二排煤矿防治煤与瓦斯突出综合治理方案.doc

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1、贵州省盘县洒基镇二排煤矿防治煤与瓦斯突出综合治理方案二一二年九月目 录1矿井基本概况.11.1 地质概况11.2 煤层情况21.3开拓、开采情况41.4矿井通风、瓦斯等情况41.5 矿井突出情况52矿井防治煤与瓦斯突出综合治理方案62.1 防突总体方案及管理原则62.2区域防突方案72.3局部防突方案252.3.1突出危险区掘进工作面的防突措施方案252.3.2采煤工作面的防突措施方案312.3.3石门（井巷）揭煤工作面防突措施技术方案342.4矿井安全防护措施432.4.1远距离放炮432.4.2避难所432.4.3压风自救系统443矿井防治突出管理453.1防突组织管理453.1.1建立专

2、门的防突机构453.1.2 矿井各级领导和部门防突管理的责任453.1.3防突人员知识培训463.2防突技术管理473.3现场管理524、结束语691 矿井基本概况1.1 地质概况矿区及周边出露的地层有二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3）、龙潭组（P3l），三叠系下统飞仙关组（T1f）及少量第四系（Q）地层。现将各时代地层特征由老至新叙述如下：1）二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3）主要出露于矿区北部边界外，全厚约1000m，分为三段：下段（P31）灰黑灰绿色致密坚硬玄武岩，厚约900余m。中段（P32）以深灰色粉砂岩和砂质泥岩为主，厚510m，夹薄煤层12层。上段（P33）上部为灰紫、灰绿色凝灰岩，

3、下部为致密坚硬具杏仁状结构的玄武岩，灰黑灰绿色致密坚硬玄武岩，厚6080m。2）二叠系上统龙潭组（P3l）广泛分布于矿区范围内，部分地段被第四系浮土掩盖。总厚度280310m，平均300m，为矿段内含煤地层，属以细碎屑岩为主的海陆交互相沉积。岩性由灰色细砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，从东向西逐渐加厚。含煤40-50层，其中区内稳定主可采煤层有：C3、C5、C6、C9、C11、C12、C13、C15、C16、C17、C18、C20、C27等煤层，含大部分可采煤层为C1煤层，局部可采煤层有C21、C29煤层，其它编号煤层以不可采煤层或煤线产出。与下伏地层呈假整合接触。3）三叠系下统飞仙关组（T1f

4、）主要分布于矿区南部边界及边界外，上部岩性为紫红、灰绿、灰色泥质粉砂岩、粉砂岩夹细砂岩，具水平层理和单向交错层理，富含双壳类、腹足类生物化石；下部以紫红色泥岩为主，夹泥质粉砂岩和中厚层状粉砂岩。本组厚度大于500m。与下伏地层呈假整合接触。4）第四系(Q)：以残坡积的粘上、粉质粘土、砂砾石、碎石土等组成，厚约010m，与下伏地层呈不整合接触。地质构造：二排煤矿构造较简单，总体为一单斜构造。地层走向北东，倾向南东，倾角21-25。矿区内发育的断层有F41正断层：该断层位于矿区中北部，延伸长度2400m，走向75-85，倾向南西，倾角75，平均落差12m。综合评述，矿井断裂构造复杂程度属中等类型。

5、1.2 煤层情况矿区可采、大部分可采及局部可采煤层14层，根据勘探报告对各煤层特征叙述如下：C1煤层：厚0.891.96m，平均1.43m，半暗一半亮型，条带状，结构复杂，较稳定，含1-3层高岭岭石粘土石夹矸，顶板为浅灰至灰绿色粉砂质泥岩，底板为灰色泥质粉砂岩，含植物化石及碎片。C3煤层：厚1.663.21m，平均2.33m，半暗半亮型，块状结构，结构复杂，较稳定，含1-5层矸石，上、中层为高岭石，下部夹泥岩，顶板为灰色泥质粉砂岩，含较多的炭化植物碎片；底板为灰白色泥质粉砂岩。C5煤层：厚1.172.54m，平均2.30m，半暗半亮型，块状结构，结构复杂，较稳定，含1-2层矸石，顶板为深灰色泥

