煤矿M7煤层瓦斯综合治理方案.doc

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1、贵州省黔西南州兴仁县振兴煤矿 M7煤层瓦斯综合防治方案二0一二年三月 措施签字审批表措施名称：振兴煤矿M7煤层瓦斯综合防治方案审核单位签字人签字时间编 制 人通 防 科生 技 科安 管 科通防副总矿 总 工目 录第一章 矿井煤层基本情况4第一节 井田概况4第二节 M5煤层地质、瓦斯等赋存情况6第二章 矿井安全生产系统9第一节 开拓开采9第二节 矿井通风系统10第三节 瓦斯防治和抽采系统10第四节 防灭火系统10第五节 电气系统11第六节 矿井提升系统14第七节 矿井运输和空气压缩机系统14第八节 安全监控和人员定位系统15第九节 矿山救护保健16第四章 M7煤区域瓦斯防治方案16第一节 保护层

2、范围确定及区域突出危险性预测16第二节 区域突出危险性预测18第三节 M7煤掘进瓦斯防治方案19第四节 M7煤回采区域瓦斯防治方案23第五章 预防瓦斯超限、燃烧与爆炸综合瓦斯治理措施24第一节 上隅角、高位钻场抽放24第二节 预防瓦斯积聚的措施26第三节 预防火源产生的措施33第四节 预防矿井火灾33第五节 安全防护措施37第六节 矿井安全保障系统40第六章 矿井防突管理42第一节 防突组织管理42第二节 防突技术管理42第一章 矿井煤层基本情况第一节 井田概况原振兴煤矿在2005年以前是一个年生产能力3万吨的小煤矿，2005年批准技改，进行改扩建，批准改扩建生产能力为30万吨/年。于2005

3、年委托贵州煤矿研究设计院进行技改“开采方案”设计，设计能力为30万吨/年，2007年12月投产。矿井现为证照齐全的生产矿井，开采范围内可采煤层为M1、M2、M3、M4、M5、M7、M8煤层，开拓方案为平硐+斜井综合开拓，走向长壁采煤法。振兴煤矿依据“贵州省煤炭管理局加快全省煤矿整合、技改和调整布局工作进度第二十一次调度会情况汇报”的相关要求，将矿井井井型由原30万吨/年技改为90万吨/年。一、交通位置振兴煤矿位于兴仁县城西北，直距约14公里，区内交通方便,煤矿东有兴仁县西环线通过，至潘家庄镇5公里,至兴仁县城26公里。兴仁有214国道至兴义市的顶效镇64公里。顶效为南（宁）昆（明）铁路中的一个

4、重要车站。采出的煤炭多由汽车运至顶效站转火车销往广西省。见图1-1-1。二、地形地貌矿区地处贵州高原西北山区，以侵蚀、溶蚀地貌为主，岩溶及沟谷发育，地形切割较大，总体地势西北高南东低。海拔最高1887.60m,最低1315.00m。最大相对高差572.5m。一般海拔1500-1700m，相对高差200m。属低中山地形。矿井地面标高一般在1365m-1460m之间。三、地面水系矿区区域上处于珠江水系，地表水分别向东部、西北部、西南部径流，西北部属马岭河流域，东部及西南属北盘江流域。矿区外东面发育有一常年性河流，枯季流量约为6.00-15.00l/s，自北向南径流至猪场坝一带进入溶洞成为伏流，推测

5、往南东后流出地面，注入北盘江；同时矿外区西北面也发育一常年性小溪流，其枯季流量约为0.00-2.23l/s，自北向南径流，汇入北盘江。区内地表水流量随季节性变化较大。当地最低侵蚀基准面：+1315.00m左右。四、气象特征区内气候温暖湿润，大气降水充沛而且集中，霪雨季节长而频繁，湿度大，日照时数短，冬无严寒，夏无酷暑，四季分明，充分体现了低纬度高原山区的气候特征。区内属亚热带季风性湿润气候区。年均气温15.2，最高气温34.6，最低气温-7.8 。最热为7月，月均气温22；最冷为1月，月均气温6.4。年均降雨量1327.9mm,最多年达1887.6mm；最少年仅960.4mm；5-9月为丰水期

