安顺煤矿防突技术措施.docx

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安顺煤矿防突技术措施

前言-1-

1矿井概况-1-

1.1交通位置-2-

1.2地形地貌-2-

1.3矿井地层与地质构造-3-

1.4煤层及煤质-4-

1.5矿井开拓、开采-7-

1.6矿井通风、瓦斯-8-

1.7其它-9-

2矿井煤与瓦斯突出概况-9-

2.1邻近开采矿井的突出概况-9-

2.2矿井突出概况-9-

3矿井瓦斯防治现状及措施分析-11-

3.1瓦斯突出防治现状-11-

3.2现有防突措施分析-11-

3.3现有瓦斯防治装备条件-13-

3.3.1通风-13-

3.3.2矿井安全监控系统：

-13-

3.3.3瓦斯抽采-13-

3.3.4其它-13-

4防治煤与瓦斯突出技术措施方案-14-

4.1总体方案及管理原则-14-

4.2区域防突技术方案-17-

4.2.1区域突出危险性预测-17-

4.2.2区域性防突措施-17-

4.3局部防突措施技术方案-30-

4.3.1掘进工作面的防突措施方案-30-

4.3.2采煤工作面的防突措施方案-37-

4.3.3石门揭煤工作面防突措施技术方案-39-

5矿井防突组织管理-41-

5.1防突机构和人员-42-

5.2措施计划-42-

5.3制度-42-

5.4防突装备-42-

5.5人员培训-42-

5.6其它安全管理措施-43-

6几点要求和建议-45-

前言

安顺煤矿曾多次发生瓦斯动力现象，属煤与瓦斯突出矿井。

2007年3月6日在9102试采工作面装煤过程中发生了一次煤与瓦斯动力现象，并发生人员伤亡，初步估算突出煤量为85t，涌出的瓦斯量为16000m3。

为此，安顺煤矿和煤炭科学研究总院重庆分院（以下简称重庆煤科院）进行合作，签订了《安顺煤矿防突措施技术方案及防突技术措施优化》的项目合同，根据合同要求，该项目分两步进行：

第一步制定矿井防治煤与瓦斯突出方案即包括矿井“四位一体”综合防突技术及防突管理等内容；第二步在考察矿井M9煤层φ90mm排放半径及φ75mm预抽半径的基础上，对矿井预抽及超前排放钻孔防突措施进行优化设计。

根据合同要求，重庆煤科院根据《煤矿安全规程》（以下简称《规程》）、《防治煤与瓦斯突出细则》（以下简称《细则》）及相关标准的有关规定，在分析矿井现有防突措施的基础上，结合矿井煤层瓦斯、地质的实际，制定了一套实用的矿井防突措施技术方案，以指导矿井综合防突体系的建立和今后工作面具体防突措施的制定。

本报告完成了合同规定的第一步工作。

本报告于2007年3月30日编制完成后，贵州省监狱管理局于2007年4月19日在贵阳组织有关专家对该报告进行了认真审查，专家组经审查后，原则同意该报告，但个别内容应进行补充完善。

对此，重庆煤科院根据专家组所提意见进行了认真研究，并对该报告进行了必要的补充完善，形成了如下最终报告。

1矿井概况

安顺煤矿（原为轿子山煤矿大洞口矿井）位于安顺市以北14km，行政区划隶属安顺市轿子山镇、普定县白岩乡。

该矿井井田走向长3.3km，倾斜宽7.0km，总面积约22km2，设计生产能力为90万t/a。

安顺煤矿直属司法部煤矿管理局、贵州省监狱管理局直属煤矿，为国有监狱煤矿。

经国家计委批准立项建设，于1984年完成了可行性研究报告的编制工作，由于多方面原因，未能如期实施，上世纪九十年代初，该项目作为西电东送中安顺电厂的配套项目又重新列入计划，于1992年重新编制了可研报告，94年编制了初步设计并经司法部和贵州省计委联合计（1994）黔计建字第380号文审查批复，矿井设计能力90万t/a。

