某县煤矿瓦斯防治方案.docx

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1、大方县高店煤矿2012年度瓦斯防治方案大方县高店煤矿技术组二一二年元月十二日目 录前 言3一、问题的提出3二、编制依据3第一章 矿井概况5一、矿井地理及交通位置5二、矿井证照情况5三、特种工程及专职安全员的培训和配备情况5四、煤层赋存情况及层间距及顶底板的力学性质5五、矿井开采技术条件6第二章、矿井各生产系统现状8一、矿井开拓系统8二、矿井供电系统9三、矿井通风系统11四、瓦斯抽采系统12五、瓦斯监控系统15六、矿井提升系统15七、矿井排水系统16八、矿井防尘、防火、供水16第三章、矿井采掘部署调整16一、开拓巷道调整及工程量162、采区巷道布置及工程量163、采区及采掘工作面接替顺序174、

2、采掘布置及采掘队伍安排175、采掘部署调整井巷工程统计表17第四章、矿井瓦斯治理方案18第一节、瓦斯治理方案18第二节、瓦斯抽采设计19一、抽采方案及方法19二设计区域及钻孔分布21三、钻场、钻孔布置21四、瓦斯抽采基本参数24五、钻机选择与钻孔施工26六、抽采管路32七、地面主要抽放设备选型34八、地面固定抽采站布置37九、抽采系统安全装置39十、矿井瓦斯抽采管理41第三节、防治煤与瓦斯突出44第一小节、区域性防突措施44第二小节、区域防突措施45第三小节、采掘工作面预测46第四小节、局部综合防突措施47第五小节 通风系统、通风安全设施的施工和管理51第六小节 瓦斯监测52第七小节 自救系统

3、52第八小节 启爆和瓦斯管理53第五章、整治完善各生产系统58一、完善通风系统58二、完善瓦斯抽采系统（已经验收）58三、完善防尘、防灭火及供水系统59四、完善监测监控系统59五、矿井供电系统59六、提升运输系统60七、矿井排水系统61八、矿山救护61第七章、保障措施61一、组织措施61二、制度建设及考核办法62三、质量保证体系62四、安全技术措施62五、质量标准化建设要求62第一章 矿井概况一、矿井地理及交通位置大方县高店煤矿位于大方县大方镇金星村，距大方县县城约13km，二、矿井证照情况矿井始建于xxx年代初，为私营企业，矿井于xxx年 月开始建设， 年基本建成投产，六证齐全有效，现生产能

4、力核定为 万吨/年，批准开采标高为 m，批准开采区内 、 煤层，已达到安全管理 级质量标准化矿井标准。三、特种工种及专职安全员的培训和配备情况我矿及时送配各种特种作业人员,配备有专职安全管理人员 名（其中通风安全工程师 人、采掘工程师 人、地质测量工程师 . 人、机电工程师 人）,瓦斯检查员 名,电工 名,瓦斯监测电工 . 名,瓦斯监控员 名,防突效检工 名,绞车工 名,主扇司机 名.四、煤层赋存情况及层间距及顶底板的力学性质井田内含煤可达 层，一般 层，呈 状、似 状产出，由下至上依次可分三个含煤组A、B、C。本区B煤组内由下至上为B1、B2、B3、B4，而允许矿山开采的煤层为B3、B4煤层

5、，局部可采的B2、B1煤层未被批准开采，现对B3、B4煤层分述如下：B4煤层俗称“上连炭”，位于宣威组第三段的顶部，下距B3煤层1.38m3.78m，一般为2.43m,矿山井巷内仅1m1.5m,为复煤结构煤层.上部为黑色暗淡半暗煤与半亮光亮型煤间互相成;下部为线理状半暗暗淡型煤。煤层厚1.10m1.58m，平均1.29m。一般含12层夹矸，夹矸厚0.010.14m，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，其中一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩，具砂状结构，易于识别，本次在井巷中未见煤层夹矸。煤岩组分为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体，内生裂隙较为发育，质坚硬，呈块状。顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥

