安顺煤矿防突技术措施.docx

目 录前言- 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90mm排放半径及75mm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917层，自上而下编号为M0M18。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26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P2103.33龙潭组第一段P2L164.16-87.9474.58第二段P2L250.50-60.0955.13第三段P2L367.89-91.4283.73第四段P2L443.34-57.2549.86第五段P2L5109.49-136.98124.42长兴组P2C16.79-29.0822.82大隆组P2d10.60-21.8614.02三叠系下统飞仙关组下段TTF137.74-61.5846.07上段TTF257.31-77.6567.14永宁镇组下段TTFYn213.73上段TTFYn30.00第四系Q0-60.094.00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3m15m。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F1正断层白岩区以西乐平区附近35000缺失5570SE6981东端200300西端750F2正断层白岩区附近三岔河区域20000缺失5560NW5070东端870西端400F3正断层郭家囤白岩脚10000重复280310SSW5674东端4060西端数米F5正断层水洞各什之间龙头山3000缺失280300SSW5970110F23正断层北交F3南交F1缺失4050SN70左右90F4正断层300340SSW121.4 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945ra，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26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Om481m，平均205m，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0.19m3.43m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26左右。煤层结构一般较简单，含夹矸l2层，夹矸厚度在0.1m1.61m之间变化在井田中部煤层具分岔现象而出现薄化区(O.7m0.8m)。井田内煤层厚度003m198m，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26左右。煤层结构简单，基本上为单一煤层。煤层厚度Om1.97m，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M004.812.05139.25165.88/155.0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M80.031.981.21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12.2425.83/17.96M901.971.53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1.6711.32平均为427，属于高硫煤，M8为1.617.32平均为3.85，属于富硫煤，M9为O.384.98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8595。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34.75MJkg。