生影响。若井田内断裂使得矿层与间接底板含水层茅口组沟通，其内地下水也可突入矿坑，对矿床的充水产生影响。矿床充水分析 (1)充水水源A.大气降水大气降水是矿区地下水的

16、主要补给来源，因此，大气降水对矿井充水有着较大的影响。矿区大面积采煤时，顶板岩层将产生不同程度的岩层移动及变形，导致地面塌陷、山体开裂、崩塌等，大气降水及地表径流将沿地裂缝或塌陷坑直接渗入井下，形成矿井涌水。B.地表水区内无大的地表水体，地表水对矿床充水影响较小。C.地下水将来矿山的开采过程中，主要可采煤层以上层段虽然富水性弱，但其内的地下水将直接进入矿坑，而成为矿床充水的直接因素；若采空塌陷影响到T1y2、P3c间接顶板含水层，其内地下水也将进入矿坑，对矿床的充水产生影响。若井田内断裂使得矿层与间接底板含水层茅口组沟通，其内地下水也可突入矿坑，对矿床的充水产生影响。D.采空区积水浅部煤层露头

17、分布地段有停采封闭多年的小煤窑。据调查，一般均为斜硐采煤，一般在3050米左右，但均有不同程度的积水，今后开采井巷在接近地表时，这些积水有直接向矿井充水的可能，对矿山开采有一定影响。本矿南部+743m标高以上C12煤层基本采空，北部+630m标高以上C12煤层已大部采空，其废弃采面或巷道内的积水，会形成规模的采空区积水，当矿坑遇上或接近它时，其将成为矿坑充水的直接充水水源，充水方式为矿坑突水，其来势猛，时间短，破坏性大，是矿坑充水的一大隐患。(2)充水通道A.岩石天然节理裂隙矿区内的直接充水的龙潭组含煤地层在接近地表附近，岩石风化节理、裂隙很发育，而深部发育成岩或构造节理、裂隙，它们是地下水活

18、动的通道，并沟通上覆含水层与含煤地层的水力联系。B.采矿冒落裂隙采煤活动产生大量的采矿裂隙，两层可采煤层的顶板和底板均为软弱岩组，矿井及采空区易坍塌，地压对围岩破坏严重，易诱发突水通道。C.断层破碎带在井田东侧发育有一条断层（F6），对井田东部边缘煤层开采影响尚未查明，有待进一步工作。未来矿床开采中，人工采矿裂隙大量出现，改变了断层带附近应力场和地下水的天然流场，地表水、地下水更可能沿断裂带进入矿井。D.老窑采空区矿区内老窑，其废弃采面或巷道会成为老窑水、采空区积水、部分地表水进入矿井的通道。E.岩溶管道矿区内各组灰岩含水层局部地段可能发育岩溶管道，当它们被断层沟通与下伏煤层联系时，也会成为矿

19、井充水通道。(3)充水方式由于矿井直接充水含水层露头分布不广，接受大气降水补给不强，为中等弱含水层，充水通道主要以岩石原生和采矿节理、裂隙为主，规模一般不大，少量为老窑、采空区巷道、岩溶管道导水，因此目前矿井充水方式主要以渗水、滴水、淋水为主；矿井进一步向深部开采后，有从上部采空区积水及下部承压水突水的可能。涌水量根据重庆坤奇地质勘查有限公司2008年10月提交的贵州省仁怀市三元煤矿水文地质调查与评价报告，预测矿井正常涌水量为10m3/h，矿井最大涌水量为20 m3/h。水文地质类型根据重庆坤奇地质勘查有限公司2008年10月提交的贵州省仁怀市五马镇三元煤矿水文地质调查与评价报告：根据调查，三