6、，占年降雨量的80以上，年均蒸发量1368.1mm,年均相对湿度81。图1-1-1 交通位置图（比例：1：45万）五、地震情况据省地震局及1960年中国地震目录资料，兴仁县潘家庄镇18811955年间曾发生过44.8级的地震4次，出现屋舍震撼，居民惊骇眩晕不能自持等现象，震中位于北东向的坪上断层与北西西向的兴仁断层、屯脚断层和东西向的大垭口断层交切处，距煤矿约36km。据国家地震局建设部1992年颁发的中国地震烈度区域图（1990），本区地震基本烈度为VI度。六、矿井瓦斯1、煤层瓦斯基本概况原安全专篇按高瓦斯矿井设计。2009年11月26日振兴煤矿在M5煤层发生了1次煤与瓦斯突出事故，煤炭科学

7、研究总院重庆分院对振兴煤矿进行了M1、M2、M3煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性鉴定， 2010年3月重庆煤炭科学研究分院完成并提交了振兴煤矿M1、M2、M3煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性鉴定报告，鉴定结果为振兴煤矿M1号煤层在标高+1433m以上不具有煤与瓦斯突出危险性，M2号煤层在标高+1415m以上不具有煤与瓦斯突出危险性，M3号煤层在标高+1390m以上不具有煤与瓦斯突出危险性。其中主采煤层M1号层埋深313m的瓦斯含量为5.23m3/t、瓦斯压力为0.58MPa，透气性系数为0.4458m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰减系数0.2871d-1；M2号层埋深420m的瓦斯含量

8、为4.56m3/t、瓦斯压力为0.54MPa，透气性系数为0.1028m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰系数0.2871d-1；M3号层埋深446m的瓦斯含量为9.63m3/t、瓦斯压力为0.42MPa，透气性系数为0.0145m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰系数0.3458d-1。2、煤层自燃倾向性根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的振兴煤矿M1、M2、M3煤层自燃倾向性鉴定报告，M1、M2、M3煤层自然倾向性均为类，为自燃煤层；M5煤层自然倾向性均为类，为不易自燃煤层；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的振兴煤矿M6、M7煤层自燃倾向性鉴定报告，M6、M7煤层自然倾向性均为类

9、，为自燃煤层。（M6煤层为不可采煤层）3、煤尘爆炸危险性根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的振兴煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，M1、M2、M3 M5煤层的煤尘均无爆炸危险性；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的振兴煤矿M6、M7煤尘爆炸性鉴定报告，M6、M7煤层的煤尘均无爆炸危险性。第二节 M5煤层地质、瓦斯等赋存情况一、M7煤层地质条件M7煤上距M5平均33.84m，下距标五（B5）平均18.30m；厚11.889.06m，平均厚4.57m；含夹石03层，夹石厚00.79m，一般0.30m，结构较复杂。煤层走向近南北，倾向西，倾角一般813。该煤层层位稳定、对比可靠、全区可采，煤层

10、从东至西遂渐变厚，属较稳定煤层；顶板岩性为粉砂岩、粉砂质泥岩，底板岩性为粉砂质泥岩。附煤层厚度等值线图。宏观煤岩成分：暗煤为主，少量亮煤，夹镜煤条带。煤岩类型：半亮型，少量半亮半暗型。煤层以低灰煤为主，少量中灰、高灰煤，灰分介于10.10-42.31%之间，平均19.64。煤层真相对密度1.62t/m3、视相对密度1.52 t/m3。附M5煤层煤质特征表13二、M7煤层瓦斯压力、含量振兴煤矿各煤层瓦斯压力为（埋深250m处）：根据煤炭科学研究总院重庆分院提交的煤层瓦斯参数测试结果： M7=0.48Mpa，M7=10.15 m3/t。三、煤尘爆炸性根据六枝工矿集团对振兴煤矿煤层作出的煤尘爆炸性鉴

