金銀山煤礦110802工作麵專項防突設計
礦 長:
總工程師:
生產礦長:
安全礦長:
機電礦長 :
防 突 隊:
編 製:
編製日期: 2011年11月
金銀山煤礦為新建礦井,於2005年批準建設。礦區位於安順市西秀區,行政區劃屬西秀區蔡官鎮管轄,生產能力為9萬t/a,根據黔煤生產發[2009]132號“關於對《關於上報安順市西秀區金銀山煤礦M8、M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定備案的報告》的批複”、中國礦業大學礦山開采與安全教育部重點實驗室2008年5月提交的《安順市西秀區金銀山煤礦M8、M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》,M8煤層在開采+1209m水平以上、M9煤層在+1200M水平以上時不具有突出危險性,。根據黔煤安字【2010】38號文件要求,我礦屬高瓦斯礦井按突出礦井管理,瓦斯綜合治理成為我礦安全生產管理的關鍵環節和首要任務。本設計是針對110804回采工作麵的專項防突設計。
一、編製原則和依據
1、編製原則 必須堅持以人為本、源頭治理、依法製突的原則;堅持區域防突措施先行、局部防突措施補充的原則;建立健全“四位一體”區域綜合防突措施和局部綜合防突措施,做到不掘突出頭,不采突出麵,形成開采關係合理、係統環節可靠、裝備安全可靠、防治措施有效,實現人、機、環境互動的安全生產大環境,從根本上消除突出危險,實現礦井本質安全生產和可持續發展。
2、編製依據 《煤礦安全規程》;《防治煤與瓦斯突出規定》;黔《煤礦瓦斯抽采工程設計規範》(GB50471-2008),國家安全生產監督管理總局,2008;黔煤生產[2009]132號關於安順市煤炭局《關於上報安順市西秀區金銀山煤礦M8、M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定備案的報告》的批複”; 《貴州安順市西秀區蔡管鎮金銀山煤礦資源儲量核實及詳查地質報告》,《西秀區蔡官鎮金銀山煤礦開采方案設計(變更)安全專篇》。
二、工程概況
110802工作麵為礦井接續工作麵,位於一采區一水平,北麵為礦井回風上山,南至工作麵切眼,上方是110800采麵,下方為110804工作麵(已施工)。設計走向長350米,傾向長100米,可采煤量9.2萬噸。
三、地質情況
(一)地層
礦區出露地層為二疊係上統龍潭組(P3l)、長興組(P3c),下三疊係大治組第一段(T1d1)及第四係等。龍潭組是礦區的含煤地層。現由新至老分述如下:
1、 第四係(Q)
以殘積、坡積物為主, 不整合於其它地層之上,為黃色、褐黃色風化土及基岩碎塊,厚度小於10m。主要分布於低窪處。
2、 三疊係下統大冶組第一段(T1d1)
上部為灰、深灰色薄層灰岩,含泥質條帶,夾鮞狀礫屑灰岩及頁岩,厚140-160m,平均厚150m左右。下部灰、灰黃色薄層狀粉砂質泥岩或泥質粉砂岩,厚9.58—28.45m,平均厚19.02m左右。總厚149.58—188.45m,平均厚169.02m左右,與下伏地層呈整合接觸。
3、 二疊係上統長興組(P3c)
岩性為灰色、深灰色、棕灰色厚層燧石灰岩,近層麵含有瀝青質。厚11.89—18.66m,平均厚13.28m左右。地表多呈陡岩,與下伏龍潭組呈整合接觸。
4、二疊係上統龍潭組(P3l)
灰色、深灰色、黑色,泥岩、粉砂岩、細砂岩、灰岩、煤層為主,局部夾鋁土質泥岩、炭質泥岩,含煤17層,全區或局部可采煤層4層即M0 、M8 、M9 、M14,其餘不可采煤層。
該組地層總厚371.97m,與下伏地層呈假整合接觸。
根據岩性特征為三段,分述如下:
第三段(P3l3 ):由灰色燧石灰岩、灰岩、粉砂岩、細砂岩和黑色泥岩組成,燧石灰岩主要集中在該段底部,呈厚層狀,上部為粉砂岩、細砂岩和薄層石灰岩,含全區可采煤層一層(M0),局部可采煤層1層(M1),其底部的燧石灰岩為標誌層,呈深灰色,含團塊及似層狀燧石較多,岩性厚度均穩定。本段厚155.90-169.12m,一般為164.17m。
第二段(P3l2):以粉砂岩、黑色泥岩、細砂岩、灰岩及煤層為主,局部夾少量的炭質泥岩,燧石灰岩主要集中在該段底部,含全區或大部可采煤層(M8 、M9),局部可采1層(M6),M7 、M10不可采。該段厚72.95-82.40m,一般為77.31m。
第一段(P3l1 ):為深灰色石灰岩,淺灰、灰色鈣質細砂岩、粉砂岩及少量的泥岩所組成,灰岩中含少量的燧石。細砂岩和粉砂岩均顯緩波狀層理,含煤層M13 、M14 、M15 、M16 、M17五層。M14、M15局部可采,厚113.93m。
5、 二疊係上統峨嵋山玄武岩組(P3β)
區內未出露,據鄰區安發煤礦揭露為綠灰色玄武岩。厚度15.0-25.0 m。
6、 二疊係中統茅口組(P2m)
