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金银山煤矿110802工作面专项防突设计
矿 长：
总工程师：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长 ：
防 突 队：
编 制：
编制日期： 2011年11月
金银山煤矿为新建矿井，于2005年批准建设。矿区位于安顺市西秀区，行政区划属西秀区蔡官镇管辖，生产能力为9万t/a，根据黔煤生产发[2009]132号“关于对《关于上报安顺市西秀区金银山煤矿M8、M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定备案的报告》的批复”、中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年5月提交的《安顺市西秀区金银山煤矿M8、M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，M8煤层在开采+1209m水平以上、M9煤层在+1200M水平以上时不具有突出危险性，。根据黔煤安字【2010】38号文件要求，我矿属高瓦斯矿井按突出矿井管理，瓦斯综合治理成为我矿安全生产管理的关键环节和首要任务。本设计是针对110804回采工作面的专项防突设计。
一、编制原则和依据
1、编制原则 必须坚持以人为本、源头治理、依法制突的原则；坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则；建立健全“四位一体”区域综合防突措施和局部综合防突措施，做到不掘突出头，不采突出面，形成开采关系合理、系统环节可靠、装备安全可靠、防治措施有效，实现人、机、环境互动的安全生产大环境，从根本上消除突出危险，实现矿井本质安全生产和可持续发展。
2、编制依据 《煤矿安全规程》；《防治煤与瓦斯突出规定》；黔《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008），国家安全生产监督管理总局，2008；黔煤生产[2009]132号关于安顺市煤炭局《关于上报安顺市西秀区金银山煤矿M8、M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定备案的报告》的批复”； 《贵州安顺市西秀区蔡管镇金银山煤矿资源储量核实及详查地质报告》，《西秀区蔡官镇金银山煤矿开采方案设计（变更）安全专篇》。
二、工程概况
110802工作面为矿井接续工作面，位于一采区一水平，北面为矿井回风上山，南至工作面切眼，上方是110800采面，下方为110804工作面（已施工）。设计走向长350米，倾向长100米，可采煤量9.2万吨。
三、地质情况
（一）地层
矿区出露地层为二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），下三叠系大治组第一段（T1d1）及第四系等。龙潭组是矿区的含煤地层。现由新至老分述如下：
1、 第四系（Q）
以残积、坡积物为主， 不整合于其它地层之上，为黄色、褐黄色风化土及基岩碎块，厚度小于10m。主要分布于低洼处。
2、 三叠系下统大冶组第一段（T1d1）
上部为灰、深灰色薄层灰岩，含泥质条带，夹鲕状砾屑灰岩及页岩，厚140-160m，平均厚150m左右。下部灰、灰黄色薄层状粉砂质泥岩或泥质粉砂岩，厚9.58—28.45m，平均厚19.02m左右。总厚149.58—188.45m，平均厚169.02m左右，与下伏地层呈整合接触。
3、 二叠系上统长兴组（P3c）
岩性为灰色、深灰色、棕灰色厚层燧石灰岩，近层面含有沥青质。厚11.89—18.66m，平均厚13.28m左右。地表多呈陡岩，与下伏龙潭组呈整合接触。
4、二叠系上统龙潭组（P3l）
灰色、深灰色、黑色，泥岩、粉砂岩、细砂岩、灰岩、煤层为主，局部夹铝土质泥岩、炭质泥岩，含煤17层，全区或局部可采煤层4层即M0 、M8 、M9 、M14，其余不可采煤层。
该组地层总厚371.97m，与下伏地层呈假整合接触。
根据岩性特征为三段，分述如下：
第三段(P3l3 )：由灰色燧石灰岩、灰岩、粉砂岩、细砂岩和黑色泥岩组成，燧石灰岩主要集中在该段底部，呈厚层状，上部为粉砂岩、细砂岩和薄层石灰岩，含全区可采煤层一层(M0)，局部可采煤层1层（M1），其底部的燧石灰岩为标志层，呈深灰色，含团块及似层状燧石较多，岩性厚度均稳定。本段厚155.90-169.12m，一般为164.17m。
第二段（P3l2）：以粉砂岩、黑色泥岩、细砂岩、灰岩及煤层为主，局部夹少量的炭质泥岩，燧石灰岩主要集中在该段底部，含全区或大部可采煤层（M8 、M9），局部可采1层（M6），M7 、M10不可采。该段厚72.95-82.40m，一般为77.31m。
第一段(P3l1 )：为深灰色石灰岩，浅灰、灰色钙质细砂岩、粉砂岩及少量的泥岩所组成，灰岩中含少量的燧石。细砂岩和粉砂岩均显缓波状层理，含煤层M13 、M14 、M15 、M16 、M17五层。M14、M15局部可采，厚113.93m。
5、 二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P3β）
区内未出露，据邻区安发煤矿揭露为绿灰色玄武岩。厚度15.0-25.0 m。
