1、 盘县石桥镇老洼地煤矿 防治煤与瓦斯突出专项设计 技术负责人: 修 改: 前 言 煤与瓦斯突出是煤矿开采过程中的严重自然灾害之一,因其具有突发性,对生产人员的安全危害极大。由于突出机理目前仍处于假说阶段,影响它的因素随机性又大,要完全控制它的发生,还有一定的难度,但采取一些行之有效的措施后,仍可以做到不发生或减少伤亡事故。根据目前所掌握的规律,随着采掘深度的增加,突出发生的可能性与危害性也曰趋严重,例如:矿井在开采浅部煤层时,从未出现 过瓦斯动力现象,当采掘到一定的深度时,就会出现瓦斯动力现象。 瓦斯动力现象出现的初
2、期,缓缓倾斜煤层多以压出形式出现,它与片帮现象很难区分。急缓倾斜煤层则多出现受煤体自重作用而诱发的倾出,而这种现象又与冒顶现象难以区分。因而判断瓦斯动力现象的性质,需要经验丰富的专业机构通过实测煤层瓦斯压力,取样分析化验和现场勘查,综合判断该矿是否已具备发生煤与瓦斯突出的三大要素,以免判断失误,给生产带来不必要的损失。判断瓦斯动力现象的基本技术与装备,一般在首次出现瓦斯动力现象的矿井都是不具备的,难以进行正确的鉴定,因此需经国家煤矿安全监察局授权的单位鉴定。同样,在一个突出矿井,由于受地质条件的影响,采掘地区的变更或采掘条件的变化,经过多年来的采掘实践,没有再次出现瓦斯动力现象,要对此现象出现
3、真实的原因做出正确的判断,同样难度也是较大的。为了查明原因,做出正确的判断,同样也需做现场调查,实测瓦斯参数,取样分析化验,综合判断突出矿井是否已不具备发生 突出的三大要素。为了慎重的对待此项工作,以免造成由于判断失误而造成的重大人身伤亡事故,同样也需要经原鉴定单位确认后,才能撤消突出煤层或突出矿井的称号。 煤与瓦斯突出是一种自然现象,它具有突发性,不完全的可知性,要想完全防止它的产生是难以达到的。根据现实情况,我国现有的防治突出方法首先要摸清楚它发生的地区、范围,采取必要的防治措施,改变其发生突出所应具备的基本条件,使其不发生或降低其突出强度,并采取必要的安全防护措施,以保证施工
4、人员的安全。 突出矿井的防治突出工作,每天都在重复的进行,时间一长,难免在技术装备上,思想上会出现失误,为了防止由于这方面的失误而导致的突出伤亡事故,综合防治突出措施中规定,在执行了预测,防突措施,措施效果检验后,还必须采用安全防护措施施工,以确保工作人员的安全。 安全措施主要指震动放炮和远距离放炮。工作面落煤时是应力明显活动期,爆破落煤时,工作人员远离工作面,可防止由于应力激活诱发的突出对工作人员的伤害。而防护措施包括设置一些安全装备、装置或必要的组织措施,例如反向风门,安全避难硐室,压风自救装置,自救器等。 1.概况 1.1矿区位置与交通 盘县老洼地煤矿为技改矿井,属于私
5、营合作企业,矿井的建设规模为30万t/a。 矿区位于盘县新县城(红果)南东面,直线距离约11km,处于梓木戛井田北翼,属盘县石桥镇所辖。乐(民)红(果)公路从井田外缘经过,有象鼻岭至梓木戛简易公路接通煤矿,距乐红公路5km。矿山距盘县县城(红果)18km,距盘县石桥镇10km。现有的红(果)威(舍)二级公路从矿井井田的西南侧通过,与红威公路相接,经新建的镇(宁)胜(境关)高速公路通过红果北出口,到昆明277km、至贵阳411km。交通运输便利(见图1—1一l老洼地煤矿矿区交通位置图)。 盘县石桥镇老洼地煤矿位于盘县石桥镇果榔村,2009年1 2月7日,由贵州省国土资源厅颁发了采矿许可证,其
6、证号为:C5200002009121120047721。生产规模为30万吨/年。矿区范围由8个拐点坐标圈定,矿区面积:2.316km2,开采标高+1900~+1600m。 其矿区范围拐点坐标如下表。 点号 X坐标 Y坐标 0 2834961.4 35446510.19 1 2836641.1 35446820.19 2 2835881.4 35447860.19 3 2835636.4 35448239.19 4 2835589.4 35448193.19 5 2835391.4 35447600.19 6 2834241.4 35447600
7、19 7 2834241.4 35446620.19 矿区面积:2.316km2,采矿标高:+1900~+1600米 图1-1-1 老洼地煤矿矿区交通位置图 1.2矿井建设情况 盘县石桥镇老洼地煤矿属技改矿井,生产规模30万吨/年。可采煤层四层,从上到下分别为M3、M7、M9、M10煤层,煤层倾角20°。,属缓倾斜煤层。采用平硐一斜井联合开拓,新掘主平硐、副斜井、进风行人斜井、回风斜井,以一个水平二个采区开拓全井田。 新设计的采煤工作面布置在M3煤层中,采用走向长壁后退式采煤法。 贵州工业大学勘察设计研究院于2004年月编制了《贵州省盘县石桥镇老洼地煤矿开采方案设