區內未出露,為灰色厚層狀細晶灰岩。厚度224-687 m。
(二)構造
1、區域構造
金銀山煤礦位於揚子陸塊(Ⅰ)黔北台隆(Ⅰ1)遵義斷拱(Ⅰ1A) 織納小區蔡官向斜北西翼。構造以北東向展布為主。見區域構造綱要圖2-3-1。
圖2-3-1 區域構造綱要圖
2、礦區構造
礦區位於蔡官向斜北西翼,總體呈單斜構造,地層傾向為160°-180°,一般176°。傾角3°-10°,一般8°,未發現較大斷層, 構造複雜程度為簡單類型。
煤層
含煤岩係
區內含煤地層為二疊係上統龍潭組,組厚338.80-371.97m,平均355.41m,區內含煤17層,平均總厚7.23m,含煤係數2.03%,可采煤層平均總厚3.67m,可采含煤係數1.03%。
第三段(P3l3 ):含全區可采煤層一層(M0),局部可采煤層1層(M1),其底部的燧石灰岩為標誌層,呈深灰色,含團塊及似層狀燧石較多,岩性厚度均穩定。本段厚155.90-169.12m,一般為164.17m。
第二段(P3l2):含全區或大部可采煤層(M8 、M9),局部可采1層(M6),M7 、M10不可采。該段厚72.95-82.40m,一般為77.31m。
第一段(P3l1 ):含煤層M13 、M14 、M15 、M16 、M17五層。M14、M15局部可采,厚113.93m。
煤層特征
1、可采煤層及其特征
全區可采煤層M0 、M8,大部可采煤層M9,局部可采煤層M1、M6 、M14、M15,各可采煤層分述如下:
M0煤層,厚0.80-1.20m平均1.05m,偶含夾矸一層0.18m,結構簡單,煤層穩定,全區可采,頂板為泥岩、泥質粉砂岩,底板為泥岩、粉砂岩。
M8煤層,厚0.83-1.80,平均1.35m,結構簡單,煤層穩定,全區可采,頂板為泥岩,底板為泥質粉砂岩。
M9煤層,厚0.74-1.75,平均1.31m,局部結構複雜,煤層較穩定,大部可采,頂板為灰岩,底板為泥質粉砂岩。
M14煤層,厚0.50-1.30,平均0.85,局部結構複雜,煤厚極不穩定,局部可采,頂板為灰岩,底板為泥岩。
M1煤層,厚0-0.99,平均0.49,結構簡單,煤厚極不穩定,局部可采,頂底板均為泥岩。
M6煤層,厚0-0.98,平均0.33,結構簡單,煤厚極不穩定,局部可采,頂板為泥岩或泥質粉砂岩,底板為粉砂岩。
M15煤層,厚0-0.96,平均0.53,結構簡單,煤厚極不穩定,局部可采,頂板為灰岩,底板為泥岩。
可采煤層特征見表2-3-2及表2-3-3。
表2-3-2 可采煤層層間距
層位名稱 層間距(m) 煤厚(m) 主要對比特征
P3c 50.28-57.42
平均54.54 燧石灰岩
M0 0.80-1.20
平均1.05 偶含夾矸一層0.18m,結構簡單,煤厚穩定,全區可采
144.20-156.71
平均148.09
M8 0.83-1.80
平均1.35 結構簡單,煤厚穩定全區可采
11.22-33.45
平均18.90
M9 0.74-1.75
平均1.31 局部結構複雜,煤厚較穩定,大部份可采
53.15-66.27
平均59.54
M14 0.50-1.30
平均0.85 局部結構複雜,煤厚極不穩定,局部可采
P2m 125.82 灰岩
表2-3-3 可采煤層特征表
煤層
名稱 煤層
厚度
(m) 平均
厚度
(m) 煤層夾矸數 穩定性 煤層傾角(°) 煤 種 頂板岩性 底板岩性
M0 0.80~1.20 1.05 0~1 穩定 8° 無煙煤 泥岩、泥質粉砂岩 泥岩、粉砂岩
M8 0.83~1.80 1.35 穩定 8° 無煙煤 泥岩 泥質粉砂岩
M9 0.74~1.75 1.31 穩定 8° 無煙煤 灰岩 泥質粉砂岩
M14 0.50~1.30 0.85 不穩定 8° 無煙煤 灰岩 泥岩
2、不可采煤層
M4、M5 、M7 、M13、M16 、M17為不可采煤層。
煤層對比
龍潭組為海陸交互相沉積,煤層及標誌層特征明顯,煤層間距又較穩定,易於對比。
P3c標誌層:岩性為深灰色燧石灰岩。燧石結核呈帶狀或層狀分布,黑色燧石團塊,全區穩定,全層厚11.89-18.66m,平均厚13.28m。
B1標誌層:M0上距長興底界4.16-7.31m,平均5.59m。其上有一層泥晶或細晶灰岩B1,厚7.37-9.68 m,平均8.17m,全區發育且穩定而作為標誌層。
B5標誌層:B5為厚層狀燧石灰岩,厚6.23-15.79m,平均9.64m,全區發育且穩定而作為標誌層,也是龍潭組第三段和第二段的分界標誌,其下發育M6 、M7、M8三層煤,其中M8煤層穩定可采,其它煤層局部可采或不可采,容易區分。
B6標誌層:B6為厚層狀細晶灰岩,厚1.78-7.36m,平均5.22m,全區發育且穩定而作為標誌層,為M9煤層的直接頂板,是對比M9煤層的重要標誌。
煤質
本區煤的變質程度較高,煤類單一,均為無煙煤,沿走向無顯著變化。
工業分析
1、煤的宏觀特性
