回采工作面专门防突设计

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回采工作面专门防突设计

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回采工作面专门防突设计

由于本工作面防突专门设计是在贯彻公司严格按照突出矿井管理

的要求，认真执行《采煤工作面区域综合防突措施》并经区域措施效果检验达标（详见《采煤工作面消突评价报告》）后，为进一步确保采煤工作面安全、防治发生工作面突出事故而专门编制的本防突设计。

一、概述1、工作面布置矿井走向长约1200m，设计考虑一个水平、上下山二个采区双向布置开采。水平标高+1400m。M23、M16煤层分层开采，M27、M30煤层联合开采。由于M16煤在一采区内已经基本采完，为了尽快达产，考虑首采工作面布置在一采区M23煤。主斜井到设计标高后，沿M23煤层+1400水平布置运输大巷，在矿井走向中部沿M23煤层中布置运输上山、行人上山、回风上山；在+1480米标高布置绞车硐室，在回风上山+1456m标高M23煤层中布置1456m回风大巷与回风平硐连通，形成上山采区的开拓系统。采区运输上山、行人上山、回风上山施工完成后，从运输上山+1445m和+1480m标高向南布置11601采面运输顺槽和回风顺槽，用切眼连通上下顺槽，形成首采工作面。二采区开拓系统：在+1400水平运输大巷一采区上山附近顺M23煤层底板岩石内布置二采区运输下山、行人下山、回风下山至+1260m，布置采区水仓，将回风下山与一采区回风上山连通，形成二采区的开拓系统。

2、地质情况（1）工作面煤层情况矿区内较稳定煤层主要有4层，自上而下编号为M16、M2

3、M27、M30。11601工作面标高位于+1472m～+1500m，位于龙潭组第一段（P3l1）中部，长兴灰岩之下，M23煤层之上，上距长兴组燧石灰岩底200～210m，平均205m左右；下距M23煤层45～50m，平均48m左右。M16煤层厚1.5～2.0m，平均厚1.80m，煤层稳定，在走向与倾向上变化较小，倾角平均170。为稳定简单煤层。

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（2）工作面瓦斯情况根据贵州省能源局文件：黔能源发【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报告》的批复”，织金县绮陌乡永兴煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为6.98m3／min，相对瓦斯涌出量为68.92m3／t。瓦斯等级为高瓦斯。各煤层瓦斯含量计算如表1所示。表1各煤层瓦斯含量计算表煤层编号M16M23M27M30水分Wf(%)0.261.090.550.54灰分

Af(%)11.1910.7810.3712.95挥发分Vr(%)5.895.675.446.65瓦斯压力P(MPa)计算垂深H(m)100.00140.00170.00180.00瓦斯压力系数

K(2.03-10.13)7.507.507.508.50P=H·K0.751.051.2751.53温度系数en温度

t(℃)20.020.020.020.00.4010.4000.3990.399en1.4931.4921.4911 .490系数a=2.4+0.21Vr3.6373.5913.5423.797系数

b=1-0.004Vr0.9760.9770.9780.973煤的孔隙率fn10101010煤的容重γ(t/m3)1.51.51.51.5瓦斯压缩系数KY1.061.061.061.06吸附瓦斯量Wx(m3/t)19.1217.1120.8820.31游离瓦斯量

WY(m3/t)0.480.670.820.98瓦斯含量

Wh=Wx+WY(m3/t)19.6017.7821.7021.29（3）区域构造矿区属阿弓向斜北东段，绮陌背斜北西翼，一般15°～30°在矿区及附近主要发育有二条断层。F1：逆断层，倾向220°，倾角70°，最大断距50m，张家田南M30煤层逆于M27煤层之上，延伸大于2.2km。F2：逆断层，倾向225°，倾角82°～87°，最大断距90m。延伸大于2.9km。节理裂隙：矿区内节理较发育，主要有北东向、北西向两组。北东向剪节理延伸长，节理面平直紧闭；北西向张节理延伸短，对岩石完整性破坏较大。综上所述，本区总体为一单斜构造，地层倾角平缓，断层较少，构造复杂程度属简

