12620采面消突评价报告.docx

1、12620采面消突评价报告织金县大雁矿业有限责任公司12620运输巷煤与瓦斯消突评价报 告編 制 廖东升日期 二一二年十一月六日织金县大雁矿业有限责任公司12620运输巷防突措施效果检验报告审核人员名单序号姓 名职 务审核意见（签字）1矿 长2总 工3工程师4安全矿长5生产矿长6机电矿长7通风矿长8防突队长9掘进队长审核时间：目 录第一章 首采区地质简述第一节 地质概况5第二节 采区瓦斯地质含量及赋存情况8第二章 防突机构建设情况第一节 防突组织机构及成员10第二节 防突设备的添置11第三节 防突设施的建设情况13第三章 局部综合防突措施的执行情况第一节 掘进时期突出危险性预测方法14第二节

2、工作面防突措施14第三节 掘进工作面防突措施效果检验15第四节 安全防护措施15第四章 区域综合防突措施的执行情况第一节 回采工作面区域防突措施18第二节 区域防突措施效果检验18第三节 区域煤层瓦斯抽采情况18第五章 首采工作面煤与瓦斯消突评价第一节 评价依据19第二节 评价结论20第三节 安全防范21附一：12620掘进工作面瓦斯抽采（月）统计表 11 份附二：抽放钻场、钻孔压力差数据测定记录 4 份附三：钻场及钻孔参数施工记录 10份附四：瓦斯抽放钻孔施工原始记录 24份第一章 首采区地质简述第一节 地质概况一、地层+1713m水平中的M6煤层运输巷掘进工作面。矿区内主要的地层由老至新依

3、次有上二叠统峨眉山玄武岩组(P3)、龙潭组(P3L)，下三叠统飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1yn）及第四系（Q）。现分述如下：1、上二叠统峨眉山玄武岩组(P3)在本矿区内出露不全。岩性上部为灰绿、灰紫色等玄武质凝灰岩，厚8-25米。中、下部为深灰色及灰绿色拉斑玄武岩、紫色凝灰岩、灰色致密的凝灰质角砾岩等组成，底部见星点状黄铜矿、斑铜矿，厚180-250m。呈条带状分布于北东部，面积较小。与上覆地层呈假整合接触。2、上二叠统龙潭组（P3L）呈条带状出露于矿区东北部，为本矿的含煤地层。属以细碎屑岩为主的海陆交互相沉积，岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度320

4、-370米，一般352米。含煤20-30层，煤厚约21.55米，可采局部可采煤层9层，煤厚约15.05米。地层的含煤系数为6.1%，可采的含煤系数为4.3%。与上覆地层呈假整合接触。根据岩性、岩相，可分为四段。第四段（P3L4）：为C1煤层上部薄层灰岩、泥灰岩至C12煤层顶部泥岩，海陆交互相沉积较为明显，岩性以粉砂岩、细砂岩、煤层、粘土岩组成。含可采及局部可采煤C1、C2、C5、C6、C7、C8、C9、煤层。本段厚度约90米。第三段（P3L3）：为C12煤层底板至C26煤层顶板，岩性以粉砂岩为主。煤层富集于上、中部，含可采及局部可采煤C12、C13、C18b煤层。本段厚度约86米。第二段（P3

5、L2）：为C26煤层底板至C52煤层顶板，岩性以灰色、灰绿色粉砂岩、泥岩为主。煤层多为薄煤层。本段厚度约90米。第一段（P3L1）：C52煤层至煤系底部界，岩性以细砂、粘土岩为主，粘土岩中含大量粘土岩蠕虫状、鲕状凌铁质结核，煤层富集于中、下部，稳定性较差，含局部可采煤C61、C66、C67-69煤层。本段厚度约86米。与下伏峨眉山玄武岩组呈假整合接触。3、下三叠统飞仙关组（T1f）厚度445-505米，分四段。第四段（T1f4）：岩性以紫色薄层细砂岩为主，夹生物灰岩条带，厚度10-40米。第三段（T1f3）：岩性为灰绿色紫色粉砂岩与细砂岩互层，夹生物灰岩条带，厚度240-250米。第二段（T1

