11701回风巷掘进工作面防突专项设计

1、水城县比德三岔沟煤矿11701回风巷掘进工作面防突专项设计贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司二一三年八月水城县比德三岔沟煤矿11701回风巷掘进工作面防突专项设计 设 计： 审 核： 项目负责：贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司二一三年八月目录1.编制依据2.基本情况2.1.工作面概况2.2.煤层赋存情况2.3.煤层顶底板2.4.地质构造及水文情况2.5.煤尘及瓦斯2.6.掘进工艺2.7.顶板管理2.8.煤与瓦斯突出预兆2.9.煤与瓦斯突出的基本特征3.通风系统和通风控制3.1.通风系统3.2.通风控制4.11701回风巷掘进工作面区域综合防治煤与瓦斯突出措施4.1.区域突出危险性预测4.2.11

2、701回风巷掘进工作面区域防突措施4.3.防突措施效果检验4.4.区域验证5.11701回风巷掘进工作面局部综合防治煤与瓦斯突出措施5.1.突出危险性预测5.2.防突措施5.3.防突措施效果检验6.安全防护措施7.防突管理7.1.防突仪器仪表配置管理7.2.防突日常管理7.3.辅助救护队8.说明附图目录：附图一：K17煤层被保护范围分布图；附图二：K16煤层被保护范围分布图；1.编制依据1.1.煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定等相关规定。1.2.11701回风巷掘进工作面的不定期实际情况。1.3.防突工操作规程和岗位责任制。2.基本情况2.1.工作面概况11701回风巷掘进工作面为矿井接替工

3、作面掘进头，11701回风巷掘进工作面位于矿井北翼的K17煤层，其上部是属于风氧化带的护巷煤柱，下部为位于K16煤层的11601首采工作面。2.2.煤层赋存情况（1）含煤性含煤岩系为龙潭组，厚度326-349m，平均厚342m，其中本矿区内可采煤层6层。可采煤层K13、K14、K15、K16、K17分布于龙潭组第二段中，K29煤层分布于龙潭组第三段中， K29煤层以下含多层不可采煤层及煤线。矿区可采煤层有K13、K14、K15、K16、K17、K29，含煤平均厚度为10.81m，含煤系数为3.16 %。（2）可采煤层K13煤层：为煤矿区最上一层可采煤层，大部分为粉煤，强度低，煤层平均厚度1.5

4、5m，含夹矸01层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为砂质泥岩或细砂岩，强度较低，厚度0.35.60m，一般厚度5.60m。间接顶板为粉砂岩，粉砂岩为钙、泥质胶结，较坚硬，局部地段裂隙较发育，不稳定。厚度2.5011.50m，一般厚度7.50m。底板：直接底板为泥岩，强度低，水稳性差。厚度0.503.30m，一般厚度0.80m。间接底板为细砂岩、煤层，细砂岩为泥质胶结，易风化破碎。K14煤层：煤层平均厚度1.82 m，全区可采。含夹矸02层，一般01层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般3.006.00

5、m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为0.60m左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K15煤层：煤层平均厚度2.42m，含夹矸一般01层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为0.30m左右泥岩，强度低。间接顶板为石灰岩，坚硬。有时变成砂岩类，局部地段裂隙发育，不很稳定，厚度12m左右。底板：直接底板为0.70m左右粘土岩，强度较低，水稳性差，易风化破碎。K16煤层：煤层平均厚度1.97m，含夹矸14层，一般13层，结构较复杂，全区可采，属较稳定煤层。 顶板：直接顶板为黑灰色泥岩，有时含量硅质，厚度0.50m左右，强度较低，

6、水稳性差。间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱铁岩条带，厚度8m左右，稳定性中等，抗压强度一般。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度0.200.80m，一般0.50m左右，含大量炭化植物根部化石。间接底板为砂岩、泥岩或煤层。砂岩为钙、泥质胶结，抗压强度一般，易风化破碎。K17煤层：煤层平均厚度1.42 m，全区可采。含夹矸01层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般2.006.00m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为0.80m左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K