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单—中等类型。

3、突出危险性根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】539号）“关于毕节地区煤炭局《关于请求审批织金县绮陌乡永兴煤矿M23、M16号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告》批复，织金县永兴煤矿M16号煤层在矿井井田范围内+1422米标高以上区域不具有突出危险性。扩能前各矿都未发生过煤与瓦斯突出，周边邻区生产的三家寨煤矿开采时也未曾发生煤与瓦斯突出现象。

4、其他根据织金县绮陌乡永兴煤矿所作的煤尘爆炸性鉴定结果，M16煤层无煤尘爆炸性。M16煤层自燃倾向为Ⅲ类，属不易自燃煤层，按煤尘无爆炸性和煤层不易自燃设计和管理。

二、采煤方法11601回采工作面在暗斜井的右翼，采用走向长壁布置。11601采煤工作面推采长度200m，工作面长度80m，斜面积16000m2，煤层平均厚度厚1.8m，煤层倾角17°，采用成熟的应用最广泛的采煤方法，即采用走向长壁后退式采煤方法，炮采工艺。工作面采用液压支柱进行支护；支柱排距为1000mm、柱距为,700mm，“三.四”排管理，即“见四回一”，最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m。全部垮落法管理顶扳。

三、工作面突出危险预测1、预测方法采煤工作面的突出危险性预测，可使用煤巷掘进工作面的突出预测方法，可选用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法或其它经试验证实有效的方法预测工作面突出危险性。在没有试验证实有效的方法之前，本工作面防突专门设计采用钻屑指标法（WTC）预测工作面突出危险性。钻屑指标法预测工作面突出危险性具体操作：预测孔钻进煤层后每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1。（1）工作面进入该区域

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时，立即连续进行至少2次预测；（2）工作面每推进10～50m（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以及其他必要情况

时宜取小值）至少进行2次预测，其中任何不达标即需要采取工作面防突措施；（3）在构造破坏带连续进行预测。采用钻屑指标法预测采煤工作面突出危险性的指标临界值应根据实验考察确定，确定前可暂按表2的临界值判定突出危险性。如果实测得到的S、K1的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险性工作面；否则，为突出危险工作面。表2 钻屑指标法参考临界值

煤样类型钻屑瓦斯解吸指标K1/(ml*（g*min1/2）-1)钻屑量S/（Kg*m-1）干煤样0.56湿煤样0.45如果实测得到的S、K1的所有测定值大于或等于临界值的，应视为有突出危险，需要采取工作面防突措施。

2、预测钻孔布置预测钻孔设计：采煤工作面长80m，在采煤工作面间隔15m均匀布置直径42mm、孔深10m的预测钻孔4个，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量，钻孔位于采煤工作面中部，预测孔布置示意图如图1所示。断面图

平面图

o o o 0

图1预测孔布置示意图3、预测孔施工机具及施工要求预测钻孔施工采用手持式气动钻机（ZQS-65/2.5），配42mm螺旋钻杆钻机。预测钻孔施工过程要求：

（1）推进给力均匀，不可大力蛮进，保证钻杆钻进速度均匀；（2）平行工作面推进方向钻进，保证钻杆钻进方向沿煤壁垂直采煤工作面推进；（3）保证电煤钻推进平衡，推进过程中不可摇动机身；（4）注意施工过程，钻孔排渣及瓦斯涌出情况，发现问题及时处理、汇报。

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4、预测孔超前距及允掘距离当预测无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行回采作业。回采作业应保留足够的预测超前距（最小预测超前距为2m）。根据突出预测钻孔顺采煤工作面推进方向投影长度确定预测允掘距离。本次工作面突出危险性预测为无突出危险性则最大允掘距离为8m。