6、 二叠系中统茅口组（P2m）
区内未出露，为灰色厚层状细晶灰岩。厚度224－687 m。
（二）构造
1、区域构造
金银山煤矿位于扬子陆块(Ⅰ)黔北台隆(Ⅰ1)遵义断拱(Ⅰ1A) 织纳小区蔡官向斜北西翼。构造以北东向展布为主。见区域构造纲要图2-3-1。
图2-3-1 区域构造纲要图
2、矿区构造
矿区位于蔡官向斜北西翼，总体呈单斜构造，地层倾向为160°-180°，一般176°。倾角3°-10°，一般8°，未发现较大断层, 构造复杂程度为简单类型。
煤层
含煤岩系
区内含煤地层为二叠系上统龙潭组，组厚338.80-371.97m，平均355.41m，区内含煤17层，平均总厚7.23m，含煤系数2.03%，可采煤层平均总厚3.67m，可采含煤系数1.03%。
第三段(P3l3 )：含全区可采煤层一层(M0)，局部可采煤层1层（M1），其底部的燧石灰岩为标志层，呈深灰色，含团块及似层状燧石较多，岩性厚度均稳定。本段厚155.90-169.12m，一般为164.17m。
第二段（P3l2）：含全区或大部可采煤层（M8 、M9），局部可采1层（M6），M7 、M10不可采。该段厚72.95-82.40m，一般为77.31m。
第一段(P3l1 )：含煤层M13 、M14 、M15 、M16 、M17五层。M14、M15局部可采，厚113.93m。
煤层特征
1、可采煤层及其特征
全区可采煤层M0 、M8，大部可采煤层M9，局部可采煤层M1、M6 、M14、M15，各可采煤层分述如下：
M0煤层，厚0.80-1.20m平均1.05m，偶含夹矸一层0.18m，结构简单，煤层稳定，全区可采，顶板为泥岩、泥质粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。
M8煤层，厚0.83-1.80，平均1.35m，结构简单，煤层稳定，全区可采，顶板为泥岩，底板为泥质粉砂岩。
M9煤层，厚0.74-1.75，平均1.31m，局部结构复杂，煤层较稳定，大部可采，顶板为灰岩，底板为泥质粉砂岩。
M14煤层，厚0.50-1.30，平均0.85，局部结构复杂，煤厚极不稳定，局部可采，顶板为灰岩，底板为泥岩。
M1煤层，厚0-0.99，平均0.49，结构简单，煤厚极不稳定，局部可采，顶底板均为泥岩。
M6煤层，厚0-0.98，平均0.33，结构简单，煤厚极不稳定，局部可采，顶板为泥岩或泥质粉砂岩，底板为粉砂岩。
M15煤层，厚0-0.96，平均0.53，结构简单，煤厚极不稳定，局部可采，顶板为灰岩，底板为泥岩。
可采煤层特征见表2-3-2及表2-3-3。
表2-3-2 可采煤层层间距
层位名称 层间距（m） 煤厚（m） 主要对比特征
P3c 50.28-57.42
平均54.54 燧石灰岩
M0 0.80-1.20
平均1.05 偶含夹矸一层0.18m，结构简单，煤厚稳定，全区可采
144.20-156.71
平均148.09
M8 0.83-1.80
平均1.35 结构简单，煤厚稳定全区可采
11.22-33.45
平均18.90
M9 0.74-1.75
平均1.31 局部结构复杂，煤厚较稳定，大部份可采
53.15-66.27
平均59.54
M14 0.50-1.30
平均0.85 局部结构复杂，煤厚极不稳定，局部可采
P2m 125.82 灰岩
表2-3-3 可采煤层特征表
煤层
名称 煤层
厚度
（m） 平均
厚度
（m） 煤层夹矸数 稳定性 煤层倾角（°） 煤 种 顶板岩性 底板岩性
M0 0.80～1.20 1.05 0～1 稳定 8° 无烟煤 泥岩、泥质粉砂岩 泥岩、粉砂岩
M8 0.83～1.80 1.35 稳定 8° 无烟煤 泥岩 泥质粉砂岩
M9 0.74～1.75 1.31 稳定 8° 无烟煤 灰岩 泥质粉砂岩
M14 0.50～1.30 0.85 不稳定 8° 无烟煤 灰岩 泥岩
2、不可采煤层
M4、M5 、M7 、M13、M16 、M17为不可采煤层。
煤层对比
龙潭组为海陆交互相沉积，煤层及标志层特征明显，煤层间距又较稳定，易于对比。
P3c标志层：岩性为深灰色燧石灰岩。燧石结核呈带状或层状分布，黑色燧石团块，全区稳定，全层厚11.89-18.66m，平均厚13.28m。
B1标志层：M0上距长兴底界4.16-7.31m，平均5.59m。其上有一层泥晶或细晶灰岩B1，厚7.37-9.68 m，平均8.17m，全区发育且稳定而作为标志层。
B5标志层：B5为厚层状燧石灰岩，厚6.23-15.79m，平均9.64m，全区发育且稳定而作为标志层，也是龙潭组第三段和第二段的分界标志，其下发育M6 、M7、M8三层煤，其中M8煤层稳定可采，其它煤层局部可采或不可采，容易区分。
B6标志层：B6为厚层状细晶灰岩，厚1.78-7.36m，平均5.22m，全区发育且稳定而作为标志层，为M9煤层的直接顶板，是对比M9煤层的重要标志。
煤质
本区煤的变质程度较高，煤类单一，均为无烟煤，沿走向无显著变化。
工业分析
1、煤的宏观特性
M0煤层为块状、粉状，似金属光泽，以亮煤为主，暗煤次之。结构以中条带状为主，细条带及线理状次之，为半亮型煤。
M8煤层为上部为块状、下部为粉状，似玻璃光泽，参差状断口，以暗煤为主，亮煤次之。条带状结构，为半暗型煤。
M9煤层为块状，似金属光泽，参差状断口，以亮煤为主，暗煤次之，具条带状结构，为半亮型煤。