11、定报告，所采M7煤层的煤尘无爆炸性，按无煤尘爆炸性进行设计。煤尘爆炸性鉴定报告表煤层名称工业分析（%）爆炸性试验爆炸性结论水分灰分挥发分焦渣特征火焰长度（mm）抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）MadAdVdafM70.686.347.29200煤尘无爆炸性表1 M7煤层煤质特征表煤层原煤工业分析、全硫及各种硫、发热量浮煤工业分析MadAdVdafCRCSt,dSt,d(折算后)Sp,dSs,dSo,dCO2,dQgr,dQnet,dMadAdVdafCRCSt,dMJ/KgM70.38-2.311.21 10.10-42.3119.646.86-16.369.16 2 2.21-5.743.76

12、1.87-7.043.49 0.84-4.802.25 0.00-0.500.07 0.12-2.811.67 3.21 17.15-30.7227.15 16.40-29.3425.87 0.27-1.670.80 5.38-9.977.16 5.91-6.966.43 2 1.96-3.692.84 表2 M7煤层煤质特征表煤层浮煤各种硫、发热量原 煤 元 素 分 析浮 煤 元 素 分 析稀散、放射性元素Sp,dSs,dSo,dQnet, dCdafHdafNdaf(+) dafCdafHdafNdaf(+) dafGeGaUThV2O5MJKg106M70.32-2.150.80 0.0

13、0-0.020.00 0.96-2.872.08 31.92-33.4032.58 87.09-90.3488.76 2.90-3.633.29 0.80-1.020.89 5.30-9.217.06 90.15-92.7691.68 3.28-3.503.37 0.81-0.990.87 3.09-5.544.08 0.7-1.71.1 8.0-2012 5.0-3214 0.0-3.02 160-320256 表3 M7煤层煤质特征表煤层原煤有害元素浮煤有害元素浮煤回收率(d=1.5)真相对密度TRD视相对密度ARD煤类ClPAsFClPAsF106106t/m3t/m3M70.008-0

14、.0130.0110.007-0.0150.0112.0-8.33.881-2861500.010-0.0160.0130.007-0.0120.0090.7-1.00.855-1268020.97-81.0353.881.54-1.691.621.52WY3第二章 矿井安全生产系统第一节 开拓开采振兴煤矿采用平硐斜井开拓，主平硐、副平硐为底板穿层布置，排矸斜井布置于M6煤层露头线附近，回风斜井布置在M5煤层露头线附近。主平硐口标高+1371.0米，长度为2203米；副平硐口标高+1371.0米，长142米，与主平硐连通，连通后的平硐段采用机轨合一布置；排矸斜井井口标高+1452米，倾角25，

15、斜长194米，落底标高+1380米，与主平硐贯通；回风斜井口标高+1464米，倾角8，斜长790米，落底标高+1380米，与主平硐贯通。将矿井划分1个水平，4个采区。即主平硐以上M4、M5、M6、M7煤层系统布置为一采区；主平硐以上M1、M2、M3煤层系统布置为二采区；主平硐以下水平M4、M5、M6、M7煤层划分为系统布置为三采区；主平硐以下M1、M2、M3煤层系统布置为四采区。矿井共划分为二个水平，一水平标高为主平硐标高(1371m)，采用上下山开采。在下煤组内布置一辅助水平（即二水平），也采用上下山开采，水平标高为1156 m。各煤组均采用上下山布置，水平内以煤组划分采区，共划分六个采区。

16、其中上煤组划分为二个采区（二、四采区），下煤组划分为四个采区（一、三、五、六采区）。采区巷道布置：矿井目前在一采区作业，以主平硐为中，双翼布置工作面。采区内布置运输上山、轨道上山和专用回风道。运输上山与主平硐之间采用煤仓中转。回采工作面采用高档普采回采工艺，长壁后退式采煤法。采煤工作面顶板管理采用MG180/435-W型双滚筒采煤机采煤，DW180/315单体支柱与HDJA120型金属铰接顶梁配合支护顶板。34排控顶，柱距0.65m，排距1.2m，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，放顶步距1.2m掘进工作面煤巷采用爆破落煤，锚网、钢梁和锚索联合支护；在地质复杂地段加套工字钢架棚加强支护。

