煤矿工作面专项防突设计及安全技术措施

1、目录第一章 工作面概况 1一、工作面基本情况 1二、巷道设计 1三、巷道断面及支护 2第二章 瓦斯地质概况 3一、顶底板岩性及厚度 3二、地质构造 3三、水文地质 4四、煤层情况 5五、煤质 5六、瓦斯、煤尘和自然发火情况 5第三章 工作面安全生产系统 6一、通风系统 6二、监测监控系统 10三、防尘系统 11四、供电系统 12五、生产系统 12第四章 煤巷掘进工作面专项防突设计及瓦斯治理技术措施 13一、煤巷掘进工作面专项防突设计 13二、煤巷掘进工作面瓦斯治理强化措施 17第五章 回采工作面专项防突设计及瓦斯治理技术措施 19一、回采工作面专项防突设计 19二、回采工作面瓦斯治理技术措施

2、22第六章 抽采设计 25一、 瓦斯抽采系统 25二、 抽采管路选择及铺设 25三、钻孔的封孔和连接 27四、抽采效果分析 28五、瓦斯涌出量预测 30六、瓦斯抽采管理 32第七章 安全防护措施 33一、 压风自救系统 33二、 避难硐室 33三、突出应急措施 34* 工作面专项防突设计及区域防突措施（修订）第一章 工作面概况一、工作面基本情况*工作面为西翼采区第二个回采工作面， 位于副井西北侧， 该工作面开采二 1煤层， 北侧、南侧为采区煤柱，西邻 12031 工作面（未开采），东邻 12011工作面（已开采）。 该工作面设计4条煤巷，4条底抽巷。东侧轨道顺槽设计长度为 715m，其中外段长

3、度 105m，从12011胶带顺槽开口沿空掘巷，中间顺槽设计长度为 928m,西侧胶带顺槽长 度为954m。工作面标高：-260-320m，顺槽方位327°,工作面切眼长度 254m,中间 顺槽与西侧胶带顺槽可采长度为 867m,与东侧轨道顺槽可采长度为692m, *工作面平 均可采长度为 780m， 工作面平面示意图如图 1-1 。二、巷道设计* 工作面共设计 8 条巷道,分别为胶带顺槽、中间顺槽、轨道顺槽、切眼、胶带底 抽巷、中间底抽巷、轨道底抽巷、切眼底抽巷。1、 *轨道顺槽（105715m）采用沿空掘巷，轨道顺槽外段（0105m）在12011 胶带顺槽外部系统内施工穿层钻孔掩

4、护掘进,轨道顺槽目前尚未施工。2、 *中间顺槽为实煤体巷道沿煤层倾向向北掘进,由*中间底抽巷掩护掘进,现 已施工完毕。3、 * 胶带顺槽为实煤体巷道沿煤层倾向向北掘进,由* 胶带底抽巷掩护掘进,现 现已施工完毕。4、 *工作面切眼为实煤体巷道沿煤层走向掘进,由*切眼底抽巷掩护掘进,现已 施工123m，剩余131m。5、* 工作面共布置 4 条底抽巷,即胶带底抽巷、中间底抽巷、切眼底抽巷、轨道 底抽巷，均位于二 1煤层底板以下 814m 的层位，轨道底抽巷即为 12011 工作面胶带 顺槽底抽巷，长度为580m,底抽巷外错轨道顺槽16m;中间顺槽底抽巷长度980m,与中间顺槽内错3.26m；胶带

5、底抽巷长度976m,在胶带顺槽正下方；*工作面切眼底抽 巷长度275m，位于二1煤层底板以下814m的层位，*工作面切眼的正下方三、巷道断面及支护*工作面顺槽为梯形断面，采用梯形对子棚 +抬棚联合支护，对子棚间距600mm。(1) 中间顺槽掘进断面16.4m2,净断面14.8m2，巷道净高3.2m,顶部净宽3.8m,底 部净宽5.5m；( 2)轨道顺槽掘进断面16.17m2,净断面14.18m2，巷道净高2.9m,顶 部净宽3.9m，底部净宽5.8m；(3)胶带顺槽掘进断面17.2m2，净断面16m2，巷道净 高3.4m,顶部净宽3.8m,底部净宽5.6m； (4)工作面切眼为矩形断面，掘进断

6、面21.3m 2,净断面20.2m2，巷道净高2.8m,净宽7.2m，采用锚网钢带+锚索支护顶板，主、副 切眼交错打设锚网钢带及锚索，并打设单体液压支柱n型梁抬棚加强支护，在主、副切 眼交接处打设单体液压支柱n型梁抬棚支护，一梁三柱，柱间距600mm。*工作面的三条顺槽底抽巷，均为直墙半圆拱断面，掘进断面15.8m2,净断面13.3m 2,巷道净宽4.5m,净高3.45m,采用锚网喷支护，喷浆厚度100mm。*工作面切眼底 抽巷为直墙半圆拱断面，掘进断面11.08m2，净断面10.23m2，巷道净宽3.8m,净高3.1m, 采用锚网喷支护，喷浆厚度100mm,巷道断面示意图见图1-2。954m