6、岩，含动物化石碎屑或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。（2）B3煤层俗称“中连炭”，位于宣威组第三段上部，上距B4煤层约1m1.5m,下距B2煤层约5m8m，三分性明显，中部为灰黑色、黑色半亮光亮型煤，上、下为半暗型煤；煤层结构单一，不含或偶含1层夹矸，煤层厚度1.201.51m，平均厚为1.37m，区内稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤条带，参差状断口，质疏松，外生节理发育，易碎成小块。直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，不含动物化石，含灰色明状菱铁矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。五、矿井

7、开采技术条件一、矿山水文地质条件矿区属长江上游一级支流的长宁河水系，矿区坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高为+490m，将成为未来开采中地下水的补给源；矿区西部的锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地下水的补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段的井巷应采取保护措施。区内地下水类型包括碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区的主要地下水类型，矿区地下水主要为大气降水渗入补给，次为地表水补给，随深度增加水量减小；松散岩类孔隙水主要赋存于第四系残积层中，水量中等，对矿坑充水影响较小。另外老窑及采空区积水亦为矿坑充水

8、水源，同时随着浅部岩体的塌陷，地表水也将成为矿坑的主要充水水源。因此，该矿为裂隙型充水矿床，目前矿井涌水量为200m3/d，水文地质条件中等至简单。二、矿山工程地质条件本区属深丘低山工程地质区，区域稳定性较好。矿山煤层为缓倾斜煤层，顶板岩性主要由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩组成；底板岩性主要为粘土岩。因此，硐室围岩均属软质岩体，故本矿将主平硐及运输巷布置于围岩中是正确的。由于岩层较缓，深部岩体中地压力较大，硐室顶板、帮壁岩石中节理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；底板饱水后产生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每季度可达3040cm。硐室顶棚易产生冒落，直接冒落高度约30m，该矿也曾经发生

9、过顶板冒落，造成了人员伤亡，因此，应加强采空区和硐室围岩的管理。硐室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中等。三、矿山环境地质条件矿山地处地质灾害易发区，地质环境较为脆弱。据本次现场调查，矿区内尚未发现滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾害，但随着开采的进行，可能诱发地面地质灾害，地表水体（泉）疏干可能较为严重。我们建议矿山企业应按现行规定及矿山地质环境评价报告中提出的措施和建议，采取相应措施，做好矿山地质环境保护与地质灾害防治工作。四、其它开采技术条件1、瓦斯我矿于xxx年xx月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯等级鉴定，其鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为：xxm3/min，相对瓦斯涌出量为：60.

10、51 m3/t；矿井绝对二氧化碳涌出量为：6.328m3/min，相对二氧化碳涌出量为：21.26 m3/t；确定为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性：根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤尘均无爆炸性危险。3、 煤层自燃发火倾向性根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤层均属不易自燃。4、地温本区属正常的地温区，地温梯度约为3/100m，当井下通风时其巷内温度一般可控制在25左右。第二章、矿井各生产系统现状一、矿井开拓系统1)矿井开拓系统矿井开拓方式为平硐开拓，主井口标高+512.5m,风井标高为+632.00

11、m，井筒支护为锚喷、发碹及工字钢架棚支护，断面S=10.1,对已采完和未使用井巷全部进行了封闭。2)采区巷道布置（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、井下最大班人数）矿井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分为二个阶段，即+515+555和+555+595阶段，下水平为+515至+425阶段。目前主采+515+555m阶段，阶段运输巷布置在煤层底板中，破石门进入B4、B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走向布置，工作面沿煤层倾向布置，阶段运输巷内设置车场形成运输系统。下水平设计布置3个阶段，每100m一个阶段，现正在施工下水平的主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷道。采

12、掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班一般 . 人，采煤工作面 人，井下大班最多人数 人左右。3)采掘部署开采顺序分区段开采，采用采区前进，区内后退式开采，先采上解放层（B4煤层），后采下层B3煤层，B4煤层工作面形成时布置网格抽放对工作面进行预抽，然后再进行回采。采煤方法为：走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放炮落煤、人工装煤、工作面采用40型可弯曲刮板输送机运煤，煤炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平已回采结束）由人工推到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，再由机车运出地面；+515至+555水平直接由人工推到车场，再由机车运出地面。支护采