5、其他工作面突出危险性预测钻孔施工过程中或工作面出现下列任一情况的，应视为有突出危险，需采取工作面防突措施。（1）喷孔、卡钻等施工中的动力现象；（2）出现断层、裂隙、煤层厚度剧烈变化等情况；（3）采掘应力叠加区；（4）工作面出现明显突出预兆。四、工作面防突措施在进行工作面突出危险性预测后，若判定为突出危险工作面时，必须采取相应的局部防突措施。采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯、松动爆破、注水湿润煤体或其他经试验证实有效的防突措施。本设计采取工作面排放钻孔的方式消突，做到先排后采。采用本煤层预抽的消突方法。采煤工作面消突措施控制范围为：工作面前方20m以上。用轻便型防突钻机（ZDY-800）施工Φ75mm抽放孔67个，钻孔平行于工作面，间隔3m均匀布置，钻孔深度为60m～65m（具体见工作面防突措施设计图）；措施钻孔施工过程中，需观察施工中的动力现象。

五、防突措施效果检验1、采用直接测定煤层残余瓦斯压力的参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验。

2、因为11601采面倾斜长度未超过120m，则沿回采工作面推进方向每间隔30-50m，至少布置一个检验测试点，打钻孔测定煤层残余瓦斯压力，当残余瓦斯压力小于0.74MPa时，此区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效，必须继续抽放瓦斯。

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3、若有一个检验测试点的指标测定值达到或超过了临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此点周围半径100m的范围内均判定为预抽防突效果无效，要补充预抽钻孔或继续进行抽放。

4、预抽采面瓦斯的效果检验要把钻孔作业时的喷孔、顶钻、等明显突出预兆作为判断的重要依据。不管任何情况，把每个发生明显突出预兆的位置周围半径100m的预抽区域均判定为措施无效。

六、安全防护措施1、通风系统矿井采用中央并列式抽出通风，目前安装两台FBCDZ-6-№17B型防爆轴流式通风机，一台工作，一台备用。每台通风机配用二台YBFe315M－6型防爆电动机，通风机技术特征见表3。表3 FBCDZ-6-№17型对旋轴流通风机技术特征

主要通风风机风量(m3/s)风压(Pa)叶片安装角度功率

(kW)FBCDZ-6-№1723.9～53.8750～255024°/36°-51°/39°2×75每个掘进工作面选用二台FBD-5.6型2×11kW型局部通风机作压入式通风。一台工作，一台备用，工作风机与备用风机经控制开关能自动切换。局部风能机的技术特征见下表4。表4FBD-5.6型2×11kW型对旋轴流式局部通风机技术特征

型号全风压（Pa）风量（m3/min）转速（r/min）电机功率（kw）风筒直径（mm）电压（v）FBD-5.6770～4000390～

235294011×2600380/66011601工作面回采前，施工单位必须把所有影响范围内的通风设施作全面检查，如有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好。

2、抽放系统矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套低负压抽放系统抽放采空区瓦斯，低负压瓦斯抽放选用2BEA-303型水环真空泵2台，（一用一备）。配套电机功率为55kw，转速660r/min，电压660V。另一

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套高负压瓦斯抽放系统抽放本煤层瓦斯，根据计算矿井高负压瓦斯抽放选用2BEA-303型水环真空泵2台，（一用一备）。配套电机功率为90kw，转速442r/min，电压660V。

3、监控系统矿井安装国内较先进的KJ95N煤矿监测监控系统，分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵站得开停状态，井下回采工作面及其回风流中的瓦斯浓度、温度、烟雾、风门开闭、断电、馈电等进行实时监控。（1）T1瓦斯传感器安设在运输巷内距工作面煤壁≤10m处，监测进风流中的瓦斯浓度，当T1≥0.5%时报警、断电，当

