煤矿防突专项设计(样本)

PAGE分类号：密级：UDC:编号：××煤矿防突专项设计二○一二年三月目录1 矿井概况 31.1 井田概况 31.1.1 位置与交通 31.1.2 地形地貌 41.1.3 气象及地震 41.2 地层及地质构造情况 51.2.1 地层 51.2.2 地质构造 91.3 煤层赋存情况 121.4 矿井开拓与开采 131.4.1 开拓方式 131.4.2 井田开拓、开采顺序 141.5 矿井通风情况 161.5.1 通风方式 161.5.2 矿井供风量 161.6 矿井瓦斯情况 171.7 周边矿井情况 182 煤与瓦斯突出危险性初步评价 192.1 突出危险性评价指标 192.2 煤与瓦斯突出危险性评价 203 矿井防突基本要求 214 区域综合防突措施 234.1 区域突出危险性预测 234.1.1 井筒（石门）揭煤区域突出危险性预测 254.1.2 掘进工作面区域突出危险性预测 264.1.3 回采工作面区域突出危险性预测 274.2 区域防突措施 284.2.1 区域防突措施方法选择 284.2.2 预抽煤层瓦斯区域防突要求 294.2.3 地面井大面积预抽3号煤层瓦斯措施 304.2.4 井筒（石门）揭煤工作面区域防突措施 304.2.5 大巷及首采工作面掘进巷道区域防突措施 314.2.6 回采工作面区域防突措施 344.3 预抽煤层瓦斯区域措施效果检验 -37-4.3.1 区域措施效果检验要求 -37-4.3.2 井筒（石门）揭煤工作面区域防突措施效果检验 -38-4.3.3 掘进工作面区域防突措施效果检验 -39-4.3.4 回采工作面区域防突措施效果检验 -40-4.4 区域验证 -43-4.4.1 井筒（石门）揭煤工作面区域验证 -44-4.4.2 掘进工作面区域验证 -45-4.4.3 回采工作面区域验证 -46-5 局部综合防突措施 -48-5.1 局部综合防突措施基本程序 -48-5.2 首采煤层局部突出危险性预测 -49-5.2.1 井筒（石门）揭煤工作面局部突出危险性预测 -49-5.2.2 煤巷掘进工作面突出危险性预测 -50-5.2.3 回采工作面突出危险性预测 -51-5.3 局部防治突出措施 -52-5.3.1 井筒（石门）揭煤工作面防突措施 -52-5.3.2 煤巷掘进工作面防突措施 545.3.3 回采工作面防突措施 555.4 工作面措施效果检验 555.4.1 石门揭煤工作面防突措施效果检验 565.4.2 煤巷掘进和采煤工作面防突措施效果检验 565.5 安全防护措施 595.5.1 采区避难所 595.5.2 反向风门 595.5.3 远距离爆破 605.5.4 工作面避难所 605.5.5 压风自救 615.5.6 隔离式自救器 616 防突机构的建立及培训 626.1 成立矿级防突工作领导组 626.2 成立区（科）级防突管理机构 626.3 防突管理机构职责 626.4 矿井人员培训 626.5 防突组织管理 636.5.1 防突规划、计划的编制 636.5.2 防突措施制定与实施 636.5.3 防突工作面安全报告与审批制度 646.5.4 防突资料的收集、整理分析，填报突出卡片制度 646.5.5 矿井突出工作面的挂牌管理制度 646.5.6 日常技术管理工作 647 劳动定员与防突设备 657.1 劳动定员 657.2 防突仪器、装备 65附录A：煤与瓦斯突出矿井基本情况调查表 66附录B：煤与瓦斯突出记录卡片 67附录C：矿井煤与瓦斯突出汇总表 68附录D：防治煤与瓦斯突出岗位责任制 69参考文献 74PAGE1前言根据《防治煤与瓦斯突出规定》第十四条规定：有突出危险的新建矿井及突出矿井的新水平、新采区，必须编制防突专项设计。设计应当包括开拓方式、煤层开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施（设备）、区域综合防突措施和局部综合防突措施等内容。为此，受山煤矿有限责任公司的委托，承担了对煤矿煤与瓦斯突出防治进行专项设计。项目组根据矿井初步设计、防治煤与瓦斯突出规定等的要求，编写了“煤矿防突专项设计”报告。一、编制设计的依据⑴《煤矿有限责任公司初步设计》（以下简称《初步设计》），中国煤炭科工集团北京华宇工程有限公司，2012。⑵《煤矿有限责任公司瓦斯抽放工程初步设计》（以下简称《抽放设计》），中国煤炭科工集团北京华宇工程有限公司，2012。⑶《煤矿有限责任公司矿井地质报告》（以下简称《地质报告》），山西省煤炭地质114勘查院，2008。⑷《煤矿有限责任公司井筒揭3号煤层瓦斯突出危险性初步评价》，河南理工大学，2008。⑸《煤矿煤层气项目井筒检查4#孔煤层气试井成果报告》，中国煤炭科工集团煤炭科学研究总院西安研究院，2008。⑹煤矿有限责任公司提供的相关资料。二、设计遵循的主要标准及规范⑴《煤矿安全规程》，国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局，2011年。⑵《防治煤与瓦斯突出规定》，国家安全生产监督管理总局，国家煤矿安全监察局，2009年。⑶《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》，国家安全生产监督管理总局，2012年。⑷《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》，国家安全生产监督管理总局，2012年。三、存在的问题及建议由于煤与瓦斯突出是一种复杂的瓦斯动力现象，对突出发生的机理尚未完全搞清楚，加上各矿煤层瓦斯赋存状况、地质条件存在差异性，因此对突出危险性预测指标及临界值、防突措施参数都应通过实际考察加以确定，设计中所采用的指标和参数均参照《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》等国家规定来确定。建议矿上委托具有资质的科研单位，对预抽瓦斯的防突效果、突出危险性预测指标及临界值、局部防突措施的参数等进行考察，以便指导今后的防突工作。矿井概况井田概况位置与交通煤矿有限责任公司，工业场地西距沁水县县城约50km，东距玉溪村约2km，位于樊庄农场西侧。地理坐标为：东经112°36′20″～112°41′00″，北纬35°42′15″～35°45′00″。井田形状呈台阶状，南北宽5.1km，东西长6.78km，面积为26.172km2。矿井边界拐点坐标详见表1-1。表1-1探矿权边界拐点坐标表序号XY序号XY13959098.019647362.673954068.719650841.423957248.319647393.483955455.819650817.833957229.619646262.593955468.719651572.043955380.219646292.9103957318.119651540.553955367.719645538.8113957331.219652294.463953980.619645561.5123959180.619652262.7交通较为便利，见图1-1所示。玉溪煤矿玉溪煤矿图1-1矿井交通位置图地形地貌煤矿位于高原东南部，太行山脉南端。区内地形总体为北高南低，沟谷纵横，地形起伏较大，东北最高，最高点位于东北角山梁，标高+1210.3m；西南最低，最低点位于胡底村东樊庄河谷，标高+760.9m，相对高差449.4m。南部为樊庄河谷，走向近东西向及NEE向，与区内最发育的一组节理走向一致。谷底较平缓，宽140～400m，坡降±1.6º；井田中北部为樊庄支谷及山梁，呈NNE向羽状分布，与该方向的一组节理相吻合，沟谷呈“V”字型尖谷，为侵蚀强烈的中低山区。气象及地震本区属东亚季风区暖温带半湿润地区，大陆气候显著，四季分明。夏季午间较热，早晚凉爽，雨水较多；冬季气候寒冷，雨雪稀少；春秋季雨少风多。据沁水县气象局资料，当地年平均气温10.2℃，极端最高气温达37.4℃(1991年7月12日)，最低-18.7℃（1990年2月4日），无霜期180天，最大冻土深度43cm，最大风力为10级。降雨多在六、七、八三个月，年降水量最大891.2mm，最小412.5mm，年平均蒸发量1584.78mm。据县志记载，从1140年至今，该区共发生地震28次，其中破坏性地震8次。根据国标50011-2001《建筑抗震设计规范》，本区位于沁水县境内，抗震设防烈度为7度，设计基本地震加速度值为0.10g，属第一组。地层及地质构造情况地层区内地层出露条件较好，为二叠系上统上石盒子组上段、石千峰组、三叠系下统刘家沟组，第四系地层零星分布，如图1-2所示。