M14煤层为块状，玻璃光泽，参差状断口，以亮煤为主，夹镜煤条带，为半亮型或光亮型煤。
裂隙中可见方解石薄膜、粘土矿物及黄铁矿等充填物，多含浸染状黄铁矿。
2、煤的视密度
根据储量核实及详查地质报告煤层视密度M0为1.62 t / m³，M8为1.67 t / m³、M9为1.59 t / m³；M14取上述3层煤的平均值为1.63 t / m³。
3、煤的化学性质
省煤田地质局实验室检测，煤工业分析结果见表2-3-4。其中：
M0煤层原煤为中灰高硫高热值煤，浮煤为低灰低中硫高热值煤；
M8煤层原煤为中灰高硫高热值煤，浮煤为特低灰中高硫高热值煤；
M9煤层原煤为高灰高硫高热值煤，浮煤为特低灰中高硫高热值煤；
M14煤层原煤为高灰高硫中热值煤。
硫份变化很大，无一定规律，以黄铁矿硫为主。
表2-3-4 可采煤层煤质特征表
煤层编号 煤样种类 分 析 项 目
Mad(％) Vdaf（％） Ad（％） St，d（％） Qnet．ar(MJ／kg)
M0 原煤 变化值 0.86-1.1 10.16-12.30 21.98-32.69 3.35-5.51 21.742-25.373
平均值 0.95 10.92 26.13 4.13 23.558
取样数 3 3 3 3 2
浮煤 变化值 0.58-0.82 8.25-8.37 9.77-10.93 1.79-1.04
平均值 0.70 8.31 10.35 1.42
取样数 2 2 2 2
M8 原煤 变化值 0.52-2.19 7.86-13.72 13.14-35.58 3.14-9.75 20.201-25.976
平均值 1.23 10.04 22.23 5.86 23.089
取样数 3 3 3 3 3
浮煤 变化值 0.15-1.57 7.16-8.25 6.38-10.96 1.55-2.33
平均值 0.86 7.71 8.67 1.94
取样数 2 2 2 2
M9 原煤 变化值 0.47-1.49 8.98-12.05 24.92-35.31 3.42-8.76 20.371-25.169
平均值 0.96 10.81 30.15 5.86 23.132
取样数 3 3 3 3 3
浮煤 变化值 0.43-0.74 7.41-7.73 7.34-10.77 1.87
平均值 0.59 7.57 9.06 1.87
取样数 2 2 2 2
M14 原煤 变化值 1.10-1.45 7.32-8.35 18.42-30.87 3.18-6.56 20.221-23.159
平均值 1.28 7.84 28.53 4.87 21.69
取样数 2 2 2 2 2
4、发热量
矿区内可采煤层干燥无灰基发热量Qnet．ar均较高，见表2-5。原煤热量（Qnet．ar）在20.201-25.976MJ／Kg之间。
5、煤灰成份、灰熔点
根据收集邻区相同煤层相关资料，可采煤层灰成分均以Si02、A1203、Fe203为主，其次为CaO、MgO、S03、Ti02等。Si02、A1203、Fe203是粘土矿物的主要组成部分，CaO、MgO是煤中碳酸盐矿物的组成部分。
煤层煤灰熔融性软化温度均大于1100℃，为低熔以上灰分。
6、有害成份
根据收集邻区相同煤层相关资料，矿区内煤岩有害组份的分析结果，磷一般均小于0.01%，砷一般为2-4×10-6，为特低磷、一级含砷煤。
7、煤的变质程度及工业牌号
可采M0 、M8、M9煤层，精煤Vdaf分别为8.37％、8.25％；7.73％。精煤Hdaf分别为3.64％、3.65％；3.84％。根据中国煤炭分类标准，M0 、M8、M9煤层，为无烟煤三号，符号为WY3。M14煤层原煤Vdaf为7.84％，精煤Hdaf未测试，暂按无烟煤三号对待。
煤的工业用途
根据前面煤质分析资料表明，金银山煤矿煤炭属煤化程度较高的腐植煤类，煤的发热量高，变质程度深，属无烟煤阶段。按中国煤炭分类标准，煤层为无烟煤三号。
可采煤层原煤为中灰高硫煤。煤中矿物杂质以粘土矿物、黄铁矿为主。灰成分以组成粘土矿物的Si02、A1203和Fe203为主，煤灰熔隔性为低熔以上灰分。可作工业动力、民用取暖、一般工业锅炉、汽化等用煤，尚可作电极、电石工业，合成氨化工用煤等。
煤层气
根据地质工作采集的瓦斯试样。测定出矿区内各主要可采煤层瓦斯含量在11.9-13.57m3/t之间，全区含量平均为12.49m3/t。
根据体积法计算煤层气地质储量，其计算公式为：
Ci=0.01AhDCad或Ci=0.01AhDdafCdaf
式中：
Cad=100Cdaf（100-Mad-Ad）
Ci-煤层气地质储量，单位为亿立方米（108m3）；
A-煤层含气面积，单位为平方千米（K㎡）；
h-煤层净厚度，单位为米（m）；
Ddaf-煤的干燥无灰基质量密度，单位为吨每立方米（t/m3）；
Cdaf-煤的干燥无灰基含气量，单位为立方米每吨（m3/t）；
D-煤的空气干燥基质量密度（煤的容重），单位为吨每立方米（m3/t）；
Cad-煤的空气干燥基含气量，单位为立方米每吨（m3/t）；
Mad-煤中原煤基水分（ωB），为百分数（%）；
Ad-煤中灰分（ωB），为百分数（%）。
本矿区采用体积法计算煤层气参数的确定：
煤层含气面积:4.698km2（各算量煤层面积之和）
煤层净厚度：1.20m（各算量煤层煤厚算术平均值）
煤的空气干燥基质量密度：1.62t/m3