T1≥0.5%时切断11601运输巷巷道内所有非本质安全型动力电源，当

T10.5%时复电；（2）T2瓦斯传感器安设在回风巷内距工作面煤壁≤10m 处，监测回风流中的瓦斯浓度，当T2≥1.0%时报警、断电，当T2≥1.5%时切断工作面及回风巷内所有非本质安全型动力电源，当T21.0%时复电；（3）T3瓦斯传感器安设在工作面上遇角，当T3≥1.0%时报警、断电，当T3≥1.5%时切断工作面及回风巷内所有非本质安全型动力电源，当T31.0%时复电；（4）T4瓦斯传感器安设在回风巷中部，监测回风流中的瓦斯浓度，当T4≥1.0%时报警、断电，当T4≥1.5%时切断工作面及回风巷内所有非本质安全型动力电源，当T41.0%时复电；（5）T5瓦斯传感器安设在回风巷与回风联络巷岔口以里10--15米处，监测回风流中的瓦斯浓度，当T5≥1.0%时报警、断电，当T5≥1.5%时切断工作面及回风巷内所有非本质安全型动力电源，当T51.0%时复电；4、放炮管理（1）11601工作放炮时，必须严格执行远距离放炮措施，采煤工作面爆破地点到工作面的距离不得小于100m，远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人及警戒。爆破后进入工作面检查的时间不得少于30min。

（2）放炮前必须对通风系统、供电系统、电气设备、压风自救系

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统等进行全面检查，确认符合要求后方可进行放炮。

（3）施工单位放炮时，要提前一个小时通知矿调度室，以便做好放炮前的准备工作。在爆破时，爆破孔正确使用水泡泥，用黄泥封满填实，装完药后通知矿调度室。

（4）所有人员进入警戒防突风门以内时，必须经公司调度室同意，在退出警戒线时必须及时向矿调度室汇报。

（5）工作面的防突考察钻孔在放炮前必须用黄泥封满填实，经安监员检查封堵合格后方能放炮。充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。

（6）放炮时，必须停掉回风巷所有非本质安全型电源（局部通风机电源除外），停送电工作由调度室统一协调指挥。

（7）严禁使用固定式放炮母线，且接头全部用冷补胶补好，必须杜绝明接头，每次放炮前班组长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，杜绝失爆。

（8）工作面放炮必须保证回风巷回风系统畅通，回风系统不准存放物料和矿车。

（9）严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度。

（10）放炮所使用的雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。

（11）放炮期间井下严禁停压风，否则不准进行放炮工作。

（12）工作面放炮后，必须等30min后，由瓦检员询问监控值班人员工作面瓦斯等情况，只有在无异常情况下，方可由班长、放炮员、瓦检员进入检查确认无隐患后通知调度室，送动力电，其它人员方能进入施工。

（13）必须执行远距离放炮站岗警戒的规定：1）每次装药放炮前，

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必须由工长亲自派专人分别到所有通往放炮地点的各通道口担任警戒

工作，严禁约岗、睡岗和脱岗；2）每次装药放炮前由工长、安监员负责检查各站岗范围以内的人员撤离情况，在确认距离放炮地点100米范围内所有人员均已全部撤离的情况下，方准通知放炮员实施放炮工作；3）站岗警戒人员在得不到工长撤岗命令前，严禁擅自撤岗；4）每次放炮结束后，由工长、放炮员、安检员由外向里检查沿途及放炮地点顶板、通风等情况，发现问题及时处理，问题隐患处理完后，方准施工人员进入放炮地点正常施工。

（14）回采面放炮时施工单位必须有跟班领导在现场。

5、安全防护设施（1）防突风门11601工作面回采前，已在回风巷和11601联络巷之间施工正反向防突风门。施工的防突风门两道，与墙体接触严密，风门墙体牢固，崁入巷道周边岩石是深度≥0.2m，并设有防逆流装置；正反向风门已实现联锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度0.8m，门扇厚度50mm。

（2）下井作业人员必须携带隔离式化学氧自救器，经检身房检查未携带自救器，严禁入井作业。

（3）在一采区轨道上山、运输上山设置工作面避难所，工作面避难所能够满足工作面最多作业人数时的避难要求。

（4）11601运输巷、回风巷在距工作面25~40m的位置安设压风自救装置，在巷道内每50m安设一组压风自救装置，每组压风自救装置应可供5~8人使用，平均每个人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。