M0煤層為塊狀、粉狀,似金屬光澤,以亮煤為主,暗煤次之。結構以中條帶狀為主,細條帶及線理狀次之,為半亮型煤。
M8煤層為上部為塊狀、下部為粉狀,似玻璃光澤,參差狀斷口,以暗煤為主,亮煤次之。條帶狀結構,為半暗型煤。
M9煤層為塊狀,似金屬光澤,參差狀斷口,以亮煤為主,暗煤次之,具條帶狀結構,為半亮型煤。
M14煤層為塊狀,玻璃光澤,參差狀斷口,以亮煤為主,夾鏡煤條帶,為半亮型或光亮型煤。
裂隙中可見方解石薄膜、粘土礦物及黃鐵礦等充填物,多含浸染狀黃鐵礦。
2、煤的視密度
根據儲量核實及詳查地質報告煤層視密度M0為1.62 t / m³,M8為1.67 t / m³、M9為1.59 t / m³;M14取上述3層煤的平均值為1.63 t / m³。
3、煤的化學性質
省煤田地質局實驗室檢測,煤工業分析結果見表2-3-4。其中:
M0煤層原煤為中灰高硫高熱值煤,浮煤為低灰低中硫高熱值煤;
M8煤層原煤為中灰高硫高熱值煤,浮煤為特低灰中高硫高熱值煤;
M9煤層原煤為高灰高硫高熱值煤,浮煤為特低灰中高硫高熱值煤;
M14煤層原煤為高灰高硫中熱值煤。
硫份變化很大,無一定規律,以黃鐵礦硫為主。
表2-3-4 可采煤層煤質特征表
煤層編號 煤樣種類 分 析 項 目
Mad(%) Vdaf(%) Ad(%) St,d(%) Qnet.ar(MJ/kg)
M0 原煤 變化值 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
取樣數 3 3 3 3 2
浮煤 變化值 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
取樣數 2 2 2 2
M8 原煤 變化值 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
取樣數 3 3 3 3 3
浮煤 變化值 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
取樣數 2 2 2 2
M9 原煤 變化值 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
取樣數 3 3 3 3 3
浮煤 變化值 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
取樣數 2 2 2 2
M14 原煤 變化值 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
取樣數 2 2 2 2 2
4、發熱量
礦區內可采煤層幹燥無灰基發熱量Qnet.ar均較高,見表2-5。原煤熱量(Qnet.ar)在20.201-25.976MJ/Kg之間。
5、煤灰成份、灰熔點
根據收集鄰區相同煤層相關資料,可采煤層灰成分均以Si02、A1203、Fe203為主,其次為CaO、MgO、S03、Ti02等。Si02、A1203、Fe203是粘土礦物的主要組成部分,CaO、MgO是煤中碳酸鹽礦物的組成部分。
煤層煤灰熔融性軟化溫度均大於1100℃,為低熔以上灰分。
6、有害成份
根據收集鄰區相同煤層相關資料,礦區內煤岩有害組份的分析結果,磷一般均小於0.01%,砷一般為2-4×10-6,為特低磷、一級含砷煤。
7、煤的變質程度及工業牌號
可采M0 、M8、M9煤層,精煤Vdaf分別為8.37%、8.25%;7.73%。精煤Hdaf分別為3.64%、3.65%;3.84%。根據中國煤炭分類標準,M0 、M8、M9煤層,為無煙煤三號,符號為WY3。M14煤層原煤Vdaf為7.84%,精煤Hdaf未測試,暫按無煙煤三號對待。
煤的工業用途
根據前麵煤質分析資料表明,金銀山煤礦煤炭屬煤化程度較高的腐植煤類,煤的發熱量高,變質程度深,屬無煙煤階段。按中國煤炭分類標準,煤層為無煙煤三號。
可采煤層原煤為中灰高硫煤。煤中礦物雜質以粘土礦物、黃鐵礦為主。灰成分以組成粘土礦物的Si02、A1203和Fe203為主,煤灰熔隔性為低熔以上灰分。可作工業動力、民用取暖、一般工業鍋爐、汽化等用煤,尚可作電極、電石工業,合成氨化工用煤等。
煤層氣
根據地質工作采集的瓦斯試樣。測定出礦區內各主要可采煤層瓦斯含量在11.9-13.57m3/t之間,全區含量平均為12.49m3/t。
根據體積法計算煤層氣地質儲量,其計算公式為:
Ci=0.01AhDCad或Ci=0.01AhDdafCdaf
式中:
Cad=100Cdaf(100-Mad-Ad)
Ci-煤層氣地質儲量,單位為億立方米(108m3);
A-煤層含氣麵積,單位為平方千米(K㎡);
h-煤層淨厚度,單位為米(m);
Ddaf-煤的幹燥無灰基質量密度,單位為噸每立方米(t/m3);
Cdaf-煤的幹燥無灰基含氣量,單位為立方米每噸(m3/t);