矿井为斜井开拓，即主、副、中央风井三个井筒。

井田内三层可采煤层（M0、M8、M9）划分为上下两组煤开采，上组煤开采M0煤层，水平标高+1340m，下组煤联合开采M8、M9煤层，水平标高为+1145m。

安顺煤矿于1996年12月26日正式动工，2001年2月9日开始在M0煤层中进行生产。

由于在基建及生产过程中，M0煤层发生煤与瓦斯突出动力现象，经重庆煤科院鉴定，安顺煤矿为煤与瓦斯突出矿井，同时M0煤层赋存极不稳定，且具有较大的安全隐患，无法达到原一期工程的设计能力，为落实安顺电厂燃煤和贵州省西电东送的需要，考虑安顺煤矿的长远发展，安顺煤矿于2003年12月22日开始扩能技改工程，由一水平向下延伸至二水平进行下组煤的开采。

目前，井巷工程主体部分已经完成，主要生产设备已安装完毕，生产系统已基本形成。

现主采M9煤层。

该矿自2008年3月，9100切眼掘进工作面发生煤与瓦斯突出后，一直处于停产状态。

2008年9月1日，永煤集团对贵州安顺煤矿进行了托管。

1.1交通位置

井田内交通方便，国铁贵昆线，在安顺设有中间站，轿子山煤矿至安顺已建有准轨铁路专用线，专用线全长为20.4km，为工业企业标准Ⅲ级线。

滇黔公路干线经过安顺，轿子山煤矿至安顺有约16km的沥青路面公路相通。

自安轿公路上的跳灯场已有约5km的公路通达矿井工业场地。

交通位置如图1。

图1贵州安顺煤矿交通位置图

1.2地形地貌

安顺井田为北东—南西向的断块构造带中构成的地表分水岭。

井田之南为平桥河谷地，平桥河为矿区主要地表水体。

井田之北为右仲河谷地，主要有右仲河、磨石河、寨头河三条地表溪流。

各河流最后均流入井田之北4km的三岔河。

1.3矿井地层与地质构造

轿子山煤田位于黔北台隆南部边缘，三岔河北东向褶断带大威岭背斜南西部。

整个背斜受一组北东向正断层肢解，形成若干个北东向条形断块。

后期又遭受低序次北西向正断裂错切，交织成构造较为复杂的断块带。

大洞口井田（安顺井田）就是其中的一个断块，位处大威岭背斜西部倾伏端，轿子山井田西侧。

井田内出露的地层山新至老为：

三叠系永宁镇组、飞仙关组；二叠系大隆组、长兴组及龙潭组上部地层：

第四系地层以不整合零星覆盖于上述地层之上。

本井田含煤地层为上二叠统龙潭组，由细砂岩、粉砂岩、粘土质粉砂岩、燧石灰岩及煤层等交替组成。

共含煤22层，一般含煤9—17层，自上而下编号为M0～M18。

可采煤层3层，即M0、M8、M9煤层，均大部可采。

井田地层走向自东向西由北西320渐变为正北，倾向自东向西由南西渐变为近正西，倾角一般在2～6º左右。

井田主要地层特征详见表1。

表1井田地层特征表

地层系统

组段厚度（m）

系

统

组

段

代号

极值

均值

二叠系

上统

峨眉山玄武岩组

P2β

>103.33

龙潭组

第一段

P2L1

64.16-87.94

74.58

第二段

P2L2

50.50-60.09

55.13

第三段

P2L3

67.89-91.42

83.73

第四段

P2L4

43.34-57.25

49.86

第五段

P2L5

109.49-136.98

124.42

长兴组

P2C

16.79-29.08

22.82

大隆组

P2d

10.60-21.86

14.02

三叠系

下统

飞仙关组

下段

TTF1

37.74-61.58

46.07

上段

TTF2

57.31-77.65

67.14

永宁镇组

下段

TTFYn

213.73

上段

TTFYn

>30.00

第四系

0-60.09

4.00

本井田四周为F1、F2、F3及F5四条主要断层围限。

井田内断层稀少，总体呈较稳定的单斜构造，其构造复杂程度屑简单类型。

