坤元煤矿皮带下山防突措施1.doc

坤元煤矿皮带下山掘进工作面防治煤与瓦斯突出专项措施矿 长： 安全副矿长： 生产副矿长： 技术负责人： 编 制 人： 编 制 时间：2011年10月30日会审记录单位矿领导技术科安监科机电科通防科调度室施工队会审人员签字会审意见： 年月日技术负责人意见: 年月日矿长意见： 年月日贯彻记录规程措施名称贯彻时间主持人贯彻人参加学习人员签名前 言 黔西县坤元煤矿为整合矿井，由黔西县原金坡乡杜鹃煤矿、成立煤矿、简槽沟煤矿和中寨煤矿四对矿井整合形成，整合后新的矿井名称为黔西县坤元煤矿，2010年4月取得了由贵州省国土资源厅颁发采矿许可证，证号为C5200002010041120061282，年开采能力15万吨，企业性质为私营。 黔西县坤元煤矿（整合）开采方案设计（以下简称原设计）由贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务公司于2007年9月编制完成并通过审查获得贵州省煤炭管理局批复，原设计设计矿井生产能力为15万t/a。根据贵州省煤炭管理局第二十一次整合进展调度会情况汇报和第二十七次整合进展调度会情况汇报中鼓励小煤矿做大做强的精神和矿井实际情况，拟对矿井的设计生产能力进行变更，即将矿井设计生产能力由15万t/a变更到30万t/a。因此矿方委托我院进行该矿开采方案设计的变更工作。对原设计、矿井现状、变更设计的原因、变更的主要内容作简要说明如下：原设计概况原设计采用平硐开拓，划分一个水平六个采区开拓全矿井。设计改造利用原简槽沟煤矿矿井工业广场和原主平硐（+1553m），采用分层布置方式，每一采区内布置回风井和轨道提升井。首采区改造原中寨主平硐为回风平硐，另新开提升斜井，采用走向长壁采煤方法 ，以一个采区一个炮采工作面两个炮掘工作面达到设计生产能力，采煤工作面以单体支柱和金属铰接顶梁支护采场，以全部垮落法管理顶板。矿井建设现状坤元煤矿已按原设计布置出了主平硐238米，运输大巷两段巷计608米，回风平硐176米，回风斜巷169米，运输下山和回风下山已分别掘进483米，皮带下山已掘进423米，以及部分联络巷道。截止2009年6月30日，M4煤层和M9煤层一部分已采空，开采消耗煤炭资源储量（111b）187万吨。矿井资源储量概况2010年5月由徐州长城基础工程有限公司提交了贵州省黔西县坤元煤矿资源储量核实报告，根据该报告，截止2009年6月30日，坤元煤矿划定矿权范围内资源总量为1599万吨,开采消耗资源量187万吨；保有资源量（111b+122b+333）1412万吨。变更原因根据贵州省煤炭管理局第二十一次整合进展调度会情况汇报和第二十七次整合进展调度会情况汇报中鼓励小煤矿做大做强的精神和矿井实际情况，拟对矿井的设计生产能力进行变更，即将矿井设计生产能力由15万t/a变更到30万t/a。因此须对矿井的开采方案进行变更。变更设计的主要内容变更主要内容见下表：变更项目变更原因主要变更内容原设计变更后生产能力合理开发井田资源15万吨/年30万吨/年开拓形式使方案更合理平硐开拓综合开拓（主平硐、副斜井）采区划分使方案更合理六个采区四个采区资源储量黔国土资储备字【2010】91号保有储量623.48万吨保有储量1412万吨抽放系统方案变更未采用抽放系统采用高、低负压抽放系统投资规模方案变更1754.1万元4396.58万元建井工期方案变更20个月21个月（变更后剩余工期）其他方案发生变化提升、排水、通风、供电等主要设备重新选择；建设工期按变更设计重新排定；投资按变更内容重新估算。需说明的其他问题1、坤元煤矿井田范围内，M9煤层采空区范围较大，井田煤层露头线附近老窑分布较多，必须严格按有关规定留设保安煤柱，采掘作业中要加强探放水；2、进一步核实矿井采空区范围；3、业主在今后应请有资质的机构对矿井水文地质进一步开展调查工作，以便指导搞好矿井防治水工作。第一章 编制依据1、防治煤与瓦斯突出规定，2009年；2、煤矿安全规程，国家安全监督管理局、国家煤矿安全监察局2010年；3、采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003年；4、煤与瓦斯突出鉴定规范（AQ 1024-2006）；5、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ 10262006），国家安全生产监督管理总局，2006年；6、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ 10182006），国家安全生产监督管理总局，2006年；8、煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）；8、贵州省盘县柏果镇柏坪煤矿资源/储量核实报告；9、盘县柏果镇柏坪煤矿（技改）开采方案设计；10、皮带下山作业规程和安全技术措施；第二章 皮带下山掘进工作面基本情况第一节 工作面生产概况巷道名称掘进的巷道名称：皮带下山。