6、质粉砂岩，底板为浅灰色粉砂岩。C6煤层：厚0.971.91m，平均1.15m，暗淡半亮型，结构复杂，较稳定，夹高岭石矸石1-3层，顶板为深灰色泥岩粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。C9煤层：厚0.851.19m，平均1.03m，暗淡半亮型，结构复杂，较稳定，夹高岭石矸石1-2层，顶板为深灰色泥岩粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。C11煤层：厚1.952.20m，平均2.07m，暗淡半亮型，结构简单，不稳定，夹高岭石矸石1层，顶板为深灰色泥岩粉砂岩，底板为泥岩、粉砂岩。C12煤层：厚1.774.69m，平均2.34m，半亮光亮型，结构简单，较稳定，含1-2层矸石，底板为灰色、灰绿色细砂岩和粉砂岩互层。C13

7、煤层：厚0.661.09m，平均0.87m，半亮光亮型，结构简单，稳较定，含1-层矸石，底板为灰色、灰绿色细砂岩和粉砂岩互层。C15煤层：厚1.722.88m，平均2.22m，结构简单，较稳定，不含矸石，顶板为浅灰色粉砂质尼岩，底板为浅灰色粉砂岩。C16煤层：厚1.281.66m，平均1.52m，结构简单，稳定，含1-2层矸石，顶板为浅灰色粉砂质尼岩，底板为浅灰色粉砂岩。C17煤层：厚1.553.12m，平均2.23m，半暗半亮型，结构简单，较稳定，含一层矸石，顶板为细砂岩，底板为灰白色粉砂岩和泥质粉砂岩。C18煤层：厚0.772.34m，平均2.00m，半暗半亮型，易碎，结构简单，内夹1层0

8、-0.5m矸石，顶板为浅色粉砂岩，底板为灰色、浅灰色泥质粉砂岩。C20煤层：厚0.951.89m，平均1.30m，半暗至半亮型、条带状，结构简单，较稳定，含2-3层矸石，含二至三层炭质泥岩夹矸，顶板为灰色、浅灰色泥质粉砂岩，底板为浅灰色细砂岩，中部为深灰色泥质粉砂岩、夹泥岩，富集黄铁矿结核。C27煤层：厚0.711.22m，平均1.04m，暗淡型，含黄铁矿结核，易碎，结构简单，稳定，不含层矸石，顶板为浅灰色细砂岩，富集黄铁矿结核，底板为灰色细砂岩夹深灰色泥质粉砂岩，粉砂质泥岩。矿区主要可采煤层14层（C1、C3、C5、C6、C9、C11、C12、C13、C15、C16、C17、C18、C20、

9、C27），均为肥煤及焦煤。1.3开拓、开采情况二排煤矿采用平硐开拓，设主平硐、副平硐和回风平硐三条井筒。主平硐：主平硐井口标高+1909.97m，斜长386m，倾角3，方位角19，表土段采用砌碹支护，其它地段采用锚喷支护，井筒净宽3.0m，净断面7.7m2，表土层掘进断面9.7m2，基岩段为8.3m2。井筒内敷设胶带输送机、防尘管。主要用作进风、煤炭、人员运输等。副平硐：副平硐井口标高+1910.348m，斜长359m，倾角3，方位角1.4，表土段采用砌碹支护，其它地段采用锚喷支护，井筒净宽3.0m，净断面7.7m2，表土层掘进断面9.7m2，基岩段为8.3m2。井筒内敷设主排水管、电缆、60

10、0mm轨距24kg/m轨道、防尘管。主要用作进风、材料、矸石运输等。回风平硐：回风平硐井口标高+1942.997m，斜长124m，倾角3，方位角19，表土段采用砌碹支护，其它地段采用锚喷支护，井筒净宽3.0m，净断面7.7m2，表土层掘进断面9.7m2，基岩段为8.3m2。井筒内敷设瓦斯抽放管、防尘管。主要用作专用回风、抽放瓦斯。矿井划分为一个水平两个采区，水平标高为+1836m，以断层为界，将水平标高以上断层上盘的C1、C3、C5、C6、C9、C11、C12、C13、C15、C16煤层划分为一采区，将水平标高以上断层的下盘的C17、C18、C20、C27煤层划分为二采区。1.4矿井通风、瓦斯

11、等情况二排煤矿采用中央并列式通风方式，通风方法为抽出式。回风平硐井口标高为+1942.997m，主要通风机两台，功率为75kw。矿井总进风量为3324m3/min，总回风量为3400 m3/m in。据二排煤矿2010年度瓦斯等级鉴定报告，二排煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为3.56 m3/min, 无相对瓦斯涌出量数据（建设过程中）。该矿开采的C6煤层煤尘有爆炸性，煤层自燃倾向性属三类不易自燃。1.5 矿井突出情况根据贵州省安全生产监督局、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【2007】345号）的关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，二排煤矿属于突出矿区范围内矿井。根据