按围限断层的不同规模和排列方向，可分为下列两组：

1、北东向断层组：

为一组断距较大、延伸较长的区域性断层组。

井田的南北边界F1、F2断层为其主要代表。

F23为FI派生的正断层，规模稍大。

F16、F201、F202为F2派生的延伸有限、落差较小的正断层。

2、北西西向断层组：

为一组落差较小，延伸有限的井田断层组。

井田东西边界F3、F5断层为其主要代表。

F9、F25、F301为F3派生的小断层。

F501、F502、F503为F5派生的小断层。

这些均为延伸有限，落差较小的正断层。

井田内小断层稀少，破坏轻微。

地表仅发现北西西一北西向F4、F12、F13三条正断层，其中F4断层平行F5断层，延伸贯穿井田西部，地层落差12m。

F12、F13断层位于井田中部，延伸数百米，地层落差3m～15m。

主要断层特征见表2。

表2主要断层特征表

断层

名称

性质

地点

长度（m）

断移后的几何特征

起

止

重复或缺失

断层产状

地层落差（m）

走向方位角

倾向

倾角

正断层

白岩区以西

乐平区附近

35000

缺失

55º～70º

69º～81º

东端200～300

西端750

正断层

白岩区附近

三岔河区域

20000

缺失

55º～60º

50º～70º

东端870

西端400

正断层

郭家囤

白岩脚

10000

重复

280º～310º

SSW

56º～74º

东端40～60

西端数米

正断层

水洞各什之间

龙头山

3000

缺失

280º～300º

SSW

59º～70º

110

F23

正断层

北交F3

南交F1

缺失

40º～50º

70º左右

正断层

300º～340º

SSW

1.4煤层及煤质

本井田可采煤层3层，即M0、M8、M9煤层。

M0煤层：

俗称毛坡煤，产于P2L5地层中部，上距S1标志灰岩平均9．45ra，直接顶板为深灰色粉砂质粘土岩，底板为深灰色粘土岩。

倾角一般在2～6º左右。

煤层结构简单，一般含小于0.05m夹矸一层或不含夹矸。

煤层厚度Om～4．81m，平均2．05m，厚度变化系数为46％，且规律性不明显，为不稳定煤层。

井田内有八个大小不等的不可采薄化区，薄化面积占井田勘探面积的7％。

M0煤层属粉粒状暗亮煤，裂隙发育，结构较松软，机械强度低，易碎裂揉皱镜面极为发育，煤层的顶底部黄铁矿含量较高。

M8煤层：

俗称高煤，产于P2L3地层中部，大部分地区煤层与S3标志层灰岩直接接触。

井田西北部和东南部部分地段，煤层与S3标志层灰岩之间夹有0.19m～3.43m灰黑色炭质粘土岩或灰色粘土质粉砂岩，煤层底板为灰黑色炭质粘土岩或灰色粘土岩。

倾角一般在2～6º左右。

煤层结构一般较简单，含夹矸l～2层，夹矸厚度在0.1m～1.61m之间变化．在井田中部煤层具分岔现象而出现薄化区（O.7m～0.8m）。

井田内煤层厚度0．03m～1．98m，平均1.2lm，厚度变化系数33％，属较稳定型煤层。

M8煤层属块状暗亮煤，微细裂隙发育，机械破碎多沿裂隙面裂开。

煤层中见有细脉状、条纹状黄铁矿。

M9煤层：

俗称二层煤，是本井田主要可采煤层。

产于P2L3中部，上距S4标志层灰岩平均5.36m。

直接顶板为深灰色粉砂质粘土岩或灰黑色炭质粘土岩。

底板为灰色粘土岩及浅灰色粉砂岩。

倾角一般在2～6º左右。

煤层结构简单，基本上为单一煤层。

煤层厚度Om～1.97m，平均厚度1.53m。

厚度变化小，厚度变化系数16％，属稳定型煤层。

井田西部由于沉积相变，煤层尖灭，其尖灭区占井田勘探面积的20％，仍属于大部可采煤层。

M9煤层属块状暗亮煤，结构较致密，仅见少量微细闭合状裂隙。