6、撤人及避灾路线11601工作面→11601运输巷→副平硐→副井→地面。

七、组织管理措施1、公司成立防突工作指挥领导小组1）指挥领

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导小组组长：矿长副组长：副矿长成员：有关部室、救护队及施工单位负责人2）部室职责（略）2、防突考察注意事项（1）为确保考察工作的顺利进行，掘进期间瓦检员每班必须向矿调度室汇报回采进度，需防突考察时施工单位要提前一小时汇报矿调度室（由矿调度室通知通防部，通防部安排人员考察），防突工作人员必须根据回采进度及炮后瓦斯情况进行考察。

（2）防突考察人员做效果检验时，必须仔细认真，数据必须准确、可靠，严禁弄虚作假。

（3）进行防突考察时，由施工单位负责打眼，通防部负责采样检验。

（4）通防部要随时做好防突考察的准备工作，防突考察时迎头不得同时作业，以防出现伤人事故。

（5）防突考察单报送通防部、公司调度室、地测部、施工单位存档，施工单位没有接到调度室的通知不准打眼放炮施工，确定无突出危险后方可施工。以便按要求严格控制回采。

（6）防突考察钻孔施工过程中，随时检查瓦斯变化情况，观察施工时是否有喷孔、垮孔、顶钻等异常情况，并丈量钻孔出现异常情况的位置距离。观察施工点的煤壁片帮、抽冒、响天炮等异常情况。一旦出现事故预兆，立即撤退现在所有人员。

（7）各钻孔施工结束后，必须校核竣工钻孔的方位和倾角，丈量钻孔深度。

3、其他注意事项（1）施工单位每班必须安排跟班电工对现场的电气设备检查，杜绝失爆。

（2）如果在打眼或打钻过程中有喷孔现象或发现有突出征兆时必

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须立即停电撤人，待钻孔不喷孔时，瓦斯浓度1%,班长和瓦检员进入检查无异常后方可施工。

（3）施工单位施工排放孔时一定要施工到位，由瓦检员监督施工质量，打完排放孔时，瓦检员向调度室汇报施工情况。

（4）机电部组织有关部门和施工单位定期对风电、瓦斯电闭锁进行试验，保证其灵敏、可靠。

（5）施工单位严格执行本设计，有突出危险的严格按要求施工预抽、排放孔，施工单位要做好防突考察的配合工作。

（6）安监部负责按照各项设计、措施对施工单位进行监督检查，设计、措施不落实不允许放炮。

（7）当预测该工作面有突出危险时，必须采用实施抽放瓦斯钻孔抽放瓦斯或者排放钻孔进行排放后进行效果检验，当效检无突出危险时，也须采用远距离放炮措施。

（8）工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施，进行处理。掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。掘进工作面，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m 内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。

4、煤与瓦斯突出预兆有声征兆：

（1）煤壁发生震动或冲击，并伴有声响；（2）煤层变形发出劈裂声、鞭炮声、机枪声、炮击声或远处雷鸣声，声音一般由远到近，由大

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到小，先单响，后连响，最后一声巨响，接着便发生突出；（3）顶板来压，出现裂缝、发生断裂声，支架被压断，发出折断声。无声征兆：（1）紧接着声响工作面压力增大，煤壁塌落，片帮掉渣，煤被挤出、喷出、弹出，局部隆起，顶板下沉，底板鼓起，打眼顶钎、夹钎、喷孔，装药顶炮。

（2）煤质变软，有时软硬相间，疏松易碎，层理紊乱，光泽暗淡。

（3）地压活动激烈，工作面瓦斯涌出量大或忽大忽小或呈喷出状，温度下降，空气变冷，煤壁发凉。

（4）人在工作面感到头昏发冷。

5、其它未尽事项严格按《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》执行，并按《11601回采工作面作业规程》执行。

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