采区防突设计说明书.doc

河南煤业化工集团鹤煤公司
第六煤矿

209采区防突设计

说 明 书

鹤煤公司六矿
二○○九年九月

河南煤业化工集团鹤煤公司
第六煤矿

209采区防突设计

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 6
第三节 瓦斯地质 7
第四节 矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题 8
第二章 采区巷道布置及开采顺序 10
第一节 生产能力、服务年限及开采顺序 10
第二节 采区巷道布置及采煤方法 11
第三节 采区供电及通讯 12
第三章 采区通风 17
第一节 概 况 17
第四章 防突设计 22
第一节 区域综合防突措施 22
第二节 局部综合防突措施 30
第五章 矿井安全监测监控 48
第一节 概 述 48
第二节 监测地点的确定 48
第三节 井下各类传感器装备量 49
第六章 突出事故处理预案 51
第一节 突出特点 51
第二节 突出事故处理预案 52
第三节 矿井救护 55

前 言
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114°10′37″～114°13′28″，北纬35°52′49″～35°58′23″。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，目前生产水平为二水平，核定生产能力130万t/a。依据《煤矿安全规程》第一百七十九条及《防治煤与瓦斯突出规定》第十四条之规定，对我矿209采区编制防突专项设计。
一、设计依据
1、《六矿209采区地质说明书》；
2、《六矿209采区设计》；
3、六矿209采区机电、通风等相关资料。
4、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、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209采区执行区域防突措施、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》
四、设计的主要特点及安全评价
1、 1、本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，矿井设计有地面永久瓦斯抽
放系统和井下移动抽放系统，实现瓦斯分源抽放和稳定抽放，从而减小煤层瓦斯含量，减小煤与瓦斯突出强度，进而消除突出的危险。
2、 2、本设计依据新《防治煤与瓦斯突出规定》，防治煤与瓦斯突出执行区域综合防突措施先行，局部综合防突措施补充的原则，坚持做到不掘突出头、不采突出面。
3、 3、矿井建有监测监控系统，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。
4、 4、井下电气设备选型，严格按照《煤矿安全规程》，采用矿用防爆型电气设备，并配备有专用通讯设备。
5、 5、制定了防治煤与瓦斯突出事故预案，从而可以减少人员伤亡
和财产损失。
根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，该设计对危害六矿煤与瓦斯突出的各种因素进行了详细地分析研究，提出了相应的安全防治技术措施。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按《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出规定》执行，加强安全生产管理，充分利用、掌握好各种设备、仪器，在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。

第一章 地质概况
第一节 地质构造
一、位置
根据矿井改扩建初步设计中开拓方式的采区划分，209采区属于二水平南翼采区，原名为南五采区，为规范采区编号，改为209采区。采区位于红旗桥保安煤柱边界以南。
㈠采区范围
1、地面：汤鹤公路以南100m，工业广场东南500m。
2、井下位置及采区边界划分：
采区北部是红旗桥保安煤柱边界，上部为二水平01采区，南部为原南六采区，深部以-450煤层等高线为界。
3、采区走向、倾斜长度及标高：走向长度：600米，倾斜宽平均320米。标高：北上点-350米，北下点-430米，南上点-338米，南下点为-435米。
二、地质构造
采区设计范围内地面堪探钻孔共3个，均揭露底板砂岩或砂质页岩。
1、采区内主要断层：采区设计范围主要影响断层有三条，采区上部及北部边界均有两条落差较大的断层，即F876-10断层（H=40m，∠65°）和F71-10断层（H=15～20m，∠86°），受该断层影响，工作面采掘过程有可能揭露断层，2095工作面北部受6 F15-1断层（H=40m，∠70°）影响。
2、采区内褶曲：从煤层等高线可看出，209采区煤层赋存为较陡的向斜构造，向斜轴正位于采区走向中央，因此，褶曲构造对巷道布置及采掘生产影响较大。
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、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，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0.72～17.5m，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0～2.00m，平均厚度1.35m，为局部可采煤层，偶含1～2层夹矸，该煤层厚度变化大，属不稳定煤层。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7.70～33.38%，平均为18.34%，瘦煤区灰分产率为11.15～17.61%，属低、中灰分煤；全硫含量为0.21～0.62%，平均0.35%，属特低硫煤；含磷量为0.016～0.030%，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15.34～33.66%，平均为22.94%，属中灰分煤；全硫含量为1.66～5.23%，平均2.96%，属中高硫煤；含磷量为0.008～0.110%，平均0.057%，属中磷煤；根据我国环保有关规定，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
据本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5～55mm，抑制爆炸的最低岩粉量为45～70%；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5～20mm，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92～157个月，属易自燃发火煤层。
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16.32～45.95m3/min，相对瓦斯涌出量14.64～29.43m3/t，矿井瓦斯等级为高沼气矿井。1970～2009年，绝对瓦斯涌出量为19.63～79.82m3/min，相对瓦斯涌出量12.55～42.60m3/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。
209采区相对瓦斯涌出量q相=0.0394H+0.065=0.0394×573+0.065=22.64T(m3/t)，从采区上部已采工作面和已掘煤岩巷看，不论采煤和掘进都有瓦斯超限影响生产现象。
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0.012～0.018m2/atm2·d，百米钻孔自然瓦斯涌出量为0.02m3/100m·min，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0.25～0.35，而在煤层的正常区段坚固性系数f≥0.6，在突出点前后的10m区域，煤层变软，f值变小。
第四节 矿井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[2002]70号予以批准，可作为今后矿井生产的依据。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。
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，并建议进行专门矿井瓦斯评价和预测工作。