煤的干燥无灰基含气量：12.49m3/t，
采取体积法进行计算，本矿区煤层气预算约1.14亿立方米（108m3）。
煤层风、氧化带
根据资源储量核实及详查地质报告，确定本矿区煤层风氧化带向下垂深40m。
矿区地质构造复杂程度整体属简单类型。
（四）瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性和煤与瓦斯突出危险性
1、矿井瓦斯
根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）》标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行预测，经计算矿井在开采M8煤层220801工作面时瓦斯涌出量最大，并以M8煤层的数据作为矿井通风及瓦斯抽采的计算依据，按前计算，其回采工作面相对瓦斯涌出量为5.16m3/t，绝对瓦斯涌出量为11.46m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×1.05=2.1m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为33.36m3/t，绝对瓦斯涌出量为21.1m3/min，本矿为高瓦斯矿井。
2、煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年9月16日提交的《贵州省金银山煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》，鉴定结论为全部共4层可采煤层煤尘无爆炸性。鉴定结果见表1-4。
表1-4 煤尘爆炸性鉴定结果
煤层 采样编号 工业分析 爆炸试验 爆炸性结论
Mad Aad Vdaf 焦渣特征 火焰长度（mm） 岩粉量%
M8 2010-M522 3.10 11.80 8.81 2 0 0 无爆炸性
M9 2010-M525 2.79 16.28 9.23 2 0 0 无爆炸性
M14 2010-M527 2.06 30.87 9.98 2 0 0 无爆炸性
M0 2010-M529 3.38 13.62 7.68 2 0 0 无爆炸性
3、煤的自燃性
根据贵州省煤田地质局实验室2010年9月16日提交的《贵州省金银山煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，鉴定结果为全部共3层可采煤层为易自燃煤层（2级）。鉴定结果见表1-5
表1-5 煤的自燃倾向性鉴定结果
煤层 采样编号 工业分析 真相对密度 全硫 煤吸氧量 自燃倾向性分类
Mad Aad Vdaf 焦渣特征 TRDd St，d% Cm3/g
干煤
M0 2010-M520 3.51 31.86 12.47 2 1.76 4.46 0.64 II级
M8 2010-M522 3.10 11.80 8.81 2 1.53 2.80 0.99 II级
M9 2010-M525 2.78 16.28 9.28 2 1.57 2.50 0.83 II级
M14 2010-M525 2.06 30.87 9.98 2 1.71 3.48 0.91 II级
4、煤与瓦斯突出危险性
根据《安顺市金银山煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》、贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字[2009]132号）“关于《安顺市西秀区蔡官金银山煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》的批复”、《安顺市金银山煤矿M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》、贵州省能源局文件（黔能源发[2009]150号）“关于《安顺市西秀区蔡官金银山煤矿M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》的批复”的结论：
A、在煤与瓦斯突出危险性鉴定区域内：
M8煤层煤破坏类型属III类构造煤，煤层瓦斯压力为0.22MPa，小于0.74 MPa，煤的坚固性系数为0.22，小于0.5，瓦斯放散初速度为27.8mmHg，大于10。
M9煤层煤破坏类型属III类构造煤，煤层瓦斯压力为0.30MPa，小于0.74 MPa，煤的坚固性系数为0.69，大于0.5，瓦斯放散初速度为18.21mmHg，大于10，煤层初始释放瓦斯膨胀能为18.24 mJ/g，小于弱突出临界值42.98mJ/g。
B、M8煤层在开采标高+1209m水平以上时不具有突出危险性；M9煤层在开采标高+1200m以上时不具有突出危险性。
M0 、M14煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定。
M8、M9煤层未鉴定区域及M0、M14煤层按有突出危险性进行管理。同时，根据安监总煤装〔2010〕154号文件要求，在采掘过程中，应随时测定煤的破坏类型、煤层瓦斯压力、煤的坚固性系数和瓦斯放散初速度四个指标，只要有一个指标值超标，必须立即请有资质单位进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，未鉴定前，严格按突出煤层进行管理，立即采取两个“四位一体”的防突措施。。