可采煤层特征表见表3。

采区煤层柱状图如图2所示。

表3可采煤层特征表

煤

层

厚度（m）

煤层间距（m）

煤

层

结

构

顶底板岩性

稳定性

可采范围

最小

最大

平均

最小～最大

/平均

顶板

底板

4.81

2.05

139.25

～165.88

/155.0

较

简单

直接顶为粘土质粉砂岩，粉砂岩粘土岩，粉砂岩和粘土岩

直接底板主要为泥质粉砂岩和粘土岩

不

稳定

大部可采

0.03

1.98

1.21

较

简单

直接顶板大部为粘土岩，粉砂质粘土岩等较软弱的岩石。

直接底板主要为粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩等

较

稳定

大部可采

12.24

～25.83

/17.96

1.97

1.53

简单

直接顶板为泥质粉砂岩，粉砂岩。

直接底板为粘土岩，粉砂质粘土岩，粉砂岩

稳定

大部可采

图2贵州安顺煤矿一盘区煤层柱状图

煤种：

本井田三层可采煤层均为三号无烟煤。

灰分：

M0、M8、M9层煤的钻孔样平均灰分分别为20.79％、21.19％、19.86％均为中灰煤。

硫分：

各煤层的钻孔样硫分M0为1.67～11.32％平均为4～27％，属于高硫煤，M8为1.61～7.32％平均为3.85％，属于富硫煤，M9为O.38～4.98％平均硫分为1.48％，一般属于低硫煤。

煤中硫分的赋存形态一般以黄铁矿的形式为主，占全硫量的85％～95％。

挥发分：

三层可采煤层原煤挥发分均在10％以下。

发热量：

三层町采煤层原煤可燃物发热量一般都超过34.75MJ／kg。

M0煤层为低～特低强度煤；M8、M9煤层为中～高强度煤。

1.5矿井开拓、开采

矿井采用斜井开拓方式，根据矿井提升、运输及通风等要求，矿井初期设主斜井、副斜井和回风斜井三个井筒。

主斜井为新建井筒，副斜井和回风斜井由上组煤水平延深至下组煤水平。

本井田M0和M8、M9三个可采煤层，分别属于上下两个煤组。

上组煤M0距下组煤M8的层间距为155m左右。

因此矿井设计分煤组设置开采水平。

将上组煤M0和下组煤M8、M9划分为两个开采水平。

矿井一期工程开采上水平M0煤层，于1996年12月26日动工，2001年2月9日一期工程一水平+1340水平M0煤层1001工作面经贵州煤监局批复同意于2001年2月9日开始进行试生产，在试生产过程中多次发生煤与瓦斯动力现象，而且M0煤层自燃发火及顶板破碎等自然灾害严重，煤层极不稳定，产量很低，在无法形成规模生产的同时安全生产环境恶劣。

至2003年底，仅生产了20万吨（开采损失12.22万吨），经反复论证后于2003年10月15日暂时停止对M0煤层的开采，进行回收封闭。

M0煤层留在矿井中后期开采。

矿井转入二期工程即开采+1145m水平下组煤层。

2003年12月22日开始动工建设，于2005年5月形成9102工作面,2005年9月12日进行设备联合试运转。

全井田基本上沿倾斜方向以人为边界为主共划分为6个盘区。

2个上山盘区，4个下山盘区。

其中两个上山盘区和两个下山盘区开采M8、M9两层煤，另两个下山盘区仅M8可采。

矿井盘区接替，本着由近及远、先上山后下山的原则进行。

矿井设计配备两个工作面同时生产达到矿井设计生产能力，分别装备综采和高档普采。

工作面长度分别确定为180m和160m。

目前，矿井只有一个M9煤层9102试采面，2～3个M9煤层全煤巷爆破掘进工作面。

9102回采工作面采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，高档普采采煤工艺；掘进工作面采用爆破掘进，金属锚网支护。