8、计》,并由贵州省煤炭工业管路局(黔煤规字[2004]49号)批准通过,后来扩界后重新进行设计变更,贵州冠中工程设计有限公司于2010年1月编制了《贵州省盘县石桥镇老洼地煤矿开采方案设计(变更)》;并由贵州省煤炭管理局予以备案(备案文号为061号)。 1-3矿井开采设计简况 1.3.1矿井设计简况 主井工业广场选择在井田东部3号拐点附近,主平硐的硐口布置主井工业场地内。副井工业场地布置在井田东部的5号拐点附近,场地内布置有进风行人井、副斜井、回风斜井三个井口。 采用平硐一斜井联合开拓方式,主平硐采用机轨合一,井筒内安设胶带运输机和铺设22kg/m钢轨。主平硐铺设SD-800/100/2×
9、55型普通胶带运输机(长度965m,宽度800mm,电机功率2×55kw,电压660v)运输煤炭;副斜井选用JTPl600型矿用提升机(提升速度0~3.5m/s,最大拉力一40KN;配套电机功率:110kw、660V)提升矸石,运送材料、运;进风行人井专做进风和行人用;回风斜井安设主要通风机作专用回风;原煤通过胶带运输机运至工业场地,然后装车外运。 主平硐井口坐标为:x=2835690,Y=35418284,z=+1747m,α=81°1′,β=3‰。从玄武岩地层进入煤系地层与一水平井底车场连接。 副斜井井口坐标为:x=2835436,Y=35447654,z=+1880,α=105°,β
10、21°。布置在M10煤层底板岩层中,主要作为运送人员、排矸、设备材料运输及进风等。 进风行人井进口坐标:x=2835470,Y=35447652,Z=+18820.0,α=105°,β=21°。布置在M10煤层底板岩层中,采用锚喷支护。 回风斜井井口坐标为:x=2835402,Y=35447655,z=+1880,α=105°,B=21°。布置在M10煤层底板岩层中,采用锚喷支护;主要作为矿井的回风。 将矿井划分为一个水平(+1750n水平)二个采区;是比较合符实际的。 1.3.2目前矿井的井巷工程情况 目前新系统正在建设之中,布置有2个掘进工作面:1172运输巷、1172回风巷;
11、一个综采工作面1131综采工作面(尚未验收)。1131综采工作面已经形成。 1.4地质特征及构造 1.4.1地质特征 矿区地层出露有二叠系下统茅口组(P2m)、二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3 p)、二叠系上统龙潭组(P31)、二叠系上统长兴组(P3c)、三叠系下统飞仙关组(T1f)及第四系(Q)地层。现由老至新分述如下: (1)二叠系下统茅口组(P2m): 出露于井田东南部外围。主要为浅灰色、灰色厚层灰岩,含白云质团块或白云岩,具缝合线构造,产腕足类、蜒等动物化石。顶部有厚约3米左右的红褐色硅质灰岩(硅质灰岩),角砾结构,坚硬。厚度400~500米。与上覆峨眉山玄武岩组呈假整合接触。
12、 (2)峨眉山玄武岩组(P3B):分布于煤矿外东南一带、主要岩性为灰绿色玄武岩、拉斑玄武岩、暗绿色火山角砾及凝灰岩。厚240米左右。二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3 B)是龙潭组与茅口组问的隔水层。 (3)二叠系上统龙潭组(P31) 是区内含煤地层,厚200~232米,平均厚216米左右,含煤34层,可采煤层4层。中上部为灰黄至深灰色薄一中厚层粘土岩夹粉砂岩、粉砂质粘土岩;底部为灰一深灰色中至厚层生物屑灰岩。一般为薄至中厚层夹粘土岩、炭质粘土岩及煤层组成。 (4)二叠系上统长兴组(P3c) 上二叠统长兴+大隆组(P3c+d)组:上部为深灰色、褐黑色薄至中厚层生物碎屑硅质岩夹深灰~灰绿、
13、绿色粘土化玻屑凝灰岩,厚0~6m;下部为浅灰色、深灰色中厚层状至厚层状细晶灰岩,断续含燧石结核、团块及条带。产个体较大的海相生物化石。厚18~36m。 (5)三叠系下统飞仙关组(T1f) 三叠系下统飞仙关组(T1f)分布于矿区内东、西部,岩性主要为灰绿色、灰色、紫红色、灰紫色粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥灰岩等。厚484m。 (6)第四系(Q) 以残积、坡积的砂土、粘土及砾石组成。总厚0—10m。 1.4.2地质构造 本矿区区域上位于扬子准地台(I)上扬子台褶带(II)黔西南迭陷褶断束(III)的西部,位于盘关向斜东翼的西段,总体呈一单斜构造,地层走向北东30°左右,倾