D-煤的空氣幹燥基質量密度(煤的容重),單位為噸每立方米(m3/t);
Cad-煤的空氣幹燥基含氣量,單位為立方米每噸(m3/t);
Mad-煤中原煤基水分(ωB),為百分數(%);
Ad-煤中灰分(ωB),為百分數(%)。
本礦區采用體積法計算煤層氣參數的確定:
煤層含氣麵積:4.698km2(各算量煤層麵積之和)
煤層淨厚度:1.20m(各算量煤層煤厚算術平均值)
煤的空氣幹燥基質量密度:1.62t/m3
煤的幹燥無灰基含氣量:12.49m3/t,
采取體積法進行計算,本礦區煤層氣預算約1.14億立方米(108m3)。
煤層風、氧化帶
根據資源儲量核實及詳查地質報告,確定本礦區煤層風氧化帶向下垂深40m。
礦區地質構造複雜程度整體屬簡單類型。
(四)瓦斯、煤塵、煤的自燃傾向性和煤與瓦斯突出危險性
1、礦井瓦斯
根據《礦井瓦斯湧出量預測方法(AQ1018-2006)》標準,采用分源預測法對礦井相對瓦斯湧出量進行預測,經計算礦井在開采M8煤層220801工作麵時瓦斯湧出量最大,並以M8煤層的數據作為礦井通風及瓦斯抽采的計算依據,按前計算,其回采工作麵相對瓦斯湧出量為5.16m3/t,絕對瓦斯湧出量為11.46m3/min,掘進工作麵絕對瓦斯湧出量為2×1.05=2.1m3/min,礦井相對瓦斯湧出量為33.36m3/t,絕對瓦斯湧出量為21.1m3/min,本礦為高瓦斯礦井。
2、煤塵爆炸性
根據貴州省煤田地質局實驗室2010年9月16日提交的《貴州省金銀山煤礦煤塵爆炸性鑒定報告》,鑒定結論為全部共4層可采煤層煤塵無爆炸性。鑒定結果見表1-4。
表1-4 煤塵爆炸性鑒定結果
煤層 采樣編號 工業分析 爆炸試驗 爆炸性結論
Mad Aad Vdaf 焦渣特征 火焰長度(mm) 岩粉量%
M8 2010-M522 3.10 11.80 8.81 2 0 0 無爆炸性
M9 2010-M525 2.79 16.28 9.23 2 0 0 無爆炸性
M14 2010-M527 2.06 30.87 9.98 2 0 0 無爆炸性
M0 2010-M529 3.38 13.62 7.68 2 0 0 無爆炸性
3、煤的自燃性
根據貴州省煤田地質局實驗室2010年9月16日提交的《貴州省金銀山煤礦煤炭自燃傾向等級鑒定報告》,鑒定結果為全部共3層可采煤層為易自燃煤層(2級)。鑒定結果見表1-5
表1-5 煤的自燃傾向性鑒定結果
煤層 采樣編號 工業分析 真相對密度 全硫 煤吸氧量 自燃傾向性分類
Mad Aad Vdaf 焦渣特征 TRDd St,d% Cm3/g
幹煤
M0 2010-M520 3.51 31.86 12.47 2 1.76 4.46 0.64 II級
M8 2010-M522 3.10 11.80 8.81 2 1.53 2.80 0.99 II級
M9 2010-M525 2.78 16.28 9.28 2 1.57 2.50 0.83 II級
M14 2010-M525 2.06 30.87 9.98 2 1.71 3.48 0.91 II級
4、煤與瓦斯突出危險性
根據《安順市金銀山煤礦M8煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》、貴州省煤炭管理局文件(黔煤生產字[2009]132號)“關於《安順市西秀區蔡官金銀山煤礦M8煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》的批複”、《安順市金銀山煤礦M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》、貴州省能源局文件(黔能源發[2009]150號)“關於《安順市西秀區蔡官金銀山煤礦M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》的批複”的結論:
A、在煤與瓦斯突出危險性鑒定區域內:
M8煤層煤破壞類型屬III類構造煤,煤層瓦斯壓力為0.22MPa,小於0.74 MPa,煤的堅固性係數為0.22,小於0.5,瓦斯放散初速度為27.8mmHg,大於10。
M9煤層煤破壞類型屬III類構造煤,煤層瓦斯壓力為0.30MPa,小於0.74 MPa,煤的堅固性係數為0.69,大於0.5,瓦斯放散初速度為18.21mmHg,大於10,煤層初始釋放瓦斯膨脹能為18.24 mJ/g,小於弱突出臨界值42.98mJ/g。
B、M8煤層在開采標高+1209m水平以上時不具有突出危險性;M9煤層在開采標高+1200m以上時不具有突出危險性。
M0 、M14煤層未作煤與瓦斯突出危險性鑒定。
M8、M9煤層未鑒定區域及M0、M14煤層按有突出危險性進行管理。同時,根據安監總煤裝〔2010〕154號文件要求,在采掘過程中,應隨時測定煤的破壞類型、煤層瓦斯壓力、煤的堅固性係數和瓦斯放散初速度四個指標,隻要有一個指標值超標,必須立即請有資質單位進行煤與瓦斯突出危險性鑒定,未鑒定前,嚴格按突出煤層進行管理,立即采取兩個“四位一體”的防突措施。。