现将区内地层由老到新分述如下：⑴奥陶系中统上马家沟组(O2s)：14-3孔揭露至上马家沟组下段地层。厚190.95m，其中上段厚53.91m，为深灰色巨厚层状石灰岩，底为白云质灰岩，中段厚121.04m，为灰色泥灰岩、角砾状灰岩、石灰岩夹白云质灰岩。不规则裂隙发育，方解石充填，局部见小溶孔。下段为灰白色含膏灰岩。⑵奥陶系中统峰峰组(O2f)：为煤系地层基底，平均厚度114.71m。分上下两段。①下段(O2f1)：厚78.53m，主要为深灰色，中厚层状、薄层状泥灰岩、角砾状内碎屑灰岩，下部具波状层理，变形层理。下部夹一层厚层状石灰岩。②上段（O2f2）：厚36.18m，主要为深灰色厚层状质纯石灰岩间夹薄层泥灰岩，具缝合线构造。⑶石炭系中统本溪组(C2b)：与下伏峰峰组为平行不整合接触，厚度3.25(1202孔)～8.45m(0801孔)，平均3.53m。为灰－深灰色含铝泥岩、泥岩，含鲕粒具星散状黄铁矿，均匀层理为主。底部0.8m±透镜状铁矿层(山西式铁矿)。⑷石炭系上统太原组(C3t)：为主要含煤地层，厚75.62(14-3孔)～101.74m(0801孔)，平均厚度86.31m，根据岩性特征可分为三段：①一段(C3t1)：K1砂岩底-K2灰岩底。厚3.43～17.62m，平均11.84m，自下而上为：K1为细粒砂岩，厚0.40～1.80m，平均1.43m，灰白色薄层状，石英为主，硅质胶结，脉状层理，夹泥岩条带。K1顶－15号煤底：深－黑灰色泥岩粉砂岩、含铝泥岩、中夹中粒砂岩。15号煤厚1.20(1202孔)～2.30m(14-3孔)，平均1.84m，全区可采。中条带状结构，亮煤为主暗煤次之，可见黄铁矿结核，煤质由下而上变好。图1-2地层综合柱状图本段以含可采煤层、含铝质为特征。其中15号煤为海退后期，在广阔平坦的废弃泻湖、潮坪上发育连续广布的泥炭沼泽，由于早期距海岸较近，偶然性风暴潮海水常侵入泥炭沼泽，导致15号煤下部灰分、硫分较高。晚石炭纪中期(C3t2)华北最大的海侵(K2)来临，终止了本次泥炭堆积，并导致煤中硫分增高。②二段(C3t2)：K2灰岩底－黄水沟砂岩底，厚23.62～26.40m，平均25.38m。以海侵石灰岩发育为特征。由K2、K3等深灰色石灰岩构成主体格架，与其上深－黑灰色泥岩，灰－浅灰色中细粒砂岩及13、12、11号煤层等薄煤层组成向上变浅的海退层序。③三段(C3t3)：黄水沟砂岩底－K7砂岩底，厚47.80～64.35m，平均49.09m。以碎屑岩发育为特征，夹K5、K6等石灰岩、泥质灰岩及7、8-1、8-2等薄煤层。⑸二叠系下统山西组(P1s)：为主要含煤地层。厚41.96(11-2孔)～66.24(12-1孔)m，平均51.73m。层序自下而上为：①K7砂岩厚0.60～9.30m，平均4.07m。主要为细粒砂岩、粉砂岩，局部为中粒砂岩，含黄铁矿结核及散晶，超薄-微层状，层面含较多植物碎屑层理发育。②K7顶－3号煤底，厚2.65～12.80m，平均9.20m。为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及中、细粒砂岩。③3号煤厚5.12～7.20m，平均5.85m，层位及厚度均很稳定，其东南条带状变薄，为后期河流冲刷所致。④3号煤顶板以深－黑灰色泥岩、粉砂岩为主、中厚层状，含丰富植物化石。厚0～17.58m，平均4.66m，不稳定。⑤K砂岩顶－K8底：为浅灰－灰色中细粒砂岩夹深－黑灰色泥岩、粉砂岩，1、2号等薄煤层及炭质泥岩。⑹二叠系下统下石盒子组(P1x)：厚54.75～93.75m，平均66.07m。底部为K8中细粒砂岩，局部为粗粒，中－厚层状，石英为主岩屑次之，含长石及菱铁矿鲕粒，具少量云母片，大中型楔状交错层理，波状、脉状层理，下部夹泥岩包体及条带。下部为灰－深灰色，夹黑灰色泥岩，粉砂岩含较多植物化石夹灰－灰白色砂岩。中部夹一层5m多的灰白色中粗粒砂岩，较稳定。上部为灰绿色、灰色泥岩，间夹灰－浅灰色砂岩。顶部为灰白色含铝泥岩，较纯，含较多菱铁质鲕粒，俗称“桃花泥岩”。⑺二叠系上统上石盒子组(P2s)：厚度一般在492.10～504.35m，平均502.32m。岩性主要为砂岩及杂色泥岩。根据岩性特征可分为三段：①下段(P2s1)：厚度189.00～208.11m，平均201.45m，为灰绿色、灰色、上部夹紫红色斑块的泥岩砂质泥岩、粉砂岩，局部泥岩中含菱铁质鲕粒，夹浅灰色、白灰色砂岩，中上部夹铁质砂岩及锰铁质结核。底部K10为灰－浅灰色中细粒砂岩，中－厚层状，石英为主，岩屑次之，含长石次棱角－次圆状，分选中等，大型交错层理为主，脉状层理与下伏明显接触。②中段(P2s2)：厚87.50～121.81m，平均101.20m，为灰色、浅灰色、局部夹灰紫、红紫色的泥岩及粉砂岩与黄绿色、灰白色巨厚层状中粗粒砂岩、含砾砂岩互层。底部K12为中粗粒砂岩，含砾粗砂岩，灰白色厚层状，石英为主，长石次之，含岩屑，次棱角-次圆状，分选中等-较好，大型板状交错层理，底部含泥岩包体，与下伏冲刷接触。③上段(P2s3)：地表仅出露上部地层，厚172.48～202.10m，平均199.67m，以暗紫红色、黄色泥岩、粉砂岩为主，间夹黄绿色、顶部夹红褐色细粒及中粒砂岩；上部夹薄层灰绿色硅质泥岩；顶部泥岩中夹3～7层彩色燧石条带。底部K13为中粗粒砂岩，局部为含砾粗砂岩，灰绿－灰白色中-厚层状、石英为主、岩屑次之，长石次之，次棱角状，分选中等，大型交错层理。⑻二叠系上统石千峰组(P2sh):平均厚度177m，分上、下二段。①下段(P2sh1)：厚68.20～121.57m，平均116.64m，分布于谷坡中部出露较全，由4～6层厚层砂岩夹泥岩组成砂岩为主的结构岩体。砂岩为白黄色、浅灰黄色、绿黄色中-厚层状中粗粒结构，正粒序，由下至上颜色由浅变深，单层厚、粒度、硬度均由大变小，大型交错层理发育；泥岩为紫红色厚－巨厚层状，均匀层理为主，夹少量钙质结核。底部为厚20多米的灰白、浅黄色粗粒砂岩(K14)，厚-巨厚层状，石英为主，长石次之，含岩屑、次棱角-次圆状，分选中等含彩色燧石细砾。硅质胶结为主，大型板状、楔状交错层理发育，正粒序。与下伏岩层冲刷接触。地貌上常形成陡崖。②上段(P2sh2)：厚104.66m，分布于谷坡上部，以棕红色泥岩为主，厚-巨厚层状，均匀层理为主局部水平纹理发育，夹多层似层状钙质结核，中夹1～2层黄绿色、绿黄色中细粒砂岩，中厚层-厚层状，钙质胶结为主，大型楔状交错层理；砂岩上部常见1～2层0.5m±淡水灰岩、泥质灰岩或钙质泥岩；顶部夹浅绿灰色细砂条带。⑼三叠系下统刘家沟组(T1L)：分布于北边中部山梁顶，残留最大厚35m，以紫红色、浅灰红色薄-中厚层中细粒砂岩为主，夹薄层粉砂岩、泥岩。底部5米多为浅灰绿色薄层状砂泥互层。⑽第四系中更新统(Q2)：主要分布于山梁顶部。一般厚0～15m，前岭村附近最厚达30m，为棕黄色、浅红色亚粘土、粘土，含钙质结核，局部似层状。与下伏基岩地层为不整合接触。为黄土状堆积。⑾第四系上更新统(Q3)：分布于南部樊庄河Ⅱ级阶地，或披盖于谷坡中下部。分布于河流Ⅱ级阶地上的主要为浅灰褐色、浅灰黄色亚砂土、砂土，具垂直节理，含菌丝及植物根痕，底部常见砂砾层，砾石直径一般2-15cm，最大达50cm，主要为砂岩岩屑，次圆状，圆状，分选中等-差，砂质充填，中密-密实，壁立性较好。最厚达30m。为冲洪积。披盖于古坡上的主要为浅灰黄色亚砂土、亚粘土，较均一。疏松多孔(包括虫孔及根孔)，含植物根痕，具湿陷性。厚一般小于5m。为坡积、洪积。⑿第四系全新统(Q4)：分布于樊庄河床、河漫滩及沟谷中，河床为灰黄色，灰绿色砂岩砾石，砾石直径一般5～25cm，最大0.8m，次棱角状、次圆状、分选差、砂质充填，较疏松。为冲洪积。河漫滩为洪积沙土和人工垫积黄土，疏松，具湿陷性。地质构造玉溪井田位于沾尚－武乡－阳城北北东向褶带南段东部。由区域构造控制，本区整体地层为东高西低。同时位于坳褶带南端部主轴附近，任何一期构造运动都会在区内有所显现，但幅度不可能太大，形成轴向弯曲次级的宽缓褶曲及少量陷落柱，勘探区范围内没有发现断层，也无岩浆岩体侵入，构造属简单类。井田构造纲要详见图1-3。现将各褶曲、陷落柱及小构造特征分述如下：°W，呈向西凸出的弧形。轴部出露P2s3、P2sh1、P2sh2地层，局部黄土覆盖。东翼倾角为2～4°，最大为10°；西翼倾角为2～6°，最大为8°。区内长4500m北南向东延出井田。②东岭向斜：位于东岭山梁，轴向北端部为N12°W，北部转为N40°W，中部近南北向南端转为N35°E，呈向东凸出的弓形。