20、元煤矿主要矿体位于当地侵蚀基准面之上，地形有自然排水条件，主要充水含水层和构造破碎带富水性中等至强，附近地表水不构成矿床主要充水因素，第四系覆盖面积零星且厚度小，矿体顶板为直接岩溶充水含水层；地表水对矿床充水的影响较小，根据现行规范划分标准，初步把本矿床划分为以岩溶裂隙含水层充水为主、顶板直接进水，底板间接充水的水文地质条件中等的岩溶裂隙充水矿床。 煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室提交的三元煤矿C7、C12煤层煤尘爆炸性鉴定报告：C7、C12煤层均无爆炸危险性。因此本矿井按煤层无煤尘爆炸性设计管理。煤的自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室提交的三元煤矿C7、C12煤层煤炭自燃倾向性鉴定报

21、告：C7、C12煤层自燃倾向等级为类(不易自燃)。因此本矿井按煤层煤炭自燃倾向性为类，即不易自燃设计管理。五、矿井瓦斯和煤与瓦斯突出情况根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，该地区为煤与瓦斯突出危险区域。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2011年9月7日提交的仁怀市五马镇三元煤矿C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告（修订版）以及贵州省能源局文件“黔能源煤炭2011607号”关于对仁怀市五马镇三元煤矿C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复，其鉴定结论为：仁怀市五马镇三元煤

22、矿开采标高+620m+780m，由三元煤矿采掘工程平面图中拐点A-B-C-D-E-F-A圈定范围之内的C12煤层无煤与瓦斯突出危险性。同时根据贵州省能源局文件“黔能源煤炭2011607号”关于对仁怀市五马镇三元煤矿C12煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复中描述，三元煤矿+735环形车场在石门揭C7煤层时曾发生煤与瓦斯突出事故。因此本次设计三元煤矿按煤与瓦斯突出矿井设计，C7煤层按突出煤层设计，C12煤层在突出鉴定范围内按突出矿井无煤与瓦斯突出危险区域管理。第二章 安全生产系统现状一、 巷道布置及开采情况1、矿井开拓方式三元煤矿为技改矿井，设计矿井采用平硐开拓。全矿井开采共布置有3条井筒，即主

23、平硐、进风行人平硐和回风平硐。主平硐布置在C12煤层底板岩层中。担负煤炭、矸石、材料和设备的运输，进风，铺设管线，行人等任务，长360m，坡度3，净断面4.97m2，掘进断面5.61m2，采用半园拱形断面，砌碹支护；井筒内采用防爆特殊型蓄电池电机车牵引矿车运输，铺设600mm轨距15kg/m（已有）钢轨、混凝土轨枕。进风行人平硐沿C12煤层底板布置，担负行人、进风、铺设管线等任务，长289m，坡度3，净断面4.97m2，掘进断面5.61m2，采用半园拱形断面，砌碹支护。回风平硐布置于C12煤层底板岩层中，井筒长约184m，倾角3，净断面4.0m2，掘进断面4.6m2，采用矩形断面，砌碹支护，担

24、负矿井总回风。 本矿主采煤层为缓倾斜煤层（平均倾角23），准采标高在+780m+550m之间，受井田平面边界的限制，本矿实际采准标高为+780m+620m，垂高160m，矿井设一个开采水平，水平标高为735m。受井田平面边界的限制，本矿实际的采准标高为+780m+620m，为充分利用矿井已有巷道和已形成的采区格局。本矿三条采区下山已形成，位于井田中央，采区下山已掘至+620m标高，若将井田沿走向划分为两个采区，则对于利用已形成的下山不合理，因此设计不再划分采区，整个井田一个采区双翼开采，单翼走向推进长度约500600m。 2、煤层开采顺序 整个井田仅划分为1个采区，因此不存在采区间开采顺序的选