四、矿井开拓系统及掘进工艺
金银山煤矿采用斜井开拓，矿井设主斜井、副斜井、回风斜井3条井筒（已建成）。井筒均采用砌碹或锚喷支护。主斜井主要担负矿井煤炭运输和进风任务，副斜井主要担负矿井矸石、设备、材料、人员的提放、铺设管线及进风任务；回风斜井主要担负矿井回风任务。
110804工作面运输巷、回风巷道布置满足要求，但应按照煤与瓦斯突出的要求选择能抵抗侧压的支护方式，加强巷道两侧煤壁的支护。在今后的回采工作中，必须坚持爆破作业，严禁采用风镐或手镐作业。
五、通风系统
矿井通风系统为中央并列抽出式通风，新鲜风流由主斜井和副斜井进入，乏风通过回风斜井排出。回风斜井选用FBCDZ-№18-17A型防爆对旋轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。风量18.9～47.8m3/s，负压661～1917Pa，功率N=2×110kW。配套电机型号：YBFe315S-6，数量：每台风机配备2台。110804回采工作面采用U型通风方式，风流经运输上山→110802运输巷→切眼→110802回风巷→回风上山→总回风平巷→回风斜井→地面。因此，目前通风系统较为合理。采区回风巷是专用回风巷。
六、110802工作面综合防突措施
金银山煤矿属高瓦斯矿井按突出矿井进行管理，根据《煤矿安全规程》《防治煤与瓦斯突出规定》等法律法规要求，结合矿井已开采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律，110802工作面回采施工过程中坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。
（一）区域防突措施
选择抽放方法的原则 矿井抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。
当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采煤层本身，只有抽放开采煤层本身的瓦斯才能解决问题时，应对采掘煤层进行瓦斯抽放；预抽煤层瓦斯措施的防突机理如图。
据M8煤层瓦斯基础参数及煤层赋存规律，110802工作面回采过程中难以用加大风量稀释瓦斯，结合巷道布置方式及瓦斯主要来源等综合分析比较后确定，1100802工作面采用顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的区域防突措施。
1、区域突出危险性预测
1）区域预测方法
根据矿井已开采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应据试验考察确定，在确定前可暂按下表预测：
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
2）区域预测结果
根据《安顺市金银山煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》、贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字[2009]132号）“关于《安顺市西秀区蔡官金银山煤矿M8煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》的批复”、《安顺市金银山煤矿M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》、贵州省能源局文件（黔能源发[2009]150号）“关于《安顺市西秀区蔡官金银山煤矿M9煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定》的批复”的结论：
A、在煤与瓦斯突出危险性鉴定区域内：
M8煤层煤破坏类型属III类构造煤，煤层瓦斯压力为0.22MPa，小于0.74 MPa，煤的坚固性系数为0.22，小于0.5，瓦斯放散初速度为27.8mmHg，大于10。
M9煤层煤破坏类型属III类构造煤，煤层瓦斯压力为0.30MPa，小于0.74 MPa，煤的坚固性系数为0.69，大于0.5，瓦斯放散初速度为18.21mmHg，大于10，煤层初始释放瓦斯膨胀能为18.24 mJ/g，小于弱突出临界值42.98mJ/g。
B、M8煤层在开采标高+1209m水平以上时不具有突出危险性；M9煤层在开采标高+1200m以上时不具有突出危险性。
2、区域防突措施
据M8煤层瓦斯基础参数及煤层赋存规律，结合巷道布置方式及瓦斯主要来源等综合分析比较后确定，110802工作面采用顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的区域防突措施。
1）预抽钻孔的布置与施工
110802工作面顺层抽放钻孔布置示意图
2)封孔材料及工艺
为加强抽放效果，采用聚氨酯和水泥砂浆联合封孔法。抽放管长度9m，封孔长度8m。具体操作如下：
（1）在距管口8m处绑上一次性毛巾，将聚氨酯A、B液搅拌均匀后涂抹在毛巾上，然后迅速插入孔内；
（2）待毛巾发泡后，用压风泵或便携式注浆泵将事先准备好的水泥砂浆注入孔内，并捣实；
（3）水泥砂浆凝固后，在孔口处再次用聚氨酯封孔，方法同上。