轴部出露P2sh2、P2sh1、P2s3地层，局部第四系覆盖。东翼倾角为2～6°，最大为8°；西翼倾角为2～8°；最靠。③朝阳坡背斜：位于山神坪、朝阳坡、玉溪以西等一线，轴向北部为N22W，中部由N45°W转为N30°E，南部N65°E，呈向东凸出的弓形。轴部出露P2sh2、°，最大为6°。区内长6000m南北延出井田。由露头及两翼产状控制，控制可靠。④红沙窑向斜：位于红沙窑村附近，轴向西部为N51W，向东于红土洼附近转为N5°W，呈向东北凸出的弧形。轴部出露P2sh1、P2s3地层，东西均°。长1950m，南北尖灭于黄土之中。由露头及两翼产状控制。控制可靠。⑤金地坡向斜：位于窑凹岭以东，井田东边界附近，轴向北部N45°E，南端转为N15°E。轴部出露P2sh1、P2sh2、P2s3地层，植被较密，少量黄土覆盖，东部植被较密。两翼倾角为2～3°，区内长500m，南北逐渐消失。由露头及两翼产状控制。控制较可靠。图1-3玉溪井田构造纲要图⑵陷落柱：井田内共发现3个陷落柱，均分布于东部边界附近，由地表露头控制。①X1位于10-1孔北偏东800m山梁，为椭圆形，长60m，宽45m。柱体内为T1L底部浅黄绿色、浅紫红色薄层状细粒砂岩夹棕红色泥岩条带，岩层陡立，破碎杂乱，周界多植被覆盖局部出露；围岩为P2sh2上部棕红色泥岩，含钙质结核。陷落高度约50m。②X2位于窑凹岭标东北，为椭圆形长55m，宽40m。柱体内为T1L灰红色薄层状细粒砂岩夹棕红色泥岩、粉砂岩，岩层较陡达45°，两侧向中部倾斜，破碎杂乱，周界植被较密，局部出露；围岩为P2sh2底部棕红色泥岩，含钙质结核。陷落高度100多米。③X3位于12-1孔西北230m，为椭圆形长20m，宽12m，柱体内为P2sh2上部棕红色泥岩及T1L灰红色砂岩，岩石破碎杂乱，陷落高度100多米；滑坡。⑶节理及裂隙井田内节理不太发育，一般以两组为主，规律性不强总体以走向60～95°一组最发育，其次走向为120～135°和170～175°及5～30°等三组较发育。综上所述：区内地层产状平缓，仅有方向单一为数不多的宽缓褶皱。由于区内无断裂破碎带，构造裂隙不发育，各含水层垂向水力联系很小，导致地表泉水出露较多，而深部各含水层涌水量很小。浅层地下水分布于向斜轴部并以泉的形式排泄。除陷落柱附近对煤层、煤质及开采技术条件有所影响外，其余影响不大。区内构造属简单类。煤层赋存情况井田内煤层主要分布于山西组(P1S)、太原组(C3t)。含煤地层总厚122.08~161.90m，平均138.04m。共含煤2-9层，含煤系数6.10%~8.36%，平均6.78%。可采含煤系数5.86%。山西组(P1S)一般含煤1~3层，其中3号煤全区可采。含煤系数7.73~14.99%，平均11.67%，可采含煤系数11.31%。主要可采煤层3号煤层位于本组下部，其余煤层为极不稳定的薄煤层，不具工业价值。太原组(C3t)~下段。其余煤层为极不稳定的薄煤层。井田内主要可采煤层为3号、15号，各可采煤层情况见表1-2。现将各煤层特征分述如下：3号煤层位于山西组下部，厚度5.12~7.20m，平均5.85m，纯煤厚度4.62m~7.00m，平均5.71m。距底板0.95m处，有一层较稳定的夹矸，其厚度平均为0.28m，岩性为泥岩或炭质泥岩。煤层顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩，局部为细粒砂岩。底板均为泥岩。该煤层厚度大且稳定，结构简单，全区可采，为稳定型可采煤层。下距15号可采煤层82.80m~84.54m，平均84.34m。3号煤层水分0.86%~4.34%，平均2.37%；灰分11.74%~17.76%，平均14.28%；挥发分7.43%~9.17%，平均8.07%；煤质为3号无烟煤。15号煤层位于太原组一段顶部，厚度1.20~2.30m，平均1.84m，在煤层中下部具一层0.05~0.15m，平均0.10m的泥岩夹矸。顶板为Ｋ2石灰岩，底板为泥岩。煤层结构简单，厚度较大，属稳定型可采煤层。15号煤层水分2.16%~3.56%，平均2.83%；灰分13.27%~22.36%，平均17.91%；挥发分6.66%~9.06%，平均8.17%；煤质为3号无烟煤。表1-2可采煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度(m)平均煤层间距(m)夹石层数煤层结构顶底板岩性稳定性可采性山西组35.12-7.205.8582.80-84.5484.341简单顶板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩底板为泥岩稳定可采太原组151.20-2.301.841简单顶板为Ｋ2石灰岩，底板为泥岩稳定可采根据山西煤田地质勘探114队《山西省沁水煤田玉溪井田3号煤层勘探报告》，玉溪井田3号煤层煤尘无爆炸危险性；3号煤层属不易自燃煤层。表1-3各煤层的煤质特征煤层号315工业分析Mad(%)原煤0.86－4.342.372.16－3.562.83Ad(%)原煤11.74－17.7614.2813.27-22.3617.91Vdaf(%)原煤7.43－9.178.076.66－9.068.17St,d(%)原煤0.33－0.730.442.53－6.654.61Pd(%)原煤0.016－0.0620.043Qb,d(MJ/kg)原煤27.89－31.3530.1927.15－30.7328.84精煤回收率(%)44.11－78.4865.4346.51－70.8760.91煤类WY3WY3矿井开拓与开采开拓方式煤矿设计生产能力2.40Mt/a，主采3号煤层，服务年限50.7a。矿井采用斜井开拓方式，全井田共布置主斜井、副斜井、进风立井、回风立井，共4个井筒。主斜井井口标高+797.2m，井底标高+320m，斜长1731m，井筒倾角16°，净断面17.9m2。井筒内装备B＝1200mm胶带输送机提升煤炭，另外装备架空乘人器担负矿井人员的上下井任务。副斜井井口标高+792.2m，井底标高+320m，斜长1380m，井筒倾角20°，净断面17.0m2，井筒内铺设900mm轨距、43kg/m的双轨，装备一台Φ4m单钩绞车提升大件及负责日常材料辅助提升。在玉溪村北部布置一对进、回风立井负责矿井初期的通风任务。井田开拓、开采顺序根据煤层赋存特征，首先开采3号煤层，全部采完后，再设计开采15号煤层。矿井设计井下以+320m水平开拓全井田，副斜井落底后布置+320m水平车场并与中央大巷及主斜井沟通。井筒落底位置位于井田南部中央，从井底沿南北方向布置一组大巷到井田边界开拓全井田。设计主要大巷按三条布置，分别为中央辅助运输、中央胶带输送机和中央回风大巷，三条大巷均布置在距3号煤层底板约20m的砂质泥岩中，三条大巷水平间距为40m。矿井设计利用中央大巷直接布置工作面条带式开采，大巷东西两翼工作面推进长度为2200~3000m。在三条主要岩石大巷的上方，经穿层钻孔对煤层消突后，在煤层中施工三条辅助巷，分别为两条辅助运输巷和一条辅助回风巷。三条辅助巷水平间距为40m，煤层巷道与岩石巷道水平间距10m。全井田3号煤层共划分为2个盘区：即井田南部为一盘区、北部为二盘区。投产验收盘区为一盘区。开采顺序为盘区前进式，即由靠近井筒的盘区向井田边界推进，一盘区→二盘区。矿井投产时，在一盘区的东翼布置一个大采高综采工作面，井下布置四个掘进工作面，分别为两个顺槽综掘工作面，一个煤层辅助巷道综掘工作面和一个中央大巷岩巷普掘工作面，采掘比为1：4。3号煤层采用长壁后退式综合机械化一次采全高开采，全部陷落法管理顶板，工作面长度200m。回采工作面布置三进两回五条顺槽，均为综掘工作面，掘进速度400m/mon。目前，矿井处于基建阶段，采掘工程平面图见图1-2。图1-4采区开拓布置、通风系统图PAGE38-矿井通风情况根据《防治煤与瓦斯突出规定》第十九条“突出矿井的通风系统应符合下列要求：（一）井巷揭穿突出煤层前，必须具有独立的、可靠的通风系统；（二）突出矿井、有突出煤层的采区、突出煤层工作面都必须有独立的回风系统，采区回风巷是专用回风巷。（三）在突出煤层中，严禁任何2个采掘工作面之间串联通风；（四）煤（岩）与瓦斯突出煤层采区回风巷及总回风巷必须安设高低浓度甲烷传感器；（五）突出煤层采掘工作面回风侧严禁设置调节风量的设施。易自燃煤层的回采工作面确需设置调节设施的，须经煤矿企业技术负责人批准；（六）严禁在井下安设辅助通风机；（七）突出煤层掘进工作面的通风方式必须采用压入式。”