1.6矿井通风、瓦斯

通风方式：

中央并列抽出式，主、副井进风，风井回风。

风机型号2K56-NO.24型的轴流通风机两台，一台工作，一台备用。

配套电动机为交流异步电动机，电压6kV，功率400kW。

据精查地质报告，M0煤层平均瓦斯含量为8.92m3/t.r；M8煤层为9.45m3/t.r；M9煤层为9.23m3/t.r。

各煤层瓦斯含量见表3。

表3各煤层瓦斯含量表

煤层

样品件数

瓦斯含量（m3/t.r）

极值

均值

2.18～19.17

8.92

5.35～14.54

9.45

4.68～22.17

9.23

M10

7.67

M14

11.55～11.98

11.77

重庆煤科院于2005年8月对该矿M9煤层进行了瓦斯基本参数测定，其结果如下表4所示：

表4M9煤层的瓦斯基本参数表

测压地点

埋深

（m）

瓦斯压力

（Mpa）

瓦斯含量

（m3/t）

透气性系数

（m2/Mpa2.d）

钻孔流量衰减系数（d-1）

+1145m水平轨道大巷与措施工程处

419.98

1.0

14.9034

0.056553～0.11062

0.024～0.069

9102回风巷相距措施工程巷160米处

421.93

0.45

9.8678

9102回风巷相距措施工程150米处

421.09

0.58

11.4323

9102回风巷相距切眼100m处

421.09

2.25

19.77

根据矿井2007年3月份通风瓦斯统计资料：

矿井绝对瓦斯涌出量为8.832m3/min，矿井总回风量为5888m3/min，总回风瓦斯浓度0.1%～0.3%左右。

采煤工作面采用“一进一回”全负压通风方式，9102回采工作面配风1700m3/min左右，正常回风瓦斯浓度0.4～0.5%；掘进工作面采用局扇压入式通风，配Φ600～800mm柔性胶质风筒，配风量200m3/min～300m3/min，基本能满足单个全煤巷炮掘工作面需风量。

经重庆煤科院对来样进行鉴定，井田内M8、M9煤层均无煤尘爆炸性危险；M8、M9煤层自燃发火倾向为第三类：

不易自燃。

矿井在开采M0、M9煤层时，发生多次煤与瓦斯突出现象。

1.7其它

矿井充水水源主要为煤系地层中砂岩，灰岩裂隙含水层中的地下水，矿井水文地质类型属于简单～中等类型。

矿井无冲击地压危险。

矿井地温正常。

2矿井煤与瓦斯突出概况

2.1邻近开采矿井的突出概况

1988年3月27日斑鸠山井M14煤层三盘区西五巷380m处，因瓦斯喷出窒息三人，正抢救途中发生瓦斯突出。

突出点距地表垂深仅248.40m，突出煤量150t，突出煤沿巷道拐弯抛出15m，突出后空洞呈小肚大的犁形。

在本井田范围开采M0煤层的民窑及邻近轿子山矿在采掘生产中曾多次发生瓦斯爆炸和燃烧事故。

2.2矿井突出概况

安顺矿井自1996年12月26日破土开工建设以来，在+1340m运输大巷揭煤时发生瓦斯喷出；在掘进东1001工作面运煤顺槽及联络巷放炮时先后多次发生煤与瓦斯突出，突出地点距离地表垂深240m，最大空洞宽24m，深10m，其间，发生过一次小型瓦斯爆炸事故，并连续爆炸五次。

在有突出强度记录的7次瓦斯动力现象中，最大强度826t/次，最大突出涌出瓦斯量为约1.8万m3/次；最小突出强度20t，平均突出强度246t。

最近两次突出发生在2007年3月6日和2008年3月20日，前一次是在9102试采面爆破落煤后采煤机清煤时发生煤与瓦斯动力现象，并造成人员伤亡，初步测算，此次共抛出煤量达85t、涌出瓦斯量16000m3，沿工作面倾斜方向抛出距离约20.4m，岩走向抛出最大为4.3m，抛出煤粉分选性不明显，孔洞内堆满煤粉。