7、设水停SEBm715m1D21轨道顺曹采线停采线联络巷联络巷设计排水图1-1 *工作面平面示意图连接板连接板连接板1 202 1工作面底抽巷切巷断面图42003948锚杆1 202 1工作面顺槽底抽巷断面图图1-2 *工作面顺槽及切眼断面示意图1 202 1工作面切眼断面图第二章瓦斯地质概况一、顶底板岩性及厚度顶板岩性：该工作面二1煤伪顶不太发育，局部可见黑色炭质泥岩，松软易碎 0 0.5m;直接顶为砂质泥岩，层理明显，局部发育厚 00.7m,老顶为灰色-浅灰色中粒石 英砂岩（大占砂岩），层面富集云母片，具斜层理，厚 12.8m17.4m,上部直接与二2煤底板泥岩接触，二2煤厚01.2m，底板

8、泥岩厚0.5m。二1煤顶板发育平整，相对比 较稳定。底板岩性：该工作面二1煤层伪底为碎软的泥岩及砂质泥岩，厚度 3.66m，老底为 泥岩夹细砂岩。二、地质构造该工作面构造简单，褶皱不发育，煤岩层相对比较稳定，地层走向4050°，倾向130140°，倾角310°，平均为4根据地面三维地震勘探资料，*胶带顺槽西部发育DF18断层，落差03m,近走 向方向延伸约90m。*中间顺槽东部发育DF22断层，落差03m,近走向方向延伸约 90m。*胶带底抽巷在掘进过程中，共揭露正断层 11条，断层落差为0.1-0.9m。表2-1 *工作面预计断层一览表断层编号煤巷预计位置(*胶

9、带顺槽专回 北帮以北)断层产状断层落差备注性质向(°)倾向(°)倾角(°)(m)* 胶 JF1170m正断层29828390.5-0.9胶带底板巷揭露* 胶 JF2171m正断层49139430.3胶带底板巷揭露* 胶 JF3289m正断层29121440.1胶带底板巷揭露DF18263m正断层NWWNNE703地面三维地震探测* 胶 JF4327m正断层28298340.6胶带底板巷揭露* 胶 JF5471m正断层78348260.6胶带底板巷揭露* 胶 JF6476m正断层40130400.6胶带底板巷揭露* 胶 JF7532m正断层33123300.6胶带底

10、板巷揭露* 胶 JF8541m正断层43133650.4胶带底板巷揭露* 胶 JF9593m正断层27117460.15胶带底板巷揭露* 胶 JF10640m正断层85175450.1-0.2胶带底板巷揭露* 胶 JF11683m正断层18292450.3-0.4胶带底板巷揭露三、水文地质该工作面水文地质条件复杂，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水及底板太原组薄层灰 岩水。二1煤层赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩37.80-69.45m,平均79.74m。下距L7石灰岩6.70-12.3m,平均10.5m，下距奥陶系灰岩平均64.88m。充水来源主要是煤层 顶底板直接充水含水层的地下水。二1煤层顶板

11、砂岩及底板太原组薄层灰岩均为弱富水性充水含水层，水量有限，易于疏排。煤层开采以后，导水裂隙带通达下石盒子组含水 层，增加了间接充水含水层的矿井水补给来源。主要出水来源为顶板砂岩水。*工作面二1煤层底板下距奥灰含水层顶界面 58-68.4m。奥灰水位+200m,巷道底 板承受的奥灰水压为5.2Mpa,突水系数0.070.09。奥陶系灰岩层位厚、水压大、富水 性强、补给水源丰富，是矿井突水的最大威胁。现 *工作面正在进行底板全覆盖注浆加 固工程，彻底消除奥陶系灰岩水的威胁。工作面回采时，正常情况下对开采二1煤层没有影响，但由于岩溶裂隙发育不均，局部地段仍有强富水地段的可能，特别是由于构造破坏造成煤

12、层底板隔水层变薄的情况 下，增大了奥灰水突水的可能性。在其厚度变薄区或奥灰水严重向上导升区段，奥灰水 能够突破该隔水层而对太原组灰岩含水层进行补给或直接向矿井充水，造成突水事故发根据临近巷道涌水情况，*胶带顺槽掘进时预计正常涌水量为 10m3/h，最大涌水 量为20m3/h; *中间道顺槽掘进时预计正常涌水量为 12m3/h，最大涌水量为25m3/h。 预计*工作面回采时，正常涌水量为150-190m3/h,最大涌水量为300-350m3/h。四、煤层情况根据勘探钻孔资料和已揭露地质资料，该工作面煤层厚度较为稳定，煤厚为2.3m 8.5m，平均煤厚5.5m，受褶皱控制煤层产状及厚度局部变化较大

13、。预计该掘进工作面 煤层倾角 310°，平均为 4°。煤层呈粉末状，少量块状，结构简单，局部含夹矸12 层，有分叉现象，仅局部存在夹矸，夹矸单层厚度0.040.3m，夹矸岩性为泥岩或炭质泥岩。五、煤质二 1 煤颜色为黑色，条痕灰黑色，具玻璃光泽，多呈粉状产出，组织疏松。煤层中 含黄铁矿结核。二i煤的视密度平均为1.44t/m3，真密度为1.52t/m3。煤岩成份，以亮煤 为主，暗煤次之。宏观煤岩类型属半亮型煤 ,富含 FeS2 结核。 AD=21.42%,Sd=2.23%。 , 煤尘爆炸指数为 ii.7%。六、瓦斯、煤尘和自然发火情况原始瓦斯含量：在*胶带底抽巷掘进期间测得

