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1、【精品文档】如有侵权，请联系网站删除，仅供学习与交流(WORD)-毕业论文-煤矿遇断层的巷道设计-毕业论文.精品文档.贵州工业职业技术学院2009级函授毕业设计论文设计题目：金沙县大沟煤矿遇断层的巷道设计层 次：大专专 业：煤矿开采技术姓 名：孙立国指导老师：龚明胜老师、姜奇老师设计（论文）的主要任务及目标（1）通过学习，能初步了解和掌握采矿的有关知识，并根据工作实践，与理论实际有结合，为全县煤炭工作贡献力量。（2）通过设计，运用三年的学习实践，提高专业技术水平；设计（论文）的基本要求（1）内容清析，条理清楚，设计规范；（2）设计中尽量的为煤矿减少投资，缩短工期；（3）尽量以现有设备为基础。进
2、度安排（表一）序 号设计（论文）各阶段名称起止时间1毕业实习2012年7月5日至 2012年8月19日2文献查阅8月20日至8月30日3论文撰写9月1日至9月30日4毕业论文修改10月1日至10月19日目 录第一章 设计的指导思想6第二章 地质情况说明62.1矿区地层（表二）62.1.1 对应地表为山峰，地表冲沟发育，无任何建筑物及构筑物72.1.2 根据已掘进巷道地质构造，预计小断层较多72.2 岩石柱状图（表三）72.3 煤层82.4 6-2煤层82.5 工程概述8第三章 设计方案8第四章 掘进及巷道支护方式94.1 掘进94.1.1 施工方法和作业方式94.1.2 掘进工作面所需的机械设
3、备（表四）94.1.3 炮眼布置94.2 巷道支护及断面图104.2.1 临时支护104.2.2 永久支护104.2.3 运输方式10第五章 掘进通风105.1通风方式105.2风量计算115.2.1 按井下同时工作最多人数计算115.2.2 矿井瓦斯涌出量计算115.2.3 按一次爆破最大炸药消耗量计算115.3该掘进工作面采用双风机双电源11第六章 防突管理126.1煤巷掘进的防突措施126.1.1矿井防突总体原则126.1.2、区域防突措施156.1.2.1 区域突出危险性预测156.1.2.2区域性突出危险预测方法156.1.2.3突出危险区域性预测结果技术管理176.1.2.4区域性
4、防突措施的选择186.1.3掘进工作面预抽防突方案196.1.4预抽瓦斯防突的有效性评价指标216.1.5预抽瓦斯防突效果评价方法236.1.6工作面突出危险性预测246.1.7防突措施266.1.7.1防突措施效果检验296.1.8防突仪器、装备296.2石门揭煤的防突措施306.2.1预测预报306.2.2防止突出的措施326.2.3校果检验336.2.4矿井安全防护措施33第七章 安全技术措施347.1瓦斯抽放的管理347.2加强放炮管理357.3加强防突汇报、调度和报批工作制度367.4加强防突日常技术管理工作，防患于未然367.4.1加强矿井通风瓦斯管理，防止瓦斯超限作业和局部瓦斯积
5、聚；367.4.2 采掘工作面地质测量工作387.4.4 加强井巷支护，防止因垮落引发突出387.4.5 加强爆破工作管理387.4.6 及时处理好突出孔洞39第八章 总 结 语39参考文献42致谢信43金沙县大沟煤矿遇断层的巷道布置设计方案摘要：金沙县大沟煤矿位于在金沙县城东部，行政区划属金沙县大谟镇管辖，南距金沙县城40，。井田走向2.1,倾向宽约1.1，面积为2.312,开采深度由+1600m1250m。矿区内及附近暂无其它矿井，与周边相邻矿井也无矿界重合，该矿为21万吨/年的资源整合新建矿井，矿井主要采9号煤层，9煤层平均厚度为1.6米,顶板为深灰色粉砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩；底板为灰
6、色泥岩、粉砂质岩，较稳定。煤层倾角约5-8度，属近水平煤层。根据设计方案，属高瓦矿井，按突出矿井进行设计和管理。矿井主要含水层为二叠系龙潭组下段，含水性弱，矿井水主要为大气降水，水文地质条件简单。该矿在揭煤后布置巷道时，遇断层，断层落差为2米，正断层。主题词：巷道布置 断层 方案第一章 设计的指导思想1、根据煤层赋存条选择适合的回采工艺及设备，最大限度的实现集中生产，提高劳动生产率。2、尽可能优化巷道布置方案，减少资源浪费和投资。3、采取有效措施、选择合理的回采工艺，提高资源回收率。4、主要生产系统及设施要先进、可靠；尽量精简地面非生产性设施，地面布置要简洁、美观。5、采取各种有效措施，保证矿