第二章 采区巷道布置及开采顺序
第一节 生产能力、服务年限及开采顺序
一、采区范围及储量
1、范围
西：以F876-10断层为界 ；
东：以-470等高线为界；
南：到211采区边界；
北：红旗桥保安煤柱边界。
2、储量
该区地质储量212万t，煤柱损失53万t，可采储量159万t。
二、生产能力及服务年限
1、采区设计生产能力
209采区的生产能力确定为0.33Mt/a。
2、采区服务年限：T= ZAK= =3.7年
式中：T——采区服务年限，年；
A——采区设计生产能力，万t/a；
Z——采区可采储量，万t；
K——备用系数，取1.3；
3、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，工作面采用后退式开采；先采顶分层，后才底分层。
3、本区移交的首采工作面为20911工作面。
第二节 采区巷道布置及采煤方法
一、区段划分
本采区划分三个区段，工作面单翼布置，分别为2091、2093、2095共计3个工作面。
二、巷道布置
1、采区准备巷道
该区采用走向长壁法开采， 209采区轨道、皮带、回风三条下山开拓，皮带下山位于煤导底板岩石中，轨道下山沿煤层顶板掘进，回风下山上部为煤巷，下部由于受断层影响布置在煤层顶板岩石中。
2、采区回采巷道
六矿开采二1煤层，回采巷道设底板岩石抽放巷，沿煤层顶、底板布置回采工作面顺槽，顺槽与底抽巷由岩石横川联系，回采巷道采用单巷布置，区段（工作面）之间采用沿空掘巷方法布置，留设煤柱1～1.5m。
三、采煤方法
1、 1、开采条件
该区可采煤层为二迭系山西组二1煤层，平均煤厚7.36m。煤层走向
变化较大，煤层走向变化范围5°～91°。煤层倾角14.2°～23.8°，平均倾角18.5°
2、 2、采煤方法
采用走向长壁、倾斜分层，全部垮落采煤法，高档回采顶分层，回采高度2.0m；底分层采用炮采放顶煤开采，回采高度5.36m。
第三节 采区供电及通讯
一、采区供电
㈠电力负荷统计
1、209采区泵房主排水泵负荷:
泵房主排水泵装机容量为：
N总=2×132kw=264kw
最大涌水期负荷为（同时工作2台）：
S1= n×Pecosψ=（2×132/0.92）×1=287KVA
式中：n——工作台数；
Pe——单台水泵配套电机功率；
cosψ——配套电机功率因数，取0.92；
Kt——同时系数，Kt 取1。
2、20911工作面、下顺槽正常生产负荷：
S2= kx·ΣPecosψpj= 0.5×387.50.7=276.78KVA
式中：KX——需用系数，取0.5
cosψpj——加权平均功率因数，取0.7
ΣPe——20911工作面负荷，KW
ΣPe =2×55+3×1.2+7.5+11.4+3X40+15+3X40=387.5KW
3、20931煤巷掘进工作面、上顺槽负荷：
S3= kx·ΣPecosψpj= 0.4×73.80.6=49.2KVA
式中：Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe—掘进工作面、上顺槽负荷，KW
ΣPe =2×1.2+2*30+11.4=73.8KW
4、20931煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷：
S4= kx·ΣPecosψpj= 0.4×102.40.6=68.2KVA
式中：Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe——掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷，KW
ΣPe =2×1.2+2*30+40=102.4KW
5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
S5= kx·ΣPecosψpj= 0.4×71.50.6=47.6KVA
式中：Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe——南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
ΣPe=2×17+28+4+5.5=71.5KW
6、下山采区轨道提升绞车：
S7= kx·ΣPecosψpj= 55/0.9=62KVA
Pe =62KW
Kx—取1。
7、主皮带上山运输机
S8= kx·ΣPecosψpj= 2×90/0.92=196KVA
ΣPe=2×91=180KW
Kx—取1。
通过以上计算，各负荷点负荷统计如下：
井下209采区变电所负荷:
SΣ=S2+S3+S4+S3 =287+276.78+49.2+68.2+47.6=728.78KVA
三水平中央变电所增加负荷:（轨道下山绞车、主皮带上山运输机）
SΣ=S7+S8=62+196=258KVA
㈡高压电缆选择：
1.09采区变电所（南一变电所）高压电源电缆:
SΣ=728.78+287=1015.78KVA
其对应的负荷电流：
IΣ= 3SΣ·Ve= 97.7A
根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算，选择MYJV22—6KV—3×50mm2电缆，其长时工作电流为Ie=158A，由二水平中央变电所直接供给09采区变电所（南一变电所），双回路L=2×600m。当其中任一回路发生故障，另一回路均能担负09采区变电所（南一变电所）承担的全部动力负荷
㈢供电系统综述：
09采区供电系统主要包括:南五水泵房、轨道下山绞车、皮带上山运输机及担负的20911工作面、下顺槽、20931掘进工作面动力的供电。
在09采区变电所（南一变电所）内安装有PBG型高爆开关8台，低爆馈电开关17台，开关型号为KBZ-400,变压器型号分别为KBSG-500/6、KBSG-315/6、KBSG-200/6共3台。
变电所动力负荷统计表
设备名称
台 数
电动机额定功率（KW）
电压（V）
额定电流（A）/起动电流（A）
电机功率合计（KW）
刮板动输机
1
2*55
660
2*63/2*441
110
刮板运输机
2
2*40
660
2*45/2*261
80
11.4绞车
2
11.4
660
13.7/95.5
22.8
JD40绞车
2
40
660
45/292.5
80
小皮带
2
15
660
17/119
30
乳化液泵
1
15
660
44.8/282.8
37
耙岩机
1
3.7
660
20/133
17
喷浆机
1
5.5
660
6.3/41
5.5
局 扇
2
28
660
31.2/218
56
水泵
2
132
660
155.2/931
264