14、二i煤层原始瓦斯含量6.6211.85m 3/t， *中间底抽巷掘进期间测得二 i 煤层原始瓦斯含量 5.9i0.09m3/t， *轨道底抽巷 掘进期间测得二i煤层原始瓦斯含量 6.8513.86m3/t，故该区域二i煤层瓦斯含量为 5.911.85m3/t。瓦斯压力：在施工预抽回采区域穿层钻孔前，对 *工作面瓦斯压力进行了测定，经 实测，瓦斯压力为 0.10.78MPa。煤体坚固性系数 f 在 0.120.46。瓦斯放散初速度厶P在10.524.0之间。煤尘：煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为 11.7%。自燃发火：该工作面二 1 煤属不易自燃煤层第三章 工作面安全生产系统一、通风系统(一)掘进

15、通风系统* 工作面顺槽在掘进期间均采用压入式通风，在巷道进风侧建造防突风门，回风流 经专用回风巷进入总回风大巷。1、通风线路：(1) * 工作面轨道顺槽新鲜风：地面一主、副井一西翼胶带大巷一局部通风机一*工作面轨道顺槽一工作面。乏风：工作面T *工作面轨道顺槽一 *工作面轨道顺槽专用回风巷T西翼回风大巷 -风井一地面。*工作面轨道顺槽掘进期间通风示意图见图4-1。(2) * 工作面中间顺槽新鲜风：地面-主、副井-西翼胶带大巷-局部通风机- * 工作面中间顺槽-工作 面。乏风：工作面- *工作面中间顺槽- *工作面中间顺槽专用回风巷-西翼回风大巷 -风井-地面。 * 工作面中间顺槽掘进期间通风示

16、意图见图4-2。(3) *工作面胶带顺槽 新鲜风：地面-主、副井-西翼胶带大巷-局部通风机- * 工作面胶带顺槽-工作面。乏风：工作面- * 工作面胶带顺槽- * 工作面胶带顺槽专用回风巷-西翼回风大巷 -风井-地面。 * 工作面胶带顺槽掘进期间通风示意图见图4-2。2、煤巷局部通风机选型： 煤巷掘进工作面所需风量：( 1 )按瓦斯涌出量计算Qcf=100X qcgX kcg= 240m3/min式中：qcg掘进工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，取1.6m3/minkcg掘进工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数（1.52）,取1.5; 100按掘进工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数

17、。（ 2）按人数计算Qcf > 4Ncf= 100 m3/min式中：Ncf掘进工作面同时工作的最多人数，25人；4每人需风量， m3/min。（3）按照二氧化碳的涌出量计算Qhf=67X qhcX khc=67X 0.5X 1.5=50.25m3/min式中：qhc掘进工作面回风流中平均绝对二氧化碳涌出量；Khc掘进工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产条件下，连续观测 1 个月，日最大绝对涌出量与月平均瓦斯涌出量的比值；煤巷取1.5。煤巷掘进工作面需风量为 240m3/min。（ 4）局部通风机选型Qhf=Qaf x IQaf 局部通风机实际吸风量，m3/min ；I 掘进

18、工作面同时通风的局部通风机台数；Qhf工作面实际需风量，取 950n3/mi n根据以上计算，选择局部通风机类型为 FBD8.0 （2 x 55kw）风机供风，可满足生产要 求。（ 5）按风速进行验算0.25X 60x Shf < Qaf<4X 60x Shf式中：Shf煤巷掘进工作面平均断面积，取 16m2即 240m3/min < 950< 3840 m3/min，3、风门的位置及数量* 工作面胶带、中间顺槽掘进期间分别在 * 胶带顺槽与西翼胶带大巷联络巷， * 胶 带顺槽底板联络巷， * 中间顺槽与西翼胶带大巷联络巷，西翼第三中部车场， * 中间顺 槽底板联络巷内

19、设置防突风门； * 轨道顺槽掘进期间在 * 中间顺槽与西翼胶带大巷联络 巷，西翼第二中部车场 ,12011 胶带底板联络巷内设置防突风门。4、防突风门的建造要求：（1）风门墙采用砖和水泥砂浆砌筑，墙体嵌入巷道周边岩石的深度不小于0.2m，墙体厚度不小于0.8m,在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬 帮硬底后再进入实体煤不小于 0.5m。（3）两道风门之间的距离不小于 4m。（4）通过反向风门墙垛的风筒，必须设有逆向隔断装置。（5）工作面放炮和无人时反向风门必须关闭。（二）回采工作面通风系统工作面回采时采用“ Y”型全负压通风。1、工作面回采期间通风线路：新鲜风：地面主、副井

20、西翼轨道（胶带）大巷*胶带顺槽工作面。地面主、副井西翼轨道（胶带）大巷*中间顺槽工作面。乏风：工作面 * 工作面轨道顺槽 * 工作面轨道顺槽专用回风巷西翼回风大巷 风井地面， 见图 4-3。2、采面供风量计算：（ 1 ）按气象条件计算Qcf=60x 70%x vcf x Scf x kchX kci = 831.6 m3/min式中 :vcf采煤工作面的风速，长壁工作面温度在2326C时，工作面风速应在1.51.8m/s 之间。Scf采煤工作面的平均有效断面积，取10m2;kch采煤工作面采高调整系数，取1.1;kcl采煤工作面长度调整系数，取 1.0;70%有效通风断面系数；60为单位换算产