17、岩巷采用锚喷支护工艺。在地质复杂地段采用扎筋加强支护。第二节 矿井通风系统矿井通风方法为抽出式通风，通风方式为中央并列式。主、副平硐和排矸斜井进风，回风斜井回风；风井安装了FBCDZ608NO.27型隔爆对旋轴流通风机2台，1台工作1台备用。采煤工作面采用全负压 “U”型通风；掘进工作面采用局部通风机压入式供风，均安设了“三专两闭锁”装置，并实现了双风机双电源和自动切换。2007年3月由贵州煤矿矿用安全产品检验中心进行了主要通风机安全检验；矿井每年进行反风演习反风风量符合规程规定。矿井总风量为4080m3/min，通风负压2300Pa，等积孔2.23 m2。第三节 瓦斯防治和抽采系统振兴煤矿建

18、立了瓦斯、二氧化碳等有害气体检查制度，配备了20名瓦斯检查员。矿井在辅助工业场地内建立了永久高负压瓦斯抽放泵站，安装了2BEY型节能真空瓦斯抽采泵4台，2台高负压2台低负压，一套正常工作，一套备用，检测检验实测混合流量为60m3/min、吸入负压为27.6kPa；配套YB315L1-4矿用防爆电动机，功率为185KW（高负压）、160KW（低负压）；瓦斯抽采系统高负压抽放主管从辅助工业场沿回风斜井、采掘头面回风道敷设到采掘工作面。瓦斯管采用聚乙烯管，主管管径为0.4m，支管管径为0.3m、0.2m；抽放泵站的防爆、防回火及避雷等安全装置齐全，并设有浓度、温度、压力传感器。目前瓦斯抽放方式为：煤

19、巷掘进采用条带抽放、边抽边掘，采煤工作面采用高位钻场抽放、本煤层抽放和采空区抽放。采、掘工作面均为独立回风，安全防护措施基本齐全。第四节 防灭火系统根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的振兴煤矿M1、M2、M3煤层自燃倾向性鉴定报告，M1、M2、M3煤层自然倾向性均为类，为自燃煤层；M5煤层自然倾向性均为类，为不易自燃煤层；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的振兴煤矿M6、M7煤层自燃倾向性鉴定报告，M6、M7煤层自然倾向性均为类，为自燃煤层。（M6煤层为不可采煤层）矿井建立了防灭火管理和火情监测分析预报制度，安装了束管监测系统，定期检查密闭区CO浓度。所有采掘头面和皮带机道设置

20、灭火器材，开展防灭火预测预报工作，定期对矿井所有密闭墙实行检测；井下设有CO和温度探头，加强了工作面通风管理。矿井地面设有2座800m3的生活、井下生产和消防洒水水池，井下消防和防尘用水共用一套管路系统，消防管路每隔50m设置有一个三通。井下消防材料库主平硐，采用锚网喷；地面设有消防材料库。井下硐室用不燃性材料支护，防火门设置符合要求，电缆、皮带、风筒等均为抗静电、阻燃型，入井的轨道、管路、电缆均安设了防雷电设施；井口设有检身工专职对所有入井人员进行检身，严防烟火进入井下；矿井炸药库、抽放泵房、主要通风机房、变电所、井下机电硐室等均配置了灭火器材；其它火灾的防治措施及装备可靠；矿井工业广场构筑

21、物分散布置，能满足防火间距要求。第五节 电气系统一、矿井主供电电源振兴煤矿建有35KV变电站，具备双回路供电电源。一回引自潘家庄110KV变电站，35KV架空线路，导线LGJ-95,供电距离8Km；二回引自高武110KV变电站，35KV架空线路，导线LGJ-95,供电距离9Km；变压器型号为-3150/35两台。35KV变电站下设4个10KV配电所，主平硐配电所，供主井工业广场及8号井生活区用电，10KV电缆线路，交联聚氯乙烯电缆MYJV22-350，长度300m；井下中央变电所（1701变配电所）供井下全部用电，35KV变电站至1701变配电所采用10KV电缆线路，交联聚氯乙烯电缆MYJV2