通风方式矿井通风方法为机械抽出式通风，通风方式为中央并列式通风。矿井共有4个井筒。其中：主斜井、副斜井、进风立井担负进风任务，回风立井担负回风任务，如图1-4所示。矿井选用FBCDZNo38/2X900型轴流式通风机2台，1台工作，1台备用。每台风机配2台YBF710L-10型矿用隔爆型电机（900kW、590r/min、10kV）。工作面通风方式：采用走向长壁一次采全高自然垮落后退式综合机械化采煤方法，采用“三进两回偏Y型”的通风方式，即工作面采用五巷布置，在工作面一侧布置两条进风顺槽；在工作面另一侧布置三条巷道，紧靠工作面布置一条进风顺槽，另外两条为回风顺槽，如图1-5所示。矿井供风量根据初步设计，矿井总风量为300m3/s。各用风地点的风量配置如下：回采工作面配风70m3/s；备用工作面（抽放面）：35m3/s；综掘工作面配风60m3/s；普掘工作面配风15m3/s；剩余风量用于其它硐室。图1-5回采工作面通风系统示意图矿井瓦斯情况根据煤田地质勘探114队《井田3号煤层勘探报告》，井田内3号、15号煤层瓦斯成果如表1-4所示。根据主斜井、副斜井和回风立井井筒检查孔施工采集到的煤样，主斜井、副斜井和回风立井揭3号煤层地点3号煤层最大原始瓦斯含量分别为25.59m3/t、19.92m3/t、18.53m3/t，其最大原始压力分别为2.90MPa、2.79MPa和1.76MPa。表1-43、15号煤层甲烷含量、瓦斯成分测定结果统计表煤层号甲烷含量ml/g.daf自然瓦斯成份%CH4CO2N2C2-C837.33-15.819.25(16)59.32-99.1788.01(16)0.00-9.623.60(16)0.11-29.698.06(16)0.000-1.3750.396(16)156.41-15.2510.83(2)94.46-96.7795.62(2)0.00-2.971.49(2)0.00-5.532.77(2)0.0000-0.60000.30(2)备注：()内数据为参加统计的样品数参考邻近成庄矿资料，3号煤层钻孔自然瓦斯涌出量及其衰减系数为：0.0033～0.2575m3/min·hm(平均0.0754m3/min·hm)，涌出衰减系数为0.0133～0.1573d-1。煤层透气性系数为.1032～26m2/MPa2·d，属于容易抽放到可以抽放类型。周边矿井情况煤矿。如图1-6所示。图1-6周边矿井分布图煤矿采用立井开拓，设计生产能力0.60Mt/a，井田面积5.1258km2，批准开采3号、15号煤层，目前正在基建过程中，为煤与瓦斯突出矿井。煤矿采用斜井开拓，生产能力1.50Mt/a。井田面积约27.79km2，南北长约5.2km，东西倾斜宽7.5km，主要可采煤层为3、9、15号煤层，为高瓦斯矿井。表1-5邻近矿井瓦斯等级鉴定结果矿井年份绝对瓦斯涌出量（m³/min）相对瓦斯涌出量（m³/t）批复等鉴定结果级煤矿201046.5314.97高瓦斯矿井201147.6215.16高瓦斯矿井煤矿201161.96煤与瓦斯突出矿井煤与瓦斯突出危险性初步评价突出危险性评价指标根据《防治煤与瓦斯突出规定》的相关规定，当动力现象特征不明显或者没有动力现象时，应当根据实际测定的煤层最大瓦斯压力P、软分层煤的破坏类型、煤的瓦斯放散初速度ΔP和煤的坚固性系数f等指标进行鉴定。全部指标均达到或者超过表2-1所列的临界值的，确定为突出煤层。表2-1预测煤层突出危险性单项指标临界值煤层突出危险性煤的破坏类型瓦斯放散初速度ΔP煤的坚固性系数f煤层瓦斯压力P(MPa)突出危险Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ≥10≤0.5≥0.74在上述四个单项预测指标中，煤的破坏类型是煤层原生结构受外力破坏程度的综合反映，将通过对煤层的光泽、层状结构、节理性质、节理面及断口性质以及手试硬度等多种参数的现场考察综合判定，如表2-2所示。Ⅲ类以上的强烈破坏煤、粉碎煤（Ⅳ类）和全粉煤（Ⅴ类），由于其结构受到外力的严重破坏，煤层的整体强度和抗破坏能力已大大降低，为煤与瓦斯突出创造了必要的条件。煤的坚固性系数表征局部煤体的强度特征，反映了煤体抵抗地应力和瓦斯压力的破坏作用，对发动煤与瓦斯突出的阻力大小。坚固性系数愈小的煤，愈难以阻止突出的发生。煤的瓦斯放散初速度指标（△P）是煤的含瓦斯结构重要特征，是煤吸附瓦斯能力和吸附平衡状态破坏（卸压）后解吸瓦斯速度的综合反映。△P大的煤其吸附瓦斯的能力较大，解吸瓦斯的速度亦较大，能在短时间内释放出较大的瓦斯潜能，是发动煤与瓦斯突出的重要条件。煤层瓦斯压力是煤层中瓦斯潜能的重要指标，煤层瓦斯压力大，煤体中的瓦斯含量就高，存在于煤体孔隙、裂隙中的游离瓦斯在煤体暴露、平衡状态破坏时就会形成更高的压力梯度破坏和抛掷煤体。煤中瓦斯是破坏煤体、发动煤与瓦斯突出的主要能源，瓦斯压力就是这种能源大小的直接标志，因此，也是判断煤层突出危险性的最重要指标。根据《煤矿瓦斯等级鉴定暂行办法》第三十七条规定，煤层突出危险性指标未完全达到上述指标的，测点范围内的煤层突出危险性由鉴定机构根据实际情况确定；但当f≤0.3、p≥0.74MPa，或0.3＜f≤0.5、p≥1.0MPa或0.5＜f≤0.8、p≥1.50MPa，或p≥2.0MPa的，一般确定为突出煤层。表2-2煤的破坏类型分类表破坏类型光泽构造与构造特征节理性质节理面性质断口性质强度Ⅰ类(非破坏煤)亮与半亮层状构造，块状构造，条带清晰明显一组或二三组节理，节理系统发达，有次序有充填物(方解石)次生面少，节理、劈理面平整参差阶状，贝状，波浪状坚硬，用手难以掰开Ⅱ类(破坏煤)亮与半亮1.尚未失去层状，较有次序2.条带明显，有时扭曲，有错动3.不规则块状，多棱角4.有挤压特征次生节理面多，且不规则，与原生节理呈网状节理节理面有擦纹、滑皮，节理平整，易掰开参差多角用手极易剥成小块，中等硬度Ⅲ类(强烈破坏煤)半亮与半暗1.弯曲呈透镜体构造2.小片状构造3.细小碎块，层理较紊乱无次序节理不清，系统不发达，次生节理密度大有大量擦痕参差及粒状用手捻之成粉末，硬度低Ⅳ类(粉碎煤)暗淡粒状或小颗粒胶结而成，形似天然煤团节理失去意义，呈粘块状粒状用手捻之成粉末，偶尔较硬Ⅴ类(全粉煤)暗淡1.土状构造，似土质煤2.如断层泥状土状可捻成粉末，疏松煤与瓦斯突出危险性评价根据煤矿主斜井、副斜井和回风立井揭3号煤层地点3号煤层最大原始压力分别为2.90MPa、2.79MPa和1.76MPa，有两个测值大于2.0MPa。评价结论为：煤矿3号煤层具有煤与瓦斯突出危险性。矿井防突基本要求煤矿3号煤层具有煤与瓦斯突出危险性，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第十四条，矿井在新水平、新采区开拓回采前，必须编制防突专项设计。设计应包括开拓方式、煤层开采顺序、采区巷道布置、采煤方法、通风系统、防突设施（设备）、区域综合防突措施和局部综合防突措施等内容。整个矿井的防突工作应坚持“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则，根据矿井的实际状况和条件，制定区域综合防突措施和局部综合防突措施。区域防突工作应当做到“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”的要求。矿井防治煤与瓦斯突出工作按图3-1所示进行。图3-1防治煤与瓦斯突出基本流程参考示意图以防突规定要求内容为指导方针、矿井防治煤与瓦斯突出基本流程示意图为依据，结合本矿井煤层赋存具体特征，编制矿井3号煤层防突专项设计并严格执行，保证矿井安全高效生产。矿井在3号煤层进行采掘活动前应当根据防突专项设计的内容，做好矿井防突工程的计划和实施，将防突的预抽煤层瓦斯、保护层开采等工程与矿井采掘部署、工程接替等统一安排，使矿井的开拓区、抽采区和突出煤层开采区按比例协调配置，以保证在突出煤层采掘前实施区域防突措施。矿井在开拓3号煤层新水平、新采区的主要巷道应尽量布置在岩层或非突出煤层中，揭穿3号煤层的次数应尽可能减少，揭穿地点应当合理避开地质构造破坏带。地质测量部门与防突机构、通风部门共同编制出矿井瓦斯地质图，并在图中标明采掘进度、被保护范围、煤层赋存条件、地质构造、突出点的位置、突出强度、瓦斯基本参数及绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量等资料，作为区域突出危险性预测和制定防突措施的依据。地质测量部门在采掘工作面距离未保护区边缘50m前，编制临近未保护区通知单，并报矿技术负责人审批后交有关采掘区（队）。