7、29煤层：煤层平均厚度1.32 m，含夹矸02层，结构较简单，全区可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为细砂岩，强度高，水稳性差。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度0.200.50m，一般。间接底板为粉砂岩。粉砂岩为钙质胶结，抗压强度中等。综上所述，煤矿区K13、K14、K15、K16、K17、K29煤层结构总体以较简单为主，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。表1-1 煤层特征表煤层编号煤层倾角（）煤层平均厚度（m）煤层平均间距（m）煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板K13131.5512含夹矸01层较稳定泥岩或细砂岩泥岩K141.82一般01层较稳定泥岩粘土岩17K152.42一般01层

8、较稳定泥岩粘土岩24K161.97一般13层较稳定粉砂岩粘土岩22K171.42夹矸01层较稳定泥岩粘土岩140K291.32含夹矸02层较稳定泥岩粘土岩（3）煤层露头及风氧化带在矿区范围内的煤层露头大部分均被浮土及植被覆盖，局部地方可见露头厚度基本稳定。煤层的风氧化带一般沿煤层露头线以下斜深50m。2.3.煤层顶底板可采煤层顶板为粉砂岩或泥岩，顶板条件较差，耐风化力差，风化后多变为碎块及砂粒，其强度及稳固性迅速降低，应加强顶板管理和支护；煤层底板为粘土岩或泥岩，吸水性较强，局部地段存在泥化和膨胀现象(俗称“底鼓”)，在底板管理中应采取相应措施，消除底板软岩危害。2.4.地质构造及水文情况 矿

9、区位于比德向斜的西南翼北段的比德井田西端，以单斜构造为主。地层走向北西向，倾向50-85，倾角在10-20之间。断裂构造不发育，仅局部具挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。矿床赋存于当地最低侵蚀基准面之上，矿床直接充水含水层为富水性较弱的龙潭组碎屑岩裂隙含水层，间接充水含水层为富水性强之长兴组岩溶裂隙、飞仙组岩溶溶洞含水层；节理、裂隙等造成各含水层间产生水力联系；大气降雨是引起矿坑涌水量动态变化的主要因素。故本区属裂隙充水矿床，矿区水文地质条件属中等类型。2.5.煤尘及瓦斯经鉴定，煤尘有爆炸性。本矿为煤与瓦斯突出矿井，11701回风巷掘进工作面按突出煤层掘进工作面管理。11701掘进工作面

10、在掘进过程中的绝对瓦斯涌出量为1.45m3/min。2.6.掘进工艺掘进工作面采用GMZ1.2型煤电钻和YT24风钻打眼，爆破落煤，矿车运输，并配备KHYD95-ZJ型探水钻，FBD5.6型局部通风机供风。2.7.顶板管理11701回风巷掘进工作面采用锚网支护，1） 临时支护，放炮后，采用前探支护，使用两根矿用“工字”钢（或9#工字钢）用一梁三挂钩固定在棚式支架的梁上，梁长不得少于4.5米，并伸向工作面，上面辅上木板，防止岩石垮落。2）永久支护：锚网支护。2.8.煤与瓦斯突出预兆有声预兆：工作面煤体深处出现炒斗似的劈劈叭叭声，鞭炮声、机枪连射声、闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱

11、吱声等。无声预兆：煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡。压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉渣，顶板出现冒顶、断裂，底版出现鼓起，炮眼变形装不进药，打钻卡钻、顶钻等以及瓦斯涌出异常、忽大忽小，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低或升高。2.9.煤与瓦斯突出的基本特征突出的煤向外抛出距离较远，具有分选现象。突出的煤堆积角小于煤的自然安息角。抛出的煤破碎程度较高，含有大量的煤块和手捻无粒感的煤粉。有明显的动力效应，破坏支架，推倒矿车，破坏和抛出安装在巷道内的设施。有大量的瓦斯涌出，瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量，有时会使风流逆转。