7、井的安全生产。6、建设工期短，投资少，见效快的原则，抓住市场机遇，取得最佳的经济效益。7、采取有效的措施，保证矿井安全生产。第二章 地质情况说明2.1矿区地层（表二）系统组段主要岩性一般厚度（m）第四系（Q）冲积、残积、坡积物等。0-20一段（T1yn1）灰色中厚层石灰岩。不飞仙关组（T1f）三段（T1f3）灰紫色，粉砂质泥岩及泥质粉砂岩、夹含泥灰岩及泥质灰岩。243二段（T1f2）灰色中厚层状石灰岩。40一段（T1f1）主要为灰绿色粉砂岩、粉砂质泥岩及泥质粉砂岩。115二叠系上统（P3）长兴组（P3C）深灰色燧石灰岩及泥灰岩32龙潭组（P3l）主要由灰深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质
8、粉砂岩，粉砂泥质岩，泥岩及煤矿层组成。151-168158中统（P2）茅口组（p2m）灰色薄中厚层状石灰岩。大于100m2.1.1 对应地表为山峰，地表冲沟发育，无任何建筑物及构筑物2.1.2 根据已掘进巷道地质构造，预计小断层较多2.2 岩石柱状图（表三）岩层名称柱状层厚累厚岩石特征粉砂质泥岩5m5m深灰色、薄层状、水平层理 夹泥岩薄层煤5.5m黑色、碎块状粉砂质泥岩11.5m深灰色、薄层状、水平层理、裂隙发育方解石充填煤12m黑色、碎块状、中间夹泥岩粉砂质泥岩19.5m浅灰色、块状、泥质结构风化易碎煤19.9m黑色，较硬泥岩21.1m水平层理细砂岩25.1m灰-深灰色、薄-中厚层状煤泥岩3
9、0.6m黑色碎块状、中间夹泥岩粉砂质泥岩36.6m深灰色、薄层状、水平层理、夹细砂岩及泥岩薄层2.3 煤层该矿可采煤层：6-2煤层、2.4 6-2煤层位于龙潭组上部，上距长兴底（p3c）一般33.50米左右,煤层厚度变化大,煤层厚度1.48-1.76 m,平均1.60 m,无夹矸,结构简单,全区可采,属稳定煤层。煤层顶板为深灰色粉砂质泥岩，泥质粉砂岩，泥质粉砂岩，细砂岩；底板为以灰色泥岩，粉砂质泥岩，产植物根化石。2.5 工程概述布置运输平巷以5的坡度，沿煤层走向掘进，巷道设计岩石巷道为断面为半园拱形断面（附巷道设计断面图），掘进宽2.8米,高2.6米,拱高1.4米,掘进断面为6.5平方米.当
10、巷道布置在煤层顶板或底板时，采用梯形断面工字钢支护，掘进宽2.8米,高2.2米, 掘进断面为6.2平方米（附巷道设计断面图）.第三章 设计方案1.方案一：当运输平巷位于煤层底板时，与原巷道方位成90度的方位掘运输平巷揭穿煤层，以5的坡度掘进，采用刮板机运输，揭穿煤层后沿煤层走向掘进至矿区边界布置采面运输巷。（见附图一）2.方案二：当运输平巷位于巷道顶板时，沿原运输平巷方位以+180度的方位掘反向运输石门直到揭穿煤层，揭穿煤层后沿煤层走向掘进至矿区边界布置采面运输巷。（见附图二）3.方案三：当运输平巷位于煤层中需卧底时。直接沿原巷道方位平巷揭穿煤层，揭穿煤层后沿煤层走向掘进至矿区边界。（见附图三
11、）4.方案四：当运输平巷位于煤层中需破顶时，沿原运输平巷方位以-5度的坡度掘石门揭穿煤层后沿煤层走向掘进至矿区边界。（见附图四）根据实际情况选择方案，进行施工，进入煤巷后。矿井也必须按突出矿井进行管理，取得相关部门的煤与瓦斯突出性鉴定后，矿井可以只做简易的防突管理工作。第四章 掘进及巷道支护方式4.1 掘进4.1.1 施工方法和作业方式由于煤层底板多为泥质粉砂岩，掘进工作面采用ZYP7655型气腿式凿岩机打眼，全断面一次成巷，人工手镐刷成形，刮板机运输。施工方式采用三、八制作业，边掘边准。班进1.0 m ,日三班生产,循环率0.85。4.1.2 掘进工作面所需的机械设备（表四）序号设备名称型号
12、主要技术参数数量1煤电钻GMZ-1.2电压127v,1.2kw42局部通风机KFD-6.3风量：3.1-5.5m3/s功率：211 kw53探水钻TXU-75A额定电压660/380v,4kw34发爆器MFB-10035岩石电钻EZ2-2.0电压127v,2.0kw36凿岩机YT-2437混凝土喷射机ZPG-5.5kw34.1.3 炮眼布置（炮眼布置图见附图七）4.2 巷道支护及断面图4.2.1 临时支护采用挂前探支架作主临时支护，前探梁由15/m的两根钢轨制作，长度不小于4米，间距不小大于1.2米，用金属锚杆和吊环因定，吊环形式主倒梯形，每根前探梁不少于2个吊环。吊环用配套的锚杆螺母固定，所
13、有树脂锚固剂不少于2根，锚固力不小于50KN。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距为1米，前探梁上用2块规格为（长宽厚）=1500200150半园木杆接顶。4.2.2 永久支护全岩巷采用锚喷支护，断面形状为半园拱，按悬吊理论计算锚杆参数，六锚杆长度计算：L=KHL1L2式中L锚杆长度，m; H冒落拱高度，m; K安全系数，一般取2 L1锚杆锚入稳定岩层的深度，一般取0.5 m; L2锚杆在巷道中的外露长度，一般取0.1 m L=20.450.50.1=1.5 m通过计算,选用直径为18的圆钢锚杆长2米,锚杆的间、排距为1米。当围岩较稳定时，采用先锚后喷的方式，当围岩较差时，锚杆的间、排距要缩小为6