掘进目的及用途：作为通风、行人、运输、管线敷设。巷道设计长度、坡度和服务年限设计长度：705m。坡度812。服务年限：永久。四、巷道布置 皮带下山原有巷道483米在+1510以上在9#煤层中。由北向南，坡度为812，工程量约222m,在+1510以下开始变坡在9#煤层底板中。第二节 工作面地质概况一、矿区地质区域地质1）区域地层 区域内出露的地层由老至新有：寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、侏罗系及第四系。缺失志留系、泥盆系、白垩系、第三系，其中，以二叠系、三叠系地层分布较广，地层累计厚度为5486m。见表1-3-1。表1-3-1 区域地层系统简表系统组(群)地层代号及接触关系备注第四系Q侏罗系上 统遂 宁 组J3sn中 统上沙溪庙组J2s铜下沙溪庙组J2x油页岩、铁下中统自流井群J1-2zl三叠系上 统二 桥 组T3e中 统法郎组狮子山组T2fT2sh关岭组松子坎组T2gT2s下 统永宁镇组茅草铺组T1ynT1m飞仙关组夜 郎 组T1fT1y二叠系上 统长兴组P3c龙 潭 组P3l煤峨眉山玄武岩组P3中 统茅 口 组P2m栖 霞 组P2q梁 山 组P2l煤石炭系下 统大 圹 组C1奥陶系中 统宝 塔 组O2b十字铺组O2sh下 统湄 潭 组O1m红花园组O1h桐 梓 组O1t寒武系中上统娄山关群2-3ls中 统高 台 组2g下 统清虚洞组1q金顶山组1j2）区域构造 本勘查区位于扬子准地台（一级单元）黔北台隆（二级单元）遵义断拱（三级单元）毕节北东向构造变形区（四级单元）的南缘，属近东西向的林泉向斜北西翼。区域构造发展大致从中奥陶世至中晚石炭世隆起为陆，地层缺失沉积，仅早石炭世在东部有沉积；晚古生代晚期至中生代早期接受沉积后，中生代晚期的白垩纪、第三纪又一次上升为陆，缺失沉积。区内现今构造形迹主要定型于燕山运动，褶皱以北东及北北东向为主，断裂则以北东向为主，北东东向次之，与褶皱走向基本一致。图1-3-1 区域构造纲要略图矿区地层 区内及周边出露地层为二叠系中统茅口组至三叠系下统夜郎组，见表1-3-2。区内含煤地层为二叠系上统长兴大隆组、龙潭组。各组段地层岩性特征由老至新分述如下：(一)二叠系中统(P2)茅口组（P2m）出露于区北部边界外。主要为浅灰色、深灰色中厚层状、厚层状灰岩、含燧石灰岩，含白云质团块或白云岩，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石。与上覆龙潭组呈假整合接触。本组厚度不详。表1-3-2 矿区地层简表系统组段主 要 岩 性最小-最大平均厚度（m）第四系(Q)冲积、残积、坡积物等。5.20-18.949.53三叠系 (T)下统(T1)夜郎组（T1y)三段(T1y 3)灰紫至紫红色粉砂岩、粉砂质泥岩及泥灰岩。不详一、二段(T1y 1+2)灰色薄层、中厚层状泥质灰岩、灰岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。不详二叠系 (P)上统(P3)长兴组(P3c)灰色粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩、灰岩和煤层。31.54龙潭组 (P3l)上段(P3l3)灰色粉砂岩、细砂岩、泥岩、泥灰岩、灰岩和煤层。127.64-129.23128.59中统(P2)茅口组(P2m)灰色中厚层状灰岩及含燧石灰岩。不详(二)二叠系上统(P3)1、龙潭组（P3l） 出露于矿区北部，为区内主要含煤地层，岩性由浅灰色、灰色及深灰色薄中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、泥灰岩、灰岩、炭质泥岩、铝土质泥岩及煤层组成。产腕足类及瓣鳃类动物化石，产大量植物化石，见栉羊齿Preceptors Brongninart sp.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky sp.等。厚127.64129.23m，一般厚为128.59m。与下伏地层茅口组呈假整合接触。2、长兴组（P3c） 出露于矿区中部，岩性主要为灰岩，深灰色，粉晶微晶结构，厚层状至块状。顶部含12层黄绿色蒙脱石泥岩，中上部夹2m左右的粉砂岩，中部为灰岩，下部含燧石团块。产中华准全形贝Enteletina Sinensis(Huong)等动物化石，一般厚度31.54m。与下伏龙潭组地层呈整合接触。(三) 三叠系下统(T1)夜郎组（T1y） 根据岩性组合自下而上共分为二段：（1）沙堡湾、玉龙山段（T1y1+2） 出露于矿区南部及外围，上部以灰色中厚层状石灰岩为主，含少量白云质灰岩。下部粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，夹少量泥灰岩，紫灰色，灰绿色，薄层状中厚层状，水平层理、小型交错层理，含克氏克氏蛤Claraia Clarai 等动物化石，厚1030m，一般厚度25m。