四、礦井開拓係統及掘進工藝
金銀山煤礦采用斜井開拓,礦井設主斜井、副斜井、回風斜井3條井筒(已建成)。井筒均采用砌镟或錨噴支護。主斜井主要擔負礦井煤炭運輸和進風任務,副斜井主要擔負礦井矸石、設備、材料、人員的提放、鋪設管線及進風任務;回風斜井主要擔負礦井回風任務。
110804工作麵運輸巷、回風巷道布置滿足要求,但應按照煤與瓦斯突出的要求選擇能抵抗側壓的支護方式,加強巷道兩側煤壁的支護。在今後的回采工作中,必須堅持爆破作業,嚴禁采用風鎬或手鎬作業。
五、通風係統
礦井通風係統為中央並列抽出式通風,新鮮風流由主斜井和副斜井進入,乏風通過回風斜井排出。回風斜井選用FBCDZ-№18-17A型防爆對旋軸流式通風機二台,一台工作,一台備用。風量18.9~47.8m3/s,負壓661~1917Pa,功率N=2×110kW。配套電機型號:YBFe315S-6,數量:每台風機配備2台。110804回采工作麵采用U型通風方式,風流經運輸上山→110802運輸巷→切眼→110802回風巷→回風上山→總回風平巷→回風斜井→地麵。因此,目前通風係統較為合理。采區回風巷是專用回風巷。
六、110802工作麵綜合防突措施
金銀山煤礦屬高瓦斯礦井按突出礦井進行管理,根據《煤礦安全規程》《防治煤與瓦斯突出規定》等法律法規要求,結合礦井已開采區域確切掌握的煤層賦存特征、地質構造條件、突出分布的規律,110802工作麵回采施工過程中堅持區域防突措施先行、局部防突措施補充的原則。
(一)區域防突措施
選擇抽放方法的原則 礦井抽放瓦斯方法、方式的選擇,應根據瓦斯及煤層賦存情況,瓦斯來源、巷道布置方式、礦井開采技術條件、瓦斯基礎參數等綜合分析比較後確定。
當井下采掘工作所遇到的瓦斯主要來自開采煤層本身,隻有抽放開采煤層本身的瓦斯才能解決問題時,應對采掘煤層進行瓦斯抽放;預抽煤層瓦斯措施的防突機理如圖。
據M8煤層瓦斯基礎參數及煤層賦存規律,110802工作麵回采過程中難以用加大風量稀釋瓦斯,結合巷道布置方式及瓦斯主要來源等綜合分析比較後確定,1100802工作麵采用順層鑽孔預抽煤層條帶瓦斯的區域防突措施。
1、區域突出危險性預測
1)區域預測方法
根據礦井已開采區域確切掌握的煤層賦存特征、地質構造條件、突出分布的規律和對預測區域煤層地質構造的探測、預測結果,采用瓦斯地質分析的方法劃分出突出危險區域。根據煤層瓦斯壓力P進行預測。如果沒有或缺少煤層瓦斯壓力資料,也可根據煤層瓦斯含量W進行預測。預測所依據的臨界值應據試驗考察確定,在確定前可暫按下表預測:
瓦斯壓力P(Mpa) 瓦斯含量W(m³/t) 區域類別
P<0.74 W<8 無突出危險區
除上述情況以外的其他情況 突出危險區
2)區域預測結果
根據《安順市金銀山煤礦M8煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》、貴州省煤炭管理局文件(黔煤生產字[2009]132號)“關於《安順市西秀區蔡官金銀山煤礦M8煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》的批複”、《安順市金銀山煤礦M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告》、貴州省能源局文件(黔能源發[2009]150號)“關於《安順市西秀區蔡官金銀山煤礦M9煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》的批複”的結論:
A、在煤與瓦斯突出危險性鑒定區域內:
M8煤層煤破壞類型屬III類構造煤,煤層瓦斯壓力為0.22MPa,小於0.74 MPa,煤的堅固性係數為0.22,小於0.5,瓦斯放散初速度為27.8mmHg,大於10。
M9煤層煤破壞類型屬III類構造煤,煤層瓦斯壓力為0.30MPa,小於0.74 MPa,煤的堅固性係數為0.69,大於0.5,瓦斯放散初速度為18.21mmHg,大於10,煤層初始釋放瓦斯膨脹能為18.24 mJ/g,小於弱突出臨界值42.98mJ/g。
B、M8煤層在開采標高+1209m水平以上時不具有突出危險性;M9煤層在開采標高+1200m以上時不具有突出危險性。
2、區域防突措施
據M8煤層瓦斯基礎參數及煤層賦存規律,結合巷道布置方式及瓦斯主要來源等綜合分析比較後確定,110802工作麵采用順層鑽孔預抽煤層條帶瓦斯的區域防突措施。
1)預抽鑽孔的布置與施工
110802工作麵順層抽放鑽孔布置示意圖
2)封孔材料及工藝
為加強抽放效果,采用聚氨酯和水泥砂漿聯合封孔法。抽放管長度9m,封孔長度8m。具體操作如下:
(1)在距管口8m處綁上一次性毛巾,將聚氨酯A、B液攪拌均勻後塗抹在毛巾上,然後迅速插入孔內;
(2)待毛巾發泡後,用壓風泵或便攜式注漿泵將事先準備好的水泥砂漿注入孔內,並搗實;
(3)水泥砂漿凝固後,在孔口處再次用聚氨酯封孔,方法同上。
3)抽放現場管理
每一鑽孔封好後,必須吊掛鑽孔管理牌板。牌板上注明孔號、孔深、施工時間、封孔深度、封孔時間及封孔負責人等內容。
3、區域防突措施效果檢驗
1)措施效果檢驗采取的指標
主要采用殘餘瓦斯壓力、殘餘瓦斯含量為主要指標。
2)區域措施效果檢驗的判斷和劃分
采用殘餘瓦斯壓力指標進行檢驗,如果沒有或缺少殘餘瓦斯壓力資料,也可根據殘餘瓦斯含量進行檢驗,並且煤層殘餘瓦斯壓力小於0.74Mpa或殘餘瓦斯含量小於8m³/t的預抽區域為無突出危險區,否則即為突出危險區,區域防突措施效果無效。但若檢驗期間在煤層中進行鑽孔等作業時發生噴孔、頂鑽及其他明顯突出預兆時,發生明顯突出預兆的位置周圍半徑100米內的預抽區域判定為措施無效,所在區域煤層仍屬突出危險區。
3)110802工作麵區域措施效果檢驗測試點布置示意圖
4、區域驗證
1)驗證方法
110802回采工作麵區域驗證采用回采工作麵預測方法對無突出危險區進行區域驗證。
2)區域驗證要求
(1)在工作麵進入該區域時,立即連續進行至少兩次區域驗證,在構造破壞帶連續進行區域驗證。工作麵每推進10—50米(在地質構造複雜區域或采取了預抽煤層瓦斯區域防突措施及其他必要情況時宜取小值)至少進行兩次區域驗證。
(2)在煤巷掘進工作麵還應當至少打一個超前距不小於10米的超前鑽孔或采取超前物探措施,探測地質構造和觀察突出預兆
(二)局部防突措施
110802工作麵局部防突工藝技術流程如下圖所示。
1、工作麵突出危險性預測
參照煤巷掘進工作麵預測方法進行。但應沿采煤工作麵順煤層每隔10—15米布置一個預測鑽孔,深度5—10米,除此之外的各項操作等均與煤巷掘進工作麵突出危險性預測相同。判定采煤工作麵突出危險性的各項指標臨界值應根據試驗考察確定,在確定前可參照煤巷掘進工作麵預測危險性預測的臨界值。
鑽屑瓦斯解吸指標法預測工作麵突出危險性的參考臨界值
煤樣 △h2指標臨界值(Pa) K1指標臨界值(ml/g.min1/2)
幹煤樣 200 0.5
濕煤樣 160 0.4
110802工作麵預測鑽孔布置示意圖
如經工作麵預測測定的任一指標超過臨界值,即視為工作麵具有突出危險性,應采取局部防突措施進行補充。
2、工作麵防突措施
工作麵選用超前鑽孔(包括超前預抽瓦斯鑽孔、超前排放鑽孔)防突措施。在地質構造破壞帶或煤層賦存條件急劇變化處不能按原措施設計施工時,必須打鑽孔查明煤層賦存條件,然後采用42—75mm的鑽孔排放瓦斯。若突出煤層煤巷掘進工作麵前方遇到落差超過煤層厚度的斷層,應按石門揭煤的措施執行。
回采工作麵采用超前鑽孔作為工作麵防突措施時,應當符合以下要求:
1)鑽孔在控製範圍內應當均勻布置,在煤層的軟分層中可適當增加鑽孔數。鑽孔的孔數、孔底間距等應根據鑽孔的有效抽放或排放半徑確定。
2)鑽孔直徑應當根據煤層賦存條件、地質構造和瓦斯情況確定,一般為75—120mm,地質變化劇烈地帶也可采用42—75mm的鑽孔。如鑽孔直徑超過120mm時,必須采用專門的鑽進設備和製定專門的施工安全措施。
3)煤層賦存狀態發生變化時,及時查明情況,再重新確定超前鑽孔的參數。
4)鑽孔施工前,加強工作麵支護,打好迎麵支架,背好工作麵煤壁。
結合我礦防突工作實際情況,110802工作麵采用超前排放鑽孔局部防突措施,鑽孔分兩排順M8煤層走向平行布置,孔徑75mm,分別距頂底各500mm,排距為1000mm,孔間距1000mm。孔深不小於21m,鑽孔施工完成後,排放時間不少於8小時。
110802工作麵超前排放鑽孔布置示意圖
110802回采工作麵防突措施效果檢驗采用鑽屑瓦斯解析指標法進行措施效果檢驗。其檢驗方法、臨界指標與其突出危險性預測基本一致。工作麵的檢驗孔深應小於或等於措施孔深,並應布置在措施孔之間,檢驗孔孔深5-10m,孔徑42mm。若檢驗值均不超過指標臨界值,則認為措施有效,反之,認為措施無效。
若檢驗孔與防突措施鑽孔向工作麵推進方向的投影長度(簡稱投影孔深)相等,則可在留足防突措施5m超前距並采取安全防護措施的條件下回采作業。當檢驗孔的投影孔深小於防突措施鑽孔時,則應當在留足所需的防突措施超前距並同時保留有至少2m檢驗孔投影孔深超前距的條件下,采取安全防護措施後實施回采作業。當措施無效時,無論措施孔還留有多少超前距,都必須采取防突的補充措施,並經措施效果檢驗有效後,方可在采取安全防護措施的前提下進行作業。
4、安全防護措施
為了防止因預測失誤,措施失效,檢驗失誤或者發生延期突出等而導致發生人身傷亡事故,在突出煤層采掘活動中均要采取安全防護措施。安全防護措施包括遠距離放炮、避難所、壓風自救係統、防突風門和隔離式(壓縮氧和化學氧)自救器等。
