1、目前正在生产过程中，主要可采煤层有1#、6#、10#煤层。目前仅开采1#煤层，现布置1个回采工作面：110101回采工作面；一个掘进工作面：110104运输巷。1.1.3 矿井地质概况1.1.3.1 地层井田及外围出露地层由老至新为：上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3），上二叠统龙潭组（P3l），下三叠统飞仙关组（T1f）及第四系（Q），现自下而上分述如下：（1）上二叠统峨嵋山玄武岩组（P3）：本组为一套岩性较复杂的火山岩组。下部为暗灰色、灰黑色玄武岩。上部为灰绿、淡紫色玄武质凝灰岩，含白色、淡紫色、浅黄色等火山碎屑。厚度不详。（2）上二叠统龙潭组（P3L）：受F25断层影响地面仅出露上段。由泥岩、
2、粉砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩及煤层组成。富含带羊齿、大羽羊齿、细羊齿、鳞木等植物化石。含少量腕足类及腹足类动物化石。含煤50余层，含煤系数9.0%。含可采煤层M1、M5、M6、M9、M10、M12、M17、M18、M19等九层，该组总厚度289米。根据岩性组合可分下、中、上三段：1）上二叠统龙潭组下段（P3l1）：凝灰岩顶界至24号煤顶界，厚度61米。以灰色、灰黑色薄至中厚层状粉砂岩、泥岩为主，次为灰色细砂岩、粉砂质泥岩。泥岩中富含黄铁矿结核。2）上二叠统龙潭组中段（P3l2）：24号煤层顶界至M12号煤层顶界，厚度129米。以灰至深灰色粉砂岩、泥岩、粉砂质泥岩为主，次为细砂岩。含丰富的植物化石
3、和少许动物化石。含可采及局部可采煤层4层，即M12、M17、M18、M19，其它煤层对比困难。3）上二叠统龙潭组上段（P3l3）：12号煤层顶界至1号煤顶界，厚度99米。灰至灰绿色粉砂岩、细砂岩，夹深灰色粉砂质泥岩及薄层泥岩。含腕足类、瓣鳃类、腹足类、头足类及介形虫动物化石，亦含丰富的植物化石。含可采及局部可采煤层5层，其中M1、M5、M6、M9、M10煤层可以对比，其它煤层对比不可靠。（3）下三叠统飞仙关组（T1f）：出露于井田大部，厚563米，分上、下两段。1）飞仙关组下段（T1f1）：厚度151米。上部为灰绿色薄至中厚层状细砂岩，其顶部夹暗紫色细砂岩、粉砂岩、砂质泥岩；下部为灰绿色泥质粉
4、砂岩及粉砂质泥岩。1号煤顶板含腕足类、瓣鳃类动物化石。2）飞仙关组上段（T1f2）上段（T1f2）：厚度412米。按岩性分五个亚段。A第一亚段（T1f2-1）厚度74米。以紫色泥岩为主，夹粉砂岩及泥质粉砂岩。B第二亚段（T1f2-2）厚度60米。以紫色粉砂岩为主，夹泥岩、粉砂质泥岩。C第三亚段（T1f2-3）厚度132米。紫色粉砂岩、细砂岩，含大量克氏蛤、翼蛤等动物化石。D第四亚段（T1f2-4）厚度34米。紫红色泥岩及粉砂质泥岩。E第五亚段（T1f2-5）厚度112米。浅紫色、黄紫色细砂岩、粉砂质泥岩、夹泥质灰岩。（4）第四系（Q）：厚度020m。仅见全新统，覆盖较广，但厚度不大，以坡积、残
5、积的粘土、砂土、冲积、洪积的卵石、碎石亚砂土为主。1.1.3.2 煤系地层及含煤性1#煤层：上距飞仙关组0至3米，为最上一层可采煤层，全区可采，全层厚0.98-2.62米，平均1.80米，厚度有一定变化，但变化化规律较明显，属稳定煤层。含夹矸0-1层，位于龙潭组第三段顶部，顶板为灰绿色薄至中厚层粉砂质泥岩，底板为灰、灰黑色薄至中厚层粉砂质泥岩、泥岩。煤层产状与地层一致，结构较简单。1.1.3.1 地质构造区内地层整体属单斜构造，走向大体一致，倾角大，局部近直立。断层发育，断层走向与地层走向斜交的和大体一致的占大部分。据现有资料分析，对开采存在一定程度的影响。区内构造复杂程度为复杂类型。矿井内共