13、用单体液压支柱，排距1.0m,柱距1.0m,“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一准”的作业方式。掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采用煤电钻打眼，全断面一次爆破（煤巷分次爆破）人工装矸，巷道支护采用11矿用工字钢架棚支护，棚距1.0m，不足一架料的位置采用前探梁护顶；煤（矸）采用人工装运，岩巷掘进采用YT28凿岩机打眼，全断面一次爆破，装岩采用17型耙斗机，发碹作为永久支护，1T矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，二、矿井供电系统矿井采用双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电源，矿井主要设备有45KW绞车，11.4KW绞车，110KW固定空压机，2×5.5

14、KW局部通风机等用电设备。矿井地面供配电采用10kV和660/220V两级电压，一、二级用电负荷采用双电源供电。当一回供电电源发生故障，另一电源可担负负荷用电。在矿井地面设有2座10/0.69/0.4kV变电所，在各变电所视其情况设置功率因数自动补偿装置，主井工业广场地面变压器为SG-315/10/0.4，井下变压器为KBSG-400/10/0.69，风井变压器为SG-250/10/0.4，在变压器容量大于315kVA的变电所低压侧均设置零序电流保护装置。地面照明电压为220V，采用三相四线制。矿井的生产照明和生活照明分开供电,对移动设备的供电回路设有漏电保护装置。住宅及办公室采用荧光灯；主通

15、风机房、机修车间、木工房等机器房用白炽灯。矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明的场所一般采用双电源自动切换的照明装置来实现，个别场所采用应急灯作为应急照明。 矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，局部通风机采用双电源供电，采用两台专用变压器、专用开关及专用电缆。掘进工作面中的电气设备设有风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设固定照明，照明电压为127V，选用ZBX型矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具一般选用

16、DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋转机械的硐室选用DGS型矿用隔爆白炽灯。三、矿井通风系统1、主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、巷道阻力、通风设施xx煤矿采用中央边界抽出式通风，回风井口安装KZT60-16B型通风机(参数见下表)；一台运行一台备用,功率2×90KW，矿井总进风量类别型 号台风量（m3/min）静压（Pa）全压（Pa）功率（Kw）运行KZT60-16B1420724759053355952-35322×90备用KZT60-16B1420724759053355952-35322×902653m3/min，总回风2712 m3/min，等

17、积孔1.62m2。主、风井口高差120m，通风机房安装有水柱计，矿井通风负压1.16KPa,自然风压对矿井通风系统有一定影响,矿井通风系统比较稳定，通风能力能满足安全生产的需要，风机房有各种规章制度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。2、矿井风量及分配矿井设计需供风量2179m3/min，实际供风量2653m3/min，风量分配详见下表：序号需 风 地 点需 风 量实际供风量备 注1225252230035631742484208248522625061802007208250820825092502821020020011合 计3、掘进通风及布置情况掘进工作面采用压入式通风方式，掘

18、进通风选用一台FDB-5型（2×5.5kw）配500的胶质风筒为碛头供风，安设于回风口以外10米的进风流中，在进风侧设置一组正反向风门(两正两反)，风筒口距碛头距离5m，局部通风机实现“三专两闭锁”,风机供风量满足生产用风需要。4、主通风与局部通风机供电a、还未完全实现“双风机双电源”供电。b、主扇电源不稳定，经常要切换至柴油发电机供电。四、瓦斯抽采系统1、抽采设备我矿选用2BE1-353-0型水环式真空泵作为抽采泵，电机功率110KW，有关参数见下表：型号转速r/min 轴功率kW 电机功率kW 配用电机380V极限真空度mbar 最大抽气速率 泵重(整机）kg m3/hm3/mi

19、n2BE1-353-0 464（皮带） 81110Y315S-433mbar(-0.098MPa) 410068.339052、抽采管路抽采管路采用高压胶管将抽采钻孔导管与钻场汇流管紧密联结，做到密闭不漏气，高压胶管无120度以下的急弯；汇流管与钻场瓦斯管连接，钻场瓦斯管与巷道中的分区瓦斯抽采支管连接；与其它管路有明显的区别和标志，抽采主管路设置在515m顶板巷，高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离满足安装检修要求，瓦斯抽采管件的外缘距巷道壁大于0.1m。抽采管路分岔处均设置有与安装地点的管径相匹配控制阀门，主管上的阀门设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区