变电所专用风机负荷统计表
设备名称
台 数
电动机额定功率（KW）
电压（V）
额定电流（A）/起动电流（A）
电机功率合计（KW）
局 扇
2
28
660
31.2/218
56
二、通 讯
209采区通讯系统利用在二水平大巷内安装20对防爆分线盒出线。分别在209采区变电所、泵房、2091工作面、下顺槽皮带巷、轨道下山绞车房、皮带下山运输机驱动硐室、209采区避难硐室、2093煤巷掘进头、南翼三水平辅助回风巷安装防爆电话各1部，共计9部防爆拨号电话。

第三章 采区通风
第一节 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。
第二节 采区通风
一、通风系统
首采工作面2091通风线路：主、副井→井底车场→二水平南大巷→209采区轨道、皮带下山→209轨道一车场→2091下顺槽 →2091工作面→2091上顺槽→209采区专用回风巷→2109回风巷→南翼流煤下山→二水平南翼总回风下山→小庄风井→地面
二、风井数目、位置及服务范围
1、六矿由主井、新副井、老副井、中央风井进风，中央、小庄、东风井回风，小庄风井主要承担南翼通风（209、211采区），东风井主要承担东翼、北翼通风（214、212、北四采区）。
2、风井位置
⑴小庄风井位于井田南部，井口坐标为：X=3972955，Y=516514，Z=163.225。
⑵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。
⑶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
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，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、采区风量
209采区按1个工作面生产，两个煤巷掘进面，一个岩巷掘进面掘进，各采掘面风量计算如下：
① 采煤工作面所需风量计算
Q采=100×q采×KCH4
Q采 ——回采工作面实际需要风量，m3/min；
q采——回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对瓦斯涌出量，不含瓦斯抽放量。
KCH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
根据六矿统计资料采煤工作面q采在8～11m3/min
取q采=11m3/min
Q采=100×11×1.3=1430 取Q采=1500m3/min
② 岩巷掘进工作面所需风量计算
Q掘=(7. 8)/t
式中：Q掘-----采用压入式通风时，稀释炮烟所需风量，m3/min
t-----掘进巷道的通风时间，min，取30；
S-----掘进巷道的净断面，m3,取10.85；
L-----掘进巷道的通风长度，m，取500；
P-----风筒进出风量之比，取1.5；
A-----同时爆破的炸药量，kg，取18 kg。
Q掘=（7.8×/30=160m3/min
取Q掘=200m3/min
③ 煤巷掘进工作面所需风量计算
Q掘煤=100×q×K
式中：Q掘煤-----煤巷掘进工作面所需风量m3/min
q-----煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量m3/min
K-----瓦斯涌出不均衡系数，K=1.8
根六矿收集资料，煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量在1.12～2.36 m3/min，取最大值 q=2.36 m3/min
Q掘煤=100×2.36×1.8=423 m3/min
根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取Q掘煤=450 m3/min
2个煤巷掘进面共需配风900m3/min。
④ 抽放工作面和硐室实际需风量
根据《规程》要求和生产矿井的实际配风情况。抽放工作面和硐室实际配风量如下：
抽放工作面配风量 600 m3/min；
采区变电所配风 120 m3/min；
井下火药库配风量 120 m3/min；
充电硐室配风量 120 m3/min；
采区绞车房配风量 120 m3/min；
其他地点配风量 240 m3/min；
风量合计：Q=1500+900+200+600+120+120+120+120+240=3920m3/min
五、通风设备
截至目前中央风井已停运。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。
六、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2×15kw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。在实际生产中，应根据实际供风情况，确定采区的产量。