22、2-370，长度1500m；主扇风机房控制室；瓦斯抽放站控制室。二、地面变电所主扇风机供电。主扇风机控制室两路电源来自变电所风机一、风机二两路供电，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-370，长度500m专供2台2355KW主扇用电；瓦斯抽放站供电。瓦斯抽放站控制室电源来自变电所瓦斯一、瓦斯二两路供电，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-370，长度500m；全部电气设备均采用防爆电气设备，10KV电缆线路；地面工业广场供电。由35KV变电所的地面一、地面二提供的两路10KV供电，采用两台变压器，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-370，长度500m；空气压缩机采用供电，电源由工业广场变电所实行双

23、回路供电。35kV系统主接线方式为单母线分段，35kV配电装置为封闭式户内安装。开关柜“五防”保护功能齐全。井下局扇全部实行双风机双电源，三专两闭锁，风机电源一路来自1701变电所KBSG2400/10-T供电，另一路来自135变电所KBSG2400/10-T供电。10kV系统主接线方式为单母线分段连接，中性点不接地，矿井一级用电负荷通风机、采区变电所、瓦斯抽放站等设备均采用双回路，当任一回路停止供电时，另一回路能担负全部负荷。两回路电源线路上没有分接任何负荷。开关柜“五防”保护功能齐全。三、地面站防雷设施35kV架空线路全线设避雷线防雷，线路终端杆塔上装有避雷针； 35kV进出线的穿墙套管处

24、装有户外过电压保护器；环路接地保护接地极。各高压配电柜上均装设有过电压保护器。安设有防雷电波侵入井下设施。矿井监控系统、各主要设备设施均由黔西南州气象局下属的蓝天防雷公司设计、施工，并每年做一次检测。通讯电缆在井口安装有防雷熔断器。入井轨道在井口设有绝缘。四、井下安全供电井下供电为中性点不接地系统, 入井电源从地面35KV变电所的下井一路下井二路10 kV母线分段直接引入。安装入井的MYJV22-10 370mm2型10 kV交联聚氯乙烯铜芯电缆的热稳定性是设计选用值的1.4倍，选配的交联聚氯乙烯铜芯电缆热稳定性能优于设计要求。矿井备有地面供电系统和井下供电系统图。井下电缆选用与安装按照设计选

25、用了中煤的合格的有煤安标志的阻燃、交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电缆。移动变电站的10kV电源电缆选用 MYPTJ阻燃移动监视双屏蔽电缆，低压电缆选用MYP阻燃移动分相屏蔽橡套电缆。井下电气设备选用井下变电所选用的BGP47-型高压配电装置，具有短路、过负荷和欠电压、漏电保护功能，选用的选择性单相接地保护装置型号为SDZB-L。移动变电站选用带综合保护装置的矿用隔爆型真空馈电开关。其综合保护装置均具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功能和远程控制装置。40kW及以上低压电动机选用QBZ型带综合保护装置的矿用隔爆真空磁力启动器，其综合保护装置均具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功

26、能和远程控制装置。照明选用ZBZ-2.5型照明信号综合保护装置，均具有漏电、短路、过负荷保护功能。矿灯全部进行了编号，经常下井人员做到了专人专灯，矿灯均有短路保护器。所有防爆电气设备全部具有“产品合格证”、防爆合格证、“煤矿矿用产品安全标志”证。井下电气保护 井下变电所的高压馈电线路上装有选择性单相接地保护装置；在供移动变电站的高压馈电线路上也装有选择性动作与跳闸的单相接地保护装置。电气保护的设置符合AQ1055-2008第4.8.8条规定。主接地极埋设于中央变电所后出口、和变电所的后出口。主接地极材料几何尺寸符合规程规定，并按规程规定进行了接地电阻测量，符合要求。工作面移动变电站及其它配电硐

27、室电气设备、轨道运输充电站设备、掘进工作面等配电点电气设备均按规定设置了局部接地极，并按规程规定进行了接地电阻测量，符合要求。振兴煤矿主供电电源、地面变电所、地面站防雷设施、地面和井下供配电系统、井下安全供电系统，符合AQ1055-2008及煤矿安全规程的规定，符合批准的安全设施设计要求。第六节 矿井提升系统我矿提升采用斜井方式，位置设于5#井排矸斜井机轨巷。1、提升物料：绞车采用型号为JYB-401.25提升绞车，上口有足够的过卷距离，声光信号、语音报警齐全可靠，一坡三档和跑车防护装置齐备灵敏， 并定期进行试验，有 “正在行车，不准进入”的醒目标志，严格执行“行人不行车、行车不行人”制度。主