3）抽放现场管理
每一钻孔封好后，必须吊挂钻孔管理牌板。牌板上注明孔号、孔深、施工时间、封孔深度、封孔时间及封孔负责人等内容。
3、区域防突措施效果检验
1）措施效果检验采取的指标
主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量为主要指标。
2）区域措施效果检验的判断和划分
采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74Mpa或残余瓦斯含量小于8m³/t的预抽区域为无突出危险区，否则即为突出危险区，区域防突措施效果无效。但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发生喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100米内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
3）110802工作面区域措施效果检验测试点布置示意图
4、区域验证
1）验证方法
110802回采工作面区域验证采用回采工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证。
2）区域验证要求
（1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证，在构造破坏带连续进行区域验证。工作面每推进10—50米（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证。
（2）在煤巷掘进工作面还应当至少打一个超前距不小于10米的超前钻孔或采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆
（二）局部防突措施
110802工作面局部防突工艺技术流程如下图所示。
1、工作面突出危险性预测
参照煤巷掘进工作面预测方法进行。但应沿采煤工作面顺煤层每隔10—15米布置一个预测钻孔，深度5—10米，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。判定采煤工作面突出危险性的各项指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面预测危险性预测的临界值。
钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性的参考临界值
煤样 △h2指标临界值（Pa） K1指标临界值（ml/g.min1/2）
干煤样 200 0.5
湿煤样 160 0.4
110802工作面预测钻孔布置示意图
如经工作面预测测定的任一指标超过临界值，即视为工作面具有突出危险性，应采取局部防突措施进行补充。
2、工作面防突措施
工作面选用超前钻孔（包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔）防突措施。在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计施工时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用42—75mm的钻孔排放瓦斯。若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行。
回采工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合以下要求：
1）钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定。
2）钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75—120mm，地质变化剧烈地带也可采用42—75mm的钻孔。如钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。
3）煤层赋存状态发生变化时，及时查明情况，再重新确定超前钻孔的参数。
4）钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。
结合我矿防突工作实际情况，110802工作面采用超前排放钻孔局部防突措施，钻孔分两排顺M8煤层走向平行布置，孔径75mm，分别距顶底各500mm，排距为1000mm，孔间距1000mm。孔深不小于21m，钻孔施工完成后，排放时间不少于8小时。
110802工作面超前排放钻孔布置示意图
110802回采工作面防突措施效果检验采用钻屑瓦斯解析指标法进行措施效果检验。其检验方法、临界指标与其突出危险性预测基本一致。工作面的检验孔深应小于或等于措施孔深，并应布置在措施孔之间，检验孔孔深5-10m，孔径42mm。若检验值均不超过指标临界值，则认为措施有效，反之，认为措施无效。
若检验孔与防突措施钻孔向工作面推进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施5m超前距并采取安全防护措施的条件下回采作业。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防突的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行作业。