突出煤层顶、底板岩巷掘进时，地质测量部门提前进行地质预测，掌握施工动态和围岩变化情况，及时验证提供的地质资料，并定期通报给煤矿防突机构和采掘区；遇有较大变化时，随时通报。区域综合防突措施煤矿3号煤层经评价为突出危险煤层，需按照图4-1所示执行区域综合防突措施。《防治煤与瓦斯突出规定》第五条要求，区域综合防突措施包括下列内容：（一）区域突出危险性预测；（二）区域防突措施；（三）区域措施效果检验；（四）区域验证。区域措施效果检验区域措施效果检验区域验证无危险区有突出危险突出矿井突出煤层开拓前区域预测开拓后区域预测区域防突措施图4-1区域综合防突措施工艺流程示意图本章主要根据《防治煤与瓦斯突出规定》的有关要求，并结合煤矿煤层赋存和开采技术条件，对3号煤层区域防突技术方案进行设计。区域突出危险性预测区域突出危险性预测（简称“区域预测”，下同）又称为长期预测，其任务是确定井田、煤层和煤层区域的突出危险性。区域预测分为新水平、新采区开拓前的区域预测（简称“开拓前区域预测”，下同）和新采区开拓完成后的区域预测（简称“开拓后区域预测”，下同）。不同阶段的区域预测对矿井开拓开采的指导侧重点不同。开拓前区域预测结果用于指导新水平、新采区的设计和新水平、新采区开拓工程的揭煤作业；开拓后区域预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。根据煤矿的开拓以及采掘规划，需对首先开采的一盘区内的3号煤层进行区域突出危险性预测，区域预测一般根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行，并应当按照下列要求进行：煤层瓦斯风化带为无突出危险区域；根据已开采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。当突出点及具有明显突出预兆的位置分布与构造带有直接关系时，则根据上部区域突出点及具有明显突出预兆的位置分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离，并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区；否则，在同一地质单元内，突出点及具有明显突出预兆的位置以上20m（埋深）及以下的范围为突出危险区(如图4-1)；1-断层；2-突出点；3-上部区域突出点在断层两侧的最远距离线；4-推测下部区域断层两侧的突出危险区边界线；5-推测的下部区域突出危险区上边界线；6-突出危险区（阴影部分）图4-SEQ图5-\*ARABIC1根据瓦斯地质分析划分突出危险区域示意图在上述（1）、（2）项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的区域，应当根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在临界值确定前可暂按表4-1预测。表4-SEQ表3-\*ARABIC1根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P＜0.74W＜8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区备注：1、预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据；2、测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。矿井在+320m水平进行一盘区进行开拓回采，回采深度已经大于煤层瓦斯风化带深度。本矿井在进行区域预测工作时采用本节第二条与第三条所列“煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法”区域预测，或者委托有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行区域预测。根据预测结果采取相应的区域防突措施。结合矿井实际情况综合分析后建议：由于矿井中央辅助运输大巷、中央胶带输送机大巷和回风大巷均布置在3号煤层底板下方20m左右的岩层里，当矿井在上述巷道中进行开拓时，应施工穿层钻孔对该相应区域内的3号煤层取样，按照相关规范要求对煤层瓦斯含量以及煤层瓦斯压力进行实际测定，根据测定结果按表4-1所列临界值和判定方法进行突出危险性预测。井筒（石门）揭煤区域突出危险性预测当井筒（石门）揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离10m时（如果是地质构造复杂、岩石破碎的区域，则要求在距煤层最小法向距离20m之前），在井筒（石门）轮廓线外5m的外圆上施工3个成等边三角形的穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探兼瓦斯压力或瓦斯含量测定钻孔（图4-2、图4-3），以保证能够确切地掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯压力或瓦斯含量等。井筒（石门）揭煤工作面的瓦斯突出危险性根据瓦斯压力或瓦斯含量测值按如下方式来判断：⑴瓦斯压力P＜0.74MPa或者瓦斯含量W＜8m3/t，揭煤工作面无突出危险；⑵瓦斯压力P≥0.74MPa或者瓦斯含量W≥8m3/t，揭煤工作面有突出危险。rrr+1012310m123图4-2井筒揭煤工作面瓦斯含量（压力）测孔布置示意图rrr+101212,310m3图4-3石门揭煤工作面瓦斯含量（压力）测孔布置示意图掘进工作面区域突出危险性预测对于首采工作面的煤巷掘进工作面掘进区域的区域突出危险性预测，可结合石门揭煤工作面区域突出危险性预测一并进行，即：在石门揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离7-10m时（依采区主要巷道至煤层的法向距离来确定，但最小法向距离不得小于7m）进行，如果是地质构造复杂、岩石破碎的区域，则要求在距煤层最小法向距离还要适当增加，此时，要求在石门轮廓线外10m的外圆上施工3个成等边三角形的穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探兼瓦斯压力或瓦斯含量测定钻孔（图4-4），以保证能够确切地掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯压力或瓦斯含量等。1132煤层采区主要巷道煤层巷道石门图4-4煤巷掘进工作面区域突出危险性瓦斯压力（含量）测孔布置示意图和石门揭煤工作面区域突出危险性区域预测一样，煤巷掘进工作面的区域突出危险性可根据瓦斯压力或瓦斯含量测值按如下方式来判断：⑴瓦斯压力P＜0.74MPa或者瓦斯含量W＜8m3/t，掘进工作面无突出危险；⑵瓦斯压力P≥0.74MPa或者瓦斯含量W≥8m3/t，掘进区域有突出危险。回采工作面区域突出危险性预测在进行首采工作面区域突出危险性预测时，工作面顺槽和切眼已经形成。因此，首采工作面区域突出危险性预测可以利用工作面已经形成的顺槽和切眼在掘进过程所进行的煤巷工作面区域预测资料来分析得出。只要顺槽和切眼在掘进过程所进行的煤巷工作面区域预测有1次预测为突出危险，则首采工作面应预测为突出危险工作面；如果顺槽和切眼在掘进过程所进行的煤巷工作面区域预测结论均为无突出危险，尚不能预测首采面为无突出危险工作面，需要进一步进行区域突出危险性预测。区域突出危险性预测采用瓦斯含量法，具体做法是：沿着工作面切眼、轨道顺槽和运输顺槽，每隔50-100m施工1个长度40-50m的顺层煤孔（图4-5），采用压风排粉法采集孔底煤样，测定煤层瓦斯含量。如果任意一个钻孔测得的煤层瓦斯含量W≥8m3/t，则预测工作面有突出危险；如果全部钻孔测得的煤层瓦斯含量均为W＜8m3/t，则预测工作面无突出危险。图4-5回采工作面区域突出危险性预测钻孔布置示意图区域防突措施区域防突措施方法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突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。保护层开采后，周围的煤岩层向采空区移动，采空区上方岩体冒落并形成自然冒落拱，采空区下方岩体向采空区膨胀形成裂隙，使得采空区上下方煤岩体的地应力和瓦斯压力降低、煤层透气性系数增大、煤层瓦斯排出，煤的强度加大。