14、00，并且先及时喷射混凝土不小于30厚的混凝土封闭围岩。（见附图五、六）半煤岩巷及全煤巷采用采用工字钢棚子支护，采用22/m的工字钢进行支护，梯形断面，在支护过程中，要注意迎山角度、排距不大于1米。（见附图八）4.2.3 运输方式采用刮板机进行运输，对大块的矸石应及进破碎。机头机尾处要打压柱。运输顺序：掘进工作面刮板机运输运输平巷（刮板机运输）井底车场运出地面第五章 掘进通风5.1通风方式该巷掘进采用压入式局扇通风。5.2风量计算5.2.1 按井下同时工作最多人数计算Q=4N(m3/min)=416=64 m3/min式中：4-每人每分钟需要的供风量N-井下交接班是工作面最多人数5.2.2 矿
15、井瓦斯涌出量计算Q=100q掘K =1001.71.5 =255m3/min式中：Q-掘进工作面所需风量 100-稀释1M3瓦斯所需的风量 q掘-掘进工作面绝对瓦斯涌出量。 K-瓦斯涌出不均衡系数，取1.2.5.2.3 按一次爆破最大炸药消耗量计算Q=25N =2514.1 =352.5 m3/min式中:Q-掘进工作面所需风量。25-爆炸一公斤炸药所需的风量。N-一次爆破炸药消耗量。预取风量为356.25 m3/min,因BKF-112局扇风机的有效风量为200-400 m3/min,故选择BKF-112的局扇风机，能满足通风要求。5.3该掘进工作面采用双风机双电源实现“三专两闭锁”供电，风
16、筒直径为600的阻燃风筒，局部通风机和启动装置安装在掘进巷道口10米以外的进风流中。在掘进迎头5米处安装T1瓦斯传感器，在距巷道回风口处12米处安装T2瓦斯传感器。T1、T2瓦斯传感器的报警值设为0.8%。断电值为1.5%。复电值为0.8%，断电范围为向掘进工作面供电的所有电源。在施工过程中，必须保证瓦斯传感器报警准确，断电动作灵敏可靠。第六章 防突管理6.1煤巷掘进的防突措施6.1.1矿井防突总体原则矿井综合防突，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，“四位一体”综合防突措施工艺流
17、程见图九所示。根据综合防突措施工艺流程，大沟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， 矿井对6-2煤层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、突出威胁区和无突出危险区。在不同区域，其管理原则和方式如下：（1）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
18、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，应进行工作面突出危险性预测，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。每个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的检验孔超前图九顺河煤矿“ 四位一体”综合防突措施工艺流程图距，采煤工作面应同时保证留有不小于3m的措施孔超前距和不小于2m的检验孔超前距。所有超前距均以钻孔在巷道采掘方向的投影孔深为准。（2）突出威胁区在突出威胁区内采掘作业时，根据区域突出危险程度，每推进30100m，应用
19、工作面预测方法连续进行不少于两次的区域预测验证，并且预测工作从巷道开始掘进和工作面始采即进行，其中任何一次验证有突出危险时，该区域应改划为突出危险区。同时，在威胁区采掘作业过程中，每个班都应密切观察煤层软分层厚度、煤层产状、地质构造、炮后瓦斯涌出量等异常情况，当出现异常情况时，应立即停止采掘作业，通知有关人员，进行突出危险性预测。（3）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，但必须采取安全防护措施。矿井瓦斯突出治理应全面规划、总体布局、统筹安排、系统控制，依法（规程、细则等规章制度）治理。按照防治规划和年、季、月计划，落实人、财、物的保障措施，落实责任、分工负责、严密组织，严格
20、考核，保证防治战略的有效实施。6.1.2、区域防突措施6.1.2.1 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。6.1.2.2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。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。（一）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：（1）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）；