6、发现断层8条，叙述如下： 断层情况一览表断层名称长度（米）断层产状落差（米）描 述走向倾向倾角F39斜向正断层全长600井田内230米北230东南东83050位于井田西部边缘。地面3个人工点和2个天然点控制F25走向正断层井田内1650北500西北东63-750铅垂地层断距180井田西南部边界断层。地面断裂线清楚：深部有901、1101两钻孔控制。东稍有变小趋势，断层倾角自西向东稍有变小趋势，11勘探线63，近于煤层倾角。F34走向逆断层1000自西向东北200-北400西700100位于井田西部。地面有3个人工点控制。深部901号钻孔9号煤层及其顶板重复，地层断距约40米；2001号钻孔18
7、号煤-19号煤重复，地层断距40米F24走向逆断层800北370西铅垂地层距100地面有一个天然点和2个人工点控制。深部2001号孔重复17号煤层顶板-19号煤层顶板，地层断距约60米F86斜向正断层150北240西60地面有1个人工点控制。深部2001号孔断失12号煤层及其顶板，地层断距25米。北端交于F24F38斜向正断层130北220东85010位于井田西部，距地面1个天然点推断F37斜向正断层北690东北西610地面有2个天然点和1个人工点，推测对深部煤层无影响F36正断层500北30600西15位于井田中西部，对1号煤层有影响1.1.4煤层及煤质1.1.4.1煤层赋存情况简述如下：各
8、可采煤特征见表1-1-1。可采煤层特征表煤层编号煤层厚度煤层间距（m）煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板M10.982.621.8121613夹矸稳定55粉砂质泥岩粉砂质泥岩、泥岩M51.22.852.03粉砂质泥岩、粉砂岩812M60.951.381.1792215.5M91.142.852无夹矸细砂岩68.47.2M100.853.82.33泥岩30.537.534M12粉砂岩细砂岩、泥岩132117M170.731.591.16泥质粉砂岩、细砂岩27.538.533M180.781.751.27泥岩、细砂岩细砂岩、泥质粉砂岩9.816.2M191.091.781.441.1.4.2煤层
9、顶、底板岩性特征、物理力学性质、结构及变化规律位于龙潭组第三段顶部，顶板为灰绿色薄至中厚层粉砂质泥岩，底板为灰、灰黑色薄至中厚层粉砂质泥岩、泥岩。煤层产状与地层一致，结构简单。1.1.4.3 煤层露头（含隐露头）及风化带情沉1、煤层露头可采煤层露头沿地表显现连续清析，少量隐露头也呈连续性。2、风化带矿区未采风、氧化带煤层样，根据矿区原生产窑及老窑开采情况，煤层风、氧化带为煤层露头往下垂深20m，本次工作风、氧化带下界定为煤层露头往下垂深20m。1.1.4.4煤质及煤种各可采煤层均属低中灰中灰、中硫高硫分、特高热值的无烟煤，煤质特征见表1-1-2。根据贵州省煤田地质局实验室检测报告及储量核实报告
10、：各煤层原煤煤质分析结果及煤类见表1-2-3表1-1-2 煤质特征表煤层编号煤种类别工 业 分 折Qgr, ad（MJ/kg）Mad（%）Ad（%）Vdaf（%）St.d（%）烟煤1.7328.2836.440.7135.771.7222.3434.660.5435.551.4127.080.9235.681.3322.6238.6535.622.1024.7136.640.2835.0218.2131.960.2435.382.118.7835.960.2335.191.8118.2538.670.2535.371.7925.6135.5735.091.1.5 矿井通风及瓦斯涌出情况1.1.