这样，保护层的开采不仅减少了突出危险煤层的突出能量，同时又增强了煤层抵抗破碎的能力，而且还降低了突出煤层工作面前方的应力梯度和瓦斯压力梯度，从而消除了煤与瓦斯的突出。开采保护层是防治煤与瓦斯突出最有效的区域性措施，也是一种主要的技术措施。几乎所有发生煤与瓦斯突出的国家，只要有保护层，都采用这种措施。因此在《防突规定》中明确指出“应当优先采用开采保护层”作为区域防突措施。预抽煤层瓦斯的作用：在回采前预先抽放开采煤层的瓦斯，主要是通过预先抽放瓦斯以减小或消除煤层的突出危险性，其次也可以减少采掘过程中的瓦斯涌出量。预抽煤层瓦斯的作用，即是利用均匀分布在突出危险煤层中的大量钻孔，经过一定时间的预先抽放瓦斯，以降低突出危险煤层中的瓦斯含量和瓦斯压力，从而使煤层变形收缩，煤体应力下降，并相应地使煤体的强度增高，使被抽放煤层减小或消除突出的危险性。受其消突原理及作用过程所限制，当预抽煤层瓦斯作为一种区域性的防治煤与瓦斯突出的措施时，主要用于单一煤层或无保护层可采的突出危险煤层。从本矿井的地质资料来看，本矿井井田范围内除3号煤层和15号煤层煤层厚度大于0.5m之外，并无其余厚度超过0.5m厚度的煤层；15号煤层受奥灰水的威胁较大，而资料中未对其做详细的水文地质描述，该煤层能否进行安全开采，地质部门还需做进一步的工作，因此将15号煤层作为保护层开采条件还未成熟。另外，两层煤层之间的间距比较大（相距84m），15号煤层开采后不能对3号煤层进行有效保护。综合考虑认为：本矿井3号煤层突出危险区的煤层不具备开采保护层条件；因此认为3号煤层无保护层可以开采。选择预抽煤层瓦斯作为玉溪煤矿区域防突措施。预抽煤层瓦斯区域防突要求预抽煤层瓦斯可采用的方式有：地面井预抽煤层瓦斯以及井下穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当符合下列要求：（一）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当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：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线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离，以下同；（二）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当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）项中回采巷道外侧的要求相同；（三）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当控制整个开采块段的煤层；（四）穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当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：石门和立井、斜井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，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；（五）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第1项中回采巷道外侧的要求相同；（六）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，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m；（七）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（均为法向距离，且仅限于煤层部分）。预抽煤层瓦斯区域防突措施应当按上述所列方式的优先顺序选取，或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。地面井大面积预抽3号煤层瓦斯措施为确保矿井生产安全，按照“先抽后采”的原则，除建立瓦斯抽放站对井下煤层瓦斯进行抽放外，还在地面进行了地面井抽采。井筒（石门）揭煤工作面区域防突措施当井筒（石门）揭煤工作面经预测有瓦斯突出危险性时，应采用穿层钻孔预抽作为井筒（石门）揭煤工作面区域防突措施。在采取穿层钻孔预抽区域防突措施时，必须遵守如下要求：⑴应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前（在构造破坏带应适当加大距离）实施；⑵钻孔的最小控制范围：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m，同时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，当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；⑶预抽煤层瓦斯钻孔应当均匀布置在整个预抽区域内，钻孔孔底间距应当根据实际考察的煤层有效抽放半径确定，如无实际考察数据，可参照周边矿井的有效抽放半径1.5m取值，即钻孔孔底间距取3m；⑷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。⑸应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定；钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa；预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。穿层预抽钻孔的布置方式如图4-6、4-7示。图4-6石门揭煤穿层钻孔预抽方式及钻孔布置示意图图4-7立井揭煤穿层钻孔预抽方式及钻孔布置示意图大巷及首采工作面掘进巷道区域防突措施推荐使用“煤层底板穿层与顺层钻孔组合预抽区域瓦斯方案”实现“区域递进式预抽采”作为本矿井掘进工作面区域综合防突措施较为符合本矿井情况。在采用穿层钻孔条带预抽作为煤巷掘进工作面区域防突措施时，必须遵守如下要求：⑴《防治煤与瓦斯突出规定》第四十九条要求，穿层钻孔预抽区段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。其中倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m、下帮轮廓线外至少10m，近水平、缓倾斜煤层巷道两侧轮廓线外各至少15m。⑵预抽煤层瓦斯钻孔应当均匀布置在整个预抽区域内，钻孔孔底间距应当根据实际考察的煤层有效抽放半径确定，如无实际考察数据，可参照周边矿井有效抽放半径2.5m取值，即取钻孔孔底间距为5m。⑶预抽瓦斯钻孔封堵必须严密，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。⑷应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定；钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa；预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。井下中央辅助运输大巷、中央胶带输送机大巷、中央回风大巷布置在3号煤层底板下15～20m。作为突出矿井，煤巷掘进前需先对掘进区域消突，利用已掘的岩石巷道布置钻场对煤层进行消突。在底板岩巷里每隔40m左右施工一钻场，每个钻场覆盖一定的煤巷掘进范围，钻孔终孔间距一般5～10m，钻孔终孔超过最远端设计煤巷外侧15～20m（水平投影距离），钻孔水平投影在煤层中不得有间隔，也可以根据本矿井3号煤层透气性系数结合实际试验结果以及采掘接替所允许的时间来进行布置，进行适当的增加或减小。钻孔施工完毕必须全部穿透煤层；考虑大倾角钻孔施工影响，钻孔实际施工深度在30～120m之间。钻孔布置方式如图4-8所示。首采工作面顺槽掘进巷道利用底抽巷施工穿层钻孔预抽，如图4-9所示。钻孔要求穿透煤层全厚，钻孔控制范围取值巷道掘进轮廓线两帮15m以外，控制范围之内均匀布孔。