12、突出孔洞呈口小腔大的梨形、舌形、倒瓶形以及其它分岔形等。3.通风系统和通风控制3.1.通风系统掘进工作面形成了独立的通风系统，11701回风巷掘进工作面通风路线：副平硐轨道上山11701回风巷掘进工作面11701回风石门回风斜井。3.2.通风控制风量调节为了调节矿井的风量，在轨道上山与11701回风石门间设有一组防突风门。为了调节本工作面和绞车房的回风量，在绞车房的回风巷中设置了一组调节风门。3、通风设施管理应按规定设置防突风门和调节风门，当风门损坏时必须及时进行维修。井下所有人员必须爱护通风设施，不得故意损坏。4.11701回风巷掘进工作面区域综合防治煤与瓦斯突出措施4.1.区域突出危险性预

13、测根据2007年10月17日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：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。水城县所在水城矿区被划定为突出矿区，三岔沟煤矿矿区范围内的可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。11701掘进工作面必须做突出危险性预测，并必须采取两个“四位一体”防突措施。工作面预测是预测工作面附近煤体的突出危险性。在突出危险区内通过工作面预测划分出有突出突出危险工作面和无

14、突出危险工作面。工作面预测是在采掘工作面施工之前进行的。工作面突出危险性预测用于已经确定为突出危险区域或突出危险区的采掘工作面，以进一步缩小突出预测范围。其预测范围较小，仅能确定掘进工作面前方10m左右的煤层突出危险性。工作面突出危险性预测方法有：钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法、钻屑指标法、声发射法、瓦斯涌出动态法、电磁辐射法。常用预测方法为钻孔瓦斯涌出初速度法、R值指标法和钻屑瓦斯解吸指标法。在突出煤层中有下列情况之一者，应视为突出危险工作面：（1）在突出煤层的构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等；（2）煤层赋存条件急剧变化的区域；（3）采掘应力迭加的区域；（4）在工作面预测过程中出现

15、喷孔、顶钻等动力现象；（5）工作面出现明显突出预兆。一、石门揭煤工作面突出危险性预测1、石门揭煤工作面突出危险性预测方法选择石门揭煤突出危险性比掘进工作面、回采工作面严重，石门揭煤工作面发生的煤与瓦斯突出特点是突出强度大、瓦斯涌出量多、突出瓦斯波及范围广，危害严重，因此必须作好石门揭煤工作面突出危险性预测工作。石门揭煤工作面突出危险性预测有综合指标法、钻孔瓦斯涌出初速度结合瓦斯涌出衰减系数法、钻屑瓦斯解吸指标法等。目前最为广泛的是钻屑瓦斯解吸指标法来预测石门揭煤工作面突出危险性，该方法既方便，又准确，因此设计建议采用该方法。但值得注意的是，在我国几十年同煤与瓦斯突出自然灾害作斗争的实践中，各地

16、所选用的预测方法有所不同，且可能出现各种方法预测的结果互相矛盾的现象。本矿在生产建设实践过程中，经过对各种方法的对比，本矿11701回风石门揭K17煤层选用钻屑瓦斯解吸指标法预测11701回风巷条带瓦斯煤与瓦斯突出危险性。2、钻屑瓦斯解吸指标法指标确定钻屑瓦斯解吸指标有h2或K1值，其临界值根据根据下表的临界值确定。 注：1岩石巷道 2预测钻孔 3突出煤层 石门揭煤工作面钻屑解吸指标法钻孔布置示意图钻屑指标法预测石门工作面突出危险性的临界值钻屑解吸指标突出临界值h2（Pa）K1（ml/g.min1/2）干 煤2000.5湿 煤1600.43、采用钻屑瓦斯解吸指标预测石门揭煤工作面突出危险性的要