25、择。采区内区段间的开采顺序为下行式开采。本井田内主采煤层为2层即C7、C12煤层，为倾斜薄中厚煤层，平均倾角23，平均厚度C7为3.0m，C12为1.30， C7与C12煤层间距25m。由于C7煤层为突出煤层，故先采C12煤层，作为C7煤层的解放层。 3、开采情况 矿井设一个开采水平，水平标高为735m。在705m735m阶段布置一个采煤工作面，即1201回采工作面，该采面采用走向长壁采煤法，后退式开采，放炮落煤，全部垮落法管理顶板。在1201采面运输巷布置抽放钻场，穿层抽放C7煤层瓦斯。4、采掘工作面及装备1）回采工作面采用单体液压支柱配合铰接梁走向长壁后退式采煤方法，风煤钻打眼、放炮落煤，

26、全部垮落法管理顶板。边采边准，“三八”制作业，工作面采用搪瓷溜槽自溜运煤、工作面下口人工装车，运输平巷采用人力推车，运输大巷采用机车运输。）掘进工作面主要是半煤巷道，分别为1202回风顺槽和1202运输顺槽。掘进工作面配有风煤钻，配有ZDY-650型钻机、瓦斯电闭锁，风电闭锁，局部通风机，1T（0.75T）侧卸式矿车，瓦斯监测传感器等。人工装煤（矸），主运巷采用机车运输。二、矿井通风矿井通风系统类型为并列式，在+770m地面建有通风机房一座，安装两台型号为FBCZNO11，245KW防爆抽出式轴流通风机两台，一台工作，一台备用。现运转正常，风机性能稳定。矿井通风系统稳定，采掘实现分区通风，各用

27、风地点风量分配合理，不存在风速超标和瓦斯积聚或超限，通风能力满足安全生产需要。通风机工作方式为抽出式负压通风。回采工作面采用U型通风，掘进工作面采用机械压入式通风。各掘进工作面均为独立的通风系统，无串联通风现象。 FBDNo5.0/25.5型防爆对旋式局部通风机，风量150-200m3/min，功率25.5kW，电压660V。风量风速均能满足工作面的作业要求。其它通风设施还包括设有回风井双向风门两道，防爆门一道，并在井下适当位置合理设置调节风门、调节风窗等。矿井通风系统完全符合安全专篇、煤矿安全规程等的要求。三、矿井瓦斯抽采系统矿井建立了地面永久性瓦斯抽放泵站，形成了高低负压抽采系统。高低负压

28、抽放系统各选择矿方已购置的2BEA-253-0型水环式真空泵2台(1台工作、1台备用)，该泵最大抽气量为35.1m3/min，最低吸绝压33KPa，配套电机功率为55Kw。主管250mm，干管为160mm，主要抽放C12煤层采面及上隅角和C7煤层瓦斯。四、监测监控系统矿井采用重庆煤安森的KJ73N型煤矿综合监控系统，主机两台，一台工作，一台备用。井下设大、中型分站各一台，对矿井瓦斯、风速、负压、温度、一氧化碳、风门开闭、设备开停（局部扇风机、抽放泵）等传感器,对环境和采掘作业地点进行集中监测监控，并对各采掘面机电设备实行瓦斯电和风电闭锁。五、人员定位系统 我矿于2011年9月安装完成了KJ25

29、1A型人员定位系统，现运行正常。六、压风自救系统 1、压风机房设在+735m地面，选择SE75A-8型风冷式螺杆空气压缩机两台，1台工作，1台备用。该空压机额定排气量为每台13m3/min，额定排气压力为8 bar (8.16kg/cm2)，配套电动机功率75kW，电压380V。 2、压风自救系统安设在井下压风管路上。距掘进工作面25m40m安设一处，采面上、下巷各安设一处，在避灾硐室安设一处。每组压风自救系统一般供58人使用。七、供水施救系统我矿在地面+770m水平设置了250m3的消防水池，完成了矿井供水施救系统。八、通信联络系统矿井采用32门程控电话交换机一台，井口调度室安装20门交换机