14、向北西,倾角约20°。 地表未发现褶曲。矿井中部范围发育一条断层(F43),地层断距约20m,性质为逆断层。煤层中局部地段有断距为1~2米的小型断层,对煤层连续性破坏不大。 综上所述,矿区内构造发育程度中等,构造复杂程度属中等复杂型。 1.5煤层及煤质 1.5.1煤层特征 区内含煤地层为二叠系上统龙潭组(P31),为浅灰色、灰色及深灰色,薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石,产大量植物化石,见栉羊齿化石等。 (1)含煤性 矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组上部,含煤6层,其中矿井范围内可采煤层四层(M3、M7、M9、M
15、10),其中M9为局部可采煤层。含煤岩系总厚180~200米,平均厚190米,含煤总厚7.30米,含煤率3.84%。 (2)可采煤层 矿区主要可采煤层为M3、M7、M9、M10层,由上到下叙述如下: 1)M3煤层 位于龙潭组上部,全层厚1.8m一2.68m,一般厚2.20m。上距长兴组底界约30米,层位及厚度稳定。矿区附近曾有老硐开采。煤层中常夹二层炭质粘土岩夹矸,夹矸厚0.05—0.24m。 顶板:为粉砂岩与薄层状、透镜体状菱铁矿互层。 底板:直接底板为灰色泥岩,强度低,遇水易膨胀、软化,表现为底鼓现象,为不稳定底板。 2)M7煤层 位于龙潭组上部,全层厚2.05~0.51米
16、一般厚1-21米,上距M3煤层34.41米,煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸,夹矸厚0.07~0.25米。煤层层位较稳定,为区域主要可采煤层之一。 项板:直接顶板为泥质粉砂岩,局部为粉砂质泥岩,强度低,易风化崩解,遇水易膨胀、软化,为不稳定顶板。 底板:直接底板为粉砂质泥岩,强度低,遇水易膨胀、软化,表现为底鼓现象,为不稳定底板。 3)M9煤层 位于龙潭组上部,全层厚1.88~0.20米,一般厚0.79米,上距M7煤层50.1米,煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸,夹矸厚0.01~0.35米。煤层层位较稳定,为区域内局部可采煤层之一。 顶板:直接顶板为泥质粉砂岩,强度低,易风化崩解,遇水易膨
17、胀、软化,为不稳定顶板。 底板:直接底板为粉砂质泥岩,强度低,遇水易膨胀、软化,表现为底鼓现象,为不稳定底板。 4)M10煤层 位于龙潭组上部,全层厚2.78~0.56米,一般厚1.27米,上距M9煤层36.72米,煤层中部常夹一层炭质泥岩夹矸,夹矸厚0.05~0.25米。煤层层位较稳定,为区域内主要可采煤层之一。 顶板:直接顶板为泥质粉砂岩,强度低,易风化崩解,遇水易膨胀、软化,为不稳定顶板。 底板:直接底板为粉砂质泥岩,强度低,遇水易膨胀、软化,表现为底鼓现象,为不稳定底板。 矿区内主采煤层4层,为M3、M7、M9、M10煤层,主采煤层特征见表1-1-1。 表1-
18、1-1 主采煤层特征表 煤层 编号 煤层厚度 (m) 煤层 倾角 (°) 层间距 (m) 煤层容重 (t/m3 ) 煤层结构 煤层稳定性 顶底板岩性 顶板 底板 M3 20 1.45 简单 较稳定 粉砂岩和菱铁互层矿互层 泥岩 34.41 M7 20 1.45 简单 较稳定 泥质粉砂岩 粉砂质泥岩 50.1 M9 20 1.45 简单 较稳定 泥质粉砂岩 粉砂质泥岩 36.72 M10 20 1.45 简单 较稳定 粉砂泥质岩、细砂岩 泥岩、砂质泥岩 1.5.2煤层特征
19、 (1)煤质 煤层编号 分析结果 挥发份 Vdaf(%) 灰份 AD 发热量 (MJ/kg) 硫(%) Std 水分(%) Mad 容重 (t/m³) M3 11.1 18.37 34.4 0.39 1.91 1.45 M7 10.5 19.46 33.8 0.52 2.1 1.45 M9 10.24 21.0 33.6 0.42 2.04 1.45 M10 9.79 17.3 34.2 0.55 0.92 1.45 根据上表各可采煤层的分析结果:M3、M7、M9、M10煤层属于