21、生的系数。（2）按照瓦斯涌出量计算Qcf=100x qcgX kcg=933m3/min式中：qcg采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，取6.22m3/min。kcg采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.5;100按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1的换算系数。（3）按照二氧化碳涌出量计算Qcf=67X qccX kcc = 28.94 m3/min式中：qcc采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，0.24 m3/min ;kcc采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，取1.8;67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。（4）按工作人员数量

22、验算Qcf> 4Ncf=200m3/mi n式中：Ncf采煤工作面同时工作的最多人数，50人；4每人需风量， m3/min。（5）按风速进行验算 验算最小风量Qcf> 60 X 0.25Scb =270m3/mi n 综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大 风量Qcf < 60X 5.0Scs < 2100m3/min式中：Scb采煤工作面最大控顶有效断面积，取18m2;Scs采煤工作面最小控顶有效断面积，取7m2;9 / 660.25采煤工作面允许的最小风速， m/s；4.0采煤工作面允许的最大风速， m/s。计算结果符合煤矿安全规程之

23、规定，故采面风量定为990m3/min3、风门的位置及数量在西翼第二中部车场、 * 轨道顺槽与西翼胶带大巷联络巷各安装一组防突风门， 风门的建造要求同掘进通风系统中防突风门建造要求。在 * 胶带顺槽回风巷口、 * 中间 顺槽回风巷口各建造一道闭墙。二、监测监控系统（一）掘进期间监测监控系统1、安全监测设备* 工作面监测监控系统设备为 KJ95N 型，布置在地面调度室中心机房， KJF16B 型 分站 2台，均设置在西翼胶带运输大巷，分别位于 *工作面中间顺槽皮带头和 * 工作面 胶带顺槽皮带头。2、监测监控传感器位置在顺槽掘进期间，在距正头不超过5m的位置和距回风巷口 1015m的位置安设瓦

24、斯传感器，瓦斯传感器应按照距顶不大于 300mm,距帮不小于200mm的标准进行悬挂。 * 工作面胶带顺槽、中间顺槽掘进期间监测监控系统示意图见图 4-4， * 工作面轨道顺 槽掘进期间监测监控系统示意图见图 4-5。一氧化碳安设在距回风口 1015m处，吊挂位置距顶不大于 300mm,距帮不小于 200mm。3、报警断电值在掘进工作面正头、巷道中部、回风巷口前1015m处的瓦斯传感器报警值为1%,掘进工作面正头瓦斯传感器断电值为1.5%,巷道中部、回风巷口前1015m处 的瓦斯传感器断电值为1%,复电值为w 0.8%;分风口瓦斯传感器报警值0.5%, 断 电值为0.5%，复电值为v 0.4%

25、。4、断电范围： 均为本巷道及回风流所经过的所有非本质安全型电器设备。（二）回采期间监测监控系统1、安全监测设备* 工作面监测监控系统设备为 KJ95N 型，布置在地面调度室中心机房，在西翼第 四中部车场布置 2 台 KJF16B 型分站。2、监测监控传感器位置在工作面进风巷道（胶带顺槽、中间顺槽） ，距工作面切眼 10m 范围内的位置分别 安设瓦斯传感器T1、T2,在工作面回风巷道（轨道顺槽）距安全出口不大于10m的位置安设瓦斯传感器T3,在回风巷汇风流前1015m处安设瓦斯传感器T4,在回采工作 面专用回风巷内距总回风巷1015m处安设瓦斯传感器T5,在工作面上隅角安设瓦斯 传感器T0，在

26、距工作面回风巷1015 m处安设一氧化碳，见图4-3。3、报警断电值报警值：、T2均0.5%; T0、T3、T4、T5均1%;断电值：、T2>0.5%; T。、T3均1.5%; T4、T5> 1%复电值：T0、T3、T4、T5均w 0.8%,、T2V0.4%;断电范围： 本巷道及回风流所经过的所有非本质安全型电器设备。三、防尘系统1 、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路,并要直达掘进工作面。防尘管路每50m必须安设一个三通,管路吊挂平直。2、掘进时必须使用湿式打眼,装药时,必须使用水炮泥,放炮前后必须喷雾洒水, 装煤时必须洒水灭尘。3、 掘进时按规定安设两道喷雾装置，第一道距工作面正

27、头不超过50m,第二道距 工作面回风口不超过50m,喷雾装置要操作灵活，雾化好，封闭全断面。4、防尘设备要指定专人维护和管理,不准随意拆除。5、放炮前后,对放炮地点进行洒水;每班交接班时间对工作面进行洒水;工作面 50m 后巷道每天进行洒水。6、 在煤巷掘进工作面内安设一组隔爆水棚，水棚距正头间距60200m，水量不小 于200L/m2,水袋总数不少于60个，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护，确保水 量充足。7、回采工作面的进风及回风巷内每隔 200m 安装一组隔爆水棚。四、供电系统* 工作面掘进及回采期间煤巷与底板巷供电系统设计参考我矿12011工作面掘进及回采期间煤巷与底板巷的供电设