4、安全防护措施
为了防止因预测失误，措施失效，检验失误或者发生延期突出等而导致发生人身伤亡事故，在突出煤层采掘活动中均要采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离放炮、避难所、压风自救系统、防突风门和隔离式（压缩氧和化学氧）自救器等。
1）反向（防突）风门
在110802运输巷与回风上山联络巷处设置2道牢固可靠的反向（防突）风门。风门之间的距离不得小于4m。与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。见反向风门和内墙垛铁风筒防逆风装置平面图。
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。
反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。反向风门安装布置如图。
1-木质带铁皮的风门；2-砖墙；3-铁风筒；4-胶皮风筒；5-防止瓦斯逆流铁板；
6-防止瓦斯逆流铁板立轴；7-定位圈；8-局部通风机；B1-正常通风时防止瓦斯逆流铁板位置；B2-突然逆风时防止瓦斯逆流铁板位置
反向风门和内墙垛铁风筒防逆风装置平面图
反向风门安装布置图
2）避难所
110802工作面按规定设置避难所，避难所应当符合下列要求：
（1）避难所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。室内净高不得低于2m，深度满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5m2。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）避难所内放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；
（3）避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。
3)压风自救
110802工作面压风自救系统应当达到下列要求：
（1）按规定在地面安设空气压缩机2台，管路安设到110804工作面采掘工作地点及其它安全设计规定的地点；
（2）压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上；
（3）在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置；
（4）每组压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。总数量应当满足工作面最多作业人数时的要求。
1一压风管路；2—压风自救管；3一阀管；4一调节阀；5一送气器；6一急救带
压风自救装置示意图
4）远距离放炮
110802回采工作面采用远距离爆破时，放炮地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中或避难所内，放炮地点距工作面的距离由矿技术负责人根据曾经发生的最大突出强度等具体情况确定，但不得小于300m；
远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人，并设置好警戒。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30min。
5）个体防护
（1）所有下井人员必须经过防突专业知识培训，佩带隔离式自救器，并会正确使用。自救器的管理和使用应遵守下列规定：①完好的自救器总数，至少应比经常用的总人数多10%；②自救器应集中统一编号管理；③自救器应保持完好；④严禁使用人员拆开、敲打、撞击自救器，人员出井后必须立即交还。
（2）在工作面所有作业过程中，每个人都有责任和义务随时观察突出预兆（如煤结构发生变化、煤壁发冷、外鼓、响煤（岩）炮、顶板来压、支架变形、瓦斯忽大忽小、打孔（眼）喷孔、顶钻严重等），若出现以上现象，立即通知其它人员按《作业规程》中规定的避灾方法和路线撤到新鲜风流中，并向矿调度室汇报，听候处理。情况危急时，应立即撤出到地面。
（3）所有入井人员必须熟悉避灾路线，避灾路线所经过的岔道口应设置醒目的方向指示牌，以保证避灾人员安全快速撤退。
6）监测监控
（1）必须执行自动监测和人工监测相结合的矿井瓦斯监测制度。人工监测数据必须作到“三对照”，即瓦斯台帐、瓦斯记录本和现场记录三对照。当人工监测与自动监测数据不同时，在未弄清哪个有误时一般按最大值。
（2）监测队要加强监测系统日常维护工作，确保监测系统显示、断电、报警、打印等功能准确可靠，监测队要做好监测数据的记录、报批和存档。
（3）采煤工作面必须在工作面及其回风巷设置甲烷传感器，在工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪。采煤工作面的甲烷传感器不能控制其进风巷内全部非本质安全型电气设备，则必须在进风巷设置甲烷传感器。
七、110802工作面防突安全技术措施
（一）防突措施施工的安全技术措施
