九里山矿14121运输巷突出原因分析报告.docx

1、九里山矿14121运输巷突出原因分析报告九里山矿14121运输巷煤与瓦斯突出原因分析报告焦作煤业(集团)有限责任公司二六年四月七日前 言九里山矿14121运输巷2006年3月6日发生煤与瓦斯突出后，为认真接受事故教训，由总工程师单智勇、副总工程师王建国亲自主持，技术管理处、科研所、安监局、九里山矿主要人员参加，认真细致的收集了所有资料，并从瓦斯赋存、地质构造到管理等方面全面的进行了分析研究后，撰写了九里山矿14121运输巷煤与瓦斯突出原因分析报告。九里山矿14121运输巷煤与瓦斯突出原因分析报告九里山矿14121运输巷，在掘至通尺273m处，即2006年3月6日11点32分放炮时，诱导煤与瓦斯

2、突出，突出后煤体堆积巷道长度193m，突出煤量1072t，瓦斯量13.4万m3，并造成了局部短距离逆风现象。一、突出地区概况14121运输巷位于14采区西翼,上部为14121工作面未采区，下部为14141设计工作面，于2005年3月开始施工，详见图1。14121运输巷煤层厚4.29.2m，平均厚度6.5m，上部软分层厚度0.72.5m，煤层倾角12.5，直接顶为2.9m厚的粉砂岩，老顶为9.85m厚的砂岩，直接底为1.15m厚的碳质泥岩，巷道顶板标高-208.4m。根据上部14091区段巷揭煤点实测煤层瓦斯含量15.15m3/t，推算该地点煤层瓦斯含量在17.4m3/t左右，瓦斯压力1.17M

3、Pa。14121运输巷沿煤层顶板掘进，采用工钢支护，规格为梁长2.8下帮柱长2.8上帮柱长3.2m，巷道净高（中线位置）2.5m，上帮扎脚1.5m，下帮扎脚0.5m，棚距0.5m，巷道毛断面9.5m2。该工作面采用230KW对旋局扇供风，风机出口风量357m3/min，正常瓦斯涌出量1.43m3/min，最大瓦斯涌出量2.86m3/min，在回风口外建立了两道正反向风门和一道反向风门。14121运输巷在突出前期采用中直径排放孔防突措施，孔径89mm，孔深9m，首次采取措施时打孔36个，以后每循环（2m）打孔18个，措施孔控制巷道轮廓线外24m；在突出前采取了正前预抽措施，共布孔16个，孔深60

4、m左右。效果检验采用R值指标法同时参考钻屑量S和瓦斯涌出初速度q，临界值指标为R=6、S=5.4L/m、q=5L/m.min。 二、巷道施工过程1、掘进期间瓦斯涌出状况14121运输巷截止到2005年12月底，施工到统尺228m，元月1日至7日（因14101工作面涌水致使该掘进工作面被淹）清修，元月7日8点班开始掘进，到元月16日8点班，从统尺228m250.9m，共掘进21.1m，期间共效果检验22次，超指标9次，检出率40.9%；在掘进放炮时多次出现炮后瓦斯超限现象，炮后瓦斯超限率达84.6%，该段内掘进放炮后的瓦斯浓度变化曲线见图2。在采取防突措施时多次出现喷孔现象，特别是在元月16日8

5、点班放炮时，炮后瓦斯浓度达11.74%，异常现象的出现，引起了矿上的重视，经矿上研究，决定将排放孔措施改为正前预抽措施。 图2 1412运输巷采取预抽措施前掘进放炮后瓦斯浓度变化2、预抽钻孔施工期间状况从元月17日0点班开始到20日0点班在统尺248m位置上下帮各做一个4m深的抽放小硐，共设计钻孔14个，其中正前6个，两帮小硐各4个，孔深60m，设计预抽钻孔布置情况见图3。图3 预抽钻孔布置示意图元月20日8点班由掘一队用QFZ轻型防突钻机施工抽放钻孔，因喷孔严重、瓦斯大、频繁停电未成孔，4点班停打一班，元月21日0点班第一个孔仅打30m深后打不进停钻；元月21日4点班开始打第二个孔，当打至2

6、2m深时喷孔更加严重，随决定掘一队停止打钻，改由安全区用MYZ-200型钻机打孔。安全区从元月23日8点班开始打钻，至28日打孔结束，前8个孔打孔期间725m位置均出现比较严重的喷钻现象，共打孔17个，孔深3067m，在打孔期间均出现有不同程度的喷孔，其中：正前8个，上帮5个，下帮4个。从联孔抽放到2月28日4点班甩孔准备掘进，共抽放35天，抽出瓦斯总量18059m3,抽出瓦斯情况详见表1。经计算钻孔控制范围内瓦斯抽出率9.8%。甩孔时各抽放孔浓度见表2。3、2月28日4点班和3月1日0点班掘一队经过两班的清理准备后，从3月1日8点班开始掘进，掘进前仍先采取中直径排放孔防突措施，孔数20个，孔