30、一台，形成矿井井上、下通信系统。九、紧急避险系统我矿准备在+705m水平人行上山与运输上山联络巷处设置一永久避难硐室，采煤工作面运输巷和回风巷设移动式救生仓，掘进工作面设移动式救生仓，计划在2012年6月底前完成紧急避险系统的建设。十、矿井防灭火系统1、矿井在地面+770m标高处建有一座250m3的防尘、消防水池，并通过110mm的管路系统供到井下、井上各工作地点。2、矿井消防管路与防尘管路共用。主要进、回风平硐每隔100m设置三通阀门。地面设置了消防水栓，消防材料库配备砖、石粉、水泥、水管、水枪和灭火器材。十一、矿井防尘系统井下设有防尘、洒水管网，防尘洒水点主要敷设在主要运输巷，转载点、采煤

31、工作面进、回风巷，采掘工作面。十二、运输系统我矿为走向平硐开拓，目前主运输巷最大运距900余m，采面采用搪瓷溜槽溜煤，采用1吨侧卸式矿车装煤（矸），平巷运输、主要大巷均采机车运输。十三、供电系统 矿井主电源引自茅坝变电所输出的10KV农网线路，另一电源引自雄丰开关站输出的10KV煤矿专线，形成了双回路供电系统。在以上外部双回路的基础上，自备的一台300kw发电机也并入了矿井供电系统。矿井在+558m地面建有变电所一座，安装了五台变压器。其中两台 S11160/10/0.4，160KVA的变压器专供地面生产系统设备，主要通风机和瓦斯抽放泵，矿行政、生活、照明等设备、设施的用电。由变电所至623m

32、风井地面供电，架设两趟95mm2的架空线，形成矿井主要通风机和瓦斯抽放泵的双回路供电系统。采区变电所设在地面，选用三台KS11100/100.4，100KVA的变压器，由采区变电所敷设两趟电缆经主平硐到井下配电点，分别向井下采、掘机电设备和局部通风机供电。井下掘进工作面供电实现了“三专两闭锁”。十四、排水系统本矿开采方式为平硐开拓，上山开采，矿井水沿巷道水沟自流至地面，无需排水设备。生产过程中加强巷道水沟清理，确保畅通。第三章 区域防突措施方案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。突出矿井采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动。区域

33、防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标。一、区域性突出危险性预测2008年04月18日中国矿业大学为我矿提供了仁怀市鲁兴煤C5、C7、C12、C13煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，根据报告结论：C5、C7煤层具有突出危险性，属突出危险煤层。C12煤层在开采+623m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层。C13煤层在开采+558m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层。所以首先对C12煤层进行区域性突出危险性预测，本设计选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法。1、采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，在石门揭穿C12煤层前，在距C12煤层的法线距离20米时，由工作面向煤

34、层的适当位置至少打4个贯穿全煤层并进入岩层2米的预测孔（见石门揭煤区域性预测钻孔布置示意图），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，应当测定各煤层的综合瓦斯压力。测压钻孔在进入煤层后每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f，测定方法见附录9，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： （1） （2）式中 D工作面突出危险性的D综合指标； K工作面突出危险性的K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

35、压力的最大值，MPa； p软分层煤的瓦斯放散初速度； f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，在确定前可暂按下表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，且煤层瓦斯压力小于0.74 Mpa，瓦斯含量小于8m3/t，若未发现其他异常情况，该工作面即为无突出危险工作面；不再进行区域性防突措施。否则，判定为突出危险工作面，应先进行区域性防突措施，进行瓦斯预抽。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无烟煤其他煤种0.2520152、采用

36、钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，在石门揭穿C12煤层前，在距C12煤层的法线距离20米时，由工作面向煤层的适当位置至少打4个贯穿全煤层并进入岩层2米的预测孔（见石门揭煤区域性预测钻孔布置示意图），在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径13mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或h2值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。各煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表中所列的指标临界值预测突出危险性。 钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的参考临界值煤样h2指标临界值(Pa)K1指标临界值（mL/g）干煤样2000