6、f2）：岩性为灰绿色紫色粉砂岩与细砂岩互层，夹生物灰岩条带，厚度170-190米。第一段（T1f1）：岩性为灰绿色粉砂岩、泥岩互层，夹条带状、透镜状灰岩及菱铁质结核。平均厚度15-25米。与下伏龙潭组呈整合接触。4、下三叠统永宁镇组（T1yn）呈条带状出露于矿区外西南部，岩性上部灰紫色灰岩，夹薄层灰岩及紫灰色钙质粉砂岩。下部为紫色薄层状钙质粗、细粉砂岩互层。厚度35-55米。与下伏飞仙关组呈整合接触。5、第四系（Q）主要为残坡积层为主的亚粘土、碎石亚粘土组成，不整合于各时代地层之上，分布在评估区内低洼地、沟谷及缓坡地带。厚度0-15m。 （二）矿区构造矿区位于格目底向斜北翼东段。构造形态为向西

7、南急倾斜的单一构造，地层走向一般为105-115度，倾角由东向西呈有规律变陡（70-85度）。地层走向北西，倾向南东，倾角70-80度。矿区内断裂极为发育，按其规律可分为三组：第一组为近东西向的走向断层；第二组为北东-南西向，切割飞仙关组、龙潭组；第三组为北西-南东向，切割茅口灰岩组、龙潭组和飞仙关组。各断层特征（见表2-1-2）区内共有断层19条。各断层特征见表2-1-2，其中走向正断层1条（F1）、逆断层1条、平推断层17条，根据其展布情况、切割破坏程度，区内构造复杂程度定为中等复杂。二、煤层、煤质一）煤层1、含煤性矿区内含煤地层为龙潭组，厚320-370m，一般为352m。含煤20-30

8、层，可采、局部可采煤层层，分别为6、6-1煤层。2、可采煤层6煤层:位于煤系第四段顶部厚度最大的一层煤，顶板距煤系顶界3m左右，厚度1-4米，常夹2-3层夹矸，煤层结构较复杂，俗称“大牛角煤”，煤层顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为厚约0.3米泥岩，属较稳定煤，一般厚1.29-3.37米。6-1煤层:位于煤系第四段顶部距C1煤层12-15米，顶板以粉砂岩为主，底板为致密状深灰色动物碎屑灰岩。化石种类繁多，即所谓“腰带灰岩”，厚约1-5米。属较稳定煤层，但厚度变化较大，一般厚0.36-1.32m,井田西部较厚,东部薄，结构简单，俗称“小牛角煤”。二）煤质(一）物理性质全区煤层为黑色灰黑色，以玻璃光泽为

9、主，次为沥青光泽；块状、粒状为主，次之细粒状，少量粉粒状；线理中条带状结构，少量宽条带结构；硬度为半坚硬，次为坚硬，少量为松软；裂隙发育，充填有薄膜状及网格状方解石；断口以参差状为主，少数为平坦状；煤岩类型多为半亮型，少数为半暗及暗淡型；黄铁矿赋存状态：在高富硫煤中一般以透镜状、瘤状、层状为主，在低中硫煤中一般以浸染状、薄膜状、星点状为主。(二）化学性质及有害组分1化学性质本次生产地质报告未取样化验。根据2007年9月贵州省地矿局一一三地质大队提交的贵州省水城县阿戛乡禹举明煤矿资源/储量核实报告。根据中华人民共和国国家煤炭质量分级标准（GB/T 15224.12004），C1煤层为低中灰、中高

10、硫、高热值焦煤,C5煤层为高灰、中高硫、中热值焦煤,C6煤层为高灰、高硫、特高热值焦煤,C7煤层为高灰、高硫、低热值焦煤,C8煤层为高灰、高硫、特高热值焦煤,C9煤层为中灰、中硫、高热值焦煤,C12煤层为低灰、中高硫、特高热值焦煤,C13煤层为中灰、特低硫、高热值焦煤,C18b煤层为中灰、特低硫、高热值焦煤。可采煤层煤质指标见表2-1-4。2有害组分及含量有害组分为硫、磷、砷等。根据C1、C5、C6、C7、C8、C9、C12、C13、C18b煤层煤样分析鉴定测试结果，其 6煤层硫份（St,d）为2.73，磷为0.0036%，砷一般为2-410-6，属低中高硫、低磷、低砷煤；6-1煤层硫份（St

11、,d）为3.02，磷为0.005%，砷一般为2-410-6，属中高硫、低磷、低砷煤；第二节 矿井瓦斯含量及赋存情况一、矿井瓦斯（一）瓦斯、煤尘爆炸性和煤炭自燃倾向性1、瓦斯 根据贵州省能源局文件（黔能源发2009252号），关于六盘水市煤炭局关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告的批复，2009年度禹举明矿井绝对瓦斯涌出量为5.35 m3/min、相对瓦斯瓦斯涌出量为37.14m3/t；鉴定结果为煤与瓦斯突出矿井。根据AQ1018-2006标准预测矿井相对瓦斯涌出量为37.5m3/t，绝对瓦斯涌出量为23.6 m3/min。矿井有关瓦斯方面的资料不全，矿方在建井和生产过程中须按规定测定