1)反向(防突)風門
在110802運輸巷與回風上山聯絡巷處設置2道牢固可靠的反向(防突)風門。風門之間的距離不得小於4m。與工作麵的最近距離一般不得小於70m,如小於70m時應設置至少三道反向風門。見反向風門和內牆垛鐵風筒防逆風裝置平麵圖。
人員進入工作麵時必須把反向風門打開、頂牢。工作麵放炮和無人時,反向風門必須關閉。
反向風門牆垛可用磚、料石或混凝土砌築,嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定,但不得小於0.2m;牆垛厚度不得小於0.8m。在煤巷構築反向風門時,風門牆體四周必須掏槽,掏槽深度見硬幫硬底後再進入實體煤不小於0.5m。通過反向風門牆垛的風筒、水溝、刮板輸送機道等,必須設有逆向隔斷裝置。反向風門安裝布置如圖。
1-木質帶鐵皮的風門;2-磚牆;3-鐵風筒;4-膠皮風筒;5-防止瓦斯逆流鐵板;
6-防止瓦斯逆流鐵板立軸;7-定位圈;8-局部通風機;B1-正常通風時防止瓦斯逆流鐵板位置;B2-突然逆風時防止瓦斯逆流鐵板位置
反向風門和內牆垛鐵風筒防逆風裝置平麵圖
反向風門安裝布置圖
2)避難所
110802工作麵按規定設置避難所,避難所應當符合下列要求:
(1)避難所設置向外開啟的隔離門,隔離門設置標準按照反向風門標準安設。室內淨高不得低於2m,深度滿足擴散通風的要求,長度和寬度應根據可能同時避難的人數確定,但至少能滿足15人避難,且每人使用麵積不得少於0.5m2。避難所內支護保持良好,並設有與礦(井)調度室直通的電話;
(2)避難所內放置足量的飲用水、安設供給空氣的設施,每人供風量不得少於0.3m3/min。如果用壓縮空氣供風時,設有減壓裝置和帶有閥門控製的呼吸嘴;
(3)避難所內應根據設計的最多避難人數配備足夠數量的隔離式自救器。
3)壓風自救
110802工作麵壓風自救係統應當達到下列要求:
(1)按規定在地麵安設空氣壓縮機2台,管路安設到110804工作麵采掘工作地點及其它安全設計規定的地點;
(2)壓風自救裝置安裝在掘進工作麵巷道內的壓縮空氣管道上;
(3)在以下每個地點都應至少設置一組壓風自救裝置:距采掘工作麵25~40m的巷道內、放炮地點、撤離人員與警戒人員所在的位置以及回風道有人作業處等。在長距離的掘進巷道中,應根據實際情況增加設置;
(4)每組壓風自救裝置應可供5~8個人使用,平均每人的壓縮空氣供給量不得少於0.1m3/min。總數量應當滿足工作麵最多作業人數時的要求。
1一壓風管路;2—壓風自救管;3一閥管;4一調節閥;5一送氣器;6一急救帶
壓風自救裝置示意圖
4)遠距離放炮
110802回采工作麵采用遠距離爆破時,放炮地點必須設在進風側反向風門之外的全風壓通風的新鮮風流中或避難所內,放炮地點距工作麵的距離由礦技術負責人根據曾經發生的最大突出強度等具體情況確定,但不得小於300m;
遠距離爆破時,回風係統必須停電、撤人,並設置好警戒。放炮後進入工作麵檢查的時間由礦技術負責人根據情況確定,但不得少於30min。
5)個體防護
(1)所有下井人員必須經過防突專業知識培訓,佩帶隔離式自救器,並會正確使用。自救器的管理和使用應遵守下列規定:①完好的自救器總數,至少應比經常用的總人數多10%;②自救器應集中統一編號管理;③自救器應保持完好;④嚴禁使用人員拆開、敲打、撞擊自救器,人員出井後必須立即交還。
(2)在工作麵所有作業過程中,每個人都有責任和義務隨時觀察突出預兆(如煤結構發生變化、煤壁發冷、外鼓、響煤(岩)炮、頂板來壓、支架變形、瓦斯忽大忽小、打孔(眼)噴孔、頂鑽嚴重等),若出現以上現象,立即通知其它人員按《作業規程》中規定的避災方法和路線撤到新鮮風流中,並向礦調度室彙報,聽候處理。情況危急時,應立即撤出到地麵。
(3)所有入井人員必須熟悉避災路線,避災路線所經過的岔道口應設置醒目的方向指示牌,以保證避災人員安全快速撤退。
6)監測監控
(1)必須執行自動監測和人工監測相結合的礦井瓦斯監測製度。人工監測數據必須作到“三對照”,即瓦斯台帳、瓦斯記錄本和現場記錄三對照。當人工監測與自動監測數據不同時,在未弄清哪個有誤時一般按最大值。
(2)監測隊要加強監測係統日常維護工作,確保監測係統顯示、斷電、報警、打印等功能準確可靠,監測隊要做好監測數據的記錄、報批和存檔。
(3)采煤工作麵必須在工作麵及其回風巷設置甲烷傳感器,在工作麵上隅角設置便攜式甲烷檢測報警儀。采煤工作麵的甲烷傳感器不能控製其進風巷內全部非本質安全型電氣設備,則必須在進風巷設置甲烷傳感器。
七、110802工作麵防突安全技術措施
(一)防突措施施工的安全技術措施
所有防突措施由通防部門和防突隊負責設計有關參數報礦技術負責人批準,生產單位按設計組織施工,通防部門和防突隊進行驗收。