28、要用于提升我矿5#井物料。2、提升矸石：胶带机采用型号为SJ650/230胶带输送机, 安装了堆煤、速度、跑偏、烟雾、超温自动洒水、防撕裂及胶带张力下降保护、胶带机沿线还设有人员安全保护紧停装置。并定期对保护进行试验。主要用于提升我矿井下岩巷掘进矸石。第七节 矿井运输和空气压缩机系统一、轨道设置主要运输系统采用600mm轨距，30kg/m轻轨轨道。顺槽采用22kg/m钢轨。道岔采用与钢轨相对应的型号。运输系统轨道设置符合批准的安全设施设计要求。二、人员输送矿井暂时没有安装人员输送系统。三、运煤系统1352工作面出煤经型号为SGB-620/40T的刮板输送机转载至型号为DTS80/40/240的

29、带式输送机送入煤仓，从煤仓下部由主平硐一部型号为DTL100/801160D的带式输送机运至井口。该胶带机具有堆煤、速度、跑偏、烟雾、超温自动洒水、断电保护、防撕裂、及胶带张力下降保护；保护装置由电控系统集中控制，它与液压自动拉紧装置电控连接，能实现综合控制。平巷运煤系统设备选型、运输能力、安装数量、安全保护、符合批准的安全设施设计要求。四、空气压缩机系统振兴煤矿地面有三台压风机，二台运转，另一台备用，型号EGFD110/6157，能力每分钟达20m3/min。完全可以满足生产的需要。空气压缩机装有润滑油低油压和超温保护、排气超温保护、排气压力超压保护，空气压缩机储气罐上装有安全阀。空气压缩机

30、主干管选用165无缝钢管。支管选用DN50无缝钢管。第八节 安全监控和人员定位系统矿井安全监测监控系统设计采用重庆煤科院KJ90型矿用综合安全监测监控系统，该系统有煤安MA标志，由地面中心站、服务器、井上下分站、各种智能传感器、断电器、传输电缆和系统软件等组成。该系统装备有监控主机2台(1台主用、1台备用)，监测分站7个，其中地面设有三个分站，分别设在风机房、调度机房和瓦斯抽放泵站内。主要通风机房、风硐、瓦斯抽放泵站及进、回风井筒设有瓦斯、风速、流量、温度、负压、一氧化碳、设备开停及开关等传感器。井下设有四个分站，分别设在井下1701中央变电所、135变电所、215车场、主平硐迎头，设有瓦斯、

31、温度、开关、风速、一氧化碳及设备开停等传感器。对井下各工作地点的安全情况进行全天24小时的监测监控。在参数超限和设备故障时，能及时报警、显示和存储，必要时还可实现超限自动断电。并已实现了监控数据与县煤监局监控中心联网。矿井建立了专门的安全监控管理机构监控中心，有专门的安全监控设备检修室并按规定配置了检修仪器仪表。管理制度、操作规程、技术资料和监测报表等完善。并根据有关规定将传感器定期送有资质的部门校检。该矿有矿井通风检测、矿井气体检测、矿井粉尘检测、矿山压力及地质测量、矿井救护等仪器仪表与设备共计201台（套），并经过强制计量检定。建立有安全检测仪器仪表的计量检定、维修、发放、管理制度。矿井安

32、装KJ133C人员定位系统，能够及时定位作业人员情况。第九节 矿山救护保健一、矿山救护振兴煤矿2008年3月成立救护中队，下辖3个救护小对，在编队员共32人，设置中队长、书记、技术员。负责矿山各类灾害事故的救护及抢救灾害事故中抢险救灾。救护中队建立了较完善的管理制度。救护队的主要装备符合矿山救护规程的配置要求。二、矿山保健按振兴煤矿安全专篇设计要求，在矿井井口按工作类别分别布置了浴室、更衣室、矿灯房等，设有食堂和班中餐发放室等。振兴煤矿在矿井口设有急救站，配备了医药箱、包扎、消炎等用途的基本药品以及急救器材、急救装备等。已设置相关医务人员，每天确保有2人(1名医生，1 名护士）在岗。配置了相应