17、求在11701回风石门工作面距K17煤层最小垂距为10m时，利用探明煤层赋存条件和瓦斯情况的钻孔或至少打两个直径为75mm的预测钻孔，钻孔布置见下图，在其钻进煤层时，用1mm3mm的筛子筛分钻屑，测定其瓦斯解吸指标h2或K1值。按表中的任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该石门工作 面预测为突出危险工作面；反之为无突出危险工作面。4、钻屑瓦斯解吸指标法进行石门揭煤工作面突出危险性预测记录11701回风石门揭煤工作面进行突出危险性预测时，应把每次预测中所测定的数据和结果记录下来，并归纳、总结、验证，不断修正预测结果，得出本矿井的实测临界值，其记录表可参照下表填写。 11701回风石门揭煤工作

18、面突出危险性预测记录表石门名称煤层测定日期钻孔编号钻孔深度（m） （m）钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g.min1/2）备注突出危险结论总工程师审批通风工区区长生技科长预测人员二、11701回风巷掘进工作面突出危险性预测1、11701回风巷掘进工作面突出危险性预测方法在K17煤层中掘进11701回风巷时，可采用下列方法之一来预测11701回风巷掘进工作面的突出危险性：（1）钻孔瓦斯涌出初速度法；（2）R值指标法；（3）钻屑指标法；（4）其它经试验验证有效的方法（钻屑温度、煤体温度、放炮后瓦斯涌出量等）。目前在本矿生产实践中，对煤巷掘进工作面突出危险性进行预测运用最为广泛的方法是钻屑指标法，为提高

19、预测准确性，矿井投产后，可选用多种预测方法进行对比、分析、试验，最适合本矿井的预测方法。2、钻屑解吸指标的测定钻屑瓦斯解吸指标有K1值或h2，其测定方法为：A、在掘进工作面的软分层中，打3个钻孔，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道轮廓线外2m4m处，钻孔直径42mm、孔深为8m10m的钻孔；B、钻屑解吸指标（K1）的测定。使用仪器为WTC及TWY型突出预测仪，测量方法如下：每钻进2m，取一次钻屑作解吸特征测定。取样时，把秒表、筛子准备好（1mm的筛子在下，3mm的筛子在上），钻孔到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑

20、量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分，最后把已筛分好的1mm3mm的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。当秒表走到t0时（通常规定t0为1min2min），进行测定，整个测定完成后，可进行下一个煤样的测定。 111701回风巷 2预测钻孔煤巷掘进工作面钻屑解吸指标K1或h2值法钻孔布置示意图C、钻屑解吸指标（h2）的测定打钻时，在预定的位置取出钻屑，用孔径1mm或3mm的筛子筛分（1mm的筛子在下，3mm的筛子在上），将筛分好的1mm3mm粒度的试样装入MD-2型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻度线水平（10g左右），自钻孔打至该采样段起经3min后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气

21、隔离，在2min时记录解吸仪的读数，该值即为h2，单位为Pa。（3）钻屑解吸指标K1或h2值法预测煤巷掘进工作面突出危险性钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑Smax和钻屑解吸指标K1或h2预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险时，各项指标的突出危险临界值，应根据现场测定资料确定。可参考下表临界值。在以后开采中，不断总结、归纳、验证，得出符合本矿井的判断突出危险性的钻屑解吸指标临界值K1或h2。 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值h2SmaxK1突出危险性PaKg/mL/mmL/(g.min1/2)65.40.5

22、有突出危险工作面20065.40.5无突出危险工作面实测得到的任一指标Smax值、K1或h2值均小于临界值时，该工作面预测为无突出危险工作面，每预测循环应留有2m的预测超前距并采取安全防护措施进行炮掘；实测得到的任一指标Smax值、K1或h2值等于或大于临界值时，该工作面预测为有突出危险工作面，必须采取防突措施，经效果检验有效后方可保留5m抽放孔超前距并采取安全防护措施进行炮掘。4.2.11701回风巷掘进工作面区域防突措施一、开采保护层区域性防突措施保护层保护范围的确定根据矿井现状，K13煤层在1455m标高以上基本采空；K14在1557m标高以上已采空；K15在+1675m标高以上基本采空