（3）九级滩段（T1y3） 由粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，紫灰色、灰色，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，含王氏克氏蛤等动物化石，厚度不详。四、第四系（Q） 主要出露于矿区含煤地层及中部沟谷、低洼地段，多为耕地、稻田及村落，岩性主要为P3c的风化残积产物及T1y的坡积物，厚度一般小于15m。构造 矿区位于林泉向斜北西翼，基本形态为一单斜构造。岩层倾向140210倾角810。区内次一级褶曲不发育，未见落差大于20m的断层。矿区构造类型为简单类型。煤层含煤岩系的含煤性 区内含煤地层为长兴组、龙潭组，其中长兴组偶含1层不可采煤层，主要可采煤层赋存于龙潭组。龙潭组岩性以海陆交互相沉积的碎屑岩为主，含4层全区可采煤层M4、M9、M13、M15。在煤层顶板中常见有植物化石，各主要标志层产动物化石。厚127.64129.23m，一般厚为128.59m。 煤层产出及物理特征各可采煤层主要特征见表1-3-3。表1-3-3 煤层特征表煤层编号间距(m)真厚（m）夹石采用厚度（m）煤层倾角可采情况结构复杂程度稳定程度最小最大平均(点数)最小最大平均(点数)层数一般最小最大平均(点数)（）M4至P3c底界35.1437.6836.73(3)1.191.521.31(4)001.191.521.31(4)810全区可采简单稳定27.1531.1428.69(4)M91.482.822.07(5)001.482.822.07(5)810全区可采简单较稳定34.5136.9135.89(5)M130.861.591.11(5)000.861.591.11(5)810全区可采简单较稳定57.7261.6560.05(5)M151.212.271.76(5)0101.211.971.62(5)810全区可采简单较稳定4.216.895.25(5)至p3l底界各煤层特征由上到下叙述如下：M4号煤层 位于龙潭组上段（P3l3）上部，上距P3c底部35.1437.68m，平均36.73m,下距K1 6.0719.07m，平均12.98m。区内4个钻孔均见煤，点可采率100，总面积1.50km2，可采面积1.50km2，可采指数为100。煤层全层真厚度1.191.52m，平均为1.31m；采用厚度1.191.52m，平均为1.31m。结构简单，无夹石。煤层厚度变化不大，为薄中厚煤层， 202号孔为煤厚最后点，向四周逐渐变薄，属全区可采稳定煤层。顶板岩性：以粉砂质泥岩、泥质粉砂岩为主，少数为粉砂岩、泥岩。底板岩性：泥质粉砂岩、少数为粉砂质泥岩。M9号煤层 上距K1 7.8321.03m,平均11.77m。区内5个钻孔均见煤，并全部可采，点可采率100；总面积1.78km2，可采面积1.78km2，可采性指数为100。煤层全层真厚度1.482.82m，平均为2.07m；采用厚度1.482.82m，平均为2.07m。结构简单，无夹石。为中厚煤层，总体趋势厚度变化不大，属全区可采较稳定煤层。顶板岩性：粉砂质泥岩、泥岩，少数为泥质粉砂岩。底板岩性：泥岩、粉砂质泥岩，少数为细砂岩。M13号煤层 上距M9号煤层34.5136.91m，平均35.89m。区内5个钻孔均见煤，并全部可采，点可采率100；总面积2.01km2，可采面积2.01km2，可采性指数为100。煤层全层厚度0.861.59m，平均为1.11m；采用厚度0.861.59m，平均为1.11m。结构简单，一般无夹石。矿区中部302号钻孔为中厚煤层，其余为薄煤层分布，总体趋势厚度变化不大，属全区可采较稳定煤层。顶板岩性：一般为粉砂质泥岩，极少数为细砂岩。底板岩性：一般为泥岩，少数为粉砂岩、泥质粉砂岩。M15号煤层 上距M13号煤层15.0417.10m,平均15.93m,下距P2m灰岩4.216.89m,平均5.25m。区内5个钻孔均见煤，点可采率100；总面积2.14km2，可采面积2.14km2，可采性指数为100。煤层全层厚度1.212.27m，平均为1.76m；采用厚度1.211.97m，平均为1.62m。结构较简单，含夹石01层，一般含1层夹石，岩性为泥岩。矿区西北部301号钻孔为薄煤层，其余为中厚煤层分布，总体趋势厚度变化不大，属全区可采较稳定煤层。顶板岩性：一般为粉砂岩，极少数为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩。底板岩性：粉砂质泥岩、泥岩及铝土质泥岩。煤质煤的宏观特性 全区各煤层多以亮煤、暗煤为主，夹少量镜煤和丝炭透镜体，煤岩类型主要为半亮型、半暗型，半暗半亮型次之，少量暗淡型。各煤层煤岩成分及类型详见表1-3-4。表1-3-4 宏观煤岩特征一览表项目煤层宏 观 煤 岩 成 分煤 岩 类 型M4亮煤为主，少量暗煤，夹镜煤条带及丝炭半亮半暗型，少量半亮型M9亮煤为主，少量亮煤，夹镜煤条带半暗型为主，少量半暗半亮型M13亮煤为主，少量暗煤，夹镜煤条带半暗半亮型，少量半亮型M15亮煤为主，暗煤为辅，夹镜煤条带半亮型、半暗半亮型煤的微观特性 根据煤岩鉴定资料，煤的显微组分含有机组分和无机组分，有机组分又可分为镜质组和惰质组两大类。