20、低中灰分、特低至低硫、低磷、特高热值、中挥发份贫瘦煤,均可作为动力、化工及民用煤。 煤种类:贫瘦煤 (2)煤的利用方向 本煤矿的煤适用于动力用煤及民用。 (3)煤的风氧化带深度 根据《盘县石桥镇老洼地煤矿储量核实报告》,煤的风氧化带深度为原详查勘探中在沿煤倾向掘进的探硐内,采集了一组系统风氧化带样品,根据化验结果确定为煤层露头以下垂深30~45米。 1.6瓦斯、煤尘爆炸性、煤炭自燃倾向性 1.6.1瓦斯 1.6.1.1鉴定情况 根据贵州省煤炭局文件(黔煤行管字【2008】1504号)“六盘水市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告批复”结果,老洼地煤矿绝对瓦斯涌出量为10.8m
21、³/min,相对瓦斯涌出量为16.71m³/t,高瓦斯矿井。 1.6.1.2矿井瓦斯含量预测情况 瓦斯预测分别计算开采首采面时(深度为216m)及二采区最下一个区段深度(深度为365m)。 根据矿井的地质报告,该矿井煤层的煤层特征及煤质特征表见前面的叙述。 本设计按《采矿工程设计手册》中给出的瓦斯涌出量预测经验公式进行计算: Wx = WY=; Wh=Wx+WY 式中:Wx——煤的瓦斯吸附量,m3/t Mt、Aad、Vdaf——煤的水分、灰分、挥发分,%。 P——瓦斯压力,MPa;P=(2.03~10.13)H计算,H为垂深。参考国有大矿在垂深H=280m时,瓦斯压力为1.
22、5Mpa,瓦斯梯度P/H=0.0070;老洼地煤矿在+1750m标高时的开采深度为265m,则此标高的瓦斯压力为P=1.75—(280—265)×0.0070=1.65Mpa; 在后期+1600m标高时的开采深度为365m,则此标高的瓦斯压力为P=1.75—(280—365)×0.0070=2.72Mpa。 en—温度系数,(按20℃查《设计手册》表8-7-12取1/en值为0.690,其中,t为温度取20。) a=系数(a=2.4+0.21Vr); b=系数(b=1-0.004Vr); Wy=游离瓦斯量,m3/t; Fn=煤的孔隙率,% γ=煤的容重,t/m3 Ky=相对煤层
23、瓦斯压力下的瓦斯压缩系数,查《设计手册》表8-7-14取1.06; Wh=瓦斯含量m3/t 瓦斯含 量基础数据计算汇总表(开采+1750m标高) 煤层编号 M3 M7 M9 M10 煤厚 2.20 1.21 0.79 1.27 Wt(水分) 1.91 2.10 2.04 1.92 Aad(灰分) 18.37 19.46 21 17.3 Vdaf(挥发分) 11.11 10.5 10.24 9.79 计算深度(H) 265 265 265 265 瓦斯压力系数(2.03~10.13) P(瓦斯压力) 1.65
24、 1.65 1.65 1.65 t(温度系数) 20 20 20 20 n 0.4 0.4 0.4 0.4 en(温度系数) 1.49 1.49 1.49 1.49 a 4.73 4.61 4.55 4.46 b 0.96 0.96 0.96 0.96 Fy(孔隙容积) 0.09 0.09 0.09 0.09 Fn(煤的孔隙率) 8.4 8.4 8.4 8.4 y(煤的容重) 1.5 1.5 1.5 1.5 Ky(瓦斯压缩系数) 1.04 1.04 1.04 1.04 经过以上公式计算,该矿井煤层瓦
25、斯含量见下表 煤层编号 M3 M7 M9 M10 Wx(吸附瓦斯) 12.52 12.03 12.00 13.02 Wy(游离瓦斯) 0.94 0.94 0.94 0.94 Wh(瓦斯含量) 13.46 12.97 12.94 13.95 根据上面的预测数据:该矿井瓦斯含量较高,瓦斯压力较大,具有煤与瓦斯突出危险性。 1.6.2煤尘爆炸性 根据贵州省煤田地质局实验室于2010年8月23日提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》,该煤矿M3号煤层煤炭火焰长度有>60mm,抑制粉尘爆炸最低岩粉量34%,鉴定结果为煤层有爆炸性。故该矿井按煤尘爆炸危险性进行设计与管理
26、 1.6-3煤的白燃性 根据贵州省煤田地质局实验室于2010年8月23日提交的《煤炭白燃倾向性鉴定报告》,该煤矿M3、M7号煤层自燃倾向性鉴定为第Ⅲ类不易燃煤层。M9、M10号煤层本次未作煤炭自燃倾向性鉴定。该矿井按Ⅲ类煤层管理。 1.7煤与瓦斯突出 该矿井属于技改矿井,在生产过程中未曾发生过煤与瓦斯突出事故,盘县矿区已发生多起煤与瓦斯突出事故(盘县矿区淤泥乡昌兴煤矿2010年的8月9日10点30分左右,发生煤与瓦斯突出事故。2005年12月24日23时12分,盘县响水煤矿发生煤与瓦斯突出事故)。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤矿管理局联合下发的黔安监管办字