1、防突措施鑽孔參數必須嚴格按照設計參數施工,不得隨意更改;如因現場條件等因素不能按措施要求施工時或煤層賦存條件發生變化時,由原設計部門提出更改措施意見,經礦技術負責人批準後執行。其它單位和個人均不得隨意改變。
2、打鑽作業前,現場施工人員必須嚴格執行敲幫問頂製度,密切觀察巷道頂板狀況,發現頂板掉渣、壓力增大等有片幫、冒頂危險時,立即停止作業,人員撤出危險區,並彙報礦、區調度室。
3、打鑽作業時鑽機必須安設穩固,永久性支護要緊跟掘進工作麵,嚴禁空幫、空頂作業。
4、每次打鑽時,施工人員必須密切觀察噴孔、夾鑽、響煤炮等瓦斯動力現象,當發生嚴重噴孔、煤炮劇烈等動力現象,應立即停止作業,停電撤人,並彙報礦調度室。待動力現象消失,且瓦斯濃度降到1%以下時方可恢複作業。
5、突出預測鑽孔和超前鑽孔時,施工人員應站在鑽孔孔口兩側,不得站在鑽孔孔口正後方及鑽孔延長線上,嚴禁麵對鑽孔孔口觀察鑽進情況,以免發生鑽孔噴孔傷人。
6、在進行工作突出預測時,預測人員應認真觀察工作麵構造及施工預測鑽孔過程中噴孔、夾鑽、響煤炮、瓦斯等異常現象,並作相應記錄。
7、在施工排放鑽孔時,為防止噴孔傷人,應在施工鑽孔孔口處安設擋板。
(二)防突安全技術措施
1、每次按允許回采進尺施工完畢後,必須進行工作麵突出危險性預測(或效果檢驗)。預測人員嚴格按要求進行突出指標的測定和記錄,,報礦技術負責人和項目實驗小組,並詳細記錄預測過程中響煤炮、片幫、掉渣、噴孔等瓦斯動力現象;
2、施工預測、措施效果檢驗以及施工措施鑽孔過程中,施工人員必須密切注意觀察噴孔、夾鑽、響煤炮等瓦斯動力現象,當煤炮劇烈、瓦斯超限等動力現象明顯應立即停止作業,並撤出人員;
3、工作麵必須配備專職的有防突經驗的瓦斯檢查員,掌握突出預兆。嚴格執行“一炮三檢,三人連鎖”放炮製度,在工作麵迎頭隨時測定瓦斯濃度及變化,當發現瓦斯濃度異常、超限,隨時通知礦調度或防突隊人員,並有權停止作業;
4、警戒地點:每次放炮時,凡工作麵回風流所流經的巷道各岔口入風流側安全地點設警戒。警戒位置如通風係統圖所示。設置警戒及撤離警戒區域內的所有人員由施工單位當班幹部負責;
5、工作麵及回風巷必須安裝一組瓦斯監測裝置,報警點為瓦斯濃度達到0.8%,斷電點為瓦斯濃度達到1%,複電點為瓦斯濃度達到小於1%,斷電範圍為工作麵巷道內的所有電器設備,在工作麵上隅角設置便攜式甲烷檢測報警儀。采煤工作麵的甲烷傳感器不能控製其進風巷內全部非本質安全型電氣設備,則必須在進風巷設置甲烷傳感器。。
6、防突期間每次放炮前,施工單位必須檢查通風設施及係統做到設施齊全完好,係統合理可靠。通風保安人員每天對該係統至少全麵檢查一次。施工隊每班必須攜帶便攜式瓦檢儀,按要求使用。
7、防突施工過程中施工單位工程技術人員應掌握工作麵的進度、地質情況。如遇地質構造,施工單位技術人員應及時通知地址人員收集資料,待研究後采取下一步措施。
8、所有炮眼都在炸藥與封泥間裝1~2個水炮泥,封泥都必須密實地裝至孔口。工作麵裝藥前必須對現場工程質量、頂板支護、通風設施等進行檢查驗收合格後,方可開始裝藥。
9、防突期間,施工單位必須加強工作麵及回風區域機電設備的維修、檢查,確保機電設備處於完好狀態,杜絕失爆,防爆率達100%。
10、炮後30分鍾後,方準人員進入工作麵檢查,檢查煤層揭露、支架狀況、CH4濃度及通風設施,在瓦斯濃度不超限,無煤與瓦斯突出,通風係統正常的情況下,撤人停電工作完成後,方可正常施工作業。
11、本措施由施工單位技術人員,負責向本區井下作業人員貫徹已防突措施和突出預兆,貫徹後必須進行考核,合格者方可上崗。
12、突出區域作業人員必須熟悉隔離式自救器的性能和使用方法,否則不得上崗。
13、其他注意事項執行《煤礦安全規程》和《防治煤與瓦斯突出規定》規定實施。
14、煤與瓦斯突出預兆:
有聲預兆包括:煤體中的悶雷聲、機槍聲、爆竹聲、嗡嗡聲等,統稱為煤炮。地壓方麵的有:支架來壓、掉渣、片幫、工作麵煤壁開裂、煤壁外臌、底臌和炮眼嚴重變形,裝不進藥等;瓦斯方麵的有:瓦斯濃度增大、忽大忽小、打鑽頂鑽、鑽孔噴煤、噴瓦斯等;煤的結構變化有:煤層層理紊亂、煤質變鬆軟、暗淡無光澤、煤變幹燥和煤塵增多等。在某些突出發生前,會出現有煤壁和工作麵溫度降低、有特殊氣味等。
15、開始裝藥半小時前,由施工單位跟班幹部安排責任心強的同誌擔任警戒任務,警戒期間嚴禁任何人以任何理由進入警戒範圍;凡受突出影響回風係統區域的所有工作人員全部撤離。
16、工作麵必須掛防突允許進尺標誌牌,施工單位掌握好施工進尺,嚴禁超采。非防突專職管理隊員不得挪移和改動。
17、通防部門和生產業務科室每周至少檢查一次工作麵的防突管理。發現問題及時處理,保證防突措施的落實兌現。
八、附圖:
1、110802工作麵采掘工程平麵圖
2、110802工作麵通風係統圖
3、110802工作麵避災路線圖
4、110802工作麵瓦斯抽采管路布置
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