33、的医药、医疗器具和病床等，基本满足医疗急救的需要。入井人员佩带符合规定的矿灯和自救器，穿戴符合规定的矿帽、工作服、矿用胶鞋和其他特殊防护装置。第四章 M7煤区域瓦斯防治方案第一节 保护层范围确定及区域突出危险性预测一、保护层有效范围确定我矿先开采M5煤，然后做为M7煤的保护层，M5和M7层间距平均为42.5m，按经验在一定的地质条件和开采条件下，保护层的作用效果随层间距加大而减小，达到某一临界距离后，保护作用基本消失。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下表5-1-1确定。表5-1-1 保护层与被保护层之间的有效垂距煤层类型最大有效垂距/m上保护层下保护层急倾

34、斜煤层6080缓倾斜和倾斜煤层501001、沿走向范围的确定对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过3个月，且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角5660划定。按该方法确定的保护范围需按实际情况进行检验，当与观测结果不符合时应进行修改。计算的保护范围和煤柱影响范围，据开采煤层推进度按下图方案计算，见图5-1-3、5-1-4，卸压角暂按560划定。 2、沿倾斜的保护范围保护层沿倾斜方向的保护范围可按卸压角来划定，确定方法见图5-1-5。卸压角应依据实地观测资料确定，由于缺少实测资料，这里依据防突规定规定：按煤层倾角8度，选取下卸压角为75度，上

35、卸压角为75度，按回采工作面布置的倾斜长度计算，确定煤层被保护范围。在生产中需充分对未保护范围内的采掘生产防突出工作，作业中补充防治突出具体措施。3、保护层回采工作面超前被保护层掘进工作面的距离为了保证被保护层掘进工作面的安全，保护层回采工作面必须超前被保护层的掘进工作面。根据防突规定，其最小超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的3倍，并不得小于100m。4、煤柱影响带的确定由于M5煤保护层开采留有少数煤柱。因此，被保护M7煤工作面避开应力叠加区，应采取小煤柱沿空掘巷。第二节 区域突出危险性预测一、开采保护层效果检验开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶底板位移量及

36、其他经试验（应符合防突规定第四十二条要求的程序）证实有效的指标和方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。当采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应根据实施区域内现场实测的最大值来对预计被保护区域的保护效果进行判断。所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表判断。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-1)区域类别0.748无突出危险区0.748突出危险区当采用顶底板位移量检验时，如果根据顶底板位移量计算出煤层的最大膨胀变形量大于煤层厚度的3，则说明开采保护层确实对被保护层起到了卸压保护效果，但如果最大膨胀变形量小于或等于3，则说明

37、卸压保护效果较小或不足，应判定为该区域仍有突出危险。二、根据相邻工作面进行分析M7工作面区域大部煤体在M5煤保护层有效范围内；同时相邻1171工作面采取上保护层区域防突措施顺利回采结束，而且1171工作面巷道掘进期间及工作面采期间均未发生瓦斯事故，回采期间瓦斯涌出量均在5m3/min以下。因此，可基本认定M5煤做为M7煤上保护层区域防突措施有效。但由于M7煤层开采深度越来越深，为确保矿井安全生产，在上1个工作面开采时，应在工作面进风巷向下一个区域布置保护层开效果检验钻孔，对下1个工作面进行区域预测。三、区域突出危险性预测根据防突规定第44条第2款测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地

38、质单元根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别置；同一地质单元沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。我矿现分别采取测定煤层残余瓦斯压力、煤层残余瓦斯含量进行区域突出危险性预测。测点数量应根据地质条件进行布置，应符合防突规定的要求。第三节 M7煤掘进瓦斯防治方案一、区域验证采用重庆煤科院生产的WTC瓦斯突出参数测定仪，测定钻屑瓦斯解吸指标K1和钻屑量S，其临界值K10.5和S6Kg为无突出危险工作面，其临界值K10.5和（或）S6Kg为突出危险工作面。钻屑指标法预测工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g）钻屑量 S（kg/