见表1-3-5、表1-3-6。表1-3-5 微 观 煤 岩 组 分 特 征 表煤层显微组分显 微 煤 岩 特 征M4镜质组多为基质镜质体、均匀镜质体，少量结构镜质、碎屑镜质体。惰质组多见半丝质体、氧化丝质体，次为碎屑丝质体，少量微粒体。无机组分以粘土矿物为主，少量黄铁矿、石英。粘土矿物：多为侵染状，团块状，少量透镜状及充填胞腔；黄铁矿：呈微粒状，细粒状，球粒状散布于基质镜质体中，少量充填胞腔；石英：微细粒状，细粒状分散分布，见充填胞腔。M9镜质组多见基质镜质体、次为均质镜质体,少量结构镜质体,碎屑镜质体,偶见团块镜质体。惰质组多为半丝质体、氧化丝质体，部分碎屑丝质体，少量微粒体、亦见分泌体、粗粒体。无机组分以粘土矿物为主，次为黄铁矿，少量石英；粘土矿物：多为侵然状，团快状产出，少量充填胞腔；黄铁矿：多呈微粒状球粒状，细粒状分散分布，部分呈莓粒状，结核状，少量充填胞腔；石英：呈微细粒状，细粒状分散分布，少量充填胞腔。M13镜质组普遍为基质镜质体、均匀镜质体，少量结构镜质体。惰质组以半丝质体、氧化丝质体为多见，碎屑丝质体次之，少量微粒体。无机组分以粘土矿物为主，少量黄铁矿、石英及方解石；粘土矿物：多为团块状，侵染状，少量充填胞腔；黄铁矿：呈微粒状、细粒状、球粒状分散分布，少量充填胞腔；石英：微细粒状，细粒状分散分布，少量充填胞腔；方解石：细脉状裂隙充填状。M15镜质组以基质镜质体为多见，均匀镜质体次之，少量结构镜质体、碎屑镜质体。惰质组多为氧化丝质体、半丝质体，部分碎屑丝质体，少量微粒体，亦见火焚丝质体，分泌体及粗粒体。无机组分以粘土矿物为主，石英、黄铁矿及方解石均较少；粘土矿物：多为团块状、侵染状，少量细条带状，透镜状及充填胞腔；黄铁矿：多呈微粒状，球粒状，细粒状分散分布，部分呈莓粒状集合体，结核状产出，少量充填胞腔和充填裂隙；石英：呈微细粒状，细粒状分散分布，少量充填胞腔；方解石：细脉状充填裂隙。表1-3-6 煤岩鉴定成果表密度矿区内各可采煤层密度详见表1-3-7。表1-3-7 可采煤层视相对密度、真相对密度表煤层密度(t/m3)M4M9M13M15全区真相对密度1.521.591.56(2)1.521.611.541.521.611.56(5)视相对密度1.561.471.511.49(2)1.571.601.59(2)1.521.541.53(2)1.471.601.54(7)化学性质、工艺性能及煤类化学性质表1-3-8 煤质特征表工艺性能（1）煤的发热量 发热量是评价煤炭质量的重要指标，尤其是动力用煤。 区内可采煤层原煤干燥基高位发热量（Qgr,d）为21.9630.58MJ/Kg，平均为27.33 MJ/kg。其中M4号煤层为23.7630.28 MJ/Kg,平均为26.35 MJ/Kg；M9号煤层为25.6030.58 MJ/Kg，平均为28.40MJ/Kg；M13号煤层为21.9639.37 MJ/Kg，平均为25.74 MJ/Kg；M15号煤层为22.6329.43 MJ/Kg，平均为26.05 MJ/K。根据煤炭质量分级（发热量）（GB/T15224.32004）标准，均属高热值煤（HQ）。（2）碳酸盐二氧化碳（CO2）：区内碳酸盐二氧化碳含量均小于2%。（3）焦渣特征：原、浮煤平均值均为2。（4）灰熔融性软化温度（ST）：区内采取M9、M13、M15号煤层测试，软化温度最低为1190（M9号煤层），最高为1220（M13、M15号煤层），平均为1210，均属较低软化温度灰。流动温度（FT）：在上述样品中同时作流动温度测试，煤层流动温度最低为1430（M15号煤层），最高大于1500（M9、M13号煤层），平均1476，其中M9、M13号煤层属高流动温度灰，M15号煤层属较高流动温度灰。（5）热稳定性：区内采取M9号煤层作热稳定性测试，结果为TS+641.0%，TS6-331.0%，TS-328.1%，依据煤的热稳定性分级（MT/T5601996）标准，属较低热稳定性煤（RLTS）。（6）可磨性指数（HGI）：是指硬煤被磨细的难易程度。经测定M9、M13、M15号煤层，可磨性系数分别为118、130、132，M9、M13、M15号号煤层均属极易磨煤(见表4-6)。（7）煤对二氧化碳反应性（a）：煤对二氧化碳反应性是在规定条件下还原二氧化碳为一氧化碳的能力。区内采取M9、M13、M15号煤层3件样作测试，测试结果表明，在950时，煤对二氧化碳还原率介于29.332.2%，平均为31.3%；在1000时，煤对二氧化碳还原率介于39.845.6%，平均为43.5%,变化不大。（8）煤的泥化试验（见附表）区内在301号孔取可采煤层顶、底板及夹石混合样进行试验，结果见表1-3-9。