28、备及供电系统。1、风机供电*中间顺槽及 *胶带顺槽掘进期间，局部通风机电源均引自西翼采区变电所； *轨 道顺槽煤巷掘进期间，局部通风机电源均引自风井底配电点，并实行“三专”供电。2、* 工作面顺槽掘进期间供电系统在*工作面顺槽掘进期间，生产供电系统电压为660V,电源引自西翼采区变电所和风井底配电点，电源电缆采用 MVV 3 X 120+1 X 70电缆，*轨道顺槽、*中间顺槽和 * 胶带顺槽及对应底抽巷均单独电源供电，生产负荷随着生产进度不断调整。 * 胶带顺 槽掘进期间供电系统图见 4-6， *中间顺槽掘进期间供电系统图见图 4-7， *轨道顺槽掘 进期间供电系统图见图 4-8。3、工作面

29、回采期间供电系统工作面回采期间综采设备供电电压为 1140V,电源（6KV）引自风井底配电点，电源 电缆采用MYPTJ 3 X 70+1 X 25电缆，经工作面变电站变压为1140V供综采设备。回采期 间供电系统见图 4-9。五、生产系统1、掘进系统（ 1 ）施工工艺* 工作面顺槽采用爆破法全断面一次掘进，胶带运输机和刮板输送机运输。（ 2）运输系统*轨道顺槽：正头采用爆破法落煤，通过侧装机装入SGW-40T刮板输送机一 SJ-800 胶带输送机一西翼胶带大巷强力皮带一井下煤仓一主井升井。*中间顺槽：正头采用爆破法落煤，通过侧装机装入SGW-40T刮板输送机一 SJ-800 胶带输送机一西翼胶

30、带大巷强力皮带一井下煤仓一主井升井。*胶带顺槽：正头采用爆破法落煤，通过侧装机装入SGW-40T刮板输送机一 SJ-800 胶带输送机一西翼胶带大巷强力皮带一井下煤仓一主井升井。2、回采系统回采工艺* 工作面采用综合机械化采煤法开采。运煤系统：工作面割煤机自动装煤入 SGZ 764/500刮板输送机一 SZZ764/200转载机-*工 作面胶带顺槽DSJ100/63/2X 125KW胶带输送机一西翼胶带大巷强力皮带一主井底煤仓 -地面皮带廊-地面储煤场。运料系统：副井-副井井底车场-西翼轨道大巷- * 工作面西翼第二中部车场- * 工作面轨 道顺槽-工作面。副井-副井井底车场-西翼轨道大巷-

31、* 工作面西翼第四中部车场- * 工作面胶 带顺槽-工作面。第四章 煤巷掘进工作面专项防突设计及瓦斯治理技术措施一、煤巷掘进工作面专项防突设计1 、煤巷掘进工作面防突设计选择*轨道顺槽设计长度715m, *轨道顺槽105715m为沿空掘巷，与12011工作面 采空区间隔煤柱1m,根据某某发【2012】259号文某某集团公司沿空送巷掘进工作面 瓦斯防治管理规定（试行）第二条规定，“沿空送巷掘进工作面与采空区间隔煤柱不 大于 3m 时，原则上按无突出危险区管理，但必须进行区域突出危险性效果检验和区域 验证”。因此，*轨道顺槽105715m掘进期间不再执行区域防突措施，直接采取区域 效果检验及区域验

32、证，*轨道顺槽0105m采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防 突措施。根据防治煤与瓦斯突出规定 第四十五条区域防突措施的选择， 煤矿安全规程 第二百一条规定：新建的突出煤层或历史上发生过突出强度大于500t/次的，不得将13 / 66在本巷道施工顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯作为区域防突措施。 因此，* 工作面中间顺槽、 胶带顺槽及切眼均选用底抽巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。同时，针 对二 1 煤层透气性差、煤层瓦斯预抽效果不理想、预抽消突期长等因素，在抽采钻孔施 工期间采用底板预抽巷水力冲孔卸压增透技术。2、区域预测* 工作面轨道顺槽掘进期间为沿空掘巷，掘进期间不再进行区域预测，因

33、我矿 * 工 作面在某某公司高突矿井瓦斯基础参数测试补充规定下发前已施工完毕预抽煤巷条 带穿层钻孔，无法测定煤层原始瓦斯压力，原始瓦斯压力选用临近工作面参数。因此， 在*工作面底抽巷和切眼底抽巷掘进期间每 50200m 测定一组工作面原始瓦斯含量， 该工作面瓦斯含量指标临界值为 6m3/t，瓦斯压力临界值0.6Mpa。不论预测指标是否超 限，都采取防突措施。3、区域防突措施* 轨道顺槽 0105m、* 中间顺槽、胶带顺槽及切眼均采用穿层钻孔预抽煤巷条带 煤层瓦斯的区域防突措施，依据新安煤田水力冲孔钻孔有效抽采半径为7.6m，选定*工作面顺槽穿层钻孔终孔间距为 6m。（1）*轨道顺槽0105m范

34、围利用12011胶带顺槽外部系统岩巷采用穿层钻孔预 抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施， 在12011胶带顺槽外部系统内每6m布置一组12 个© 94mm的钻孔，共布置18组，所有钻孔孔底间距不大于 6m，控制范围为煤巷巷道 轮廓线外15m，形成网格式抽采，见图5-1。（2）*胶带顺槽底抽巷、中间顺槽底抽巷内每隔6m施工一组7个© 94mm的钻孔， 所有钻孔孔底间距为6m,控制范围为煤巷巷道轮廓线外 15m，形成网格式抽采。*中 间顺槽底抽巷预抽煤巷条带煤层瓦斯穿层钻孔布置示意图见图 5-2，参数表见附表 1； * 胶带顺槽底抽巷预抽煤巷条带煤层瓦斯穿层钻孔布置示意图见图 5