11、5.1 矿井通风情况矿井的通风方式为中央并列抽出式，通风方法为抽出式，矿井设计风量为42m3/s，回采工作面采用上行式U型通风方式，掘进工作面采用压入式局部通风机风筒通风。矿井以一个采煤工作面、两个掘进工作面达产，采煤工作面为全风压通风。矿井设计选用FBCZN11/55型号隔爆对旋轴流风机2台，一台工作，一台备用。风量12852142 m3/min，负压6982660Pa。电机功率N=255kw，型号YBFe280M-6。1.1.5.2 矿井瓦斯涌出及抽放情况根据贵州省能源局文件黔能源发（2010）802号“关于六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，柏坪煤矿相对瓦斯涌出量23.1
12、2 m3/t，绝对瓦斯涌出7.13 m3/min，矿井为煤与瓦斯突出矿井。矿井目前瓦斯抽放站设有高、低负压抽放系统各一套（高负压抽放系统正在安装过程），低负选用2BEA-303型水环式真空抽放泵二台， Q503m3/min、H33hPa；耗水量7.8m3 /h。配套的YB315L1-4型隔爆电动机，75kW，380-660V，抽放主管选用8寸。高负压选用2BEC-42型水环式真空抽放泵二台， Q80m3/min、H160hPa；配套的YB315L1-4型隔爆电动机，110kW，660V，抽放主管选用12寸。1.1.6 煤尘爆炸危险性、煤层自然发火及地温情况根据贵州省煤田地质局实验室2007年9
13、月19日提供的盘县柏果镇柏坪煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，该矿M1、M6、M10煤尘有爆炸性；其它煤层未作鉴定，本设计按煤尘有爆炸性进行设计。根据贵州省煤田地质局实验室2008年9月29日和2007年9月19日鉴定，M1、M6、M10煤层的自燃性倾向为类自燃煤层，其余煤层自燃倾向性未作鉴定，该矿井的煤层自燃倾向性等级按一类自燃煤层进行设计。矿井地温正常。1.1.6 矿井开拓开采情况根据贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司二00九年六月编制的盘县柏果镇柏坪煤矿（技改）开采方案设计，柏坪煤矿为斜井开拓，沿煤层的倾斜方向划分三个水平（一水平1400m标高、二水平1225m标高，三水平1050m标高）、
14、五个采区开采，以F34断层为界，断层北部为一、二、三采区，断层南部为四、五采区，共设计三条井筒，主斜井、副斜井均利用已施工的主、副井，回风井为新建。主斜井位于矿区西部煤层露头处，井口坐标：（X=2875293，Y=35450770，Z=+1565m，=240，=25），垂直于煤层走向,穿煤层6、10、9号煤层后至+1400m标高落平，然后施工井底车场及中央水泵房、中央水仓。副斜井位于主斜井东侧30m左右，井口坐标：（X=2875283，Y=35450819，Z=+1568m，=240）垂直于煤层走向,初期穿煤层掘至一水平+1400m标高后落平与井底车场连通；回风井为新建，井口位置选择在副斜井东
15、部约30m处，井口坐标：X=2875379，Y=35450996，Z=+1601m，=238,=32，施工至一水平标高后与井底车场贯通形成系统。在1250m标高和1255m标高分别作一条1250m水平运输大巷和1255m标高回风大巷主要作为开采四采区和五采区的运输和回风之用。1.2 工作面概况1.2.1 110101采煤工作面巷道布置及煤层赋存情况110101采煤工作面是柏坪煤矿首采面，该煤层未作煤与瓦斯突出鉴定，在掘进及回采过程中均按突出煤层进行管理，110101采煤工作面标高为+1511.8m+1552.8m，工作面走向长度400m，倾斜长度80m，煤层厚度1.8m。于2008年9月20日