37、.5湿煤样1600.4如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面即为无突出危险工作面；不再进行区域性防突措施。否则，判定为突出危险工作面，应先进行区域性防突措施，即进行瓦斯预抽（见煤巷区域性预抽钻孔布置示意图）。3、在石门揭穿C12煤层后的煤巷掘进过程中，要进行本煤层区域性预测，同样采用采用综合指标法预测和钻屑瓦斯解吸指标法预测，由工作面沿煤层软分层向煤层走向方向至少打4个孔垂深不低于100米的预测孔（见煤巷区域性预测钻孔布置示意图），测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力小于0.74 Mpa、瓦斯含量小于8m3/t、K1指标临界值小于0.5m

38、L/g.时，若未发现其他异常情况，则该工作面即为无突出危险工作面；不再进行区域性防突措施。否则，判定为突出危险工作面，应先进行区域性防突措施，即进行瓦斯预抽。- 53 -石门揭煤区域性预测钻孔布置示意图 煤巷区域性预测钻孔布置示意图 4、在已形成的C12煤层巷道中对C7煤层、C5煤层进行区域性预测，同样采用采用综合指标法预测和钻屑瓦斯解吸指标法预测，由已形成的C12煤层中巷中每隔10米一个钻场，至少打4个预测孔，预测孔控制范围见C7煤层区域性预测钻孔布置示意图及见C5煤层区域性预测钻孔布置示意图，测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力小于0.74 Mpa、瓦斯含量小于8

39、m3/t、K1指标临界值小于0.5mL/g时，若未发现其他异常情况，则该工作面即为无突出危险工作面；不再进行区域性防突措施。否则，判定为突出危险工作面，应先进行区域性防突措施，即进行瓦斯预抽。C7煤层区域性预测钻孔布置示意图 图2-1-3 二、 区域性防突措施区域性防突措施是指在突出煤层中进行开采活动过程中，经区域性预测有突出危险性时，对突出煤层较大范围采取的防突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。（一）、保护层开采1、保护层的确定2009年9月，贵州天设项目咨询有限公司为我矿提供了贵州省仁怀市鲁兴煤矿防治煤与瓦斯突出设计说明书，并根据我矿煤层赋存情况，采取区域防突措施是可行的

40、，采取开采下保护层C12煤层，做为对上有突出危险性C5、C7煤层的保护层，防治煤与瓦斯突出的方案可行，开采C12煤层后，对C5、C7煤层进行保护，开采C5煤层后，又形成上保护层，对C7煤层保护。C12煤层上距具有突出危险的C7煤层21m，按4倍煤层厚度计算的垮塌高度，对C7煤层开采不会形成影响，预抽煤层瓦斯布置于C12煤层，利用运输巷和回风巷打穿层钻孔，分别抽放C5、C7煤层的瓦斯，打顺层钻孔和倾斜钻孔，预抽本煤层瓦斯。2、矿井首采C12煤层后对C5、C7煤层保护范围的确定设计首采C12煤层， C12煤开采后对上面的5、C7煤层的有效作用范围的有关参数，应根据矿井实测资料确定，今后矿井在生产过

41、程中应加强实测工作，首次开采C12层时，必须进行保护效果和范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料。目前暂参照防治煤与瓦斯突出规定附录D有关条文初步确定保护层有效作用范围参数如下：（1）保护层与被保护层之间的有效垂距按防治煤与瓦斯突出规定附录D3规定，本开采煤层为急倾斜煤层，上保护层最大有效垂距小于60m，C5、C7、C12煤层层间距平均分别为7-20m、21m，C12煤层开采后，对上面的C5、C7煤层能够起到较好的保护效果。 保护层与被保护层之间的有效垂距 煤层类别最大有效垂距急倾斜煤层、倾斜煤层60m（2）沿走向的保护范围卸压角暂按5660划定。并要求停采时间超过3个月、卸压比较充分。保护