12、各煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、计算矿井瓦斯涌出梯度和瓦斯压力梯度。按规定进行矿井瓦斯等级鉴定工作。2、煤的自燃倾向性： 根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月14日提交的水城县阿戛乡禹举明煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，禹举明煤矿C1、C12煤层煤炭自燃倾向均为二类，属自燃煤层。3、煤尘爆炸危险性：根据贵州省煤田地质局实验室2010年8月14日提交的水城县阿戛乡禹举明煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，禹举明煤矿C1、C12煤层煤尘均有爆炸性。所以本设计按所有可采煤层煤尘均有爆炸危险性进行设计和管理。（二）地温根据生产地质报告提供的资料，矿井在划定的开采标高内，属地温正常型矿井。（三）煤与瓦斯突出根据贵州省

13、能源局文件（黔能源发2009525号），关于六盘水市煤炭局关于煤矿瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的报告的批复，禹举明煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井。矿井在今后的建设和生产过程中必须做好防治煤与瓦斯突出措施，在建设和生产过程中必须严格执行防治煤与瓦斯突出规定。（四）煤层顶、底板6煤层顶板为细砂岩、粉砂岩，底板为泥岩；6-1煤层顶板以粉砂岩，底版为碎屑灰岩；二、邻近矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出、地温等实际情况及鉴定研究成果通过对邻近矿井的调查得知，邻近矿井均为突出矿井，煤层自燃和煤层爆炸性鉴定结论与本矿一致。根据水城县阿嘎乡禹举明煤矿瓦斯地质图编制说明书第三章第六节

14、“瓦斯含量分布及预测研究”表明：禹举明煤矿C1煤层测试及计算成果如下：1.+1480m水平10102运输巷瓦斯含量为11.4m 3/t，煤层坚硬系数F=0.46，瓦斯放散初速度P=26.82；2.+1420m水平10103运输巷瓦斯含量为12.7 m 3/t，煤层坚硬系数F=0.54，瓦斯放散初速度P=23.66；3.+1390m水平10103风巷瓦斯含量为13.6m3/t，煤层坚硬系数F=0.52，瓦斯放散初速度P 25.26。二、矿井瓦斯赋存情况煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占80-90%，以游离状态贮存的占10-20%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。第二章 防突机构建设第一节

15、组织机构及成员一、为切实贯彻矿山安全法等相关法律法规，把防治煤与瓦斯突出规定落实到具体实际工作中，我矿已成立防突工作领导小组，组长由矿长刘长中担任，副组长由总工程师王金贵担任。小组成员由工程师王廷开、生产矿长李姿荣、安全矿长朱晓小明、机电矿长姜传峰采通防科长罗冬敏，矿调度员冯刚等组成。负责全矿井的防治煤与瓦斯突出实施和管理工作。二、管理责任：矿长对防治突出管理工作负全面责任，定期检查、平衡防治突出工作，解决防治突出所需的人力、物力、财力，保证防治突出工作的实施。生产矿长负责矿井生产与防治突出协调管理，落实人员。安全矿长负责组织监督检查。总工程师负责组织编制、审批、实施、检查防治突出规划、计划和

16、措施。通防科长及防突人员对所在岗位的防治突出工作负责。防突队工作人员：刘秀军 何仁华 张家华 罗光富 韩锦勇 王加林赵万江 方帮仪第二节 防突设备的添置根据矿井通风安全装备装备和防治煤与瓦斯突出规定，设计配备煤与瓦斯突出预测仪器。 煤与瓦斯突出防治工程设施和装备表 序号工 程 名 称规程型号单位数量1轻便防突钻机ZDV-750 台375钻机台22突出预测预报仪WTC台33防爆钻机ZLJ360/ZCJ50台24压风自救系统组16(1)空气压缩机GA110-8型台1GA75-8型台2(2)压风管1594.5mmm1000(3)压风管D573.5mmm2000(4)减压器及面罩组10第三节 防突设施

17、的建设情况一、矿井遵照安全专篇设计设置了隔爆水棚1.水棚的结构与选型 采区运输平巷及回风平巷分别安安全专篇设计规定设置完善了防（隔）爆水棚。其规格型号主（副）井和总回风平硐选用GD-60水袋棚作为主要隔水棚，其型号规格分别为：长宽高900400250mm；采区运输平巷及回风平巷用选GD-40水袋棚作为辅助隔水棚，其型号规格分别为：长宽高600400250mm。二、防突风门的设置防突风门为防向风门：本矿井在生产系统建设中在布置开拓石门平硐以及准备巷道施工工作中，采用在石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧，设置2道牢固可靠的反向风门，风门之间的间距为4m。墙厚0.8m、周边刻槽深度0.3m、底部刻槽0.