16、贯通形成工作面，构造不明显，没有发现较大构造，可采煤炭8.7万吨。110101采煤工作面工程平面图详见图1-2-1。2 110101采煤工作面防突措施柏坪煤矿在110101运输巷、110101回风巷、110101切眼掘进期间，即110101采煤工作面开采前，按照国家颁布的相关规程和规范，采取了区域综合防突措施和局部防突措施。区域综合防突措施工艺流程为“区域突出危险性预测区域防突措施区域措施效果检验区域验证”；局部综合防突措施工艺流程为“工作面突出危险性预测工作面防突措施工作面措施效果检验安全防护措施”。在此基础上，柏坪煤矿为保障其生产更加安全，又加强了管理措施，即又追加了一项“组织管理措施”。
17、2.1 区域综合防突措施2.1.1 区域综合防突措施的选择2.1.1.2 区域本煤层钻孔预抽煤层瓦斯针对110101采煤工作面的具体情况，矿井区域性防突措施采取在110101采煤工作面运输巷和回风巷内，每隔5m施工一个本煤层顺层钻孔，预抽1号煤层回采区域煤层瓦斯。2.1.1.2.1 具体措施如下1、在110101采煤工作面运输巷和回风巷沿巷道每隔5m施工1个孔深75米覆盖整个采面的顺层预抽瓦斯钻孔。2、施工过程中所有本层钻孔均按照设计的倾角、偏角、孔深施工。施工的钻孔真实可靠，未发现施工假钻现象。3、钻孔施工完成后已立即进行了封孔抽放，封孔深度均未小于8m，抽放负压大于13MPa。4、每天安排
18、有专职测试人员对抽放钻孔瓦斯浓度进行测试，加强了抽放系统巡视、放水、堵漏等管理，随时进行清孔管理工作，确保了钻孔的正常抽放。2.1.3 工作面瓦斯抽采情况根据1号煤层赋存、工作面巷道布置情况，采用在110101采煤工作面运输巷和回风巷施工本煤层顺层钻孔预抽110101采煤工作面煤层瓦斯的综合消突技术。一采区110101采煤工作面共布置130个预抽钻孔（其中不包括没有上图或记录参数丢失的钻孔），预抽钻孔孔径68mm，孔间距5m，孔深75m，钻孔布置如图2-1所示。预抽钻孔封孔材料为玛丽散，封孔深度8m，钻孔角度与煤层倾角一致，抽放负压194195 mmHg。110101采煤工作面自2011年6月
19、份开始预抽，截止到2011年4月份，累计抽采量46.2万m3，累计风排瓦斯量12.5万m3。图2-1-4 110101采煤工作面本煤层钻孔成果图2.2 局部综合防突措施2.2.1 瓦斯突出危险性预测煤巷掘进工作面突出危险性预测和防突措施效果检验采用瓦斯解吸指标（K1）和钻屑量（S）。各指标预测煤与瓦斯突出危险性的临界值如表2-2-1所示。表2-2-1 瓦斯突出危险性预测与消突措施效检指标临界值S（kg/m）K1（ml/g.min0.5）突出危险性60.4突出危险60.4无突出危险采用钻屑解吸指标、钻屑量指标法预测110101运输巷、110101回风巷掘进工作面、110101切眼和110101采
20、煤工作面突出危险性，预测步骤如下：1、 在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、长度为10m的钻孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0.30.5m，终孔控制巷帮轮廓线外3m，钻孔布置见图2-2。2、预测孔每钻进1m测定一次钻屑量S、每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。3、 测定钻屑量S、钻屑瓦斯解吸指标K1的三个预测孔中，任何一个预测孔的任何一个测定长度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数均小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。图2-2-1 煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置示意图4、采用煤巷掘进工作面突出危险性预测，沿工作面运输巷每隔30