12、2010年6月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室编制的洒基镇二排煤矿C1、C6煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，C1、C6煤层在鉴定范围(标高+1836m以上的C1、C6煤层)内无突出危险。2矿井防治煤与瓦斯突出综合治理方案2.1 防突总体方案及管理原则突出是一种复杂的矿井瓦斯动力现象，到目前为止，对各种地质、开采条件下突出发生的规律还没有完全掌握。突出是危害矿井生产、安全、效益、发展、稳定和矿工生命安全的严重自然灾害。防治突出是企业的战略选择，必须立足长远，兼顾当前，标本兼治，形成开采关系合理、系统环节可靠、装备安全可靠、防治措施有效，实现人、机、环境互动的安全生产大环境，从根本上消除

13、突出危险，才能防止突出事故的发生，实现矿井本质安全生产和可持续发展。矿井综合防突，必须优化巷道布置与采掘部署，采取合理的开采工艺；建立包括突出危险性预测、防治突出措施、防突措施效果检验、安全防护措施等“四位一体”的综合防突措施体系，见图2所示。根据综合防突措施工艺流程，在采取防治突出措施时，二排煤矿在今后的采掘中，为解放生产力、加快采掘进度、降低防突成本，建议矿井对C6(C6煤层未发生过突出)煤层首先进行突出危险性区域预测工作，在未进行区域预测以前，所有采掘区域都必须按突出危险区进行技术管理。根据预测结果，可以把突出煤层分别划分为突出危险区、无突出危险区。在不同区域，其管理原则和方式如下：（1

14、）突出危险区在突出危险区内进行采掘作业时，必须执行“四位一体”综合防突措施，进行正规的日常预测循环作业，每个预测循环都要进行突出预测和效果检验（在严重突出危险区可以不进行预测，直接采取防突措施，但必须进行效果检验），只有当预测或措施效果检验结果不超标时，方可在执行安全防护措施的前提下进行采掘作业。当上循环采取了防突措施进尺到位后，预测无突出危险时也应采取防突措施，只有连续2次预测无突出危险时该工作面方可视为无突出危险工作面。每预测循环应留有不小于2m的预测孔超前距；效果检验结果不超标时掘进工作面的允许进尺量应同时保证留有5m的措施孔超前距和不小于2m的检验孔超前距，采煤工作面应同时保证留有不小

15、于3m的措施孔超前距和不小于2m的检验孔超前距。所有超前距均以最短钻孔在采掘方向的投影孔深为准。（2）无突出危险区在无突出危险区内作业时，可以不采取防突措施。2.2区域防突方案二排煤矿未曾发生过突出，由于地质勘探程度较低，存在边生产、边建设情况，矿井瓦斯地质掌握程度较底；煤层突出危险的区域性分布规律也不清楚。因此，目前应首先加强矿井区域突出危险性预测工作。图2 二排煤矿综合防突工艺流程图2.2.1区域突出危险性预测突出危险性区域预测的任务是确定井田、煤层和煤层区域的危险性，是在地质勘探、新井建设和新水平开拓时进行的。2.2.1.1区域性突出危险预测方法区域性预测方法主要有单项指标法、综合指标法

16、和地质统计法。单项指标法主要用于预测煤层的突出危险性，综合指标法和瓦斯地质统计法主要用于突出煤层的区域性预测。二排煤矿只对C1、C6煤层进行了鉴定，鉴定为不突出煤层，但鉴定结果还在评审中。其他煤层未进行煤与瓦斯突出鉴定，可以采用综合指标法和瓦斯地质统计法对新采区的突出危险性进行预测。 综合指标法综合指标法是利用综合指标D、K来预测煤层的突出危险性，其预测方法为：在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔，测定煤层瓦斯压力（P）；在打测压孔的过程中，每米煤孔采取一个煤样，测定煤的坚固性系数（f）；将两个测压钻孔所测得的坚固性系数最小值加以平均作为该煤层软分层的平均坚固性系数；将坚固性系数最小的两个