表1-3-9 可采煤层顶、底板及夹石混合样泥化试验成果表煤层沉降温度（）沉降时间泥化比（%）M42318451.91M92418353.37M152418353.38 从表4-13可知，在常温下，M4、M9、M15号煤层不易泥化（泥化比5%），（9）煤的可选性煤的浮煤回收率 区内各钻孔煤芯煤样均作了理论浮煤回收率测试，可采煤层浮煤回收率为20.3157.02%，平均为38.91%。其中M4号煤层为28.9237.98%，平均为49.89%，M9号煤层为23.6471.67%，平均为40.76%，M13号煤层为21.2554.44%，平均为37.85%，M15号煤层为48.2171.82%，平均为60.02%。按煤的理论浮煤回收率对煤的回收率分级，M4、M9号煤层煤的回收率为中等，M13号煤层煤的回收率为低等，M15号煤层煤的回收率为良等。煤的简易可选性 因本次煤样重量不够等原因，未做煤层的筛分试验，据矿区西部红林煤矿资料M4号煤130.5mm级产率为81.070%，灰分为11.67%，硫分1.25%，为极难选煤。M9号煤130.5毫米级产率为77.787%，灰分为16.55%，硫分0.81%，为中等可选煤。M13号煤130.5毫米级产率为66.979%，灰分为29.99%，硫分1.69%，为中等可选煤。M15号煤130.5mm级产率为74.120%，灰分为18.67%，硫分2.53%，为中等可选煤。煤类 根据中国煤炭分类国家标准（GB575186），区内可采煤层浮煤干燥无灰基挥发分含量为5.16%（M13号煤层）7.68%（M15号煤层），平均含量为6.43%，小于10%，由此确定本区各煤层为无烟煤（WY）；又依据区内浮煤干燥无灰基氢含量大于3%，本区煤层均为无烟煤三号（WY03）。有害成份 煤中有害元素主要为硫、磷、砷、氟、氯等元素，区内可采煤层原煤元素含量如下：原煤磷（P）：全区磷含量在0.013%0.025%之间，平均含量为0.018%，根据煤中磷分分级（MT/T5971996）标准，属低磷分煤（LP）。原煤砷（As）：全区砷含量为1.52.910-6，平均含量为2.1510-6，依据煤中砷含量分级（MT/T8031996）标准，区内可采煤层均属一级含砷煤（IAs）。 原煤氟（F）：全区氟含量为6218910-6，平均含量为12210-6，依据煤中氟含量分级（MT/T9662005）标准，M13、M15号煤层属中氟煤（MF），M4、M9煤层均属特低氟煤（SLF）。原煤氯（Cl）：全区氯含量为0.008%0.015%，平均含量为0.011%，根据煤中氯含量分级（MT/T5971996）标准，属特低氯煤（SLCl）。稀散、放射性元素原煤锗（Ge）：区内含量为1.01.610-6，平均含量为1.210-6。原煤镓（Ga）：区内含量为81610-6，平均含量为1210-6。原煤铀（U）：区内含量为3410-6，平均含量为3.810-6。原煤钍（Th）：区内含量为0210-6，平均含量为110-6。原煤五氧化二钒(V2O5)：区内含量为8016010-6，平均含量为12010-6。 本矿区以上微量元素均达不到工业品位，无开采利用价值。煤质及工业用途评述 本区煤层煤类单一，属三号无烟煤。全区煤层多属于中灰分煤层，区内可采煤层M9号煤层为低硫煤，M4、M13号煤层为中硫煤，M15号煤层为中高硫煤； M4、M9、M13、M15号煤层均属高热值煤；区内可采煤层均属中高固定碳、特低挥发分、特低磷煤、特低氯、中氟煤，属中等可选至较难选煤层。M9、M13、M15号煤层为极易磨煤。依据区内煤层煤质特征，各煤层具有广泛用途，可用于动力用煤，民用煤，火力发电，一般工业锅炉用煤，气化用煤，可作冶金喷吹燃料、小型高炉炼铁、竖式石灰窑烧制石灰，水泥回转窑用煤，经洗选后可制碳素材料或制造电石及深加工，煤矸石可考虑作水泥、低温烧制地板砖，生产有机复合肥料和微生物肥料等。第三节 工作面通风、瓦斯概况、抽放系统矿井通风 1、通风方式：压入式通风，采用211KW局扇供风量为230-350 m/ min，局部通风机安设在皮带下山新鲜风流中，最长供风距离600m。 2、新鲜风：主平峒运输大巷皮带下山掘进工作面。 3、乏风：掘进工作面回风下山回风平峒地面。 4、通风设施 该掘进工作面按防突进行管理，设置反向风门、隔爆水袋以及压风自救系统。二、瓦斯、煤层自燃及煤尘爆炸特征1、瓦斯 根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字【2009】281号）“关于毕节地区煤炭局关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复的批复”，坤元煤矿相对瓦斯涌出量为12.12m3/t,绝对瓦斯涌出量为2.59m3/min，为高瓦斯矿井。 根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件黔安监管办字2007345号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，本区矿井应按煤与瓦斯突出矿井设计。 