20、域的正常抽采；抽采管路安装平直，拐弯处设有弯头，无急弯死弯，并保持一定的流水坡度（一般为3）；抽采钻场、门框架、低洼处均设置有放水器；抽采管路跨越巷道时都设置有门框架，门框架设置都不影响抽采、行车和行人安全；抽采管的接头、接口做到紧密不漏气；回风巷、回风石门等平巷安设的管路，均设有管子架，管子架距离不大于 5m，并把接好的管子用卡子等固定在管子架上。管路距离巷道底板都大于300mm。在提升下山巷、回风上山、总回风巷等倾斜巷道中安设的管路，均采用防滑装置（或管卡）将管子固定在巷道支架或巷道壁上。管卡间距为1520m(巷道倾角30°)；且提升下山巷的抽放管路与矿车最外缘的间隙都大于800

21、mm；瓦斯抽采管路与电缆线分别敷设在巷道的两侧。抽采主管、干管及其与钻场连接处装设有瓦斯检测和计量装置。3、抽采管材抽采管材全部选择PE管作为矿井瓦斯抽采管。抽采主管 PE1.0/355 (公称压力1.0MPa,壁厚26.1mm, 公称外径355mm、内径302.8 mm)抽采干管 PE1.0/315 (公称压力1.0MPa,壁厚23.2mm, 公称外径315mm、内径268.6mm)抽采支管 PE1.0/160（公称压力1.0MPa,壁厚11.8mm, 公称外径160mm，内径136.4mm）3、抽采孔布置根据矿井煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数等，确定矿井抽采瓦斯基本参数。抽采钻孔孔径：

22、设计矿井与*矿区相邻,煤层硬度系数和煤层透气性系数比较接近，现*矿区各煤矿瓦斯抽采钻孔孔径为64mm，抽采效果较好，而且施工方便，速度快；因此，设计确定矿井瓦斯抽采钻孔孔径为64mm。抽采半径：根据该矿煤层透气性系数和参考*矿区的抽采实际，初步确定：B4煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径1.5m；B3煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径3m；矿井实施抽采过程中，应根据煤层瓦斯地质变化情况、抽采时间等因素，合理调节钻孔抽采半径，总结出适合本矿的瓦斯钻孔抽采半径。正常生产期间，在布置B4、B3煤层巷道时，同时在巷道的上下帮按每30m的间距布置一个钻场，在每个钻场中沿煤层布置10-20个顺层抽放钻孔，布置底板巷道

23、时也是按30m的间距在上下帮分别布置钻场，进行底板预抽，在布置采煤工作面时还要按3m的间距沿工作面倾斜方向布置抽放钻孔，其深度以距回风巷保持10m的距离为准，瓦斯抽放钻孔布置后立即进行瓦斯抽放，抽放时间以实际检测达到预抽效果后才能撤除，目前有在藉抽放钻孔300个以上。五、瓦斯监控系统监测系统主机：KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各2台）， 一台工作，一台备用，监控系统于*年*月份升级完成，KFD-3分站6台，瓦斯传感器KG9701，20台， CO传感器1台，负压传感器一台，风速传感器2台，风门开关传感器12套，设备开停传感受器12台。采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感

24、器。采煤工作面回风巷的甲烷传感器报警浓度1.0CH4，断电浓度1.5CH4，复电浓度<1.0CH4；断电范围：工作面及其回风巷全部本安型电气设备。矿井配备了便携式瓦斯检测仪30台。总回风平巷测风站，主要通风机的引风硐都设置了风速传感器、压力传感器，主要通风机、局部通风机都设备开停传感器，风井的主要风门均设置风门开关传感器，被控设备开关的负荷侧均设置馈电状态传感器。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，按要求每7天使用标准气样和空气样进行调校1次，每7天对工作面安装的甲烷传感器甲烷超限断电功能进行了测试。六、矿井提升系统xx煤矿运输系统：井口标高+512.5m，