35、-3，参数表见附表2。（3） 在工作面切眼（西）底板巷内每6m布置一组9个© 94mm的钻孔，钻孔孔底 间距为6m，控制范围为切眼巷道轮廓线外 20.5m；工作面切眼（东）底板巷内每6m垂 直于巷帮布置一组11个© 94mm的钻孔，钻孔孔底间距为6m，控制范围为切眼巷道轮 廓线外20.5m，见图5-4,参数表见附表3-1，附表3-2。为提高瓦斯抽采效果，在*胶带底抽巷、*中间底抽巷钻孔预抽煤层瓦斯13个 月后，含量和压力有所下降，再在两排穿层钻孔之间施工一排不少于 3个穿层钻孔进行 水力冲孔卸煤 ,*中间底抽巷水力冲孔钻孔参数见附表 4， *胶带底抽巷水力冲孔钻孔 参数见附

36、表 5；在工作面切眼（西）底板巷内，每 2 排穿层钻孔中间施工一排 5个钻孔 进行水力冲孔卸煤 ,钻孔参数见附表 6；在工作面切眼（东）底板巷内，每排穿层钻孔中 每隔一个钻孔进行水力冲孔卸煤， 即对偶数号钻孔进行水力冲孔， 钻孔参数见附表 3-2。 经初步考察分析该钻孔布置方式能有效的解决憋孔和喷孔问题， 并能增加区域瓦斯预抽 时间。若煤厚发生变化时，根据实际情况修改钻孔设计。4、区域防突措施效果检验* 中间顺槽、胶带顺槽及切眼在采取底板巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防 突措施后，要保证有不低于 3 个月的预抽期，并利用煤层残余瓦斯含量值和残余瓦斯压 力进行区域防突措施的效果检验， 即在底

37、抽巷内每间隔 50m 至少布置一个测点， 同时测 定残余瓦斯含量和残余瓦斯压力，当残余瓦斯含量v 6m3/t和残余瓦斯压力v 0.6MPa, 且检测孔施工期间无喷孔、夹钻、顶钻等突出预兆时，判定区域措施有效；若任一个检 测孔施工期间出现喷孔、夹钻、顶钻等突出预兆或效果检验指标超标时，则此检测点周 围半径 100m 内的预抽区域均判定为无效，采用延长抽采时间或补打区域防突钻孔后重 新进行效果检验， 直至区域效果检验合格且效检孔施工过程中正常排粉， 无夹钻、顶钻、 喷孔等异常现象时，判定区域措施有效，巷道方可掘进。由于* 轨道顺槽为沿空掘巷，根据某某发【 2012】259号文第一条规定，按无突出

38、危险区管理 ,不再执行区域防突措施，在巷道掘进前在 * 轨道底抽巷内每 50m 测定残余 瓦斯含量和瓦斯压力，当煤层残余瓦斯含量v 6m3/t及煤层残余瓦斯压力v 0.6Mpa时， 允许掘进。5、区域验证（ 1 ）区域验证钻孔布置 在煤巷掘进期间采用钻屑指标法进行连续区域验证（其临界值见表5-1），即每 6m一循环进行一次区域验证，验证钻孔布置 3个，孔径42mm，孔深10m、控制巷帮3m （钻孔布置见图 5-5、图 5-6），验证钻孔应布置在煤层软分层中，当验证指标超标或出 现顶钻、夹钻、喷孔或响煤炮等现象时，必须补充区域防突措施进行消突，待区域效果检验合格后方可掘进。表5-1 :区域验证指

39、标临界值表危险性钻孔钻屑量指标钻孔钻屑解吸指标（干煤）钻孔钻屑解吸指标（湿煤）有突出危险SmaQ 6Kg/ m h2> 200Pa h2>160Pa无突出危险Smax< 6Kg/ m h2v 200Pa h2v160Pa（2）区域验证操作方法 在掘进工作面打3个直径为42mm,深10m的预测钻孔，终孔沿掘进方向，两 边孔的终点应位于巷道轮廓线以外的 3m处，布置参数见表5和图六。 预测孔应尽可能布置在煤层的软分层中，并应布置在距措施孔不得小于0.4m位置。 钻孔每钻进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 解析指标厶h2。孔号距底板/m距中线/m偏角/

40、 °倾角/ °钻孔长度/mY11.21.822+910Y21.20.00+910Y31.21.822+910图5-5*工作面顺槽掘进期间区域验证钻孔布置示意图Y1二、煤巷掘进工作面瓦斯治理强化措施1、前探钻孔*工作面顺槽及切眼经评判抽采达标后，巷道掘进前在煤巷迎头沿掘进方向施工3个孔深不小于60m的煤孔进行钻孔检验，并留设 20m前探超前距，钻孔布置见图5-7。 只有在打钻过程中正常排粉，无夹钻、顶钻、喷孔等异常情况，且校检指标不超标，则判定区域措施有效，否则为无效，应立即停止掘进，在超标地点100m范围内加强区域治理措施，增加预抽时间、加密钻孔布置等，重新进行区域效果检验