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室于2010年11月提交的黔西县金坡乡坤元煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告：“坤元煤矿M9煤层在鉴定范围内（标高+1510m以上的M9煤层）内无突出危险。”但本矿最低开采标高，即一采区最低开采标高为+1400m。因此本矿井暂按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，M9煤层+1510m以上按无煤与瓦斯突出危险区域进行设计和管理。试运行期间和正常生产期间都要按照要求进行瓦斯等级鉴定。 矿井应在建设期间进行煤层瓦斯含量测定，投产后间必须加强瓦斯含量、瓦斯涌出量的测定，定期进行瓦斯等级鉴定工作，并依据瓦斯测定情况，校核矿井通风系统与生产系统等相关系统能力。煤尘爆炸性 徐州长城基础工程有限公司对可采煤层取样进行了煤尘爆炸性试验，试验结果显示本矿各可采煤层均无煤尘爆炸危险性，但该公司无煤尘爆炸危险性鉴定资质，因此本矿所有可采煤层按煤尘有爆炸性设计和管理。煤的自燃性 徐州长城基础工程有限公司对可采煤层取样进行了燃点测试，结果显示本矿各可采煤层自燃倾向性为II级，即自燃煤层。但该公司无煤层自燃倾向性鉴定资质，因此本矿所有可采煤层按容易自燃煤层设计和管理。三 抽放系统安装有两台高负压瓦斯抽放泵（2BEA-303-0型水环式真空泵2台），低负压瓦斯抽放泵和（2BEA-303-0型水环式真空泵2台）高负压抽放泵，能满足高、低负压抽放的要求。第三章 区域综合防突措施一、区域预测矿井未开展区域突出危险性预测工作，4#煤层已被当地的老百姓采空作为解放层。按照下列要求进行：（1）煤层瓦斯风化带为无突出危险区域；（2）根据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。当突出点及具有明显突出预兆的位置分布与构造带有直接关系时，则根据上部区域突出点及具有明显突出预兆的位置分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离，并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区；否则，在同一地质单元内，突出点及具有明显突出预兆的位置以上20m（埋深）及以下的范围为突出危险区(如图3-1-1)；图3-1-1 根据瓦斯地质分析划分突出危险区域示意图1断层；2突出点；3上部区域突出点在断层两侧的最远距离线；4推测下部区域断层两侧的突出危险区边界线；5-推测的下部区域突出危险区上边界线；6突出危险区（阴影部分）（3）在上述（1）、（2）项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的区域，根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，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。目前，矿井暂未进行试验考察，按表2-1-1进行预测。表3-1-2 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P0.74W8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区设计根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法进行预测，必须符合下列要求：（1）预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据；（2）测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内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。目前未开展区域性预测工作。因此，从安全生产角度考虑，尽快请有资质的单位组织对矿井井田各煤层进行突出危险性鉴定。二、区域防突措施：1、皮带下山皮带下山掘进工作面煤层倾角8，按防治煤与瓦斯突出规定中第四十九条（一）、（五）的规定，在掘进工作面巷道迎头施工抽放钻孔，钻孔编号为1#20#，钻孔深度不小于60m，允许掘进距离为40m，确保超前距离不小于20m。钻孔终孔位置在工作面前方或两侧的煤层中，距巷道掘进上帮轮廓线的距离大于20m、距巷道下帮轮廓线的距离大于10m，巷道两侧轮郭线外至少15m，钻孔终孔点间距需要根据实际考察确定，目前，该煤层未进行实际考察，暂取前方孔底间距为4m。钻孔布置参数在矿井抽放过程中对抽放量、抽放浓度、防突效果等考察后，可根据实际情况进行调整。掘进工作面区域防突措施抽放钻孔布置详见图。煤巷掘进工作面布置钻孔进行瓦斯预抽，工作面抽采率应达到40%以上，钻孔单孔抽采瓦斯浓度应降到10%以下；瓦斯压力降到0.74Mpa以下或瓦斯含量降到8m3/t以内。 