25、运输大巷坡度在5以下，为蓄电池机车运输，有2台5t蓄电池电机车(CDXT-5型),1台运行，1台备用。有2台硅整流充电机(型号CWZCA-90/132，输入电压380V，输出电压132V，额定电流200A)。平硐暗斜井开拓，有2级提升绞车，+595m主提升安装有JTB-1.0型绞车，电机功率45KW，+515下山安装有一台JTB-0.8型绞车，电机功率为22kW，使用QBZ-80（120）N开关控制，18.5mm+6×19钢绳，每次提升2个矿车。矿井平硐和斜坡均采用15kg/m轨型钢轨，600mm轨距，1.1m3箱型侧卸式矿车装载，主运输大巷为蓄电池机车运输方式。各工作面的煤矸在工作

26、面运输巷装车后经人力推车至各水平车场，经提升绞车提升或下放至+515m运输大巷，组列后经蓄电池机车拉出井，煤翻入工业广场的地面煤仓。矸石通过地面矸石仓后再转运到矸石山。七、矿井排水系统因我矿下山采区部分属开拓准备期，上山水平经平硐水沟自流排出地面，暂无排水系统。八、矿井防尘、防火、供水2007年3月经xx省煤炭产品质量监督检验站鉴定，所鉴定煤层自燃及发火倾向性为“不易自燃”。2006年5月安设CO传感器一台，CO检查仪两台，主要密闭都预埋检查管，每天对密闭内气体进行巡查采用检支管检查CO，进行火区的预测预报，在井下绞车室、车场、采区变电所、及设备集中的地点都按要求备有一定的砂，悬挂有干粉灭火器

27、。在地面距井口40m的位置建有防尘水池，经过主运输大巷连接到各采掘工作面，对各作业点进行洒水防尘。第三章、矿井采掘部署调整我矿坚持“采掘并举，掘进先行”的原则，严格采掘“三量”管理，逐步实现“抽、掘、采”平衡；加强采掘施工现场管理，严格按照煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的要求进行采掘布置和调整。一、开拓巷道调整及工程量我矿上山水平的主要开拓系统已经形成，并且储量不多，也实施了瓦斯抽采的治灾措施，目前采掘部署调整的重点是+515下山水平，+515下山水平第一阶段开拓巷道调整主要有回风石门及斜巷60m，人行上山220m，+490m底板抽放巷道300m,反石门60m，共计640m的巷道未施工。2

28、、采区巷道布置及工程量我矿+515下山水平的采区巷道主要有2114-2回风巷725m（其中岩巷25m），边切眼130m，中切眼130m，2114-2运输巷715m， +490m底板抽放巷道380m,共计2080m的巷道未施工，其中岩石巷道400米，煤层巷道1680米。+515上山水平还有1323-1运输巷100m，回风巷50m；1333-1运输巷130m，开切眼120m，回风巷100m，1333-2运输巷260m，回风巷260m，开切眼130m，共计1150m。3、采区及采掘工作面接替顺序目前的采煤工作面有1334-2采面和1323-2采面，其中1323-2采面可采期还有一个月，1334-2采

29、面可采期还有6个月左右，正在准备的有1323-1工作面和1333-1采面，1323-1采面结束后就准备1333-1采面。1323-2采面回采结束后由1323-1采面接替，该采面能服务8个月左右。1333-1采面接替1334-2采面。1333-1采面接替1323-1采面，2114-2采面接替1333-1采面。4、采掘布置及采掘队伍安排目前的1323-2采面的单产为斜长100m×采高1.35m×容重1.5×推进度1m=202吨，1334-2采面的单产为斜长150m×采高1.20m×容重1.5×推进度1m=270吨，掘进回收煤日产50吨，正

30、常日产量522吨，能满足年产15万吨生产规模的要求。为了保证采掘接替的要求，我矿计划在+515m上山水平安排三个煤巷掘进班组，在下山水平安排一个岩石巷道掘进班组，两个煤巷掘进班组，按“三八作业制”作业，掘抽采实行交替作业的形式，保证掘抽采平衡和达到治灾的目的和要求。每个掘进班组安排5-6人作业，每个作业点均配备班组长、电工、瓦斯检查员和现场管理人员负责现场管理。5、采掘部署调整井巷工程统计表要完成采掘布置调整的井巷工程见下表：序号类 别巷 道 名 称工程量(m)备 注1开拓巷道60222036804605 706准备巷道7257130813097151010011501213013120141