18、5m，门框厚度100mm、门板厚度50mm且用铁皮包装、安装完善。反向风门距工作面70m。反向风门的管理规定：人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。通过反向风门墙垛的风筒、水沟设有逆向隔断装置。三、采区避难硐室及压风自救站的建设情况1、12620采面避难硐室设置在+1117m水平中巷道内，设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高为2m，深度能够满足扩散通风的要求，长度3.0m、宽度4.0m，使用面积为12m2，可满足24人同时避难的要求。避难所内支护保持良好，并设有与矿(井)调度室直通的电话；2、避难所内放置有足量的饮用水、安

19、设供给空气的设施，每人供风量不少于0.1m3/min。采用压缩空气供风，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；3、避难所内有根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。四、压风自救系统12620运输巷和回风巷都已设置压风自救站，与工作面直接的间距为25m，自救袋为10个/组。第三章 局部综合防突措施的执行情况第一节 掘进施工建设时期对本煤层突出危险性的方法一、12620采面运输巷在施工前，已执行了突出危险性预测。预测方法：1、在掘进工作面首先采用钻孔直径为75mm的钻机在煤层软分层中打3个措施孔，布置在沿煤层走向布置以45倾角的方位角，孔深10m进行排放瓦斯。2、待瓦斯排放1h以后，工作面

20、瓦斯浓度不超过0.8%的条件下，再在邻近措施孔200mm位置采用风煤钻机打孔径为42mm的预测孔；沿措施孔同方向打3个预测孔，孔深10m（每钻进1m）采用MD2水柱计预测煤层瓦斯压力，钻屑瓦斯解吸h2指标为8090pa范围之间；钻孔每钻进1m测定1次钻屑量S为34kgm-1范围之间。根据上述预测是真实数据对照防治煤与瓦斯突出规定，第75规定S值指标小于6 kgm-1,h2指标小于200pa，该段10m预测范围内确定为无突出危险工作面。附：掘进时期工作面防突钻孔参数原始记录于后第二节 工作面防突措施一、掘进工作面经预测10m范围内无突出危险后，由防突队负责在施工段打1个8m深的（直径为42mm）

21、炮眼，并落实专职放炮员进行装药对工作面实行松动爆破。松动爆破最大装药量为450g。二、待执行松动爆破2h以后，经防突队长下达掘进“允掘通知书”掘进队才能根据“通知书”的规定和要求组织安全施工。三、允掘进度允掘进度为5m，每班1.6m组织施工，施工段超前钻孔始终保持巷道轮廓线外7m范围内煤层无突出危险。 掘进施工中执行的安全防护措施：远距离爆破关闭防突门隔爆水袋进入避难硐室。第三节 掘进工作面防突措施效果检验1、钻进施工中无卡钻、喷孔、响煤炮等现象；2、各检验指标的测定情况及主要数据掘进工作面布置检验孔3个直径为42mm的钻孔，钻孔深度为10m。施工中每钻进1m测定1次，钻屑瓦斯解吸h2指标为8

22、090pa范围之间；钻孔每钻进1m测定1次钻屑量S为34kgm-1范围之间。主要数据附于后第四节 安全防护措施一、按安全专篇设计规定建立了避难硐室，布置在+840m水平中部车场之中，室内备有隔爆电话，可以直径拨通井下各个水平工作区和地面调度室，备有饮用水、设有供给空气管路、减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，配有足够的隔离式自救器。二、距离掘进工作面70m位置处按安全专篇设计规定设置了防突门，掘进施工时期将防突门向外敞开、且固定，随时保持畅通；爆破前、撤出工作面一切人员后关闭防突门。三、按安全专篇设计规定设置完善了隔爆水袋。四、距离工作面附近按规定设置有电话和压风自救站。上述措施为掘进施工起到了有

23、效的安全防护。第四章 区域综合防突措施的执行情况第一节 回采工作面区域综合防突措施一、瓦斯抽放系统于2012年11月安装完善12620回采工作面于2013年1月施工完善。回采前对该采面采用顺层预抽瓦斯的方式对C1煤层进行抽防。12620回采工作面沿煤走向长度700m、倾向长度111m；二、顺层钻孔布置及瓦斯抽防1、顺层钻孔布置方式在12620运输巷、回风巷分别布置了瓦斯抽放钻孔。该区域由于煤层顶板倾角不一致，时有变化；致此：按安全专篇设计布置90m深度的钻孔，为了达到有效抽防的目的，经安全小组统一研究，决定钻场布置方式如下：12620运输巷、回风巷瓦斯抽放钻孔沿煤层走向布置。钻孔布置：沿煤层走