21、（2）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）；（3）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；（4）将坚固性系数最小的两个煤样混合后，测定煤的瓦斯放散初速度指标（P）；（5）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，可参照细则所推荐的临界值（见
22、表六），确定煤层的区域突出危险性。（二）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发生的范围。不同的矿区控制突出的地质构造因素是不同的，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。表六 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采用瓦斯地质统计法进行区域预测时，应根据已采
23、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：（1）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；（2）根据上水平突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。煤与瓦斯突出与地质构造、瓦斯压力和瓦斯含量、煤层埋深、煤层软分层分布与变化等有密切的关系，且这些因素的分布具有一定的规律性。本煤矿可通过地质勘探资料、采掘工程实际揭露的煤层赋存和构造分布资料、实际测
24、定的相关资料、邻近矿井的资料等，利用统计、瓦斯地质分析以及测定相关参数的方法进行区域预测，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，矿井应注意收集有关资料。（1）地质构造本煤矿井田范围内为单斜构造，节理裂隙不发育，但是结合相邻矿井的开采实际情况分析。因此矿山进行深部煤层开采时，应加强管理和防范。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、长度等）、展布方向等资料，建立档案，绘制地质构造图。（2）突出标志性指标突出标志性指标主要包括突出点、预测
25、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。其中，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。6.1.2.3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、突出威胁区、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
26、的危险区内，可不采取防治突出的措施，直接生产，但必须采取安全防护措施。在突出威胁区内的每个回采工作面，可以通过测定瓦斯压力和含量、掘进中的突出性预测指标和瓦斯涌出变化情况、动力现象、软分层分布、地质构造分布特征等，再次进行一次相对小范围的区域预测，根据煤层突出危险程度，采掘工作面每推进30100m，应采用工作面预测方法连续进行不少于两次区域性预测验证，其中任何一次验证有突出危险时，该区域应改化为突出危险区。只有连续两次验证都无突出危险时，该区域仍定为突出威胁区。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、
27、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。针对大沟煤矿6-2煤层的区域预测指标应进行专门研究后确定。6.1.2.4区域性防突措施的选择目前普遍采用的区域性防突措施是开采保护层和预抽煤层瓦斯，其中开采保护层是最有效的一种防突措施。在突出矿井，单一突出煤层和无保护层可采的条件下，一般采用预抽瓦斯作为区域性防突措施。根据大沟煤矿开拓部署方案，目前开采单一煤层（6-2号煤层），在目前条件下，开采保护层尚不能作为区域性防突措施，但今后应积极探索开采保护层措施。大沟煤矿目前已初步建立了矿井瓦斯抽放系统，但是瓦斯
28、抽放设备极不完善，而且由于缺乏实测煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数、瓦斯抽放半径等一系列瓦斯抽放参数，因此，只能借鉴邻近桂花煤矿坑道采样测试参数，若遇地质构造突变，容易发生抽放措施达不到防突目的，建议在由具有国家许可资质的单位合作开展瓦斯参数测定、矿井瓦斯抽放与利用可行性论证的基础上，设计并建立与矿井安全生产规模相适应的地面瓦斯抽采系统。在采掘工作面采用大面积预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。在区域预测为有危险的回采工作面回采前，布置抽放钻孔进行大面积预抽，从而消除或降低突出危险性，预抽煤层瓦斯消除突出危险原理见图10。预抽煤层瓦斯施工抽放钻孔煤体应力降低消除（或降低）煤与瓦斯突出危险性释