所有防突措施由通防部门和防突队负责设计有关参数报矿技术负责人批准，生产单位按设计组织施工，通防部门和防突队进行验收。
1、防突措施钻孔参数必须严格按照设计参数施工，不得随意更改；如因现场条件等因素不能按措施要求施工时或煤层赋存条件发生变化时，由原设计部门提出更改措施意见，经矿技术负责人批准后执行。其它单位和个人均不得随意改变。
2、打钻作业前，现场施工人员必须严格执行敲帮问顶制度，密切观察巷道顶板状况，发现顶板掉渣、压力增大等有片帮、冒顶危险时，立即停止作业，人员撤出危险区，并汇报矿、区调度室。
3、打钻作业时钻机必须安设稳固，永久性支护要紧跟掘进工作面，严禁空帮、空顶作业。
4、每次打钻时，施工人员必须密切观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象，当发生严重喷孔、煤炮剧烈等动力现象，应立即停止作业，停电撤人，并汇报矿调度室。待动力现象消失，且瓦斯浓度降到1%以下时方可恢复作业。
5、突出预测钻孔和超前钻孔时，施工人员应站在钻孔孔口两侧，不得站在钻孔孔口正后方及钻孔延长线上，严禁面对钻孔孔口观察钻进情况，以免发生钻孔喷孔伤人。
6、在进行工作突出预测时，预测人员应认真观察工作面构造及施工预测钻孔过程中喷孔、夹钻、响煤炮、瓦斯等异常现象，并作相应记录。
7、在施工排放钻孔时，为防止喷孔伤人，应在施工钻孔孔口处安设挡板。
（二）防突安全技术措施
1、每次按允许回采进尺施工完毕后，必须进行工作面突出危险性预测（或效果检验）。预测人员严格按要求进行突出指标的测定和记录，，报矿技术负责人和项目实验小组，并详细记录预测过程中响煤炮、片帮、掉渣、喷孔等瓦斯动力现象；
2、施工预测、措施效果检验以及施工措施钻孔过程中，施工人员必须密切注意观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象，当煤炮剧烈、瓦斯超限等动力现象明显应立即停止作业，并撤出人员；
3、工作面必须配备专职的有防突经验的瓦斯检查员，掌握突出预兆。严格执行“一炮三检，三人连锁”放炮制度，在工作面迎头随时测定瓦斯浓度及变化，当发现瓦斯浓度异常、超限，随时通知矿调度或防突队人员，并有权停止作业；
4、警戒地点：每次放炮时，凡工作面回风流所流经的巷道各岔口入风流侧安全地点设警戒。警戒位置如通风系统图所示。设置警戒及撤离警戒区域内的所有人员由施工单位当班干部负责；
5、工作面及回风巷必须安装一组瓦斯监测装置，报警点为瓦斯浓度达到0.8%，断电点为瓦斯浓度达到1%，复电点为瓦斯浓度达到小于1%，断电范围为工作面巷道内的所有电器设备，在工作面上隅角设置便携式甲烷检测报警仪。采煤工作面的甲烷传感器不能控制其进风巷内全部非本质安全型电气设备，则必须在进风巷设置甲烷传感器。。
6、防突期间每次放炮前，施工单位必须检查通风设施及系统做到设施齐全完好，系统合理可靠。通风保安人员每天对该系统至少全面检查一次。施工队每班必须携带便携式瓦检仪，按要求使用。
7、防突施工过程中施工单位工程技术人员应掌握工作面的进度、地质情况。如遇地质构造，施工单位技术人员应及时通知地址人员收集资料，待研究后采取下一步措施。
8、所有炮眼都在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。工作面装药前必须对现场工程质量、顶板支护、通风设施等进行检查验收合格后，方可开始装药。
9、防突期间，施工单位必须加强工作面及回风区域机电设备的维修、检查，确保机电设备处于完好状态，杜绝失爆，防爆率达100%。
10、炮后30分钟后，方准人员进入工作面检查，检查煤层揭露、支架状况、CH4浓度及通风设施，在瓦斯浓度不超限，无煤与瓦斯突出，通风系统正常的情况下，撤人停电工作完成后，方可正常施工作业。
11、本措施由施工单位技术人员，负责向本区井下作业人员贯彻已防突措施和突出预兆，贯彻后必须进行考核，合格者方可上岗。
12、突出区域作业人员必须熟悉隔离式自救器的性能和使用方法，否则不得上岗。
13、其他注意事项执行《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》规定实施。
14、煤与瓦斯突出预兆：
有声预兆包括：煤体中的闷雷声、机枪声、爆竹声、嗡嗡声等，统称为煤炮。地压方面的有：支架来压、掉渣、片帮、工作面煤壁开裂、煤壁外臌、底臌和炮眼严重变形，装不进药等；瓦斯方面的有：瓦斯浓度增大、忽大忽小、打钻顶钻、钻孔喷煤、喷瓦斯等；煤的结构变化有：煤层层理紊乱、煤质变松软、暗淡无光泽、煤变干燥和煤尘增多等。在某些突出发生前，会出现有煤壁和工作面温度降低、有特殊气味等。
15、开始装药半小时前，由施工单位跟班干部安排责任心强的同志担任警戒任务，警戒期间严禁任何人以任何理由进入警戒范围；凡受突出影响回风系统区域的所有工作人员全部撤离。
16、工作面必须挂防突允许进尺标志牌，施工单位掌握好施工进尺，严禁超采。非防突专职管理队员不得挪移和改动。
17、通防部门和生产业务科室每周至少检查一次工作面的防突管理。发现问题及时处理，保证防突措施的落实兑现。
八、附图：
1、110802工作面采掘工程平面图
2、110802工作面通风系统图
3、110802工作面避灾路线图
4、110802工作面瓦斯抽采管路布置
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