27、2007】345号,《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》,老洼地煤矿位于具有突出区域的盘江矿区。老洼地煤矿的突出危险性的可能性较大。 1.8井田开采 1.8.1矿井开采系统 采用斜井,井田分一个水平二个采区,设计的开拓方式简述如下: 主平硐在1747m标高以81°1’的方位角从M10煤层底板向M10煤层的方向穿过茅口组直接到峨眉山玄武岩组基岩中,采用半圆拱锚喷支护。 副斜井、进风行人斜井和回风斜井沿煤层的倾斜方向布置在M10煤层底板的基岩之中,采用半圆拱锚喷支护。采用石门分别将运输顺槽、回风顺槽和副斜井、进风行人斜井和回风斜井相连。 设计的首采工作面布置在M3煤层之
28、中的1131采面,准备工作面为1172采面。 通风方式:中央并列式 排水方式:开采一采区时(+1750标高以上),采用自流。 后期开采二采区时水仓及泵房设置在+1600m标高,采用机械排水。 1.8.2井筒 (1)主平硐 主要担负煤炭运输任务,同时担任进风、行人。主平硐部长约950m左右,坡度为3‰,净断面11.55m2,掘进断面12.44m2,锚网喷支护(表土层砌碹)。 (2)副斜井 主要负责设备、材料及矸石的运输任务,同时担任进风、敷设管线任务。副斜井部长362.8m左右,倾角21°,净断面11.55m2,掘进断面12.44m2,锚网喷支护(表土层砌碹),井筒内设人行台阶及
29、扶手。 (4)通风行人斜井 主要作为通风和行人等,布置在M10煤层底板的基岩之中,全长368.2m,倾角21°,净断面11.55m2,掘进断面12.44m2,采用锚喷支护。 (3)回风斜井 回风斜井作专用回风之用。回风斜井布置在M10煤层底板的基岩之中,坡度21°,全长368.2m,净断面12.91m2。,掘进断面13.85m2。锚网喷支护(表土层、破碎段砌碹)。 1.8.3硐室 变电所:设置在+1750m标高,采用10kv高压入井。 水泵房:后期在井底+1600m标高设置水泵房。 消防材料库:布置在主平硐和副斜井连接处的+1750m标高。 1.8.4水平划分 根据矿区煤层
30、赋存情况,原设计沿煤层的倾斜方向的中部划分为一个水平(+1750m水平)。 1.8.5采区划分 原设计的采区划分是根据煤层的倾斜方向来划分的,即+1750m标高以上为一采区,+1750m标高以下为二采区。 1.8.6大巷布置 主平硐为全矿服务,采用平硐一斜井联合开拓,采用石门将运输顺槽、回风顺槽直接和回风斜井、副斜井、进风行人斜井相连,不设运输大巷和回风大巷。 1.8.7开采顺序 (1)采区间的开采顺序 采区间的开采顺序为一采区、二采区。 (2)采区内的开采顺序 区段间的开采顺序 采区内划分为区段,区段间的开采顺序为下行式。 煤层间的开采顺序 同一区段内煤层间的开采顺序
31、为下行式,即依次为M3、M7、M9、M10煤层。 工作面的推进方式 工作面为走向长壁后退式,即由采区边界向采区上下山方向推进。 1.8.8目前的井巷工程完成情况 目前:主平硐、副斜井、进风行人井、回风斜井全部按设计完工。 1.8.9采煤方法 采用综采,全部垮落法管理顶板,采面采用掩护式支架配合单体液压支柱支护采面。设计布置有一个采煤工作面(1131采面)和两个掘进工作面(1172运输巷和1172回风巷)。 1.8.10矿井通风设备 主扇:型号为FBCDZN026,功率为2×355kw(两台)。 局扇:FBDN0.8.0/2×45KW;功率:2×45Kw。共有4台。 1.8
32、11瓦斯抽放设备 矿井装备永久高、低负压2BEC620-1型水环真空泵各两台。低负压瓦斯抽放泵用于采煤工作面的上巷及采空区抽采,电机功率为315KW,抽采能力为275m³/min。高负压抽放泵用于掘进巷道(煤巷、石门等)的抽采,电机功率为355KW,抽采能力为290m³/min。 2.煤与瓦斯突出预兆 在井下采掘过程中,煤与岩石常常一瞬间被从煤体中抛出,并喷出大量瓦斯,这种现象叫煤与瓦斯突出,简称为突出。煤与瓦斯突出事故不仅会造成采掘工作面和通风系统的破坏,同时大量煤与瓦斯以极快的速度喷出,还可能会充塞巷道,造成人员窒息和瓦斯爆炸、燃烧及煤(岩)埋人事故。煤与瓦斯突出前,一般都有预兆,