21、m布置一个预测钻孔，孔深10m。当测定的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1超过表2-1确定的临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。反之工作面无突出危险性。预测为无突出危险工作面时，每预测循环应预留2m的超前距离。2.2.2 掘进工作面消局部突措施针对1号煤层煤巷掘进还在局部危险区域采取了相应的局部防突措施，按照设计要求施工抽放孔预抽煤层条带瓦斯，抽放孔超前最短投影孔深为60m且能控制掘进巷道工作面两帮轮廓巷20m，抽放孔每施工成功一个立即封孔连管抽放，封孔深度不小于8m且抽放的单孔负压必须保证。钻孔孔径为68mm，钻孔布置见图2-2-2。图2-2-2 110101掘进工作面局部预抽钻孔布置
22、成果图2.2.3 效果检验效果检验方法与煤与瓦斯突出危险性预测方法相同。检验孔一般布置在措施孔与措施孔或预测孔与措施孔之间，若所有检验孔的所有检验指标均小于临界值时，则认为措施有效；否则，需要继续对钻孔进行瓦斯预抽，直至效果检验有效为止。2.2.4 安全防护措施110101采煤工作面巷道掘进过程采取的安全防护措施有：1、如果在掘进过程中因地质构造因素导致前方落差超过煤层厚度的断层时，立即停止施工，然后严格按照石门揭煤的措施进行。2、放炮过程中必须使用好水泡泥，严格执行好“一炮三检查”和“四人连锁放炮”制定。4、按要求在掘进过程中施工避难硐室且距掘进工作面不超过300m、避难硐室有向外开启的隔离
23、门，隔离门标准按照反向风门要求施工，室内净高不得小于2m，同时有通往矿调度的电话。避难硐室内必须安设压风自救系统且每人供风量不小于0.3m3/min。5、在距工作面回风巷不小于10m处施工两道反向风门，人员进入工作面时必须把反向风门打开并顶牢，工作面放炮和无人时，必须把反向风门关闭。6、放炮前必须撤出巷道内的全部人员和回风系统中的人员，同时切断掘进工作面及回风系统中的电源，关闭好反向风门和溜子孔反向防突装置。7、距工作面2540m巷道区域、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置设置压风自救系统，每组压风自救系统装置可供58人使用，且每人供风量不小于0.1m3/min。8、掘进过程中均采取远距离
24、放炮的安全防护措施，放炮地点设置在进风侧反向风门外的全风压通风的新鲜风流中或距工作面300m以上的且完好的放炮硐室内，其他人员必须全部撤到进风侧反向风门外的全风压通风的新鲜风流中。9、井下作业人员必须配带隔离式自救器。10、作业人员必须经过防突知识培训并学习经过考试合格后方可参与生产。2.3 工作面巷道掘进过程中瓦斯突出危险性实录根据收集的资料分析：110101运输巷的钻屑量、钻屑解吸指标有38组；110101回风巷有32组数据，切眼5组分析工作面顺槽掘进过程中消突前的瓦斯突出危险性如下。2.3.1 钻屑量指标实测结果110101运输巷、回风巷掘进及切眼工作面掘进过程中预测（效检）指标钻屑量S
25、max在巷道掘进期间变化见图2-3-12-3-3，实测值见表2-3-1；图2-3-1 110101运输巷掘进期间Smax变化图图2-3-2 110101回风巷掘进期间Smax变化图图2-3-3 110101切眼掘进期间Smax变化图从图2-3-12-3-3及表2-3-1可以看出，统计的110101采煤工作面掘进期间全部钻屑量S预测突出危险性指标均未超标。2.3.2 钻屑瓦斯解吸指标（K1）实测结果110101运输巷、回风巷掘进及切眼掘过程中预测（效检）指标钻屑瓦斯解吸指标K1值变化见图2-3-42-3-6，1291工作面切眼有5组钻屑瓦斯解吸指标。图2-3-4 110101运输巷掘进期间K1值变化图图2-3-5 110101回风巷掘进期间K1值变化图图2-3-6 110101切眼掘期间K1值变化图 综