24、向布置5m/个检验孔，每间隔5m布置1个抽放钻孔，孔深2025m；钻场布置：间距30m/个。第二节 区域防突措施效果检验一、防突队在布置钻场前首先采用风煤钻机（钻孔直径为42mm）打防突预测检验孔5m/个，孔深20m。验证方法是在施钻过程中每钻进1m测定1次煤层瓦斯钻屑解吸h2指标都在8090pa范围之间；钻孔每钻进1m测定1次钻屑量S为34kgm-1范围之间。二、通过防突效果检验确定措施有效以后，证明无突出危险。三、12620回采工作面在施钻过程中采用了直接测定煤层残余瓦斯压力在0.320.42pa范围之间；残余瓦斯涌出量在4.33.4m3/min范围之间，（附：抽放钻场、钻孔压力差数据测定

25、记录）于后。上述实测数据表明煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa，即确定12620预抽区域为无突出危险区。四、预抽煤层瓦斯通过区域防突措施进行效果检验，证明无突出危险以后，开始施钻打预抽瓦斯钻孔、孔深20m，钻孔间距为5m/个。12620回踩工作面沿煤走向长550m，钻场布置30m/个，共计18个钻场。12620采面煤层及瓦斯地质储量煤层地质储量=长宽高容重=（550600.81.35）+（170600.81.35）=4.67MT瓦斯地质储量=煤层地质储量瓦斯含量=4.6710.85m3/T=50.67Mm3。第三节 区域煤层瓦斯抽采情况一、12620工作面瓦斯抽采量（月）统计表抽放时间抽放地点

26、抽采量（万m3）小计（万m3）备注2010年11月12620运输巷1.61692.486612620采面0.86972010年12月12620运输巷2.41173.415212620回风巷1.00352011年1 月12620运输巷 1.10312.794812620回风巷1.69172011年3月12620运输巷1.73082.796012620回风巷1.06522011年4月12620运输巷1.45822.364912620回风巷 0.90672011年5月12620运输巷1.18291.1829合 计15.0404抽放率=15.0450.67100%=29.68%注：6.911为风排瓦斯

27、数据附：“采面瓦斯抽采（月）统计表”于后二、12620工作面风排瓦斯量（月）统计表单位：M/m3 时 间地 点2010.102010.112010.12累计12620运输巷0.420.380.361.1612620回风巷0.360.340.321.0212620运输巷0.280.240.260.8012620回风巷0.210.240.200.65 时 间地 点2011.012011.022011.032011.042011.052011.0611101运输巷000.390.860.880.852.9811102回风巷000000.3010.301累 计6.9112012.102013.03期间

28、采面风排瓦斯量共计：3.911M/m3。三、回采工作面瓦斯抽（排）量计算依据采面瓦斯地质储量瓦斯抽采量风排瓦斯量100%50.67-15.04-6.911100%=34.37%第五章 12620回采工作面煤与瓦斯消突综合评价第一节 评价依据一、煤矿安全规程第四章“第176214条”规定；二、防治煤与瓦斯突出规定之要求；三、中华人民共和国安全生产行业标准煤矿瓦斯抽采基本指标；四、国家煤矿安监局（安监总煤装【2007】188号文件关于加强煤矿瓦斯先抽后采工作的指导意见。五、本矿安全专篇设计之“第三章 瓦斯抽采 第四节”p114115页表3-4-5矿井瓦斯抽采率。第二节 评价结论一、该采区12620

29、回采工作面在施工建设时期严格遵照“煤与瓦斯突出矿井”进行施工和管理。施工建设中“局部综合防突措施”执行到位，措施有效。施钻过程中未曾发现卡钻、喷孔等突出预兆；半煤（岩）巷掘进工程量1700m未曾发生过煤与瓦斯突出事故。二、采区工作面布置期间，我矿本着对企业安全高度负责的思想和态度，认真执行“区域综合防突措施”，从安全管理上重抓基础建设、员工培训、寻找各职能部门在现场安全管理中存在的薄弱环节、很抓措施落实和安全隐患整改；以“先抽后采，监测监控”为指导原则，区域防突工作中，预测和防措施突效果检验数据真实，无伪造、谎报行为。三、通过区域防突措施反复验证表明，该采区残余瓦斯压力均在0.320.42Mpa范围之间，符合防治煤与