煤巷掘进工作面区域防突措施抽放钻孔布置图2、以上要求施工的钻孔必须按照设计施工，所有抽放孔封孔深度不得小于8m且抽放的单孔负压不得小于13kpa，钻孔采用玛丽散进行封孔，巷道内抽放管路采用6寸铁管，当单孔预抽瓦斯浓度小于30.0%时必须加大封孔深度，改变封孔工艺，确保抽放正常。三、区域性防突措施效果检验（一）区域性防突措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定第五十五、五十六条规定，结合皮带下山掘进工作面所采取的区域区域防突措施实际情况分析，皮带下山掘进工作面掘进期间的区域措施效果检验采用直接测定预抽区域的煤层残余瓦斯压力或间接计算预抽区域的残余煤层瓦斯含量的方法进行措施效果检验。表2-3-1 根据煤层瓦斯压力进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）类别P0.74W8无突出危险P0.74W8有突出危险1、采用直接测定预抽区域残余瓦斯压力作为施工顺层抽放钻孔区域防突措施的效果检验方法1）效检点的布置方式和要求皮带下山掘进工作面效果检验点均设计在煤巷条带每间隔30m布置一个检测区域，每个检测区域布置3个最短投影孔深为60m的检验测试孔，其中1个平行掘进方向，另外两个布置在巷道两侧且终孔必须按照要求控制巷道轮廓线10m以外。2）以上所有检验测试孔均应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的预抽超前距。3）检测孔施工完毕后必须立即进行封闭测试，每个孔施工结束立即埋4分测压管后并采用水泥沙浆封孔12m深进行测压工作，测试人员对压力测试表进行读数并观察压力变化情况，只有当测定的煤层残余瓦斯压力始终是小于0.74mpa，方可视为区域措施有效，该区域为无突出危险。4）若测定的煤层残余瓦斯压力大于或等于0.74mpa，则该区域区域防突措施无效，必须重新实施区域防突措施，直至煤层残余瓦斯压力小于0.74mpa。若施工区域条带预抽瓦斯钻孔范围内的钻孔出现喷孔、卡钻、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的该区域内预抽区域判定无效，必须重新执行区域防突措施。再次进行区域条带瓦斯抽放工作。2、采用间接计算的残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：1）当预抽区域内钻孔的间距和预抽时间差别较大时，根据孔间距和预抽时间划分评价单元分别计算检验指标。只有当所有条带抽放单孔瓦斯浓度降低到10.0%以下且计算的煤体残余瓦斯含量小于8m3/t时，方可视为区域防突措施有效，该区域为无突出危险，否则将继续抽放。2）若预抽钻孔控制边缘外侧为未采动煤体，在计算检验指标时根据不同煤层的透气性及钻孔在不同预抽时间的影响范围等情况，在钻孔控制范围边缘外适当扩大评价计算区域的煤层范围。但检验结果仅适用于预抽钻孔控制范围。当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则本循环预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区，必须从新执行区域防突措施，直至抽放区域内的残余瓦斯含量小于8.0m3/t且残余瓦斯压力小于0.74Mpa。四、区域验证根据防治煤与瓦斯突出规定结合矿井实际情况采用煤科总院重庆分院生产的WTC防突参数仪测定钻屑瓦斯解析指标法作为皮带下山掘进工作面掘进期间的区域验证：在皮带下山掘进工作面进行区域验证时，采用钻屑指标法，参照表2-4-1进行验证，如果实测得到的S、K1所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。表2-1-4 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标K1钻屑量 SmL/gkg/m0.561、在进行区域验证前必须先按照要求在工作面施工3个能探清掘进前方煤层情况的前探孔，采取施工顺层钻孔作为区域防突措施区域可以选用顺层抽放孔、测压孔代替前探孔，但选择的代替孔必须满足前探孔的要求，具体施工标准如下：皮带下山掘进进过程中必须在掘进工作面使用MYZ-150型钻机施工3个最短投影孔深为60.0m且控制巷道轮廓线左右15m的超前钻孔，该孔可以选用抽放孔、测压孔代替，但必须满足相关要求，从而探清前方煤层地质情况和观察突出预兆。只有前方无异常情况方可进行区域验证工作，验证无危险后探孔方可按照最短投影孔深减去20m控制探孔进尺。2、进行区域验证工作时必须按如下标准进行：1）即在掘进工作面采用直径为42mm的效检钻杆施工3个孔深为10.0m区域验证孔，钻孔应尽量布置在软分层中，其中一个钻孔应布置在掘进工作面中部并平行于掘进方向，其他2个钻孔终孔点应控制巷道断面两侧轮廓线外24m。