7、径89mm，孔深9m。3月4日0点班掘进时发现煤体变软，软煤厚度增大,无光泽，3月5日打排放孔时下帮有3个孔喷孔，其它采取防突措施班无异常现象，直至通尺269.6m处全断面变为软煤，且光泽暗淡，层理紊乱。 抽出瓦斯情况表 表1测定时间抽出量（m3）测定时间抽出量（m3）元月25日184.52月7日560.3元月26日2802月8日560.3元月27日2802月9日560.32元月28日331.42月11日560.32元月29日447.32月13日560.32元月30日447.32月15日737.22元月31日447.32月17日57122月1日447.32月19日440.622月2日447.3

8、2月21日440.622月3日447.32月23日65022月4日560.32月25日614.42月5日560.32月26日614.42月6日560.32月27日614.42合计5440.612618.8 甩孔时各抽放孔浓度情况表 表2孔号上帮小洞下帮小洞巷道正前1#2#3#4#5#1#2#3#3#5#6#7#8#钻孔瓦斯浓度（%）25303565702020157580452525三、突出前效果检验情况3月1日8点班至3月6日8点班，共掘进了19.5m，效果检验11次，无超指标现象，检验情况见表3四、突出经过2006年3月6日8点班，当班14121工作面进行了效果检验，效果检验时工作面统尺为

9、273m，效果检验各指标最大值分别为：R=0.4，S=2.4L/m，q=2.5L/m.min；经审批后允许掘进2m。在11点32分工作面放炮后诱导了煤与瓦斯突出，引起多个地点瓦斯传感器报警超限，且14091工作面回风时间班次统尺孔深RS（kg/m）q(L/min)软煤厚度（m）3.18253.55.50.42.42.50.63.14254.85.50.42.41.51.23.282575.50.42.42.50.73.30259.55.50.62.6213.38261.45.50.42.4213.40263.15.50.562.61.51.43.482655.50.562.62.51.23.5

10、0267.35.50.562.621.43.58269.25.50.562.62全软煤3.60271.25.50.62.62全软煤3.682735.50.42.42.5全软煤 效果检验情况表 表3 流出现了短距离逆风现象，各地点瓦斯超限情况如下：14121回风流46.5%（车场丁字口向西10m）；14121运输巷回风上山探头57.7%（14回风上山内14121回风眼向上10m）；14进风探头最大9.84%，超限持续时间7min（14121车场3道风门外）；14091瓦斯排放泵口最大71.8%（14091回风眼向上约30m处）；14091回风流最大达42%（14091上风道距14091回风眼10

11、m处）；14062瓦斯排放泵口最大93.1%（14回风上山内距14062回风眼30m处）；14总回风探头达2.67%（14回风上山上头向下20m处）；24采区回风流探头最大时4.52%（24回风石门内轨回二横贯向下10m处）；24轨道回风流探头最大时3.0%（24轨道绕道内距24轨道石门10m处）。五、突出后煤体堆积素描 14121工作面突出后，于2006年3月16日排放瓦斯后进行清理，清理期间掘进工作面瓦斯浓度0.3%。根据现场实际观测记录，做出突出煤的素描图如图4所示。从图4及现场实际观测可以看出：3月6日突出后，突出煤具有显著的分选性，前统尺7090m段为粉末状的煤；清理至统尺140m时

12、，煤厚1m，下部煤屑粒度较大；清理至统尺220m处时，煤厚1.5m，上部为粉煤，中部粒度较大，并夹有约0.30.4m的碎矸。整体来看，突出煤从外至内呈较平缓的坡度逐渐堆积。六、突出原因分析详细收集了突出地区的技术资料，经过认真分析研究，认为造成本次突出是地质条件和管理两个方面的原因所致。瓦斯赋存及地质因素是发生煤与瓦斯突出的基本条件煤与瓦斯突出主要是地应力、瓦斯、煤的力学性质综合作用的结果，14121运输巷处于断层影响的高应力区，瓦斯压力大、瓦斯含量高，煤质松软、软分层厚度增大、抵抗突出能力差，具备了突出的基本条件。1、14121运输巷下方240m左右有一条落差15m的正断层，该巷道位于断层的

13、上盘，在断层作用下，煤岩层受到了强烈的挤压搓动，从突出掘进头的煤层顶板上可以清楚的看到由于煤岩层顶板搓动所造成的水平移动摩擦痕迹，从而产生了一个较高的构造应力区。2、强烈的构造应力作用，造成了煤层厚度的急剧变化，在煤层厚度明显变化的区域，围岩及煤层内积蓄了很高的弹性潜能。从图4实测煤层厚度可以看到，从统尺110m处煤厚仅有4.3m，而在通尺240m左右煤层厚度就变到了9.2m，再向前约150m处煤厚又变为了6.5m左右，根据煤与瓦斯的突出规律：“突出的次数和强度随着煤厚的增大而增多”，本次突出正位于煤层厚度变化的最大部位。3、14采区煤层瓦斯含量和压力均较高，实测14141车场处煤层瓦斯含量为