33、没有预兆的突出极少。归纳起来分有声预兆和无声预兆。 2.1有声预兆 1)响煤炮。在煤层内发出像机关枪、炮击声。由于条件不同,声音大小、间隔时间也不相同。 2)突然压力增大。支柱来劲,发出咔咔的响声,或发出劈裂折断的响声,手摸煤壁能感到冲击和震动;有煤岩层的破裂声;有时会听到气体穿过含水裂缝时的“吱吱”声等。 2.2无声预兆 1)压力增大。预板来压,片帮、掉碴、煤壁向外鼓,煤岩自行剥落。 2)煤层发生变化。层理紊乱、变软,暗淡无光,煤层粉碎,煤质干燥。 3)瓦斯及温度变化。瓦斯涌出异常,忽大忽小,煤尘增大,气味异常,发闷,打钻时喷煤、喷瓦斯,煤壁发冷,气温下降等。 应当指出的是,
34、上述预兆,并不是在每次突出之前都同时出现,而是仅仅出现一种或几种。 2.3防突要求 本矿在建设过程中未曾发生过煤与瓦斯突出,为了有效防止煤与瓦斯突出事故,针对石桥镇老洼地煤矿特制定防治煤与瓦斯突出的管理措施。 本措施针对石桥镇老洼地煤矿的具体现状,从防突机构人员的配备、防突管理制度以及防突设备仪表的装备等来完善本矿安全生产系统,适当调整采掘生产布置。 3.矿井防治煤与瓦斯突出管理机构及人员配置 为了搞好矿井瓦斯的综合治理,必须建立一个可靠的防治煤与瓦斯突出机构,这样才能开展防突的各项工作,才能预防瓦斯事故的发生,真正做到防范于未然的目的。因此石桥镇老洼地煤矿应成立相应的兼职防突机构,
35、负责全面的防突管理工作,防突机构主要组成人员为:矿长、总工程师、分管安全生产副矿长、防突队(防突预报)及相关生产技术、通风安全等人员。 根据盘县石桥镇老洼地煤矿文件矿井防治煤与瓦斯突出领导由 下列人员组成: 组 长:张 辉 副组长:张 茂 骆科荣 成 员:韩应康 尤新华 杨飞 张登千 骆奎 李江波 具体职责见下表。 表3—1 防治煤与瓦斯突出机构岗位职责表 序 号 岗位职责 职位 人数 1 总指挥 矿长 1 2 技术负责、措施计划审批、实施 总工程师 1 3 安全监督 安全矿长 1 4 机电设备防爆监督检查 机电矿
36、长 1 5 预测预报、效果检验 防突检验员 3 6 防突工程及设施施工 防突队 6 7 电气、监控、抽放、防突设备安装维护 电钳工 1 8 瓦斯监测监控室 监控员 3 9 设备材料、仪器仪表的购置 后勤矿长 1 10 仪器仪表发放、维修 维修员 3 小计 20 4.防突责任制 (1)矿长是安全生产的第一责任者,对防治煤与瓦斯突出的管理工作全面负责,应对防突工作定期督促、检查;及时解决防治突出所需的人、财、物,
37、保证防治突出工作的顺利实施。 (2)煤矿分管生产的矿长负责采掘工作面回采或掘进过程中防治煤与瓦斯突出。负责监督、检查防突措施的贯彻落实。 (3)煤矿分管安全的副矿长负责防突措施的监督检查,参与防突专项设计、防突措施的审查,负责组织突出事故的追查处理;其他煤矿的副职对分管范围的防突工作负责。 (4)矿井工程师或技术负责人的责任 1)突出矿井必须设立煤与瓦斯突出管理的技术体系。矿井必须有工程师或技术负责人对煤与瓦斯突出技术业务管理全面负责;防突专业技术人员对防突技术管理负责,防突机构对煤与瓦斯突出技术资料、台帐
38、等管理负责。 2)负责组织编制、审批、实施防突工作规划、计划和措施;并检查其执行情况。 3)组织编制新矿井、新水平、新采区、石门揭煤关于煤与瓦斯突出的专项设计,以及灾害预防与处理计划。 4)组织对防突技术难题的攻关,矿井瓦斯管理各类技术基础参数的考察。 5)定期对防突措施的落实情况进行检查,督促有关业务部门认真执行防突责任制。 6)矿井采掘工程师在开采设计和安排采掘部署时,必须考虑有利于煤与瓦斯突出的防治;安排生产计划时,必须将突出防治的措施计划纳入生产计划一并管理;检查采掘生产的同时应检查防突措施的执行情况。 7)矿井分管通风瓦斯的工程师协助矿总工程师组织编制、审查、检查防突工作
39、规划、计划和措施;完成总工程师交办的防治煤与瓦斯突出的所有工作;总工程师外出时,承担总工程师所承担的防突责任。 5.防突技术措施 该矿井属于技改矿井,在生产过程中未发生过煤与瓦斯突出事故,但是在111运输石门揭M3煤层过程中发生动力现象。 因此,必须采取区域综合防突措施和局部综合防突措施:根据《防治煤与瓦斯突出规定》附录E:防治煤与瓦斯突出基本流程见下图: 87 4.1区域性防突 区域综合防突措施包括下列内容: 1、区域突出危险性预测; 2、区域防突措施(包括开采保护层和预抽煤层瓦斯); 3、区域措施效果检验; 4、区域验证。 4.1.1区域突出危险性