23、，根据K15煤层的采空范围，以及防治煤与瓦斯突出规定附录D.1、附录D.2、附录D.3规定，本矿煤层倾角为13，K15煤层与K16煤层间距22米，沿倾斜方向的卸压角取75，沿走向方向的卸压角取56。划定出K16煤层被保护范围，（详见矿方提供的K16层被保护范围分布图）；K16在+1650m标高以上基本采空，根据K15、K16煤层的采空范围，以及防治煤与瓦斯突出规定附录D.1、附录D.2、附录D.3规定，本矿煤层倾角为13，K15煤层与K17煤层间距47米，K16煤层与K17煤层间距22米，沿倾斜方向的卸压角取75，沿走向方向的卸压角取56。划定出K17煤层被保护范围，（详见矿方提供的K17层被

24、保护范围分布图）。所以K15、K16煤层的开采对下部K17起到很好的保护作用。根据K17层被保护范围分布图，11701回风巷在解放区域内得到很好的解放，从11701回风巷开口向前66米范围未得到解放，在11701回风巷未解放的区域煤层瓦斯突出的危险性则有增无减，在此区域采用本煤层顺层钻孔预抽未解放区域条带瓦斯作为区域防突措施的补充。防突工作的重点就是明确未解放的区域，并采取可靠的局部防突措施，严格按照煤与瓦斯突出规定的要求执行。二、穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯结合该矿的生产实际情况，设计优先采用抽放钻孔抽放揭煤区域瓦斯防治突出措施。11701回风石门揭K17煤层区域防突措施应当在揭K17煤

25、层工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施，抽放钻孔布置在石门周界外，控制范围为：石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，钻孔间距根据实测的钻孔有效抽放半径确定，目前，矿井无实测数据，设计取孔底间距为2m，石门揭煤工作面抽放钻孔布置见图4-1。钻孔布置参数见表4-1。图4-1 石门揭煤工作面抽放钻孔布置图表4-1穿层预抽石门揭煤钻孔布置参数孔号长度（m）水平夹角（）仰俯角（）孔号长度（m）水平夹角（）仰俯角（）孔号长度（m）水平夹角（）仰俯角（）1162624134602256720-221518241447

26、182267520-33140241553222277116-34151824165522028680-351626241752190297116-36252612184800307520-372218121952190316720-28200122055220327520-39221812216720-2337116-310252612226316-234680-3115322223610-2357116-31247182246318-2367520-3 为防止石门过煤后，因煤层的自重或石门放炮的震动影响造成石门过煤后，仍发生煤与瓦斯突出，要求矿井在石门揭开煤层后，除应及时搞好石门过煤段的支

27、护，背严实好顶帮外，还应及时向石门四周的煤层施工好瓦斯抽放钻孔，及时卸放石门四周的煤层瓦斯压力，或及时注射凝固剂将石门四周的煤层凝固。三、11701回风巷掘进工作面顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯在11701回风巷未被解放的区域的掘进过程中，进行本煤层区域性防突措施，即进行瓦斯预抽，由工作面沿煤层软分层向煤层走向方向至少打20个孔深60米、孔径75mm的抽放钻孔。见图4-2：顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的区域性防突措施钻孔布置图图4-2 顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯的区域性防突措施钻孔布置图4.3.防突措施效果检验一、石门揭煤石门揭煤防突措施执行后，应采用钻屑指标或其他预测方法进行措施效果检验。检验钻孔孔数为

