12051瓦斯综合治理设计

内蒙古庆华集团百灵煤炭有限责任公司10201综采工作面瓦斯综合治理设计编制单位通防部编写人员日期2014年1月15日会审意见编审人员签字单位签字栏单位签字栏防突科地测副总地测科通防副总通防部机电副总机电部防突矿长机运部生产矿长安质部安全矿长调度室总工程师矿长目录第一章工作面概况1一、工作面概况1二、瓦斯地质情况3三、地质构造2四、水文条件2第二章安全生产系统4一、通风系统4二、压风自救系统4三、监测监控系统7四、防尘和防灭火8五、供电系统8六、工作面掘进工艺9七、工作面回采工艺9八、排水系统10九、抽放系统10十、通讯系统10十一、紧急避险系统9第三章12051工作面危险源辨识11一、瓦斯参数计算11二、煤与瓦斯突出危险源辨识15三、瓦斯事故危险源辨识16四、煤尘事故危险源辨识16五、火灾危险源辨识16六、水灾危险源辨识16七、机电事故危险源辨识17八、顶板事故危险源辨识17第四章12051工作面顺槽及底板巷掘进期间瓦斯防治技术17一、区域防突措施17二、局部防突措施20第五章12051工作面回采期间瓦斯综合治理技术措施26一、区域综合防突措施26二、局部综合防突措施27三、瓦斯综合治理方案30第六章瓦斯治理效果预测分析31一、钻孔量计算31二、瓦斯抽出量及抽出率计算32第七章安全防护措施33一、远距离放炮33二、反向风门及避难硐室34三、突出应急措施34四、其他34第一章工作面概况一、工作面工程概况百灵煤矿10201采煤工作面位于一采区北侧，北临二采区边界，南部为10201外段采空区（43米保护煤柱），西无采空区，东部上临二层小井采空区（45米保护煤柱）。10201工作面井下标高为1310M1335M，对应地面标高为1538M15607M,切眼长度146M，走向长度569M，可采储量327万吨（详见附表11）。地面相对位置及邻近采区开采情况表附表11水平名称1200采区名称一采区地面标高（M）153815607井下标高（M）13101335地面相对位置及建筑物该工作面位于百灵井田一采区16勘探线至18勘探线之间，地表为低矮丘陵地形，地面无建筑物。井下位置及掘进对地面设施的影响南临10201外段采空区（隔离煤柱43米），东部上邻二层小井采空区（隔离煤柱45米），西无采空区，北临二采区边界，对地面设施无影响。邻近采区开采情况南部为10201外段采空区，东部上部有二层小井采空区，其余邻区均未开采。走向（M）569倾斜长（M）146面积（M2）79716煤层结构煤层总厚度（M）072371219单斜构造煤层倾角（）20242310201工作面共布置4条巷道10201回风顺槽，设计长度569M，担负工作面回采期间的辅助运输及回风任务；10201运输顺槽，设计长度579M，担负工作面回采期间的煤炭运输及进风任务；10201工作面运煤联络巷，设计长度146M，担负回风顺槽掘进期间的运输任务；10201工作面切眼长度146M。10201工作面回风顺槽、运输顺槽断面为异形断面，采用锚网梯锚索支护，断面为1247M2、138M2（详见附图1）。39504305205轨道皮带回风顺槽巷道断面图46084020运输顺槽巷道断面图二、瓦斯地质情况煤层赋存及瓦斯情况该工作面所采2煤层煤质呈黑色，油脂玻璃、沥青光泽，条带状、线状、少量为致密块状。断口呈贝壳状、阶梯状。属于半光亮半暗型煤。煤的平均容重为14155T/M3。全硫含量05054，属特低硫煤，发热量均在2303MT/KG5500卡以上。2煤层厚度为072371M，平均厚度219M，煤层倾角2024，平均23，呈单斜构造，煤质松软，具有突出危险性。该煤层一般含14层夹矸，夹矸厚度007M（总厚）。根据2011年河南理工大学出具的内蒙古庆华集团阿拉善百灵煤炭有限责任公司2号和3号煤层突出危险性鉴定报告百灵煤矿2煤层的破坏类型属于和类，坚固性系数F的最小值为023，瓦斯放散初速度为11，瓦斯压力最大值为095MPA，四项指标均达到了判定煤层突出危险性单项指标的临界值，鉴定结论为2煤层具有突出危险性。