40、预测 根据《防治没有瓦斯突出规定》:老洼地煤矿的区域突出危险性预测按煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法进行: 1、根据煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律进行预测 该矿井可采煤层共4层,从上到下分别为M3、M7、M9和M10煤层,煤层厚度为薄一中厚煤层,最厚2.2m,煤层的埋藏深度最大为365m左右,矿区范围内的可采煤层属于低中灰分、特低至低硫、低磷、特高热值、中挥发份贫瘦煤,均可作为动力、化工及民用煤。老洼地煤矿位于位于扬子准地台(I)上扬子台褶带(II)黔西南迭陷褶断束(III)的西部,位于盘关向斜东翼的西段,总体呈一单斜构造,地层走向北东30。左右,倾向北西,倾角约2
41、0。。地表未发现褶曲。矿井中部范围发育一条断层(F43),地层断距约20m,性质为逆断层。煤层中局部地段有断距为1~2米的小型断层,对煤层连续性破坏不大。矿区范围内在开时未发生煤与瓦斯突出事故,但是,和石桥镇相距较近的搬县响水煤矿2005年12月24日23时12分发生煤与瓦斯突出事故。23时20分突出的瓦斯冲出井口后扩散,遇地而火源引起瓦斯燃烧,事故造成12人遇难,直接经济损失:354.6万元。突出煤量2500吨,突出瓦斯约110万m’。根据上面的分析,该矿区范围内的可采煤层具有突出危险性。 根据煤层瓦斯压力P和瓦斯含量w进行预测。 根据《防突规定》:如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料,也可
42、根据煤层瓦斯含量w进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表3—5—2预测。 表3—5—2根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值 瓦斯压力P(MPa) 瓦斯含量W(m3/t) 区域类别 P<0.74 W<8 无突出危险区 除上述情况以外的其他情况 突出危险区 根据预测,M3煤层瓦斯含量为13.46m3/t,M7煤层瓦斯含量为12.97 m3/t,M9煤层瓦斯含量为12.94 m3/t,M10煤层瓦斯含量为13.95 m3/t;瓦斯压力P=1.65Mpa。依据上表的临界值,该矿区范围内的可采煤层危险性较大。 瓦斯压力测定钻孔的封孔方法及瓦斯压力
43、的测定方法见本章的相关内容。 3、采用综合指标法 采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时,应由工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层瓦斯压力P。近距离煤层群的层间距小于5m或层间岩石破碎时,应测定各煤层的综合瓦斯压力。 测压钻孔在每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f,把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度△p,则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。综合指标D、K的计算公式为: D= (1) (2) 式中D—工作面突出危险性的综合指标
44、 K—工作面突出危险性的综合指标; H—煤层埋藏深度,m; P—煤层瓦斯压力,取各个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值,MPa; △p一软分层煤的瓦斯放散初速度; f一软分层煤的坚固性系数。 各煤层石门揭煤工作面突出预测综合指标D、K的临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表3—5—3所列的临界值进行预测。 当测定的综合指标D、K都小于临界值,或者指标K小于临界值且式(1)中两括号内的计算值都为负值时,若未发现其他异常情况,该工作面即为无突出危险工作面;否则,判定为突出危险工作面。 表3—5—3石门揭煤工作面突出危险性预测综合指标D、K参考临界值 综合指标(D)