17、煤样混合后，测定煤的瓦斯放散初速度指标（P）；按下列公式计算综合指标D、K： D=（0.0075H/f3）（P0.74） K=P/f式中 D煤层突出危险性综合指标；K煤层突出危险性综合指标；P煤层瓦斯压力，取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；P软分层煤的瓦斯放散初速度指标；f软分层煤的坚固性系数。综合指标D、K的突出临界指标应根据本矿区实测数据确定，在没有实测数据时，可参照表1所推荐的临界值，确定煤层的区域突出危险性。 瓦斯地质统计法瓦斯地质统计法是根据已开采区域突出地点分布与地质构造（包括褶曲、断层、煤层赋存条件变化、火成岩侵入等）的关系，结合未采区域的地质构造条件来大致预测突出可能

18、发生的范围。不同的矿区控制突出的地质构造因表1 用综合指标D和K 预测煤层区域突出危险性的临界值煤层突出危险性综合指标D煤层突出危险性综合指标K无烟煤其他煤种0.252015素是不同的，有的矿区的突出主要受断层控制，而另一些矿区的突出主要受褶曲或煤层的厚度变化控制。因此，各矿区可根据已采区域主要控制突出的地质构造因素，来预测未采区域的突出危险性。采用瓦斯地质统计法进行区域预测时，应根据已采区域确切掌握的煤层赋存和地质构造条件与突出分布的规律，划分出突出危险区域与突出威胁区域。划分突出危险区一般应符合下列要求： 在上水平发生过1次突出的区域，下水平的垂直对应区域应预测为突出危险区； 根据上水平突

19、出点分布与地质构造的关系，确定突出点距地质构造线两侧的最远距离线，并结合地质部门提供的下水平或下部采区的地质构造分布，按照上水平构造线两侧的最远距离线推测下水平或下部采区的突出危险区域。二排煤矿煤层突出危险区域性预测是一项十分复杂、漫长的专业性极强的工作。矿井在建设过程中应加强矿井三维地震勘探，提前了解新采区的地质构造分布情况，同时利用钻探等手段，探测巷道前方的地质构造情况，为突出危险区域性预测提供可靠依据，为此，矿井应注意收集以下有关资料。 地质构造二排煤矿井田范围内为单斜构造，在采掘过程中要根据揭露的地质情况 ，详实收集构造带位置、属性（正断层、逆断层、褶曲）规模（断距、走向变化范围、倾角

20、、长度等）、展布方向等资料，建立档案，绘制地质构造图。 突出标志性指标突出标志性指标主要包括突出点、预测指标分布、煤层厚度及软分层指标、结构指标、煤柱影响范围、突出危险带分布规律等资料。煤层厚度及其变化，软分层厚度增大往往是突出的标志；煤层结构是指煤层整体受破坏的程度，、类破坏煤具有突出危险倾向性；上部水平及邻近区域有突出点，其对应下部水平开采范围也具有突出危险；突出煤层在煤柱影响区内具有突出危险。2.2.1.2突出危险区域性预测结果技术管理煤层突出危险区域性预测可将突出煤层划分为突出危险区、无突出危险区。区域性突出危险划分结果应按技术管理程序报相关部门审批后才能实施。在有可靠预测资料后，由矿

21、总工程师确定煤层在不同区域煤层的突出危险程度，并经上级行业管理部门审批后，在确认无突出的危险区内，可不采取防治突出的措施。在突出危险工作面进行采掘作业前，必须采取防突措施，并经效果检验有效后，方可采取安全防护措施进行采掘作业。每执行一次措施、措施效果检验、采掘作业循环后，须再进行工作面预测，如预测无突出危险，还须再执行防突措施，只有连续两次预测为无突出危险时，该工作面可视为无突出危险工作面。在无突出危险工作面进行采掘作业时，可不采取防突措施，但必须采取安全防护措施。2.2.2矿井区域性防突技术措施2.2.2.1区域性防突措施的选择区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，对突出煤层较大范围采取的防

22、突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯2类。矿区内的1900m以上的C1、C3、C5煤层已经开采完，现C6煤层为最上覆煤层，因此，设计采用开采保护层（C6煤层作为C9及以下煤层的上保护层）和预抽煤层瓦斯作为区域防突措施。2.2.2.2 开采保护层（1）保护层性质开采具有煤和瓦斯突出危险的煤层群时，预先开采无突出危险或危险性较小的煤层，使有突出危险的煤层卸压，大量泄出瓦斯，从而使其减弱或失去煤和瓦斯突出危险。这种预先开采的煤层称为保护层。（2）选择保护层必须遵守下列规定：在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工