14、22.19m3/t.r，瓦斯压力达1.17MPa，在掘进巷道通尺228 m以后，放炮时炮后瓦斯频繁超限，最高达11.74%，而且，掘进头打排放孔期间，在通尺250288m 之间，顶钻喷瓦斯现象十分严重，这些现象均充分反应了地应力集中、瓦斯含量高、压力大，形成了突出的潜在动力。4、14121运输巷从巷道开口处到突出点位置软煤厚度由0.7m增大到2m以上，而且层理紊乱，呈揉皱破碎结构，是典型的“构造煤”，比表面积大、吸附瓦斯能力强、可储存较高的能量，煤层透气性低、抵抗突出能力差，在外力作用打破极限平衡状态时极容易引发突出。 防突措施与管理不到位，没有避免突出事故的发生没有及时了解煤层赋存状况的变化

15、，采取防突措施未消除工作面突出危险性，效果检验漏检，未能有效避免突出事故的发生。1、14121掘进期间探煤厚工作滞后，对煤厚由4.3m增大到9.2m的显著变化未及时掌握，使得对该掘进工作面的突出危险性认识不到位。2、在掘进头通尺248m后采取正前预抽措施后，在甩孔掘进前计算预抽率时，所采用的煤厚数据仍为开口处的4.3m（实际煤厚已变为9.2m），因此计算出的预抽率达20%以上，出现假象，造成总工程师决策失误，同意甩孔掘进，实际预抽率仅有9.8%，甩孔时，4个抽放孔的浓度仍有65%80%，9个孔的抽放浓度仍有15%45%，因此，抽放效果不能消除突出危险。3、效果检验数据失真未能真实判明工作面突出

16、危险性。由于巷道断面上抽放孔、排放孔比较密集，布置检验孔困难，容易造成检验指标假象，不能捕捉到真实的突出指标。效果检验人员没有按规定要求操作。采用R值指标法检验时，每打1m钻孔要测定一次q值和钻屑量，3个钻孔（每孔5.5m深）应测定15个q值和15个钻屑量数据，而效果检验人员为了省事，只测定了1个钻屑量数据和9个q值数据，其它数据未测定。目前，我们所采用的检验方法为点检验，本来就不容易捕捉到线上的每个突出指标值，如果偷工减料就会完全失去检验效果，等于取消了防突措施的最后一道防线。在煤层厚度及软分层厚度出现急剧变化，炮后瓦斯异常，打钻时出现频繁喷孔等严重突出预兆时，决策不果断，所采取的防突措施不

17、彻底。 掘进期间爆破作业是发生煤与瓦斯突出的直接原因未消除工作面突出危险性即进行爆破作业，打破了煤体极限平衡状态，炮后发生了煤与瓦斯突出，所以爆破作业是发生煤与瓦斯突出的直接原因。七、应接受的经验和教训1、要强化防突知识培训，从干部到职工要充分认识到煤与瓦斯突出的危害和事故的严重性，牢固树立防突意识，全员重视防突工作。2、要对参加“预测五同时”的人员特别是预测预报人员进行一次全面的技术培训，规范预测预报工作，加强防突预测的责任心，提高技术素质。3、在出现明显的突出预兆时，要果断决策，及时停止掘进，研究具有针对性的防突措施。如在掘进工作面出现地质构造变化、煤层变薄变厚、应力集中区以及出现喷孔、响

18、煤炮、炮后瓦斯变化异常等严重突出预兆时，要先停止掘进，报请集团公司共同研究有针对性的防突措施。4、对具有严重突出危险的掘进工作面，必须采用三参数效果检验法，确保检验参数更加可靠。5、有突出危险的掘进工作面，应在距工作面不大于30米范围内设置一道坚固可靠的防突金属栅栏，以削减煤与瓦斯突出强度，杜绝突出后逆风现象。6、矿井应认真坚持“系统顺、风量足、断面够、设施牢”的十二字原则，确保通风系统牢固可靠，避免发生突出后事故扩大。7、要加强电气设备的防爆管理工作，杜绝失爆现象，严格按规定布设瓦斯监控装置，有效控制瓦斯事故的发生。8、增强职工安全自救互救的保护意识，保证发生事故时能够安全顺利撤退。9、要研究一旦发生煤与瓦斯突出后，降低煤与瓦斯突出强度、减小瓦斯大量涌出的措施，杜绝逆风现象的发生。 2006年4月7日