45、 综合指标(K) 无烟煤 其它煤种 0.25 20 15 该矿井在M3煤层的采掘过程中曾发生过动力现象,出现过煤与瓦斯突出征兆。因此,该矿井必须严格按照煤与瓦斯突出矿井进行管理。 4.1.2区域防突措施 4.1.2.1开拓开采设计方面的防突措施 l、突出矿井有关规定 (1)根据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》等有关规程、规范、文件、规定: (2)有突出危险的技改矿井及突出矿井的新水平、新采区,必须编制防突专项设计。设计应当包括开拓方式、煤层开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施(设备)、区域综合防突措施和局部综合防突措施等内容。 (3)突出
46、矿井新水平、新采区移交生产前,必须经当地人民政府煤矿安全监管部门按管理权限组织防突专项验收;未通过验收的不得移交生产。 (4)突出矿井必须建立满足防突工作要求的地面永久瓦斯抽采系统。本设计建立地面集中瓦斯抽放泵站,设置高、低负压抽放系统。 (5)技改矿井的煤层突出危险性根据地质勘探部门提供的基础资料,由国家煤矿安全监察局授权单位鉴定,报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门审批。 新井建设期间必须根据揭穿各煤层的实际情况重新验证煤层的突出危险性,经验证与所定的煤层突出危险性不符时,由煤矿企业提出报告,报原审批部门审批。 (6)突出矿井在编制年度、季度、月生产建设计划的同时,必须编制
47、防治突出措施计划。 (7)开采突出煤层时,必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施。 (8)煤矿企业应掌握突出动态和规律、填写突出卡片、积累资料、总结经验教训、制定防治突出措施,在每年第一季度内,将上年度的突出资料报省(自治区、直辖市)负责煤炭行业管理的部门和全国突出档案室。 (9)突出矿井必须及时编制矿井瓦斯地质图,图中应标明采掘进度、被保护范围、煤层赋存条件、地质构造、突出点的位置、突出强发、瓦斯基本参数等,作为突出危险性区域预测和制定防治突出措施的依据。 (10)在突出煤层顶底板掘进岩巷时,必须定期验证地质资料,及时掌握施工动态
48、和围岩变化情况,防止误穿突出煤层。 (11)开采突出煤层时,每个采掘工作面的专职瓦斯检查工必须随时检查瓦斯,掌握突出预兆。当发现有突出预兆时,瓦斯检查工有权停止工作面作业,并协助班组长立即组织人员按避灾路线撤出、报告矿调度室。 (12)突出煤层中的突出危险区、突出威胁区,严禁采用放顶煤采煤法、水力采煤法、非正规采煤法采煤。 (13)突出煤层中的突出危险区、突出威胁区的采掘工作面严禁使用风镐作业。 (14)有突出危险的采掘工作面爆破落煤前,所有不装药的眼、孔都应用不燃性材料充填,充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。 (15)对采用直径大于120mm钻孔、水力冲刷或水力冲孔等措施在煤体
49、中形成的孔洞,在爆破前应严密封闭孔口,孔内注满水、砂或填土。 (16)突出矿井的入井人员必须随身携带隔离式自救器。 (17)煤(岩)与瓦斯突出矿井井下进行电焊、气焊和喷灯焊接时,必须停止突出煤层的掘进、回采、钻孔、支护以及其他所有扰动突出煤层的作业。 2、开拓开采布置方面的防突措施 (1)开拓方式 设计开拓方式为平硐一斜井联合开拓。初期井筒数目共4条,分别为主平硐、副斜井、进风行人斜井及回风斜井。 主平硐布置在M10煤层底板的基岩中、副斜井、进风行人斜井和回风斜井沿煤层的倾斜方向布置在M10煤层底板的基岩之中,其它的井巷也布置在基岩和非突煤层之中。 (2)开采顺序 1)煤层开采
50、顺序 该矿井的可采煤层共四层,从上之下分别为M3、M7、M9、M10煤层,煤层之间采用下行式开采,在同一个标高上M3煤层开采后依次开采M7、M9和M10煤层。 2)采区内区段间的开采顺序 采区内采用区段下行式开采,首采区段(1131采面)由于离地表较近,瓦斯得到了一定的释放,瓦斯涌出和突出危险性较小,分析认为是合理的。 (3)采煤方法 设计采用走向长壁后退式采煤法。 突出煤层的采掘作业应当符合以下规定: 1)掘进工作面与煤层巷道交叉贯通前,被贯通的煤层巷道必须超过贯通位置,其超前距不得小于5m,并且贯通点周围10m内的巷道应加强支护。在掘进工作面与被贯通巷道距离小于60m的作业期
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