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，23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9.45 m3/t.r；M9煤层为9.23 m3/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M0302.1819.178.92M885.3514.549.45M9214.6822.179.23M1017.677.67M14211.5511.9811.77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4 M9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419.981.014.90340.056553 0.110620.0240.0699102回风巷相距措施工程巷160米处421.930.459.86789102回风巷相距措施工程150米处421.090.5811.4323/9102回风巷相距切眼100m处421.092.2519.77/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1700 m3/min左右，正常回风瓦斯浓度0.40.5%；掘进工作面采用局扇压入式通风，配600800mm柔性胶质风筒，配风量200m3/min300m3/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200 t、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11998.7.29+1340M运输大巷3.23无打眼瓦斯喷出21998.10.19东1001运煤顺槽联络巷1.73有一断层断距0.5M放炮1001510煤与瓦斯突出31999.2.25东1001 工作面运煤顺槽43M处1.53右帮有一断层，错距0.50.8M放炮571124404510煤与瓦斯突出41999.6.17东1001工作面运煤顺槽176M处1.03煤层松软，挤压揉槎严重放炮207煤与瓦斯突出52002.6.29东1003工作面运料顺槽绕道开口34M处2.23煤层松软，挤压揉搓，粉状严重放炮82617995.5702煤与瓦斯突出62002.9.231001采煤工作面距机头40M处2.43煤层松软，挤压揉搓，粉状严重放炮20t 左右采面2煤与瓦斯突出72005.3.199102工作面回风顺槽3有小断层放炮煤与瓦斯突出82005.4.299102工作面上隅角3无放炮1003636煤与瓦斯突出92006.5.159102采面3煤与瓦斯突出102007.2.59102采面3112007.3.69102采面3有小断层装煤851600020.4122008.3.209100切眼3有构造支护2001594355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普遍推广技术。是矿井瓦斯治理的治本之策。既可作为区域性防突措施，也可作为局部防突措施。该措施可以在开采层煤巷中或抽放钻场内施工预抽钻孔，预抽钻孔沿煤层布置，钻孔之间可以相互平行，也可以相互交叉。顺层钻孔与穿层抽放相比较，其优点是：钻孔在煤层中均匀分布，抽放效果好；工作面回采至钻孔附近时，可以实现卸压抽放；钻孔基本在煤层中，利用率高，施工成本低等优点。其缺点是：在松软煤层中施工抽放钻孔容易出现垮孔卡钻等，施工困难；煤层中钻孔封孔难度大，影响到抽放瓦斯浓度；钻孔平行于煤层的层理面，影响抽放效果等缺点。钻孔抽放瓦斯对煤层有关参数的影响主要表现在：顺层钻孔预抽煤层瓦斯可以在一定范围内、一定程度上降低煤层的瓦斯压力和瓦斯含量。顺层钻孔预抽煤层瓦斯增大了煤的强度和透气性系数，对煤层防突具有重要作用，同时也可减少工作面在回采过程中的瓦斯涌出量。安顺煤矿M9煤层正常地带煤体强度较大（坚固性系数大于0.3），煤层较稳定，煤厚变化不大，煤层倾角较小（26），顺层长钻孔预抽防突措施应该是较适宜的。安顺煤矿的防突实践证明，尽管M9煤层透气性系数较低，为较难抽放煤层，但在预抽钻孔控制且抽放效果较好的区域，没有发生过煤与瓦斯突出。因此，安顺煤矿在不具备开采保护层条件的区域，应优先选择预抽瓦斯作为区域性防突措施和局部性防突措施。2）超前排放钻孔超前排放钻孔的作用原理在于通过向工作面前方煤体施工排放钻孔，使钻孔控制范围内的煤体得到卸压与排放瓦斯，释放一定范围内的煤岩体弹性能和瓦斯内能；同时使应力集中带向前方和巷道两侧深部运移，以达到一定范围内消除和降低突出危险。排放钻孔适用较广，因其操作简单、方便，适用于各类矿井和煤层，且适应性强，煤矿普遍采用。安顺煤矿M9煤层煤质较硬、煤层赋存较稳定、钻孔成孔率较高，因此，适合施工超前排放钻孔。对地质构造破坏、煤层较软的局部地带，通过钻孔排放，可以大量释放瓦斯、降低或消除突出危险，也可探明煤壁前方的煤层赋存情况。大量的实践表明，如果排放钻孔技术措施参数不合理，钻孔布置不均匀，不仅不能达到消除突出危险，甚至起到相反作用。因此，超前钻孔措施能否消除突出危险，关键在于钻孔布置及参数的合理性。