31、0015260162601713018110第一节、瓦斯治理方案坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，以建设本质安全型矿井为目标，以瓦斯治理利用为核心，以防止瓦斯事故为关键，以技术创新和管理创新为重点，坚持先抽后采、治理与利用并举的方针，杜绝重特大事故，防范煤矿瓦斯事故，努力建设本质安全型煤矿，确保能源供应安全和矿井可持续发展。我矿为高瓦斯矿井，但由于相邻xxx煤矿于2003年10月10日在开采过程中发生煤与瓦斯突出，被县局列为按突出矿井进行管理的矿井。2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对瓦斯涌出量18.01m3/min，相对瓦斯涌出量60.51m3/T；因此，我矿在开采B3、B4煤层

32、的瓦斯治理上必须按具有突出危险性进行拟定方案，必须严格贯彻执行“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理十六字工作体系。第二节、瓦斯抽采方案1、采煤工作面采空区实行埋管抽放2、采煤工作面实行本煤层顺层抽放3、煤巷掘进工作面实行超前抽放和挂耳抽放4、施工底板岩巷实行穿层抽放第三节、防治煤与瓦斯突出第一小节、区域性防突措施xx煤矿煤层为近距离缓倾斜煤层，根据相邻矿井开采的实际情况，B4煤层无突出危险，可以采用先开采B4煤层后采B3煤层，由上往下剥皮开采,以降低下邻近煤层的突出危险程度。在B4煤层开采过程中，同时对B3煤层实施顺层预抽，以解决首采B4煤层时下邻近煤层的卸压瓦斯问题。对于B4

33、煤层不可采区域，应先对B3煤层实施顺层预抽。1、顺层预抽防突设计：(1)顺层预抽防突钻孔布置顺层预抽的钻孔采用在机巷内沿煤层倾向施工上斜顺层钻孔，其中上斜孔50m深，孔径42mm，沿工作面走向平行布置，钻孔距开切眼不超过5m，钻孔间距2m，钻孔封孔严实不漏气，封孔深度不低于8m。(2)顺层预抽防突指标的确定a、顺层预抽单孔抽放量预计经过*矿井实际考察，顺层预抽单孔抽放量，平均为18.9L/min，在此预计单孔抽放量为10L/min。b、首采煤层防突钻孔控制范围内瓦斯储量。WWX B4S×d×B4×H B4500×120×1.55×18

34、.83×1.32276547m3式中：S防突钻孔控制范围 d煤的容重 B4煤层瓦斯储量B4煤层厚度首采煤层防突钻孔抽放量预计：QS/B.q式中：S防突钻孔控制范围B钻孔密度5×60q单孔抽放量（10L/min）即：Q500×120/(5×60)×10×1032.0m3/minC、煤层预抽指标及抽放时间确定 按防治煤与瓦斯突出规定要求，煤层瓦斯预抽率大于或等于25%作为防治煤与瓦斯突出预抽指标，其预抽时间为：m（W×25%）/（30×1440×Q）式中：m抽放时间（月）W预抽钻孔控制范围内煤与瓦斯储量总和Q

35、防突钻孔预抽量（m3/min）m（2276547×25%）/（30×1440×2.0）6.58（月）即顺层预抽达6.58个月，其抽放率可达25%，此后该并B3煤层采面可以回采。4、区域管路管径选择采区抽放管管径选择参照白皎煤矿抽放系统要求，工作面顺层抽放选用2无缝钢管，采区主干管路选择4无缝钢管。5、管路安设2无缝钢管与水平主管相联，沿采区总回风下山工作面机(或风)巷联接处，再通过4无缝钢管到抽放地点(抽放出口设在总回风巷内)。第二小节、区域防突措施1)采区第一个采面正常投产后，在满足顺层预抽超前采掘的同时，要加大掘进碛头超前长钻孔预抽，尽量消除掘进中煤与瓦斯突出