23、作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。有条件的矿井，也可以将软岩层作为保护层开采；当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。开采下保护层时，上部被保护层不被破坏的最小层间距应根据矿井开采实测资料确定；如无实测资料时，参照下述公式确定。HKMcos式中：H允许采用的最小层间距，m；M保护层的开采厚度，m；煤层倾角，度；K顶板管

24、理系数，取K10。 保护层的确定矿井为近距离煤层群开采，共有14层可采煤层，1900m以上C1、C3、C5煤层已开采完，C6煤层为可采煤层中埋藏在最上面的一层，其煤厚平均1.15m，根据预测瓦斯含量资料，其瓦斯含量平均为4.9m/t，根据煤层瓦斯含量预测计算，矿井各可采煤层瓦斯含量相差不大。考虑到各煤层间层间距不大，开采下保护层容易对上邻近层煤层及顶底板造成破坏，结合选择保护层的原则，同等条件下优先开采上保护层，因此本设计暂时选择C6煤层作为第一保护层开采，待以后对煤层突出危险性进行鉴定后，再根据情况选择不具有瓦斯突出危险性的煤层进行保护层开采，区段内开采顺序为自上而下。（3）开采保护层区域防

25、突措施应当符合下列要求：1）开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯；2）开采近距离保护层时，采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；3）正在开采的保护层工作面超前于被保护层的掘进工作面，其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）开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。特殊情况需留煤(岩)柱时，必须按表221填写好煤柱记录表，经煤矿企业技术负责人批准，并将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。表221 保护

26、层采空区中遗留煤柱记录表采区及工作面名称保护层名 称保护层遗留煤柱煤柱影响突出煤层煤 量煤柱测绘人矿总工程师遗留日期尺寸（m）沿走向沿倾向当保护层留有不规则煤柱时，按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定煤柱影响范围。在被保护层进行采掘工作时，还应当根据采掘瓦斯动态及时修改。保护层和被保护层开采设计依据的保护层有效保护范围等有关参数应当根据试验考察确定，并报煤矿企业技术负责人批准后执行。（4）保护层作用有效范围的圈定1）保护层与被保护层的最大有效垂距：对于缓倾斜煤层：上保护层50m；下保护层100m。2）开采保护层时，沿走向（始采线、终采线）的保护范围可参

27、照图221执行。C6C9C6C9图221保护层工作面始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围3）开采保护层时，保护层沿倾斜的保护范围，如图222所示。由于矿井煤层倾角较小，在保护开采后，被保护层存在的未保护范围区域较大，在被保护层中的未保护区域内进行采掘作业时，必须采取综合防突措施。图222保护层开采后，沿倾向的保护范围2.2.2.3 预抽煤层瓦斯（1）基本要求1）穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制区段内的整个开采块段和整条顺槽及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制顺槽外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓

28、线外至少各15m；均为沿层面的距离，以下同；2）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与本条第（一）项中运输巷外侧的要求相同；3）顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整个开采块段的煤层；4）穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和平硐揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应保持煤孔最小超前距15

29、m；5）顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，巷道两侧的控制范围与本条第（一）项中顺槽外侧的要求相同；6）当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或预抽防突效果无效范围的边界不得小于20m；7）特厚煤层分层开采时，预抽钻孔应控制开采的分层及其上部至少20m、下部至少10m（均为铅垂距离，且仅限于煤层部分）。8）预抽煤层瓦斯钻孔应在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应根据实际考察的煤层有效抽放半径确定。预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。应做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参

30、数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。（2）具体措施设计采用底板穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯（钻孔布置见图231）和顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯（钻孔布置见图232）作为区域防突措施；石门揭煤采用穿层钻孔区域预抽石门前方、上下、左右煤层瓦斯（钻孔布置见图233）作为区域防突措施。图231 底板瓦斯抽放巷穿层钻孔抽放布置示意图图232 掘进工作面抽放钻孔布置示意图图233 石门揭煤工作面预抽钻孔布置示意图1）底板穿层抽放上煤组有C6、C9、C11煤层，在C11煤层底板布置底板瓦斯抽放巷，在底板瓦斯巷施工穿层钻孔对C6、C9、C1