42、层工作面始采线、停止线和煤柱（走向）的影响范围图 （3）沿倾斜的保护范围根据本矿井煤层倾角等情况，沿开采煤层的倾斜卸压角暂按70划定。并要求停采时间超过3个月、卸压比较充分。C12煤层保护层开采后倾向保护范围 保护层沿倾斜方向的卸压角达式 煤层倾角（）卸 压 角 （）344080703. 开采保护层区域防突措施应当符合下列要求：（1）开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯；（2）开采近距离保护层时，采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；（3）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；（

43、4）开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。特殊情况需留煤(岩)柱时，经煤矿企业技术负责人批准，并作好记录，将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。当保护层留有不规则煤柱时，按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定煤柱影响范围。在被保护层进行采掘工作时，还应当根据采掘瓦斯动态及时修改。保护层采空区中移留煤柱记录表 采区名称保护层名称保护层遗留煤量煤柱测绘人矿总工程师矿长遗留日期尺寸（m）沿走向沿倾斜（二）、预抽煤层瓦斯根据防治煤

44、与瓦斯突规定第四十七条第一款的规定：开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯防突措施。预抽煤层瓦斯可采用的方式有：地面井预抽煤层瓦斯以及井下穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。预抽煤层瓦斯区域防突措施应当按上述所列方式的优先顺序选取，或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。I、地面预抽因本矿井煤层埋深较大，地面施钻困难，钻孔抽放半径小，抽放效果不理想，目前暂不考虑在地面施钻预抽。II、井下预抽1、根据本矿井开拓开采巷道和已形成巷道布置情况及煤层的赋存条件

45、，本设计考虑采用顺层钻孔预抽C12煤层区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽C7、C5煤层条带煤层瓦斯、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。2、掘进工作面区域防突措施在C12煤层中掘进时，经区域性突出危险性预测测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力大于0.74 Mpa、瓦斯含量大于8m3/t、K1指标临界值大于0.5mL/g时，应先进行本煤层区域性防突措施，即进行瓦斯预抽，由工作面沿煤层软分层向煤层走向方向至少打9个孔垂深不低于60米的抽放钻孔（见煤巷区域性预抽钻孔布置示意图）。煤巷区域性预抽钻孔布置图3、采煤工

46、作面区区域防突措施在C12煤层回采前，经区域性突出危险性预测，测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力大于0.74 Mpa、瓦斯含量大于8m3/t、K1指标临界值大于0.5mL/g时，应先进行本煤层区域性防突措施，即进行瓦斯预抽，由运输巷沿煤层软分层向煤层倾向方向每隔5米至少打1个孔深到该工作面回风巷不小于4米，不大于10米的抽放钻孔（见采面区域性预抽钻孔布置图）。采面区域性预抽钻孔布置图4、石门揭煤区域防突措施经区域性石门揭煤突出危险性预测，测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力大于0.74 Mpa、瓦斯含量大于8m3/t、K1指标临界值大于0.

47、5mL/g时，应先采用本煤层区域性防突措施，即进行瓦斯预抽，采用石门揭煤采用预穿层钻孔预抽石门预掘区的区域防突（石门揭煤区域性预抽钻孔布置图）。石门揭煤区域性抽放钻孔布置图 5、C7、C5煤层的区域性防突措施在C12煤层已形成的巷中，分别向C7、C5煤层打穿层钻孔对C7、C5煤层进行区域性预测，由已形成的C12煤层中巷中每隔30米一个钻场，至少打4个预测孔，预测孔控制范围见C7煤层区域性预测钻孔布置示意图及见C5煤层区域性预测钻孔布置示意图，经区域性突出危险性预测测定煤层瓦斯压力P、瓦斯含量、钻屑瓦斯解吸指标。当煤层瓦斯压力大于0.74 Mpa、瓦斯含量大于8m3/t、K1指标临界值大于0.5