布孔方式采用网格式，因控制范围较大、为减少穿层钻孔工程量，网格式穿层钻孔的钻孔间距采用10×10m（走向距离×倾向距离）的网格式间距布孔，在盘区辅助运输巷内以10m步距（或步距增大单独设立钻场）施工一组钻孔。图4-8大巷工作面区域消突措施布置图图4-9首采工作面顺槽底抽巷区域消突布置图在没有底板岩巷施工穿层钻孔条件或穿层钻孔抽放效果不好时，须采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯方案。巷道在掘进前采用千米钻机打长度400～800m的钻孔向巷道前方及巷道周围的煤体进行瓦斯预抽，预抽时间不少于3个月。当达到抽采时间后再掘进巷道，在巷道掘进后根据需要向巷道一侧布置千米钻机顺层钻孔抽采模块对下一个预抽工作面的煤体进行预抽。顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯方案如图4-10所示。图4-10顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯方案布置示意图该预抽措施有以下两个缺点：首先如果首采煤层突出危险性较高，直接在煤层实施防突措施时危险性较大；另外，单独使用掘进工作面施工顺层钻孔时，受开孔位置太小、所需控制范围较大条件所限制，很难使顺层钻孔在需要预抽范围内均匀布孔，容易形成“空白预抽带”，增加巷道掘进时的危险性；推荐采用煤层底板穿层与顺层钻孔组合预抽区域瓦斯方案。回采工作面区域防突措施⑴首采工作面区域防突措施矿井首采工作面为1305工作面，工作面长200m，平均采高5.71m，设计采用顺层钻孔作为区域防突措施，即在首采工作面进风顺槽布置顺层钻孔，钻孔要覆盖回采工作面全部区域，不留空白带，瓦斯抽放钻孔间距取4m，钻孔长度取180～190m。如图4-11所示。图4-11首采工作面瓦斯抽放钻孔（部分）布置平面图⑵接替工作面区域防突措施1305工作面服务年限约1.5a，为其他回采工作面的预抽赢得了充足时间。可以充分利用已经施工的顺槽对下一工作面进行预抽。设计采用顺层千米钻机钻孔进行超前抽采，解决了普通顺层钻孔成孔及准确定位问题，并通过千米钻孔分支进行探顶或探底，不仅能提前发现煤层地质构造情况，而且还能实现穿透煤层层理，增加抽放效果。随着采煤工作面顺槽的掘进，在顺槽后方具备条件时，采用千米钻机施工顺层钻孔实施瓦斯预抽。千米钻机钻孔采用钻场扇型施工，每个钻场布孔数量一般为15个左右，钻孔覆盖范围一般为400×290m范围，每个钻孔设计2－3个分支，主孔设计深度为290～480m，终孔间距为10～15m，单孔施工进尺一般在1010～1700m左右，钻场总工程量约15000m左右，钻孔施工直径为110mm。钻孔控制下一个工作面最外侧顺槽外30m，下一个工作面顺槽掘进时，对切断的钻孔根据情况采取接连抽采或采用聚氨酯及时封堵，封堵深度8m。该钻孔布置方式同时也解决了正常预抽工作面顺槽的消突问题。千米钻机顺层钻孔布置方式见图4-12所示。图4-12千米钻机顺层钻孔布置示意图预抽煤层瓦斯区域措施效果检验区域措施效果检验要求采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验证明有效的指标和方法进行措施效果检验。其中，在采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值，其他方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施可采用直接测定值或根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值。对穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施也可以采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。在采用“穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯”并达到预定预抽时间后，须对预抽煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施的有效性指标进行检验。检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。考察指标可选为预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标，也可以是其他经矿井对3号煤层试验证实有效的指标和方法进行措施效果检验。在采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对“穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施”效果检验必须依据实际的直接测定值；“顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施”除采用直接测定值外，也可根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值进行效果检验。在确定敏感指标前可按照如下指标进行评判：煤层残余瓦斯压力小于0.74Mpa、残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，即预抽防突措施无效。若进行回采区域检验期间，在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区；若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。井筒（石门）揭煤工作面区域防突措施效果检验当井筒（石门）揭煤工作面采取穿层钻孔预抽区域防突措施一段时间后，先根据下式估算预抽区域内煤层的残余瓦斯含量：（4-1）式中：—煤的残余瓦斯含量，m3/t；—煤的原始瓦斯含量，m3/t；—评价单元钻孔抽排瓦斯总量，m3；如果估算得到的预抽区域内煤层残余瓦斯含量W残接近8m3/t时，可按照如下步骤采用钻屑瓦斯解吸指标法对区域防突措施进行效果检验：⑴在预抽钻孔之间至少布置4个检验孔，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围；⑵在钻孔钻进到煤层时，每钻进1m采用压风排粉方式采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标△h2或K1值，测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。⑶各煤层井筒（石门）揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表4-2中所列的指标临界值预测突出危险性。表4-2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Δh2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（ml/g.min0.5）钻屑量S（kg/m）（L/m）2000.565.4⑷对于干煤样，如果△h2＜200Pa或K1＜0.5ml/g.min0.5，则措施有效，揭煤工作面已消除突出危险性，否则措施无效；⑸对于湿煤样，如果△h2＜160Pa或K1＜0.4ml/g.min0.5，则措施有效，揭煤工作面已消除突出危险性，否则措施无效。如果经效果检验证明措施有效，可以掘进至距煤层最小法向距离5m处；否则，需要继续延长预抽时间，直至经效果检验证明措施有效后才允许掘进至距煤层最小法向距离5m处。图4-13石门（含斜井）揭煤工作面区域防突措施效果检验测孔布置示意图掘进工作面区域防突措施效果检验当煤巷掘进工作面采取穿层钻孔预抽区域防突措施一段时间后，先根据下式估算预抽条带内煤层的残余瓦斯含量：（4-2）式中W残煤层残余瓦斯含量，m3/t；W原煤层原始瓦斯含量，m3/t；Q抽预抽条带内抽出瓦斯纯量，m3；k瓦斯抽放影响系数，取k=1.2；d掘进工作面巷道宽度，m；L预抽钻孔控制条带的长度；m0预抽区域内的煤层平均厚度，m；煤的容重，t/m3。