第四章 防突设计
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，特别是在向斜轴部及其附近、断层附近等地掘进采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作，以防患于未然。六矿209采区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 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33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。
二、区域防突措施
㈠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。
㈡瓦斯抽放
1、抽放方法的选择
209采区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。
①穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯
我矿209采区在每个工作面底板岩石中均布置有底板抽放巷，即2091底板抽放巷、2093底板抽放巷、2095底板抽放巷（即南翼三水平辅助回风巷北段），通过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10×10m(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5×5。
②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75～100mm，孔间距2～3m，孔深要求能控制采煤工作面整个长度。
2、抽放钻场、钻孔布置
①钻场布置、间距尺寸及支护方式、抽放时间
在瓦斯抽放巷道，煤巷掘进和工作面均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放钻场，钻场的支护方式与所在巷道的支护方式相同，在巷道掘进的过程中同时准备好。岩巷中，同侧钻场间距为15～30m，两侧钻场相互错开，钻场内布置20～35个钻孔，呈扇形布置。煤层巷道中每隔1.2～2.0m布置一个钻孔。开采煤层预抽瓦斯时间应大于9个月，煤层瓦斯预抽率应大于30%，并应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。
②钻孔参数
⑴钻孔直径
根据实际抽放经验，设计抽放瓦斯钻孔直径90mm。
⑵单个钻孔长度
根据工作面长度及邻近矿经验，确定单个钻孔长度为60～75m。
⑶钻孔间距
根据采掘工程布置，结合实际经验，确定工作面顺槽抽放瓦斯钻孔间距为1.5～3m。
⑷孔口负压
根据实测效果及抽放量，设计确定抽放瓦斯钻孔孔口负压20KPa。
⑸回采面钻孔布置
在工作面上、下顺槽沿煤层倾向打瓦斯抽放钻孔，孔与孔平行或交叉布置，孔间距1.5～3m。生产中可根据实际抽放效果调整钻孔布置，但必须保证上、下顺槽的钻孔孔底之间交叉长度不小于5m。
⑹岩石集中巷钻孔布置
为使预抽与其措施取得良好的防突效果，穿层孔一般采用网格式布孔方式，钻孔间距，一般采用10×10m（走向×倾斜）。
⑺采空区瓦斯抽放布置
采空区瓦斯采用插管抽放法，即在顶板冒落之前，把抽放瓦斯管直接插入采空区进行抽放，瓦斯管的末端约2m长的一段要有孔眼，同时要尽量靠近煤层顶板，使其处于高浓度瓦斯带。
⑻高位抽放钻孔布置
在工作面回风顺槽每隔100m布置一个钻场，向工作面方向打高位抽放钻孔，以抽放工作面上顺槽裂隙带瓦斯。每个钻场布置5～8个抽放钻孔。钻孔深为120m～130m。
3、封孔方式、材料及工艺