每进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值（K1max定为0.5mL/g.min1/2，Smax定为6.0kg/m。当每次测定的K1max0.5或Smax6.0 kg/m时，认为工作面有突出危险性。当每次测定的K1max0.5 mL/g.min1/2且Smax6.0 kg/m时，认为工作面无突出危险性）。区域验证孔设计详见附图。2）皮带下山掘进期间均采用施工顺层区域条带抽放钻孔提前预抽瓦斯作为区域防突措施，因此在采取区域防突措施且进行消突评价无突出危险后，区域只要当连续两次验证为无突出危险后且在采取的安全防护措施到位后可控制掘进8.0m，即第一次验证无突出危险推进8.0m（区域验证孔最短孔深10.0m减去2m超前距控制掘进），第二次验证无突出危险控制掘进8.0m，循环的采取以上措施直至掘完该区域抽放控制的范围（即按照区域措施孔最短投影孔深减去20m超前距和探孔最短投影孔深减去20m超前距控制进尺40m）。3、每次区域验证必须施工3个孔，每个钻孔最短孔深为10.0m，验证孔必须控制掘进巷道两帮2-4m。若施工的区域验证孔达不到10.0m，即区域第一次控制进尺按区域验证孔的最短孔深减去2.0m超前距控制掘进。4、掘进过程中只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆（打钻过程中出现喷孔、卡钻、顶钻等异常现象），该区域以后的掘进工作必须执行局部综合防突措施。第四章 局部综合防突措施一、工作面突出危险性预测皮带下山掘进工作面掘进过程中严格执行“区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则。掘进过程中当区域验证（工作面预测预报）出现有突出危险或施工的钻孔出现喷孔、卡钻、顶钻等突出明显现象时必须严格采取以下局部综合防突措施进行消突。选用钻屑瓦斯解析指标法作为局部防突措施的预测预报。1、即钻孔每进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值（K1max定为0.5mL/g.min1/2，Smax定为6.0kg/m。当每次测定的K1max0.5或Smax6.0 kg/m时，认为工作面有突出危险性。当每次测定的K1max0.5 mL/g.min1/2且Smax6.0 kg/m时，认为工作面无突出危险性）。2、在掘进工作面采用直径为42mm的效检钻杆施工3个最短孔深为10m预测预报孔，钻孔应尽量布置在软分层中，其中一个钻孔应布置在掘进工作面中部并平行于掘进方向，其他2个钻孔终孔点应控制巷道断面两侧轮廓线外24m。详见皮带下山掘进工作面预测预报孔施工平面图。二、局部性防治突出措施掘进过程中出现以下现象时必须采用煤矿防突钻机施工直径为75 mm的排放孔作为局部防突措施，在掘进巷道内施工的排放孔最少为15个且最短投影孔深为20m控制巷道轮廓巷左右5m且排放孔超前距不得小于10m，终孔间距为1.0m。排放孔必须施工在软分层中。施工排放孔期间如果出现喷孔、卡钻、顶钻等有明显突出预兆时，必须在有异常现象孔周边1m范围内至少加密4个同等深度的排放孔，直至无喷孔等异常现象为止。详见皮带下山掘进工作面局部防突措施超前钻孔布置图三、工作面防突措施效果检验采用煤科总院重庆分院生产的WTC防突参数仪测定钻屑瓦斯解析指标法作为局部防突措施的措施效果检验。1、即钻孔每进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值（K1max定为0.5mL/g.min1/2，Smax定为6.0kg/m。当每次测定的K1max0.5或Smax6.0kg/m时，认为工作面有突出危险性。当每次测定的K1max0.5 mL/g.min1/2且Smax6.0 kg/m时，认为工作面无突出危险性）。2、在掘进工作面采用直径为42mm的效检钻杆施工3个最短孔深为10m措施效果检验孔，钻孔应尽量布置在软分层中，其中一个钻孔应布置在掘进工作面中部并平行于掘进方向，其他2个钻孔终孔点应控制巷道断面两侧轮廓线外24m。详见皮带下山掘进工作面措施效果检验施工平面图。4-0工作面措施效果检验施工平面图3、只有当措施效果检验为无突出危险后且采取的安全防护措施到位后，依次按照措施效果检验孔最短投影孔深减去2m超前距控制进尺，进尺过程中必须加强对安全防护设施的完善及使用，只要出现安全防护设施不满足措施要求立即停止掘进进行恢复或完善。4、如果在施工排放孔期间出现异常或效果检验出现有突出性危险时，采取加密排放孔或施工抽放孔，施工抽放孔时，进行措施效果检验前必须是所有抽放孔单孔瓦斯浓度降到10.0%以下后方可进行检验工作。只有当措施效果检验为无突出危险后且采取的安全防护措施到位后，方可按效果检验孔最短投影孔深减去2m超前距控制进尺。5、在实施局部综合防突措施后，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循