28、4个，其中石门中间一个，并应位于措施孔之间，其它3个孔位于石门上部和两测，终孔位置应位于措施控制范围的边缘线上。如果检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效，反之，则认为措施无效，必须采取补充防突措施。防治突出专业机构必须填写防治突出措施效果检验单，并报矿总工程师批准。二、11701回风巷掘进工作面11701回风巷掘进工作面执行防突措施后，应采用钻屑指标或其他预测方法进行措施效果检验。检验钻孔的数量与预测钻孔相同，但检验孔的孔深应小于或等于措施孔，并应布置在措施孔之间，钻孔直径为42mm，孔深8m10m，检验钻孔终孔位置应控制在巷道轮廓线外2m以上见图。当测得的指标都在该

29、煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效，反之，则认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少前距，都必须采取补充防突措施，并经措施效果检验有效后，方可采取安全措施后进行掘进。防治突出专业机构必须填写防治突出措施效果检验单，并报矿总工程师批准。4-3掘进工作面措施效果检验孔布置图注：1、2、3措施孔，2、4、5、6、7措施效果检验孔，8掘进工作面当检验孔深等于措施孔深（检验孔与措施孔均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深）时。经检验措施有效后，必须留有5m投影孔深的超前距。当检验孔深小于措施孔深，且两孔投影孔深的差值不小于3m时，经检验措施有效后，可采用2m投影孔深的超前距。4.4.区域验证当区

30、域防突措施检验结果为无突出危险性时，在掘进过程中必须进行区域验证。一、验证方法煤巷掘进过程中采用测定钻屑指标法中的钻屑瓦斯解析指标（h2）、钻屑量（S）及复合指标法中的钻孔瓦斯涌出初速度指标作为验证指标的方法进行验证。具体方法与第三章中局部防突措施效果检验相同。二、验证要求1、工作面刚进入无突出危险区时，立即连续进行两次区域验证。2、掘进工作面每推进15m进行一次区域验证，在构造破坏带连续进行验证。3、每个验证循环必须在工作面施工一个深25m（超前距10m）的超前钻孔或采用超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。4、当区域验证为无突出危险时，必须采取安全防护措施后才能进行掘进，首次进行验证时

31、，掘进前保留10m的预测超前距。5、只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发生了突出预兆，则该区域以后的掘进过程必须执行局部综合防突措施。5.11701回风巷掘进工作面局部综合防治煤与瓦斯突出措施5.1.突出危险性预测1、预测方法根据防突规定第七十四条：可采用下列方法预测煤巷掘进工作面的突出危险性：钻屑指标法；复合指标法；R值指标法；其他经试验证实有效的方法。根据本矿井开采实际，11701回风巷掘进工作面的突出危险性预测方法采用钻屑指标法。其突出预测指标为钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻粉量S。每个钻孔在钻进过程中，从第2m孔段（含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

32、K1值，根据工作面钻孔的最大钻粉量S和最K1值预测工作面突出危险性。测定结果可按表5-1填写。 表5-1 三岔沟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值mL/g.min1/2)2S(kg/m)K1值mL/g.min1/2)3S(kg/m)K1值mL/g.min1/2)工作面突出危险性分析：允许进尺（m）：防突负责人意见：矿总工程师：预测人员： 防突负责人：矿总工程师：2、预测钻孔布置

33、可采用目前较为方便可行的钻屑指标法，根据防突规定，预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应向前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深810m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。预测钻孔布置见图5-1。钻孔参数见表5-2。图5-1 三岔沟煤矿11701回风巷掘进工作面预测钻孔布置示意图表5-2 三岔沟煤矿11701回风巷掘进工作面预测钻孔布置参数表3、预测临界值本矿采用防突规定推荐的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临界值后再使用。目前，采用

34、钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻粉量指标S时，其临界值参照防突规定见表5-3。表5-3 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（mL/g）钻屑量 S（kg/m）（L/m）0.565.44、突出危险性预报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。但工作面突出危险性预测不仅仅依靠预测指标一种方法，而应采用综合判断方法。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：1）工作面处于地质构造带，包括断层、褶曲等、火成岩侵入等；2）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；3）