钻孔封孔应满足密封性能好，操作便捷，封孔速度快，造价低的要求，对所有抽放钻孔设计选用聚氨脂封孔。封孔方式为卷缠药液法。封孔深度：煤孔大于5m，岩孔大于3m，保证封孔严密。
㈢2091工作面抽放瓦斯参数确定
2091工作面走向长度为585m，倾斜长度105m ，煤层厚度8.27m。根据百米钻孔抽放瓦斯流量统计，确定该采区原始计算依据为：百米钻孔抽放流量为0.017m3/hm·min。
1、抽放钻孔及长度
⑴抽放钻孔孔径：采用ZY—200型抽放瓦斯钻机打孔，孔径为90mm。
⑵抽放钻孔长度：上向孔65m，下向孔45m，上向孔与下向孔重合交叉5m。
2、抽放钻孔间距确定
⑴河南理工大学研究人员对209采区瓦斯含量进行了测定，测定值17.07m3/t。
⑵工作面预抽瓦斯量
根据公司要求，瓦斯预抽率按30%，由公式得知，采煤工作面开采前预抽出瓦斯量：
Qr=SHγ（W—WC）×30%
式中：Qr——采煤工作面预抽瓦斯量， m3；
L——采煤工作面走向长度， 取585m；
S——采煤工作面倾斜长度， 取105m；
H——采煤工作面煤层厚度, 取8.27m；
γ——煤层容重，取1.4 t/m3 ；
W——采煤工作面煤层瓦斯含量；取17.07 m3/t ；
Wc——采后吨煤残存瓦斯含量，取4 m3/t;
Qr=585×105×8.27×1.4×（17.07－4）×0.30=2788531m3
⑶百米钻孔抽出瓦斯量
Qb=1440qbT=1440×0.017×270=6610m3
式中：Qb——百米钻孔抽出瓦斯量， m3；
qb——百米钻孔抽放瓦斯流量， 0.017m3/hm.min
T——预抽期，根据该采区瓦斯含量大煤层埋藏深，突出危险性大等特点，预抽期定为9个月，即：270天。
⑷工作面钻孔总长度
LZ=100Qr/Qb=100×2788531/6610=42186m
⑸钻孔间距
由于钻孔长度平均为55m，则钻孔总数
n= LZ/67.5=42186/55=767个
钻孔间距
R=2L/（n－2）=2×585/（767－2）=1.53m，取R=1.2m
实际布置抽放孔数
N=2L/R =2×585/1.2=975个
⑹预抽工作面实际钻孔总长度
Ls=55N=55×975=53625m
3、每分钟应抽瓦斯量
qmin =QbLs/100=0.017×35595/100=6.05m3/min
4、抽放管路混合流量
管路内抽放瓦斯浓度按40%预计，则混合流量。
Qh= Qmax/0.4=6.05/0.4=15.125m3/min
㈣瓦斯抽放设备及抽放管路
六矿在1990年扩建时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：①把地面泵站的SK—42抽放泵换成两台2BEC—52型真空泵，流量200m3/min；②把二水平大巷中6″、8″的抽放管全部换成12″、16″无缝钢管；③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209采区皮带下山，服务2091底板抽放巷，2093底板抽放巷及2091工作面上下顺槽。
⑴主管路：φ325×9无缝钢管，L=250m。
⑵支管路：φ150×6无缝钢管，L=1830m。
⑶闸阀：Dg300，2个；Dg=150，10个。
⑷放水器：80个。
六矿的瓦斯抽放系统基本上能满足要求。
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：
①给水柱计注水，并将两侧液面调整至零刻度线。
②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。
③喷咀应保持清洁，节流孔无杂物堵塞，保持气流畅通。
④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
㈠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