安顺煤矿M9煤层适合采用排放钻孔防突措施，但应保证措施参数合理有效。3）松动爆破松动爆破适应于煤质较硬、顶底板较好、煤层稳定、突出强度较小的煤层。其作用原理是：在巷道（工作面）的集中压力区，利用炸药的爆炸应力波，使钻孔周围煤体产生破碎裂隙和松动圈，导致一定范围煤体的原始应力状态发生变化，使工作面前方的应力集中带向煤体深部和两侧转移，使爆破影响范围内煤层卸压、裂隙增加、透气性增大，促进了瓦斯的解吸排放，削弱和降低了突出潜能，从而起到了防止煤与瓦斯突出的作用。 松动爆破措施要求钻孔布置均匀、钻孔成孔率高、装药均匀到位且有效均匀爆破，方能达到消突的目的；如果任一环节出现差错，则有可能造成煤壁前方局部应力集中，反而增加突出危险性；若出现拒爆、残爆现象，处理过程比较复杂，反而会留下安全隐患。 由于松动爆破工艺要求高，国内外使用松动爆破措施的矿井较少，有些矿井在使用过程中因措施细节未处理好，也出现松爆后突出伤亡事故，个别矿井已要求不再使用该措施。安顺煤矿36瓦斯突出事故也是在执行了浅孔松爆措施后发生的。安顺煤矿煤质较硬、煤层赋存较稳定，钻孔成孔率较高，理应适合松动爆破防突措施，但考虑到该措施对操作人员技术素质要求较高，而目前矿井操作人员还暂时达不到此要求，因此，建议矿井暂不采用松动爆破防突措施。3.3 现有瓦斯防治装备条件3.3.1通风主扇型号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。局扇主要为230Kw对旋式风井。3.3.2矿井安全监控系统：矿井现装有KJ101型煤矿安全生产监控系统一套。能对各地点瓦斯浓度、抽采等参数进行实时监控，同时也可对矿井各生产环节进行实时监测。3.3.3瓦斯抽采 地面永久抽放泵站：1处。抽放泵：2BE3400型2台。管路系统：主管420mm，支管159mm，无低负压抽采管路系统。钻 机：150型钻机两台，200型钻机两台，75型钻机两台，30型钻机2台。管路附属装置：“三防”装置1套；主管孔板流量计1个；无放水器和井下瓦斯抽采计量装置。3.3.4其它 防突预测、效检装备：WTC突出预测仪两台；风煤钻：多台；自救器：供氧式自救器多台；压风自救系统：有4 防治煤与瓦斯突出技术措施方案4.1 总体方案及管理原则安顺煤矿经鉴定为煤与瓦斯突出矿井，且煤与瓦斯突出比较严重，因此，防治煤与瓦斯突出技术措施应以区域防突为主，局部防突为辅。所开采煤层为突出煤层，在采掘作业中应严格按照规程和细则的要求，执行综合防突措施。其工艺流程见图3。根据综合防突措施工艺流程，安顺煤矿在今后的采掘中，为解放生产力，加快采掘进度，降低防突成本，建议矿井对M9煤层首先进行突出危险性区域预测工作，在未进行区域预测以前，所有采掘区域都必须按突出危险区进行管理。根据预测结果，可以把突出煤层分别划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。在不同区域，其管理原则和方式如下：（1）突出危险区在突出危险区内进行采掘作业时，必须执行“四位一体”综合防突措施，进行正规的日常预测循环作业，每个预测循环都要进行突出预测或效果检验（在严重突出危险区可以不进行预测，直接采取防突措施，但必须进行效果检验），只有当预测或措施效果检验结果不超标时，方可在执行安全防护措施的前提下进行采掘作业。当上循环采取了防突措施进尺到位后，预测无突出危险时也应采取防突措施，只有连续2次预测无突出危险时该工作面方可视为无突出危险工作面。每预测循环应留有不小于2m的预测孔超前距；效果检验结果不超标时掘进工作面的允许进尺量应同时保证留有不小于5m的措施孔（排放钻孔）超前距和不小于2m的检验孔超前距，采煤工作面应同时保证留有不小于5m的措施孔（排放孔）超前距和不小于2m的检验孔超前距。所有超前距均以最短钻孔在采掘方向的投影孔深为准。（2）突出威胁区在突出威胁区内采掘作业时，根据区域突出危险程度，每推进30100m，应用工作面预测方法连续进行不少于两次的区域预测验证，并且预测工作从巷道开始掘进和工作面始采即进行，其中任何一次验证有突出危险时，该区域应改划为突出危险区。同时，在威胁区采掘作业过程中，每个班都应密切观察煤层软分层厚度、煤层产状、地质构造、炮后瓦斯涌出量等异常情况，当出现异常情况时，应立即停止采掘作业，通知有关人员进行突出危险性预测。（3）无突出危险区在无突出危险区内作业时，可以不采取防突措施，但必须执行安全防护措施。图3 安顺煤矿“四位一体”综合防突措施工艺流程图4.2 区域防突技术方案4.2.1 区域突出危险性预测突出危险性区域预测的任务是确定井田、煤层和煤层区域的危险性，是在地质勘探、新井建设和新水平开拓时进行。