39、m）0.56在巷道迎头布置三个预测预报钻孔，中间钻孔深度为9m，两帮钻孔深度为10m。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外3m处，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1。钻孔施工机具为风动防突钻机，钻孔直径为42mm麻花钻杆。预测预报孔布置如下图预测预报孔参数表钻孔编号钻孔长度（m）钻孔方位角( )钻孔倾角( )备注190平行于煤层顶板巷道中心线方位角设为 0，左孔为负度，右孔为正度。210-25平行于煤层顶板310+25平行于煤层顶板二、区域验证结果的处理当区域验证为无

40、突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。同时还应保留2米的突出预测超前距。若区域验证为有突出危险或钻孔过程中发现了突出预兆，应当执行局部综合防突措施。六、局部防突措施 1、当掘进工作面任何一次预测指标（K1值）或（S值）大于或等于规定的临界值，或有突出预兆（喷孔、顶钻、夹钻、煤炮声等）时，则判断该工作面有突出危险，应立即停止掘进作业，实施防突措施直至措施有效为止。2、根据兴源煤矿科技有限公司，为我矿编制的防治煤与瓦斯突出专项设计采用超前排放钻孔作为防突措施。即：在掘进工作面施工三排共30个钻孔，钻孔上下间距0.4米，左右间距0.5米，终孔间距1.5米；钻孔直径为75mm，控制巷道前方1

41、5米，巷道两帮轮廓线5m。瓦斯排放钻孔技术参数表钻孔编号开孔位置钻孔长度(m)钻孔方位角（）钻孔倾角备注距中心（m）距底板（m）12.10.705.2+73平行于煤层顶板巷道中心方位角设为0度，左帮为正度，右帮为负度22.11.15.8+59平行于煤层顶板32.11.56.7+48平行于煤层顶板41.750.707.4+42平行于煤层顶板51.751.19.3+36平行于煤层顶板61.751.510.5+31平行于煤层顶板71.250.7012.1+29平行于煤层顶板81.251.113.1+26平行于煤层顶板91.251.514.8+23平行于煤层顶板100.750.7016.3+23平行于

42、煤层顶板110.751.116+20平行于煤层顶板120.751.515.6+15平行于煤层顶板130.250.7015.4+11平行于煤层顶板140.251.115.1+6平行于煤层顶板150.251.5150平行于煤层顶板160.250.70150平行于煤层顶板170.251.115.16平行于煤层顶板180.251.515.4-11平行于煤层顶板190.750.7015.6-15平行于煤层顶板200.751.116-20平行于煤层顶板210.751.516.4-23平行于煤层顶板221.250.7014.8-23平行于煤层顶板231.251.113.1-26平行于煤层顶板241.251.

43、512.1-29平行于煤层顶板251.750.7010.5-31平行于煤层顶板261.751.19.3-36平行于煤层顶板271.751.57.4-42平行于煤层顶板282.10.706.8-48平行于煤层顶板292.11.15.8-59平行于煤层顶板302.11.55.2-73平行于煤层顶板瓦斯排放钻孔示意图3、施工超前排孔前，必须加强工作面支护；钻孔应均匀布置在煤层中，软分层煤层中可适当增加钻孔数。七、局部防突措施效果检验1、施工完瓦斯排放钻孔，经排放8小时后，进行防突措施的效果检验，即在措施孔之间布置3个检验孔，检验孔的深度应小于或等于措施孔的深度（取10m），直径为42mm，控制两帮轮廓线外3m。效检孔应尽量布置在钻孔密度相对较小，孔间距相对较大的位置。在地质构造复杂的地带应根据实际情况适当增加效检钻孔。其检验的方法、临界指标与预测预报一致。当效检不超标（即措施有效）时，应保留不小于5m的超前距；同时保留2m检测孔投影孔深超前距的条件下；采取安全防护措施后方可掘进。第四节 M7煤回采区域瓦斯防治方案一、回采工作面区域验证1、区域验证的方法采用钻屑指标法。当K10.5 mL/g.min1/2或S6Kg/m为突出危险性工作面；当K10