48、mL/g时，应先进行本煤层区域性防突措施，即进行瓦斯预抽，由已形成的C13煤层中巷中每隔10米一个钻场，至少打12个抽放钻孔，预抽孔控制范围见C7煤层区域性预抽钻孔布置示意图及见C5煤层区域性预抽钻孔布置示意图。C7煤层区域性预抽钻孔布置示意图 C5煤层区域性预抽钻孔布置示意图 6、本矿设计采用钻孔预抽煤层瓦斯的区域防突措施，钻孔直径一般为75100mm，预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制区段内的整个开采块段和顺槽外侧一定范围内的煤层（其中倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m、下帮轮廓线外至少10m。本设计钻孔直径取75mm。顺层钻孔的孔间及穿层钻层的孔底间距目前无依据，该煤矿应当

49、根据仁怀市鲁兴煤矿防治煤与瓦斯突出设计附录三防突措施有效半径的测定方法进行实际考察的煤层有效抽放半径确定。目前暂无此数据，预抽时间应不得少于3个月，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。应当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。III、钻孔预抽区段煤层瓦斯要求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：煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，

50、下帮至少10m；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，以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。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、区域措施效果检验1、本矿设计采用预抽煤层瓦斯区域防突措施，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标进行措施效果检验。、采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值。、对穿层钻孔预抽石门（斜

51、井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施也可以采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。具体方法如下：采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，由工作面向煤层的适当位置至少打4个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径13mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或h2值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。各煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表中所列的指标临界值预测突出危险性。钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的参考临界值煤样h2指标临界值(Pa)K1指标临界值（mL/g）干煤样2000.5湿煤样1600.4如果所有

52、实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。2、对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察（应符合防治煤与瓦斯突出规定第四十二条要求的程序）确定的临界值进行评判。在确定前可以按照如下指标进行评判：可采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。但若检验期间在煤层中进

53、行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。3、对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。4、采用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量等参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应

54、当符合下列要求：、对穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若区段宽度（两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围）未超过120m，以及对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若回采工作面长度未超过120m，则沿回采工作面推进方向每间隔3050m至少布置1个检验测试点；若预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度或预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的回采工作面长度大于120m时，则在回采工作面推进方向每间隔3050m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。当预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时，按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦

55、斯区域防突措施的检验要求分别进行检验；、对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔3050m至少布置1个检验测试点；顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突检验钻孔布置示意图 穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突检验钻孔布置图 、对穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围，区域防突措施进行检验的钻孔应控制区段内的整个开采块段和顺槽外侧一定范围内的煤层（其中倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m、下帮轮廓线外至少10m。

56、石门揭煤区域检验钻孔布置示意图 、对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔2030m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点； 顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突检验钻孔布置示意图 、各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。6、采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：、当预抽区域内钻孔的间距和预抽时间差别较大时，根据孔间距和

57、预抽时间划分评价单元分别计算检验指标；、若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围。四、区域验证1、保护层开采区域验证开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶底板位移量及其他经试验（应符合防治煤与瓦突出规定第四十二条要求的程序）证实有效的指标和方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。当采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯压力或者最大残余瓦斯含量按防治煤与瓦突出规定第四十三条第（三）项

58、的方法对预计被保护区域的保护效果进行判断。若检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。2、石门揭煤工作面区域验证在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用防治煤与瓦斯突出规定第七十一条所列的石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行。即：石门揭煤工作面的突出危险性预测应当选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其他经试验证实有效的方法进行。斜井揭煤工作面的突出危险性预测按照石门揭煤工作面的各项要求和方法执行。（1）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，应当由工作面向煤层的适当位置至少打4个钻孔测定煤层瓦斯压力P。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： （1） （2）式中 D工作面突出危险性的D综合指标； K工作面突出危险性的K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软分层煤的瓦斯放散初速度； f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