29、放煤岩弹性能减少突出的激发作用煤体强度增高释放瓦斯潜能发展突出的瓦斯作用减少煤体抵抗破坏能力增加瓦斯压力梯度降低图10 预抽煤层瓦斯消除突出危险原理图6.1.3掘进工作面预抽防突方案掘进工作面的防突主要有两种方案：预抽瓦斯与排放瓦斯。预抽瓦斯又可分为掘进条带预抽瓦斯和边掘边抽，根据掘进地点的不同，掘进工作面防突可分为平巷掘进面的防突和上山（下山）掘进面的防突。下面按平巷掘进面的防突和上山（下山）掘进面的防突两个方面分别叙述。（一） 平巷掘进面防突1、平巷掘进工作面条带预抽瓦斯防突平巷掘进工作面条带预抽瓦斯防突主要是在平巷掘进前首先开拓煤层顶、底板的岩石巷道，在岩石巷道内向即将施工的煤平巷施工条
30、带钻孔抽放瓦斯来减弱或消除掘进条带的突出危险性。在岩石巷道掘进过程中，必须边探边掘，及时掌握施工动态和围岩变化情况，保证岩石巷道与煤层间法向距离不小于5m，防止误穿突出煤层。在岩巷掘进过程中及时在巷帮布置平行水平预抽钻孔，钻孔孔径应不小于75mm，采用33m间距布置，即钻孔终孔点间距为3m（当预留的抽放时间长时，间距可适当加大，抽放时间短时，缩短钻孔间距）。钻孔设计首先设计第三排钻孔，第三排钻孔施工点与巷道底板边角的连线与煤层底板之间的交点作为基点，然后向平巷下帮布置一个点，向上帮布置两个点。封孔方式采用聚氨酯或水泥砂浆封孔，深度应不小于6m，以保证抽放效果。钻孔终孔位置需穿过煤平巷轮廓线外1
31、0m，如图11所示。图11 平巷掘进工作面预抽条带瓦斯钻孔布置示意图2、平巷掘进工作面顺层预抽瓦斯防突平巷掘进工作面顺层预抽主要是控制掘进工作面两帮瓦斯向掘进工作面涌出。在工作面两旁布置钻场，其中上帮钻场长58m，下帮钻场长35m，钻场间距应根据钻机能力确定，一般为50100m，钻孔深度以大于钻场间距10m为宜，初步设计孔径应不图12 平巷顺层预抽钻孔布置示意图小于75mm，终孔间距取3.0m，钻孔呈平行于巷道走向布置。施工过程中，如果突出危险性较大，预抽时间超出设计时间，对煤巷掘进施工造成较大影响时，应该适当增加钻孔密度。封孔方式采用聚氨酯或水泥砂浆封孔，深度应不小于6m，以保证抽放效果。钻
32、孔布置图见图12所示。6.1.4预抽瓦斯防突的有效性评价指标按照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。预抽后的煤层残余瓦斯含量小于该煤层始突深度处的原始瓦斯含量； 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涌打钻后、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
33、道风流中的瓦斯涌出增加量估算。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。(1) 瓦斯预抽率瓦斯预抽率用于评价预抽防突效果是合适的，但是，多大的临界值符合大沟煤矿的实际情况，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
34、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，大沟煤矿在未进行考察前，可以先按照规程的规定，瓦斯预抽率不能小于30，但应尽快进行预抽率参数考察。(2) 残余瓦斯含量与残余瓦斯压力残余瓦斯含量与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。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
35、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煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定法就测定出残余瓦斯含量和残存的瓦斯压力，用残存瓦斯含量与瓦斯压力与最小突出瓦斯含量与瓦斯压力进行比较，当残余瓦斯含量小于最小突出瓦斯含量或8m3/t，残余瓦斯压力小于最小突出瓦斯压力或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
36、。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，或根据防治煤与瓦斯突出细则选择0.74MPa。6.1.5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，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