31、1煤层提前进行抽放。下煤组有C12、C13、C15、C16、C17、C18、C20煤层，在C20煤层底板布置底板瓦斯抽放巷，在底板瓦斯巷施工穿层钻孔对C12、C13、C15、C16、C17、C18、C20号煤层提前进行抽放。详见插图（同图231）。首采煤层C6层的消突即采用C11煤层底板瓦斯抽放巷施工穿层钻孔至C6煤层顶板至少0.5m，预抽C6煤层中接替采煤工作面两条煤巷区域煤巷条带煤层瓦斯，预抽接替工作面块段煤层瓦斯，达到钻孔控制范围煤层瓦斯压力降至0.74Pma或煤层赋存瓦斯含量降到8m/t以下，以消除突出危险，做到不掘突出头，不采突出面，否者不得掘进和回采。2）煤巷掘进工作面煤层掘进时，

32、在掘进工作面向掘进方向的煤体中施工超前钻孔进行区域抽放，预抽钻孔长度60m，钻孔超前距离20m，巷道上帮控制范围为轮廓线外20m，下帮控制范围为轮廓线外10m，钻孔必须超前于掘进工作面20m。见图234。6040控制范围60m允许掘进距离40m超前距20m20m10m图234 掘进工作面抽放钻孔布置示意图3）石门揭煤工作面井巷、石门揭煤工作面必须采取区域预抽措施。抽放钻孔布置在石门周界外，控制范围为：巷道轮廓线外13m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应保持煤孔最小超前距15m；钻孔间距根据实测的钻孔有效排放半径确定，目前，矿井无实测数据，设计取孔底间距为3m，石门揭煤工作面抽放钻孔布置见图2

33、35。图235 石门揭煤工作面预抽钻孔布置示意图2.2.3区域性防突措施效果评价不论是掘进工作面还是回采工作面，在采取了以上长钻孔预抽瓦斯措施，经过几个月的抽放后，能否达到消除突出危险的目的，需要进行效果评价，即进行一次区域突出危险性预测。只有当掘进巷道的抽放条带（钻孔控制范围）或回采工作面区域经评价确认无突出危险后，方可按照无突出危险区进行管理。2.2.3.1 预抽瓦斯防突的有效性评价指标按照煤矿安全规程第一百九十条的规定，预抽瓦斯后必须对预抽防突效果进行检验，其有效性指标根据矿井实测资料确定，无实测资料时，可参照以下指标之一确定： 残余瓦斯含量。残存瓦斯含量与残余瓦斯压力是一项绝对指标。对

34、于特定的矿井、煤层和区域，存在一个最小的突出瓦斯压力（煤层始突深度瓦斯压力），当瓦斯压力小于煤层最小的突出瓦斯压力时，一般不会发生突出，大于该值时认为具有突出危险性。根据中华人民共和国安全生产行业标准煤矿瓦斯抽采基本指标AQ10262006，突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下，若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。所以，经过长钻孔预抽瓦斯后，采用MT/T77 煤层气测定方法（解吸法）和MT/T638煤矿井

35、下煤层瓦斯压力的直接测定法就测定出残存瓦斯含量和残存的瓦斯压力，用残存瓦斯含量和残存瓦斯压力与始突深度的煤层瓦斯含量与始突深度的瓦斯压力进行比较，当残存瓦斯含量小于始突深度的瓦斯含量或8m3/t、残余瓦斯压力小于始突深度的瓦斯压力或0.74MPa时，可以认为抽放有效，达到了消除突出危险的目的，否则无效，应继续抽放或按照突出危险区进行管理。 瓦斯预抽率。瓦斯预抽率应大于30，用该指标时，采掘过程中必须用工作面预测方法进行经常性复验。 瓦斯预抽率计算公式：式中：Q喷打钻中各钻孔喷出的瓦斯总量，m3； Q涌打钻中、连接抽放管路前各钻孔涌出的瓦斯总量，m3；Q抽抽放的瓦斯总量，m3；Q储钻孔控制范围内