煤层顶底板岩性伪顶为炭质页岩，厚度为005042M，平均厚度02M，黑色，致密、较薄，层理发育，极易破碎脱落；直接顶为细砂岩，厚度9831936M，平均厚度143M，灰白色、灰白细砂岩，致密，坚硬。含石英、长石、岩屑；煤层底板直接底为页岩，厚度004023M，平均厚度012M，灰色，较薄、易碎层理发育，硬度较低；老底为细砂岩，厚度326862M，平均厚度54M，灰白色、白色细砂岩，致密，较硬，含石英、长石等（详见表12）。岩性特征表表12顶板名称岩石名称厚度（M）岩性特征老顶（直接顶）细砂岩9831963143灰白色、灰白细砂岩，致密，坚硬。含石英、长石、岩屑。伪顶炭质页岩00504202黑色，致密、较薄，层理发育，极易破碎脱落。煤层二煤072371219煤层结构较为简单，一般含14层夹矸，夹矸厚度007M（总厚）直接底页岩004023012灰色，较薄、易碎层理发育，硬度较低。老底细砂岩3268654灰白色、白色细砂岩，致密，较硬，含石英、长石等。三、地质构造该工作面构造简单，褶曲宽缓，总体上呈一单斜形态。该工作面内无较大的断层等地质构造。四、水文条件该巷道位于百灵井田第二含水带，裂隙率为32，单位涌水量Q000365升/秒米，渗透系数K0004M/D，水质为HCO3CLKNA型水，水文条件简单。工作面距离上部二层老窑较远，受上部老窑水威胁较小。因此1、施工中必须执行“边探边掘、有掘必探”的措施。2、迎头必须具备50M3/H的排水能力并保证排水管路畅通完好。3、施工中水沟不得拖后耙装机20M。第二章安全生产系统一、通风系统（一）掘进通风系统10201工作面回风、运输顺槽在掘进期间均采用压入式通风，回风流经中部回风斜巷直接进入总回风大巷（1320北翼回风中巷）。1、通风线路110201工作面回风顺槽新鲜风地面材料副斜井1320轨道运输石门经245KW局部通风机压风、直径800MM风筒1320北翼回风中巷1320中部区段回风石门10201工作面回风顺槽掘进工作面。乏风掘进工作面10201工作面回风顺槽1320中部区段回风石门1320回风中巷1330专用回风巷立井地面。210201工作面运输顺槽新鲜风地面主、副斜井1260轨道运输石门1260北翼运输中巷经245KW局部通风机、直径800MM风筒压风1260中部区段运输石门10201运输顺槽掘进工作面。乏风掘进工作面10201工作面运输顺槽1260中部区段运输石门1260中部回风斜巷1320北翼回风中巷1330专用回风巷立井地面（详见附图1）。2、局部通风机选型（1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算Q掘100Q瓦K10027516440M3/MINQ瓦依据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月对百灵煤矿矿井瓦斯涌出量鉴定报告掘进面最大绝对瓦斯绝对涌出量275M3/MIN。K通风不均衡系数，取16。（2）工作面最多人数计算工作面同时工作最多人数为40人，每人每分钟需风量为4M3，则Q掘4N42080M3/MINN工作面同时工作最多人数，取20人。（3）按局部通风机实际吸风量选风机FBD71/245KW局部通风机实际吸风量为600850M3/MIN，风筒直径为800MM。（4）风量验算按煤矿安全规程规定，巷道风速必须满足以下要求VMIN025M/S，VMAX4M/S，由于Q60VS，过风断面S138M3/MIN则QMIN60025138207M3/MINQMAX6041383312M3/MIN结果QMIN50、P16MPA时，采用快速管接头连接。