后一次是在9100切眼掘进过程中由于煤层顶板比较破碎，矿工作人员对监区进行处理时发生煤与瓦斯突出，突出工作面55m，突出煤量200t、涌出瓦斯量15943m3。

具体的突出地点、突出煤量和瓦斯涌出量等详见表5。

其中大部分瓦斯动力现象无文字资料可查，而是靠有关人员回忆所得。

表5安顺煤矿瓦斯动力现象汇总表

序号

时间

突出地点

煤厚（M）

倾角（o）

地质构造

突出前作业方式

突出煤量（t）

涌出瓦斯量（M3）

抛出距离（M）

堆积坡度

突出

类型

1998.7.29

+1340M运输大巷

3.2

无

打眼

－

瓦斯喷出

1998.10.19

东1001运煤顺槽联络巷

1.7

有一断层断距0.5M

放炮

100

－

煤与瓦斯突出

1999.2.25

东1001工作面运煤顺槽43M处

1.5

右帮有一断层，错距0.5~0.8M

放炮

571

12440

煤与瓦斯突出

1999.6.17

东1001工作面运煤顺槽176M处

1.0

煤层松软，挤压揉槎严重

放炮

－

煤与瓦斯突出

2002.6.29

东1003工作面运料顺槽绕道开口34M处

2.2

煤层松软，挤压揉搓，粉状严重

放炮

826

17995.5

煤与瓦斯突出

2002.9.23

1001采煤工作面距机头40M处

2.4

煤层松软，挤压揉搓，粉状严重

放炮

20t左右

－

采面

煤与瓦斯突出

2005.3.19

9102工作面回风顺槽

－

有小断层

放炮

－

煤与瓦斯突出

2005.4.29

9102工作面上隅角

－

无

放炮

100

3636

－

煤与瓦斯突出

2006.5.15

9102采面

－

煤与瓦斯突出

2007.2.5

9102采面

－

2007.3.6

9102采面

－

有小断层

装煤

16000

20.4

－

2008.3.20

9100切眼

－

有构造

支护

200

15943

－

煤与瓦斯突出

3矿井瓦斯防治现状及措施分析

3.1瓦斯突出防治现状

根据重庆煤科院2005年8月编制完成的《贵州省安顺市安顺煤矿瓦斯基本参数测定及瓦斯防治技术》资料，矿井M9煤层瓦斯压力大，瓦斯含量高，突出危险性大。

矿井9102试采面2005年9月份开始试生产以来，截至目前，已发生了3次煤与瓦斯动力现象，并有2次造成了人员伤亡。

这充分说明了矿井防治煤与瓦斯突出的重要性、艰巨性和紧迫性。

目前，矿井掘进工作面按《细则》要求采用“四位一体”的综合防突措施，即掘进前进行预测，预测指标为钻屑解吸指标（即测试钻屑解吸值K1和钻屑量S），预测不超标，则留至少2m超前距掘进；预测超标，则采用小直径排放钻孔或工作面预抽防突措施，排放或预抽一段时间后，进行效果检验，检验不超标，则在留足超前距的情况下，采用爆破掘进。

回采工作面（目前只有9102采煤面）形成后在回采前，沿工作面运输巷向上、回风巷向下施工预抽钻孔，采面采用小直径抽采钻孔，孔深15m、孔间距3m，短期抽放后进行预抽效果检验，检验孔深为10m，检验不超标，则留5m预抽孔超前距回采；检验超标，则工作面采取浅孔松动爆破措施，参数为孔深3m、孔径42mm、孔间距3m、装药2条，松爆后检验，检验合格，先采用爆破落煤、再采用采煤机清煤至运输机。

3.2现有防突措施分析

尽管安顺煤矿采区了如上所述防突措施，但9102回采工作面仍发生了5次瓦斯动力现象，并有2次造成了人员伤亡。

从矿井所采取的防突措施分析，均是目前用得较普遍的常规措施，经实践证明对大部分矿井是适用的。

但对于安顺煤矿是否适用，需进行具体分析：

1）顺层钻孔预抽技术

采用顺层钻孔抽放煤层瓦斯，是近年来煤矿瓦斯治理的一种

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