36、的煤层瓦斯储量，m3；Q喷、Q涌可根据施工钻孔和连接抽放管路前巷道风流中的瓦斯涌出增加量估算,也可以忽略不计。残余瓦斯含量可以通过瓦斯储量减去瓦斯抽放量和钻孔瓦斯涌出量等计算获得。建议矿井可先采用瓦斯预抽率、残余瓦斯压力指标，结合地质构造、软分层厚度及其分布、瓦斯涌出量、抽放量衰减情况等指标进行预抽防突效果评价。瓦斯预抽率用于评价预抽防突效果是合适的，但是，其临界值采用30是否符合二排煤矿的实际，有待进一步考察确定。因为，瓦斯预抽率是一个相对的指标，并非绝对的指标，瓦斯含量、瓦斯压力的分布是不均匀的，有些区域比较大，而有些区域相对较小，瓦斯预抽率达到30时，残余瓦斯含量和残余瓦斯压力在有些区域

37、可能已远小于突出的最小瓦斯含量和最小瓦斯压力，而在有些区域，残余瓦斯含量和残余瓦斯压力尚未达到消除突出危险的程度。所以，不同矿井、煤层和区域，评价突出危险性时其瓦斯预抽率指标临界值应有所不同。目前，二排煤矿在未进行考察前，可以先按照煤矿安全规程的规定，瓦斯预抽率不能小于30。 残余瓦斯压力残余瓦斯压力是一项绝对的指标。对于特定的矿井、煤层和区域，存在一个最小的突出瓦斯压力，当瓦斯压力小于煤层最小的突出瓦斯压力时，一般不会发生突出，大于该值时认为具有突出危险性。所以，经过长钻孔预抽瓦斯后，可以计算出残余瓦斯含量，进而计算出残存的瓦斯压力，用残存瓦斯压力与最小突出瓦斯压力进行比较，当小于最小突出瓦

38、斯压力或0.74MPa时，可以认为抽放有效，达到了消除突出危险的目的，否则无效，应继续抽放或按照突出危险区进行管理。最小突出瓦斯压力可以通过煤层软分层的坚固性系数计算得到，或根据规定选择0.74MPa。2.2.3.2 预抽瓦斯防突效果评价方法(1) 防突效果有效性评价范围防突效果有效性评价范围是指抽放钻孔控制范围，即钻孔有效影响范围。(2) 有效性评价条件抽放瓦斯后进行效果评价时，评价范围内必须保证抽放钻孔的均匀布置，且工作面内没有未抽放的空白地带，否则，评价结果不能作为整个工作面的评价结果。(3) 抽放计量施工完抽放钻孔、封孔和连接抽放管路后，应对评价范围内的所有钻孔瓦斯抽放总量进行累计计量

39、，统计出瓦斯抽放总量。采用孔板、皮托管、均速管等流量计进行测量，换算成标准状态下的抽放总量。(4) 指标计算采掘前，计算评价范围内的煤层瓦斯储量、瓦斯抽放总量以及施工钻孔和连接到抽放管路前的钻孔瓦斯涌出量。然后，计算出评价范围内的瓦斯预抽率和残存瓦斯含量，通过实验室测定的瓦斯解吸常数a、b等，反演计算出评价范围内的残余瓦斯压力。(5) 综合评价在计算了评价范围内的瓦斯预抽率和残余瓦斯压力指标后，结合地质构造情况、钻孔实际施工情况、钻孔瓦斯抽放量衰减情况等进行预抽防突有效性综合评价。当没有地质构造、钻孔布置均匀、无钻孔空白带的情况下，而且评价指标小于其临界值或抽放量已经衰减到很小、无继续抽放价值

40、时，可以认为，抽放措施有效，钻孔有效控制区域为无突出危险区或突出威胁区。但在采掘过程中，应采用工作面预测指标进行经常性验证工作。建议二排煤矿尽快进行瓦斯预抽防突效果评价指标及其临界值研究，寻求符合矿井实际的评价方法、指标及其临界值。在综合评价为突出危险区或突出威协区二次验证为突出危险工作面时应采用局部防突措施。2.3局部防突方案虽然二排煤矿开采了保护层，但在开采过程留有煤柱或在开采时C6煤层有突出危险性，则在煤柱影响区和有突出危险性的C6煤层中掘进巷道时，必须采取“四位一体”的局部防突措施。2.3.1突出危险区掘进工作面的防突措施方案2.3.1.1掘进工作面突出危险性预测 预测方法工作面的突出