41、工作。Moum图5-7*工作面顺槽掘进期间前探钻孔布置示意图表5-2*工作面顺槽掘进期间前探钻孔参数表孔号开口位置偏角(°)仰角(°)钻孔长度(m)距底板(m)距中心(m)11212.683M 6021003M 6031212.683M 602、工作面瓦斯治理强化措施在巷道掘进期间，若地质构造、煤层出现急剧变化或瓦斯涌出量增大，工作面绝对 瓦斯涌出量大于3n3/min时，须施工瓦斯治理强化措施孔，1排11个孔深16m钻孔, 孔径为75mm,控制巷帮外5m,钻孔终孔间距2m，钻孔布置见图5-8。在煤巷掘进期 间若遇见底抽巷水力冲孔形成的空洞，不再施工瓦斯治理强化措施孔。1图5

42、-8*工作面顺槽掘进期间瓦斯治理强化措施孔布置图表5-3*工作面顺槽掘进期间工作面瓦斯治理强化措施孔参数表孔号开口位置偏角（°）倾角（°）钻孔长度（m）距底板（m）距中心（m112.52891621221916311.51691641111916510.559166100916710.5591681111916911.5169161012219161112.528916第五章 回采工作面专项防突设计及瓦斯治理技术措施一、回采工作面专项防突设计1回采工作面防突设计选择根据防治煤与瓦斯突出规定突出煤层在进行采掘前须执行区域防突措施，根据防突规定第四十五条，并结合*工作面的实际情

43、况，在*工作面回采区域选用顺层 钻孔或穿层钻孔进行预抽煤层瓦斯。 即在* 中间顺槽内选用顺层钻孔预抽回采区域煤层 瓦斯区域防突措施，控制*工作面中间区域（沿走向50194m）;在*轨道及胶带底抽 巷内选用穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，控制 * 工作面两侧区域（沿走 向056m, 185248m）。由于抽采钻孔的有效抽采半径为 3m,故钻孔终孔间距按6m 布置。2、回采工作面区域防突措施（ 1 ）顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯因* 工作面轨道顺槽 0204m 段无底抽巷, * 中间顺槽底抽巷巷道失修严重,均无 法施工穿层钻孔。因此,在 * 轨道顺槽西帮 0204m, * 中间顺槽东、西

44、两帮自工作面 停采线南20m位置开始至距切眼南15m位置，向工作面回采区域施工顺层钻孔，钻孔 开孔位置距巷道顶板1.2m1.5m。为提高瓦斯抽采效果，在煤层变厚区域对钻孔进行 加密布置，根据地质资料，切眼南 230385m、543639m区域煤层变厚，故对这两区 域内钻孔进行加密，钻孔间距 1m，其他区域钻孔按间距 2m布置，中间顺槽东帮顺层 钻孔深度不低于75m，中间顺槽西帮及轨道顺槽顺层钻孔深度不低于65m，钻孔控制工作面走向 50194m。（2）穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯 （沿工作面走向沿走向 056m， 185248m） 在*轨道顺槽（204715m）的底抽巷和*胶带底抽巷内施工回采

45、区域穿层钻孔， 钻孔控制工作面回采区域沿走向方向 056m, 185248m。在轨道、胶带底抽巷内每6m 布置一组 8 个孔径为 94mm 的穿层钻孔，钻孔呈“网格式”布置，钻孔的终孔间距6m。* 工作面预抽回采区域防突钻孔布置图见图 6-1，钻孔参数见附表 73、区域防突措施效果检验预抽工作面回采区域的抽采钻孔达到 6个月的预抽期后， 利用煤层残余瓦斯含量值 和残余瓦斯压力进行区域防突措施的效果检验，根据防突规定第五十五条，沿工作 面推进方向每间隔50m布置2个测点，测定残余瓦斯含量，每100m范围内选取2个测 点测定残余瓦斯压力，并在煤层变厚区域、地质构造带附近加密检测点布置。当残余瓦 斯

46、含量v 6m3/t和残余瓦斯压力v 0.6MPa,且检测孔施工期间无喷孔、夹钻、顶钻等突 出预兆时，判定区域措施有效，并编制工作面抽采达标评判报告;若任一个检测孔施工 期间出现喷孔、夹钻、顶钻等突出预兆或效果检验指标超标时，则此检测点周围半径100m 内的预抽区域均判定为无效，采用延长抽采时间或补打区域防突钻孔后重新进行 效果检验，直至判定区域措施有效。4、区域验证* 工作面回采期间执行连续验证，即在回采期间每 6m 进行一次区域验证。（1）区域验证钻孔布置工作面回采期间采用钻屑指标法进行区域验证（ 临界值见表 5-1），区域验证钻孔 垂直于工作面煤壁布置，沿工作面走向每隔 10m 布置一个

47、10m 深的验证钻孔，钻孔控 制前方10m,孔径42mm,钻孔布置见图6-2。验证钻孔应布置在煤层软分层中。当区 域验证钻孔施工过程中任何一次指标超标或打钻出现喷孔、顶钻、卡钻，响煤炮等明显 突出预兆,则认定措施无效,必须立即停止作业,补充施工区域防突措施并重新进行抽 采达标评判。（2）区域验证操作方法 在工作面切眼内垂直于工作面煤壁布置, 沿工作面走向每隔 10m 布置一个直径为42mm,深10m的预测钻孔。 预测孔应尽可能布置在煤层的软分层中，并应布置在距措施孔不得小于0.4m位置。 钻孔每钻进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 解析指标厶h2。10m°