35、采掘应力叠加的区域；4）在打钻过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；5）工作面出现明显突出预兆。如判定为具有突出危险性的，必须采取防突措施，防突措施必须经过防突效果检验，检验不超标，方可继续掘进，否则继续采取补充防突措施，直到指标降至临界值以下。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（并附有打印资料），待有关人员审查、签字后，分别交有关部门执行和存档。预测为无突出危险工作面，在采取安全防护措施的前提下掘进，允许掘进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，见图5-2。在采取安全防护措施前提下，掘进到位后，再进行突出危险性预测。图5-2 走向煤巷掘进工作面预测

36、不超标时允许进尺平面示意图每次工作面防突措施施工完成后，应当绘制工作面防突措施竣工图。5.2.防突措施根据矿井的实际情况和具体装备条件，有突出危险的煤巷掘进工作面应当优先选用超前钻孔（超前预抽瓦斯钻孔）防突措施。如果采用松动爆破、水力冲孔、水力疏松或其他工作面防突措施时，必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。前探支架措施应当配合其他措施一起使用。本设计采用超前钻孔预抽瓦斯防突措施（见煤巷掘进超前抽放钻孔布置示意图5-3和超前抽放钻孔布置参数表5-4。图5-3 煤巷掘进超前抽放钻孔布置示意图表5-4 超前抽放钻孔布置参数表 1、掘进工作面超前钻孔用于预测效果检验超标、预抽钻孔未控制的局部地点

37、。采用超前钻孔作为防治突出的措施时，应符合下列要求：1）超前钻孔适用于煤层透气性好、煤质较硬的突出煤层。2）超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m，若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；3）钻孔在控制范围内应均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。4）预抽钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放半径确定；钻孔的有效抽放半径必须经实测确定。5）煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。6）必须对超前钻孔进行效果

38、检验，如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其他补充措施。7）超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。2、超前抽放钻孔1) 煤巷掘进工作面可以优先选用超前抽放瓦斯钻孔防突措施。超前钻孔直径是确定影响超前钻孔效果的主要因素，钻孔直径愈大，抽放和卸压效果愈好。根据防突规定第八十九条规定，钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；根据三岔沟煤矿煤层赋存情况，采用超前抽放钻孔时，为了提高瓦斯抽放效果和减少抽放时间，建议采用7

39、5mm直径的抽放钻孔，抽放时间为不小于8h。目前矿方无实测资料，建议选用超前钻孔法时，最初可选用不低于75mm的超前抽放钻孔二排共11个。但应由矿技术负责人根据煤层赋存情况具体确定，但应长短结合、均匀布孔，不留死角。每一轮抽放循环应保持有4m的重叠。2）煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：（1）巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：巷道上帮为为5m，下帮为5m；11701回风巷掘进工作面宽度为2.8m，高度为2.4m，巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围为：宽度12.8m。（2）钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前抽放钻孔的孔

40、数、孔底间距等应当根据钻孔的有效抽放或抽放半径确定；（3）钻孔直径应当根据煤层赋存条地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；（4）煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数；施工完所有抽放钻孔后，应抽放不少于8h（今后应进行考察确定）后，再进行措施效果检验，当检验指标超标时，措施无效，必须采取防止突出的补充措施，直到效果检验指标降到临界值以下或无异常情况为准。5.3.防突措施效果检验11701回风巷掘进工作面执行防突措施后，应当选择上述钻屑瓦

41、斯解析指标法进行措施效果检验。当采取了超前抽放钻孔防突措施，经过一段时间的抽放后,必须进行措施效果检验，其检验方法、临界指标与其突出危险性预测基本一致。工作面的检验孔深应小于或等于措施孔深，并应布置在措施孔之间，检验孔应当不少于3个。详见掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔布置图5-4，和掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔参数表5-5。图5-2-4 11701回风巷掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔布置图表5-2-5 11701回风巷掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔参数表若检验值均不超过指标临界值，则认为措施有效，反之，认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防突的补