如果估算得到的预抽条带内煤层残余瓦斯含量W残接近8m3/t时，可按照如下步骤采用残余瓦斯含量测定法对区域防突措施进行效果检验：⑴对穿层钻孔沿煤巷条带方向每间隔30m，对顺层钻孔消突沿煤巷条带方向每隔20m至少布置1个检验测试孔，且每个检验区域不得少于3个检验测试孔，如图4-14所示；⑵各检验测试孔应终孔于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开巷道的排放范围和预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点；⑶在钻孔钻进到预定检验位置前1m时，先用压风排干净孔内钻粉，然后钻进并采用压风排粉方式在孔口采集排出的粒径1～3mm的煤钻屑，利用钻屑解吸法测定煤层的残余瓦斯含量，测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度；⑷当全部检验测试孔所测得的煤层残余瓦斯含量W残＜8m3/t，区域预抽有效，掘进条带无突出危险；⑸当任意一个检验测试孔所测得的煤层残余瓦斯含量W残≥8m3/t，区域预抽无效效，掘进条带有突出危险。如果经效果检验证明区域措施有效，可以转入区域验证环节；否则，需要继续延长预抽时间，直至经效果检验证明措施有效后才允许转入区域验证环节。图4-14掘进工作面检验测试孔布置示意图回采工作面区域防突措施效果检验回采工作面区域防突措施采用顺层钻孔预抽煤巷区段煤层瓦斯区域防突措施，按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，首先采用根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的残余瓦斯含量值对回采工作面区域防突措施进行效果检验。检验方法如下：⑴根据预抽区段内预抽时间和钻孔布置的差别，将其划分为若干个检验单元（图4-16、4-17）；Ⅱ单元Ⅲ单元Ⅱ单元Ⅲ单元Ⅰ单元图4-16回采工作面千米钻孔段区域防突措施效果检验单元划分示意图Ⅱ单元Ⅲ单元Ⅱ单元Ⅲ单元Ⅰ单元图4-17回采工作面普通钻孔段区域防突措施效果检验单元划分示意图⑵当回采工作面采取顺层钻孔预抽区域防突措施一段时间后，先根据式4-1估算预抽区域内的煤层残余瓦斯含量。评价单元参与计算煤炭储量按下式计算：（4-3）式中：—评价单元煤层走向长度，m；—评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m；、—分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0；、—分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0；—抽采钻孔的有效影响半径，m；—评价单元平均煤层厚度，m；—评价单元煤的密度，t/m3。⑶若检验单元计算得到的煤层残余瓦斯含量W残≥8m3/t，则表明该检验单元的煤层仍属突出危险区；此时，需要延长该单元的预抽时间或补充施工一定数量的预抽钻孔，直至经计算W残＜8m3/t为止。然后采用实测残余瓦斯含量对回采工作面区域防突措施进行效果检验，具体检验方法如下：⑴在回采工作面顺槽沿巷道每隔20～30m布置1个顺煤层检验测试孔，在地质构造复杂区域应适当增加检验测试点数量，如图4-13所示；⑵各检验测试孔应终孔于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，同时还要尽量避开巷道的排放范围。⑶在钻孔钻进到预定检验位置前1m时，先用压风排干净孔内钻粉，然后钻进并采用压风排粉方式在孔口采集排出的粒径1～3mm的煤钻屑，利用钻屑解吸法测定煤层的残余瓦斯含量，测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度；⑷若全部检验测试孔点测得的煤层残余瓦斯含量W残＜8m3/t，而且各效果检验钻孔在施工时均未发生喷孔、顶钻或其他明显突出预兆，表明区域防突措施有效，预抽条带已经消突，已由突出危险区转化成为无突出危险区；⑸若某一检验测试点所测得的煤层残余瓦斯含量W残≥8m3/t，或者某一个效果检验钻孔在施工时发生了喷孔、顶钻或其他明显突出预兆，则表明发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域或检验测试点周围半径100m内的预抽区域属于判定为措施无效，这些区域的煤层仍属突出危险区；此时，需要延长这些突出危险区预抽时间或补充施工一定数量的预抽钻孔，直至经再一次效果检验证明措施有效为止；如果经效果检验证明区域措施有效，可以转入区域验证环节，否则，需要继续延长预抽时间，直至经效果检验证明措施有效后才允许在转入区域验证环节。图4-15回采工作面检验测试孔布置示意图区域验证区域验证是针对特定区域，即经一次区域预测、或采取区域防突措施后经措施效果检验划分为无突出危险区内，采掘活动进行前进行，确保该特定区域内的无突出危险性区域能够相通并连成一片。对无突出危险区进行区域验证时应当按照下列要求进行：在采掘工作面由石门或者由另一个区域进入该区域时，进行第一个循环的采、掘作业前必须进行首次区域验证，保留工作面预测超前距进行采掘作业后，还要进行第二次区域验证，即连续进行至少两次区域验证，以期尽快掌握煤层瓦斯状况、确保安全。进入该区域后，工作面每推进10～50m至少进行两次区域验证，两次可不连续进行，只要每次验证都没有突出危险，说明在该范围内的煤层都没有突出危险；进行不必连续进行的区域预测间隔距离取值时，根据不同的地质情况确定，一般在地质构造简单区域内，间隔距离可取大一些；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。当工作面进入地质构造破坏带后，应连续进行区域验证直到离开地质破坏带为止。为了能够对煤巷掘进工作面前方的煤层构造等情况提前有所了解，应在煤巷掘进工作面至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔，可钻孔施工过程中观察是否有喷孔等突出预兆情况；或者采取超前物探措施了解前方的地质构造情况。井筒（石门）揭煤工作面区域验证对于经区域预测为无突出危险或通过采取区域防突措施并经效果检验转化为无突出危险的井筒（石门）揭煤工作面，必须采用井筒（石门）揭煤工作面突出危险性预测方法进行区域验证，区域验证应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离5m以前（在构造破坏带应适当加大距离）实施。区域验证可按照如下步骤进行：⑴在揭煤工作面按照如图4-16和图4-17所示钻孔布置示意图布置4个区域验证钻孔，分别位于揭煤地点的上部、中部和两侧，两侧钻孔对称布置；⑵在钻孔钻进到煤层时，每钻进1m采用压风排粉方式采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标△h2或K1值。⑶各煤层井筒（石门）揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表4-2中所列的指标临界值预测突出危险性。⑷对于干煤样，如果△h2＜200Pa或K1＜0.5ml/g.min0.5，则区域验证为无突出危险工作面；⑸对于湿煤样，如果△h2＜160Pa或K1＜0.4ml/g.min0.5，则区域验证为无突出危险工作面；如果经区域验证为无突出危险工作面，可以在采取安全防护措施下开始揭煤施工；否则，该揭煤工作面应当立即停止作业，执行局部综合防突措施。11212,3,45m345m5m图4-16石门揭煤工作面区域验证钻孔布置示意图5m5m1,42312345m5m图4-17井筒揭煤工作面区域验证钻孔布置示意图掘进工作面区域验证经区域预测为无突出危险或通过采取区域防突措施并经效果检验转化为无突出危险的煤巷掘进工作面，必须采用钻屑指标法进行区域验证。采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在煤巷掘进工作面向前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深8～10m的验证钻孔（如图4-18），测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。1305顺槽1305顺槽2－4m8-10m钻孔图4-18煤巷掘进工作面区域验证钻孔布置示意图验证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，另外两个钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。钻孔