以上措施可有效的预防和减轻瓦斯、煤尘爆炸造成的危害程度，有效降低井下作业场所的粉尘浓度，为职工创造良好的作业环境。矿井所采煤层属不易自燃煤层。我公司采取防治外因火灾的措施有井下设有消防材料库；井下电气设备严格执行防爆标准选型和胶带机采用阻燃带等措施并设置了相应的防灭火设施；地面有600M3水池一个，并设置消防材料库。五、供电系统1、12051综采工作面供电系统电源（6KV）来自西翼变电所，经采区变电所移动变电站变压后，分别以1140V和660V电压供皮带机、刮板机和乳化液泵站等设备使用。根据开拓方式、排水及采掘机械设备布置，采区设置矿用隔爆型移动变电站，掘进期间，配电点设置在西轨变电所，回采期间，设置于轨道大巷内。2、拟定供电系统图根据用电负荷情况，对该工作面用电设备进行分组，拟定供电系统（详见附图6）。3、高压配电装置选用PBG436型隔爆型高压真空配电装置。蓄电池电机车均配有一台车载式瓦斯断电仪。掘进工作面局扇配置专用变压器、专用线路、专用开关、风电闭锁、瓦斯电闭锁方式供电。所有开关设备的分断能力和动、热稳定性、电缆的热稳定性均能满足最大三相短路的要求。井下照明和信号装置，由具有短路、过载和漏电保护的照明信号综保装置配电。六、工作面掘进工艺12051轨道及皮带顺槽掘进采用远距离爆破法掘进，底板岩巷采用爆破法掘进。1、掘进中12051轨道（皮带）顺槽运输系统轨道（皮带）顺槽的物料用矿车从西翼轨道大巷到第六（五）中部车场进入轨道（皮带）顺槽后，运至工作面；掘进煤从顺槽通过皮带进入西翼胶带大巷皮带运至煤仓后升井。2、掘进中12051轨道底板瓦斯抽排巷运输系统物料通过矿车从西翼轨道大巷经第六中部车场后进入底板瓦斯抽排巷，矸石用矿车通经第六中部车场，到达西翼轨道运输大巷后送至副井升井。七、工作面回采工艺12051工作面回采采用倾斜长壁采煤法，全部跨落法管理顶板，工作面长度125M，工作面年推进度500M左右，回采工作面轨道、胶带顺槽沿煤层单巷布置，相邻区段采用沿空送巷，工作面胶带顺槽直接与胶带大巷胶带机搭接，工作面轨道顺槽通过车场与轨道大巷连接。回采中煤炭运输采用胶带运输方式，工作面开采的煤炭经工作面刮板输送机、顺槽转载机、可伸缩带式输送机、大巷胶带输送机运至井底煤仓。八、排水系统在底板巷、皮带、轨道顺槽掘进工作面后靠巷道外侧设置04M深04M深的水沟，工作面涌水经水沟流经300M水平西翼轨道大巷水沟，流入井底水仓排出地面。低洼处不能自流的可以从底抽巷打钻孔排水。九、抽放系统地面瓦斯抽放泵站负责对12051工作面除上隅角插管抽放外的其他所有地点的瓦斯进行抽放，抽放系统主管路长度3800余米（12051工作面回风斜巷地面瓦斯抽放泵站），主管路净直径500MM；支管净直径300MM。井下西区瓦斯泵站负责对12051工作面上隅角插管抽放，抽放系统主管路长度500余米（12051工作面回风斜巷西区瓦斯抽放泵站），净直径300MM，管路随掘进工作面的延伸而延伸。抽放泵地面抽放泵站共安装抽放泵2台（一台备用），流量350M3/MIN，井下西区安装2台抽放泵（一台备用），流量120M3/MIN。抽放系统监测抽放系统采用自动监测和人工监测相结合，可全天24小时监测抽放参数。十、通讯系统底抽巷、工作面及其轨道、运输顺槽等场所设置矿用选号式报警广播电话机，并以专线连接，分别构成电力直通电话和综采工作面直通电话。掘进期间，在底抽巷、皮带、轨道巷正头的压风自救处、避难硐室及皮带机头的压风自救处各设一部直通电话。回采期间，在皮带巷机头和机尾、工作面机尾、轨道顺槽口附近各设一部直通电话。十一、紧急避险系统分别在轨道顺槽、胶带顺槽约400M位置各施工1个安全硐室，每个硐室放置2个可移动式救生舱。井下紧急避险系统与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相连接，确保在矿井突发紧急情况下遇险人员能够安全避险。