42、充措施，并经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行作业。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施5m超前距并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。参见图5-6。图5-5 措施效果检验后允许进尺距离示意检验指标和临界值与预测时相同。若一轮抽放孔打后，检验孔达不到预定深度时，可分次进行检验，但超前距必须符合以上规定。掘进工作面措施效果检验孔，应布置在措施孔之间，不能与措施孔

43、交叉及重叠， 不然所测定的数据不能真实反映煤体前方的情况。6.安全防护措施按照防治煤与瓦斯突出规定的有关条款，井巷揭穿突出煤层或在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离爆破、反向风门、避难硐室、压风自救系统和隔离式自救器等安全防护措施。三岔沟煤矿在11701回风巷掘进作业时，必须采取安全防护措施。7.防突管理7.1.防突仪器仪表配置管理1、本矿井按煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定，配备了掘进工作面煤与瓦斯突出危险性预测预报的仪器仪表、煤层瓦斯含量测定、煤层硬度测定、瓦斯放散初速度测定仪器设备和相应的工器具。2、防突仪器、仪表的管理（1）由防突队的资料员负责仪

44、器仪表保管，由防突队的技术人员负责维护和校核工作。（2）所有仪器仪表均应编号并建立台帐。其内容为：仪器编号、入井时间、仪表误差及携带仪表入井者的姓名。（3）仪表在井下受到剧烈震动或损坏，不得继续使用，必须及时维修或更换新表。（4）校核前，将要校核仪表的编号、允许误差值、校核日期、校核人姓名等逐一登记，校核误差大于允许误差即为不合格，并将不合格者作好记录。7.2.防突日常管理1、该工作面严禁使用风镐作业，每班作业人员（含瓦斯检查员、安检员）不得超过作业规程规定的人数。2、掘进队的队长是该掘进工作面防突的第一责任者，负责安全措施的落实和实施；总工对该采煤工作面防突负技术责任；防突队长负责贯彻、传达

45、措施，检查措施的落实、实施情况。3、当班班组长是本班现场防突负责人，其职责为：（1）放炮前，安排放炮员检查装药、连线情况；（2）安排电工停、送该工作面和进、回风系统内的动力电源；（3）协同安检员布岗；（4）放炮后，确认无异常情况后，随同瓦斯检查员逐步进入迎头检查瓦斯、风筒吊挂、支护等情况，只有在瓦斯浓度小于0.8且其他一切正常后，才能恢复生产并将放炮情况汇报矿调度室。4、当班职工对防突措施实施和站岗负现场责任，其职责为：（1）按防突措施的要求进行现场施工；（2）负责警戒，阻止人员进入警戒区域。5、当班瓦检员，对瓦斯动态、通风情况进行现场管理；对装药、连线，防突措施的实施负监督责任，其具体职责为

46、：（1）做好“一炮三检”和“三人连锁放炮”工作；（2）加强通风瓦斯管理；（3）监督好水炮泥的使用数量和黄泥的充填质量；（4）监督施工单位炮前、炮后冲尘及出货过程中的综合防尘管理工作；（5）必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，有权停止作业，并协助班排长立即组织人员按避灾路线撤出，同时报告矿调度室；（6）加强对“一通三防”设施检查和维护，发现“一通三防”设施不完好及时处理并汇报。6、当班安检员对防突措施的实施、效果检验、电工停送电、通风瓦斯管理负监督责任，带领人员现场设岗，放炮时对掘进工作面及回风系统进行撤人、停电工作，其具体职责为：（1）监督现场实施防突措施及措施效果检验；（2）监督电工做好工作面及回风系统的停送电工作；（3）当工作面出现通风风量不足，瓦斯异常等情况，有