41、预测方法采用钻屑瓦斯解吸法。突出预测指标建议采用钻屑瓦斯解吸指标K1和钻粉量S，预测仪器采用WTC突出危险参数仪。指标测定方法按照“WTC突出危险参数仪使用说明书”和防突规定的要求操作。每个钻孔在钻进过程中，从第2m开始，每1m测定一次钻粉量，每2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1，根据工作面钻孔的最大钻粉量S和最大K1值预测工作面突出危险性。测定结果可按表3填写。如果采用其它预测指标，参照其说明书和防突规定的要求操作。 预测钻孔布置在工作面布置3个预测钻孔，钻孔要求尽量布置在软分层中，如果没有软分层，钻孔布置在巷道煤层中部。一个钻孔位于巷道工作面中部并平行于掘进方向，其它钻孔开孔于距巷帮0.5m

42、处，终孔点位于巷道轮廓线外24m，孔深810m，孔径42mm（见图6）。用煤电钻和配套的螺旋麻花钻杆施工。 预测敏感指标和临界值 二排煤矿突出预测敏感指标及其临界值尚未考察，所以，目前宜采用规定推荐的指标及其临界值进行突出危险性预报，待在今后的防突实践中考察确定出符合矿井实际的敏感指标及其临界值后再使用。表3 二排煤矿突出危险性预测（效果检验）单巷道名： 位置： 时间： 次数突出预兆、措施执行情况(详细的喷孔、夹钻等动力现象位置)：预测钻孔布置及断面结构示意图、措施示意图、检验孔布置：钻孔编号考 察指 标钻 孔 深 度（m）123456789101S(kg/m)K1(ml/g.min1/2)2

43、S(kg/m)K1(ml/g.min1/2)3S(kg/m)K1(ml/g.min1/2)工作面突出危险性分析:允许进尺:防突队负责人:技术负责人或总工程师：预测人员： 部门负责人： 安检科：图6 煤巷掘进工作面预测孔布置示意图前，建议采用钻屑瓦斯解吸指标和钻粉量指标，其临界值参照规定为：K1=0.5 mL/gmin1/2 ， S=6.0 Kg/m。 突出危险性预报工作面危险性预报不仅仅依靠预测指标一种方法，而应采用综合判断方法。当工作面任意一个预测钻孔、任意一项指标、任意一次测定结果大于（或等于）其临界值，该工作面判定为突出危险工作面。当掘进工作面出现下列情况之一者，应视为突出危险工作面：

44、工作面处于地质构造带，包括断层、褶曲等、火成岩侵入等； 煤层赋存条件发生急剧变化的区域，如煤层厚度、走向、倾角出现急剧变化等 采掘应力叠加的区域； 在打钻过程中出现喷孔、顶钻等动力现象； 工作面出现明显突出预兆。在威胁区采掘作业中，建议当软分层厚度大于等于0.2m或出现其它异常情况（煤层层理紊乱、打钻中有动力现象或瓦斯涌出异常等）时，应该采用突出预测指标进行突出预测，根据预测结果判定突出危险性。每次预测（或效果检验）后，必须填写突出危险性预测（检验）报告单，待有关人员审查、签字后，分别交有关部门执行和存档，突出危险性预测（检验）报告单可参见表3。预测为无突出危险工作面，在采取安全防护措施的前提

45、下掘进，许掘距离为以最短预测钻孔在巷道掘进方向上的投影长度减去2m为准。掘进到位后，再进行突出危险性预测。2.3.1.2防突措施根据二排煤矿的实际情况和具体装备条件，煤巷掘进工作面的目前防突措施以排放钻孔超前排放为主，也可采用其它经验证有效的方法执行局部防突措施。 煤平巷防突措施排放钻孔可采用42mm90mm的钻孔，但为了提高瓦斯排放效果和减少排放时间，应尽量采用7590mm的排放钻孔。当采用小直径钻孔时设计孔径42mm，孔深1015m，终孔间距按排放钻孔有效影响半径考虑（应实际考察确定）；若施工75mm钻孔，钻孔终孔间距可先设计为1.3m，孔深1215m，排数为1排，若煤层变厚超过2m，按2排设计，开孔间距0.5m，钻孔终孔点控制巷道断面轮廓线外35m。钻孔布置可参照图7； 当采用其它大孔径钻孔时，除了钻孔终孔间距适当加大、排数适当减少（应实际考察确定，如为90mm的排放钻孔，可暂定孔间距1.5m，排数为1排。）外，其它参数与小直径排放钻孔相同。 巷道1012m5m3m图7 排放钻孔平面布置示意图排放孔应尽量布置在软分层当中。在煤层赋存状况发生变化时应根据实际情况调整设计参数，并加强防突措施。施工完所