48、;11110m12021胶带顺槽底板巷ABA剖面图二1煤层顶板10m10m1 2021工作面中间顺槽B B剖面图I煤层轨道顺槽底板巷Am10m10m10m10m10m10m10m10mA图6-2*工作面回采期间区域验证钻孔布置示意图二、回采工作面瓦斯治理技术措施为加强*工作面回采期间的瓦斯治理工作，在工作面回采期间采取“顺层钻孔+瓦斯治理强化措施孔+上隅角采空区插管抽采+低位高抽钻孔抽采”等综合措施强化瓦斯治 理工作，确保工作面安全生产。1、顺层钻孔瓦斯治理强化措施在*轨道顺槽、胶带顺槽内，向回采工作面施工一排顺层钻孔，钻孔由停采线外20m 开始施工，孔深不低于65m，钻孔直径为94mm，孔间

49、距为2m。2、回采工作面瓦斯治理强化措施孔在切眼内，距轨道、胶带顺槽各10m位置开始，布置2排直径为75mm、孔深16m 的抽采钻孔，钻孔呈“三花眼”布置，孔间距 1.5m，排间距0.5m。工作面浅孔抽采钻 孔垂直切眼，倾角均与煤层倾角一致。钻孔施工过程中，可根据现场条件对钻孔参数进 行调整，钻孔布置示意图见图6-3。B剖面图A12021胶带顺槽A A剖面图254m1*1=:m： °»-71煤层t -f-mH I厶n v10m1T-III1 2021工作面中间顺槽图6-3*工作面回采期间瓦斯治理强化措施孔布置示意图3、采空区插管抽采在工作面上隅角采用采空区插管的抽采方式，采

50、空区上隅角用煤袋填实，将抽采管 末端插入上隅角煤袋墙以里 0.5m。抽采主管路吊挂在巷道右帮顶板，采用© 300mm抽 采管进行抽采。见图6-4。4、低位高抽钻孔抽采在工作面回采期间，在轨道顺槽西帮和中间顺槽东帮每 60m各布置1个钻场，在钻 场内布置9个高位钻孔，控制轨道顺槽西帮35m，控制煤层顶板以上2540m,对采空 区瓦斯进行抽米，见图6-5。表6-1： *工作面低位高抽钻孔参数表孔号距顶板距正头方位角(°)偏角(°)倾角(°)预计钻孔长度(m)10.8m1.0m317-1023.913320.8m2.0m321-624.113330.8m3.0

51、m325-224.213240.4m1.0m313-1430.610250.4m2.0m319-831.210060.4m3.0m325-231.510070m1.0m304-2339.97280m2.0m313-1441.56990m3.0m323-442.668剖面图6寸变径作面轨道顺槽工面平面图工作面轨道顺槽30 0mn弯通3 0 Onm三通6寸聚乙烯抽放管直径300 nm抽放管主管路来源井下西区瓦斯抽放泵站3 00mm瓦斯抽放管主管路来源井下西区瓦斯抽放泵站 300mrr瓦斯抽放管抽放花管3m 6寸聚乙烯抽放管工作眼图6-4*工作面采空区上隅角瓦斯（插管）抽采设计示意图12叭1胶喘川唱

52、110N紈道枕噹1J02I*可柚L2D21轨逍钛毛 站鳩北帮12叮1 中 *: Kin 鮎城北即-jC-i4_OiO1jJ1图6-5*工作面采空区低位高抽钻孔抽采设计示意图第六章抽米设计一、瓦斯抽米系统*工作面利用地面永久抽采系统和井下西翼抽采系统进行分源抽采。地面安装3台瓦斯抽采泵，2台型号为2BEC-67，额定流量350m3/min的抽采泵作为工作泵，1台型 号为2BEK720-2BG3 ,额定流量500m3/min抽采泵作为备用泵，采用© 500mm的抽采管 路由风井一西翼回风大巷一与回风大巷相连的专用回风巷，再由三通连接©300mm的抽采管路延伸至*工作面，抽采*工

53、作面永久封孔钻孔内瓦斯。井下西翼抽采泵站安装 2台2BEC-42型120m3/min水环式真空泵和一台2BEC-50 型200 m3/min水环式真空泵，抽采管路由西翼回风大巷-与回风大巷相连的专用回风 巷，再由三通连接© 300mm的抽采管路延伸至抽采地点，抽采*工作面临时封孔钻孔 及防喷装置内瓦斯。二、抽采管路选择及铺设1、抽采管路选择根据AQ1027-2006煤矿瓦斯抽采规范可知，选择瓦斯抽采孔管直径确定，可按下式计算：R 0.1457、Q式中：R瓦斯管内径，m；Q管路内的混合瓦斯流量，（m3/min）；V经济流速（m/s），可取515m/s。取5m/s*工作面共设计顺层钻孔1550个，设计孔深 201990m，顺层钻孔瓦斯流量0.0103m3min hm,可计算出需要的抽采瓦斯管径为 150mm。*工作面共设计穿层钻孔 1976个，设计孔深 97136m，其中岩孔 64757m,煤孔32379m，穿层钻孔瓦斯流量 0.0227m3min hm,可以计算出需要的