36、的潜在危险。2)加强钻孔施工管理，钻孔必须按设计施工，钻孔验收抽查率不低于50%，杜绝钻孔未施工到设计终孔。保证钻孔终孔与间距均匀，严格钻孔封孔管理。3)加强预抽和掘进回采阶段效果检验资料收集，不断总结和完善预抽防突技术。4)每月应统计和整理钻孔自排量和抽放瓦斯量，计算各预抽区域的瓦斯抽出率和抽放解放煤量，并向矿有关领导汇报，以便合理采掘布置。5)矿组织有关部门对投抽工作面进行验收，不合格应及时整改，达到设计要求。每月矿组织一次防突、抽放工作会，平衡解决防突、抽放工作中出现的问题、新矛盾。第三小节、采掘工作面预测一、采煤工作面预测预测方法：钻孔法1、预测孔布置工作面煤壁下部，其方位与煤层走向基

37、本平行，眼距1.0m1.5m，倾角30°40°，钻孔必须穿过B3煤层并进入B3煤层底板不少于0.2米，孔径42mm。钻孔采用MZ-1.2型煤电钻配以42mm钻头和1米麻花探钻杆施工。2、用专门的封孔器封孔，封孔后测量长度应为1.0米。3、从钻孔进入B3煤层开始，每打1米测定一次钻屑量（s），每打1.5米测定一次瓦斯涌出初速度（q），按表一规定指标及衰减程度指标判别突出危险性。钻孔法预测预报工作指标（表一）参数名称单 位突出危险性突出危险突出威胁最大钻屑量（Smax）Kg/m66最大瓦斯涌出初速度maxL/min·m55若出现只有q值超限但无明显衰减，而s值未超限，

38、也无其它突出预兆的特殊情况，则采用辅助指标衰减程度进行判别。衰减程度（zag）按下式计算： zagqt5/qt1式中：qt5第五分钟钻孔瓦斯涌出初速度，L/min.m；qt1第一分钟钻孔瓦斯涌出初速度，L/min.m。判别指标：zag0.55，突出危险；zag >0.55，突出威胁。预测为突出威胁时，每个预测循环应留不少于2米的超前距；预测预报判定工作面前方为突出危险，则必须采取钻孔排放措施，消除其潜在的突出危险。二、掘进工作面预测1）、突出危险性预测。（1）、采用钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度（qmax）和钻屑量（Smax）预测突出危险性。参数如下表。参数名称单 位突出危险性突出危险突出

39、威胁最大钻屑量（Smax）Kg/m66最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min·m55（2）、预测钻孔布置：钻孔布置在煤体相对较软的软煤分层中，深度不低于8-10m，直径42，一般不少于3个，平行于巷道掘进方向，上、下帮各1个，中间一个，控制巷道轮廊线外,上帮不小于5m，下帮不小于3m。第四小节、局部综合防突措施一、石门揭煤防突措施我矿石门（断层）揭煤均采用震动性放炮揭煤防突技术措施。（一）、突出危险性预测及措施效果检验采区石门（断层）揭煤采取钻孔法预测预报和措施效果检验。1、在巷道顶板距煤层法向距离不少于10m处，施工地质钻孔，地质孔参数由矿技术人员负责设计，采集煤芯测定P、f 值，计

40、算综合指标K值作为突出危险性判别指标。K30突出危险K30无突出危险同时掘至距煤层底板法向距离不少于10米时，施工队必须将岩石炸药更换为3煤矿安全炸药，并严格按防突管理的有关规定和措施及执行。2、若综合指标K值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于5m时，必须立即在碛头施工抽放钻场，并停头，同时安排在碛头施工抽放孔，预抽揭煤点煤层瓦斯。所施工的抽放孔呈网络状均匀布置（5×5），终孔间距为2-3m, 控制揭煤点四周不低于5m。只有经检测揭煤点煤层瓦斯预抽率达到25%以上时，方可恢复施工，继续往前掘进。否则必须采取延长抽放时间或补打抽放孔等补救措施。3、恢复施

41、工起，施工队必须执行“探三掘一”的探掘措施。4、石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于3.0m或1.5m处，分别进行突出危险性预测，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，判别指标（见石门揭煤预测工作指标表）。石门揭煤预测工作指标测试参数单位突出危险性突出危险无突出危险最大钻屑量SmaxKg/m6.06.0最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min.m5.05.05、在煤层赋存稳定，确认无突出危险的情况下，可采取“五步法”措施揭煤，若已揭开煤层，且尚未全断面揭穿煤层全厚，则必须施工顺层预测孔，预测煤层的突出危险性，测试参数及工作指标按与石门揭煤预测工作指标相同。6、在上述钻孔资料分析煤