煤与瓦斯突出与地质构造、瓦斯压力和瓦斯含量、煤层埋深、煤层软分层分布与变化等有密切的关系，且这些因素的分布具有一定的规律性。可通过地质勘探资料、采掘工程实际揭露的煤层赋存和构造分布资料、实际测定的相关资料、邻近矿井的资料等，可利用统计法、瓦斯地质分析法以及测定相关参数的方法进行区域预测，从宏观上把M9煤层划分出突出危险区、突出威胁区和无突出危险区。细则规定的区域突出危险性预测方法主要有综合指标法和瓦斯地质统计法等。建议安顺煤矿M9煤层区域突出危险性预测应进行专门研究后确定。4.2.2 区域性防突措施目前普遍采用的区域性防突措施是开采保护层和预抽煤层瓦斯，其中开采保护层是最有效的一种防突措施。根据安顺煤矿矿井初步设计中的开拓部署方案，矿井划分的6个盘区中，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M9可采。因此，矿井存在开采保护层的煤层条件。4.2.2.1 开采保护层开采保护层是各国普遍采用的防治煤与瓦斯突出的区域性措施，一般是在突出矿井的煤层群应优先开采保护层。开采保护层后，对有突出危险的煤层产生保护作用，使之消除或减少突出危险性，达到防止煤与瓦斯突出的目的。根据保护层的位置不同，可分为上保护层和下保护层。位于被保护层上部的叫上保护层，反之叫下保护层。（1）安顺煤矿保护层的选择在选择保护层时应遵守下列规定：首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，应根据安全、技术和经济的合理性，综合比较分析，择优选定。矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施。选择保护层时，应优先选择上保护层，条件不允许时，也可选择下保护层，但在开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。开采保护层后，开采层周围的岩层和煤层向采空区方向移动、变形，根据卸压程度的大小，在垂直保护层层面方向可划分为三个带：岩石混乱移动带（冒落带）；岩石完整性破坏移动带；岩层弯曲带（弹塑性变形带）。因此，保护层的有效层间垂距，在不配合人工抽放瓦斯时，实际上就是第带的边界到保护层的层间垂距，在抽放瓦斯时，有效层间垂距可扩大。保护层的有效层间垂距应根据矿井实测资料确定，对暂无实测资料的矿井可参照见表6确定。表6 保护层的有效层间垂距煤层倾斜未抽放瓦斯(m )结合抽放瓦斯(m)下保护层上保护层下保护层上保护层急倾斜50408060缓倾斜和倾斜803010050安顺煤矿开采上保护层，煤层属缓倾斜煤层，其保护层的有效层间垂距在抽放时为50m，不抽放时为30m。上保护层的最大有效层间垂距也可按下式计算： S上= S上,12式中 S上上保护层的最大有效层间垂距，m；S上,上保护层的理论最大有效层间垂距，m。它与工作面的长度 a和开采深度H有关，可查表选取。当 a0.3H时，取a=0.3H，但a不得大于250m。 1保护层开采影响系数； 当MM0时，1=M/M0 当MM0时，1=1M保护层的开采厚度，m；M0开采保护层的最小有效厚度，m，查图选取；2层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以表示硬岩在层间岩石中所占有的百分比。50%时，2=1-（0.4/100）50%时，2=1安顺煤矿的开采深度为250450m, 工作面长度为160m180m，M8煤层开采厚度平均1.21m。因a0.3H，所以，取a=0.3H=135m。查表得S上,=66m，M0=0.4。又因MM0，所以取1=1。经计算，安顺煤矿开采M8煤层时，对下部煤层的最大有效层间垂距为66m。安顺煤矿井田内共有可采煤层3层，从上至下为依次M0、M8、M9煤层，其中全区稳定可采煤层为M9；M0煤层属上煤组，M8、M9煤层属下煤组，两煤组之间层间距约155m。在矿井一期建设中，M0煤层因赋存不稳定、煤与瓦斯突出严重等原因，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。从保护层开采角度分析：M0煤层与M8、M9煤层相距太远，达155m，从上表可得出，开采M0煤层作为上保护层时M8、M9煤层不在保护范围内，同样开采M8或M9煤层作为下保护层时，M0煤层也不在保护范围内。对下煤组M8、M9煤层，根据矿井初步设计测算资料，无论采用上行式开采或下行式开采均可行，即从开采程序上可采用上行式或下行式。但从保护层开采角度分析，采用下行式较为合理：首先，M8煤层尽管矿井揭露较少，综合分析应具有突出危险性，但突出危险程度应比M9煤层低，因为无论从地勘资料和矿井提供资料显示，M8煤层瓦斯含量比M9煤层低，其它指标如工业分析