37、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
38、指标进行经常性验证工作。建议大沟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胁区二次验证为突出危险工作面时应采用局部防突措施。6.1.6工作面突出危险性预测（1）预测方法掘进工作面的突出预测方法采用细则第38条规定的钻屑瓦斯解吸法。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”和细则的要求操作。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
39、值预测工作面突出危险性。如果采用其它预测指标，参照其说明书和细则的要求操作。（2）预测钻孔布置在煤巷掘进工作面打2个（倾斜和急倾斜煤层）或3个（切眼、上山、下山）直径为42mm、深度为810m的钻孔，钻孔应布置在软分层中，其中1个钻孔位于巷道中部，并平行于掘进方向，其余2个钻孔的终孔点分别位于巷道两侧轮廓线外3m 处。用煤电钻和配套的螺旋麻花钻杆钻杆施工。预测钻孔布置详见图13。0.5m0.5m810m0.5m3m3m3m掘进工作面切眼、上山、下山预测钻孔层面布置示意图平巷预测钻孔层面布置示意图迎头正面示意图迎头正面示意图图13 煤巷掘进工作面预测孔布置示意图（3）预测敏感指标和临界值 由于大
40、沟煤矿突出预测敏感指标及其临界值尚未考察，所以，目前宜采用细则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。目前，建议采用钻屑瓦斯解吸指标和钻粉量指标，其临界值参照细则暂定为：K1=0.5 mL/gmin1/2 ，S=6.0 Kg/m，采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，临界值指标见表4。（4）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。表七 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出
41、危险性的临界值最大钻屑量K1危险性Kg/mL/mmL/(g.min1/2)65.40.5突出危险工作面65.40.5无突出危险工作面当采掘工作面出现下列情况之一者，应视为突出危险工作面： 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。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）报告单可参见表八。预测为无突出危险工作面，在采取安全防护措施的
42、前提下掘进，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。表八 大沟煤矿突出危险性预测（效果检验）单巷道名： 位置： 时间： 次数测定性质预测 效果检验煤层情况地质构造情况防突措施情况钻孔布置图其它孔号预测孔深（m）方位倾角打钻情况描述钻孔编号钻孔深度测定指标钻孔编号钻孔深度测定指标K1（mL/g.min1/2）S（Kg/m）备注K1（mL/g.min1/2）S（Kg/m）备注突出危险性结论总工程师批示6.1.7防突措施掘进工作面的防突主要有两种方案：预抽瓦斯与排放瓦斯。根据大沟煤矿的实际和具体装备条件，煤巷掘进工作面目前的防突措施以排放钻孔
43、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。（一）掘进工作面排放瓦斯排放钻孔可采用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15m，终孔间距按排放钻孔有效影响半径考虑（应实际考察确定），目前的终孔间距可先设计为1.0m，排数为12排（根据煤厚确定，煤层厚度2m以下布置一排、2m以上布置2排），开孔间距0.3m，钻孔终孔点控制范围：平巷断面上帮轮廓线外4m，下帮轮廓线外3m；上山煤巷轮廓线外个3m。预测孔可兼作排放孔，但参数应与措施孔相同，钻孔数量根据控制范围和钻孔间距计算，钻孔布置可参照图14、图15所示； 图14 平巷掘进面排放钻孔布置平面示意图 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）外，其它参数与小直径排放钻孔相同。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。施工完所有排放钻孔后，应排放不少于4个小时（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