42、层赋存不稳定，构造复杂或钻孔施工中出现喷孔及预测中任一参数超标，均预报为突出危险，则必须采取施工抽（排）放钻孔的防突措施，并进行措施效果检验，只有经检验证实措施有效后，方可采取“五步法”防突措施揭煤。二、掘进工作面防突措施（一）、突出危险性预测和措施效果检验对于B4煤层的掘进工作面以及B4层煤柱下未受卸压保护的B3煤层掘进工作面，掘进前，均采取钻孔法预测预报工作面前方煤体的突出危险性，若经预测为无突出危险，可留不少于5.0m的安全屏障组织生产；若经预测为突出危险，必须采取防突技术措施后，并经措施效果检验为无突出危险，方可按技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求组织生产。(1)钻孔布置1、

43、在煤层赋存稳定，煤体结构未遭到破坏的正常煤层中掘进，布置三个孔，见图2，预测孔控制巷道断面及其轮廓线外不少于2.0m。2、受地质构造影响，煤层增厚或变薄地带，但类煤在0.5m以下，类煤在0.3m以下时，或在预计的煤与瓦斯突出集中带掘进时，布置35个预测孔，当任一预测参数超标则停止预测，立即实施防突技术措施，其中一个预测孔为探清前方煤层情况，布置于煤层底板附近，兼作摸岩孔，若探得前方煤层发生变化，则立即实施防突技术措施。3、煤层赋存发生极大变化，或类构造煤大于0.5m及以上，类煤大于0.3m及以上和施工中出现卡钻、喷孔、煤体变冷、施工中瓦斯忽大忽小等突出预兆时，则不论测试参数是否超标立即实施防突

44、技术措施。(2)预测参数及工作指标预测方法采用钻孔法，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，按（石门揭煤预测工作指标表）判定工作面的危险性。(3)出现下列情况时，均视为突出危险1、因断层、褶曲构造致使煤层增厚、变薄，且类煤达0.5m及以上，类煤达0.3m及以上时。2、施工中出现喷孔、卡钻、煤体变冷等突出预兆时。3、炮后30分钟瓦斯涌出量成倍增加时。4、煤层赋存（如煤厚、倾角）发生急剧变化时。(4)工作面一旦有突出危险，必须立即实施防突措施，并经措施效果检验证实措施是否有效。检验孔控制巷道断面及轮廓线外不少于3.0m，严重突出危险地带控制轮廓线外不少于4.0m，检验孔参数工作指标按石门揭

45、煤预测工作指标表执行，只有经检验为无突出危险后必须留足不少于5.0m的安全屏障，按矿技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求组织生产。（二）、治理突出技术措施超前抽（排）放钻孔措施作为该区掘进工作面主要的局防技术措施。1、深孔超前抽（排）放钻孔措施在已确认的严重突出危险地带，掘进工作面掘进前，可采用该措施。超前孔孔长不少于30米，孔径52-84mm。根据掘进工作面实际条件，可以在碛头上直接施工或在其巷道两侧钻场施工。2、小直径超前排放钻孔在煤层松软、有自喷能力的地段，采用该措施。钻孔深912m，孔径42mm，一般布置一排孔，当煤厚大于1.8m时，采用双排孔。钻孔控制范围为巷道断面轮廓线外不

46、少于3.0m ,在严重突出危险地带，控制巷道断面及轮廓线外不少于5.0m。三、回采工作面防突措施（一）、突出危险性预测和措施效果检验对于B4煤层回采和B4煤层煤柱下回采时，回采前均采取钻孔法预测。若经预测工作面为无突出危险，则可留不少于2.0m的安全屏障，并按矿技术负责人审批的突出危险预测预报报告单的要求组织生产；若预测工作面为突出危险，必须采取防突措施并进行措施效果检验，然后可留不少于2.0m的安全屏障，并按矿技术负责人审批的防突技术措施效果检验报告单的要求组织生产。1、钻孔布置预测孔一般情况下沿工作面每隔5-10m布置一个孔并垂直于工作面，在煤层赋存不正常地段，则必须有针对性地在地质构造及非原生结构煤位置布置预测孔。