第三章12051工作面危险源辨识一、瓦斯参数计算（一）、煤层原始瓦斯含量预算根据已知煤层瓦斯压力和试验室测出的煤对瓦斯吸附等温线，可用下式确定纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量KKPEMBPAXTNADS103101式中X纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量，M3/T；P煤层瓦斯压力，140MPA；A吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，2494M3/T；B吸附常数，097MPA1；TS试验室作吸附试验的温度，25；T井下煤体温度，25；MAD煤中水分含量，取086；N系数，按下式确定PT07932K煤的孔隙容积，0054M3/T；K甲烷的压缩系数，109经计算X986M3/T如需确定原煤瓦斯含量，则可按下式进行换算100ADMAX式中X0原煤瓦斯含量，M3/T；AAD煤中灰份含量，根据新义防突总体设计资料，取133；MAD煤中水分含量，同上取13。经计算X0842M3/T（二）、掘进工作面瓦斯涌出量预算1、煤壁绝对瓦斯涌出量Q12001VLQVMNQ125M3/MIN。式中N暴露煤面个数；单巷掘进N3M0煤层厚度，取平均值M0675M；V巷道平均掘进速度，0002M/MIN；L0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，取600M；QV暴露煤壁瓦斯涌出初速度，MINM2。0035M3/M2MINVV煤的挥发分，取平均值125；X0煤层瓦斯含量，取842M3/T2、掘进落煤瓦斯涌出量Q2CXSQ021990002146（842319）03M3/MIN式中S煤巷掘进断面S199M2；V巷道平均掘进速度，0002M/MIN；煤的容重146T/M3X0煤层原始瓦斯含量，M3/T；取842XC煤层残存瓦斯含量，M3/T；根据河南理工大新义矿瓦斯抽放初步设计资料，取319掘进工作面绝对瓦斯涌出量Q绝为Q绝Q1Q212503155M3/MIN3、相对瓦斯涌出量Q相Q相Q绝/AQ绝（VS）125（0002199146）215M3/T；式中Q绝掘进工作面绝对瓦斯涌出量A产煤量T/MIN（三）、回采面瓦斯涌出量预算回采工作面相对瓦斯涌出量按下式计算Q采Q1Q2式中Q1开采层相对瓦斯涌出量，M3/T；Q2邻近层相对瓦斯涌出量，M3/T；1、开采层相对瓦斯涌出量开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量按下式计算TMXKQC/619342860182301321式中K1围岩瓦斯涌出系数，陷落法顶板管理工作面，K1取12K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，为回采率的倒数，工作面回采率为085，则K2118K3采煤方法系数，8601421LHK；L回采工作面长度，125M；H巷道煤体瓦斯排放带宽度，M，取H10M；M0煤层厚度，M,取平均值48M1煤层采高，M,取463X0煤的原始瓦斯含量，M3/T；取842XC煤的残存瓦斯含量，M3/T。取319根据开采层瓦斯涌出量计算公式预测12051回采工作面开采层瓦斯涌出量，经计算，12051工作面开采煤层瓦斯涌出量为1007M3/T。2、临近层相对瓦斯涌出量按下式计算NCIIIEXKMQ10式中MI第I邻近层厚度，M；ME开采层开采厚度，M；取463X0I第I个邻近层的原始瓦斯含量，M3/T，取842；XCI第I个邻近层残余瓦斯含量，M3/T；取305KI第I个邻近层瓦斯排放率，当邻近煤层位于冒落带内时，KI1二1煤层开采后，对其有影响的上邻近层二3煤层和二4煤层，它们到二1煤层的距离分别为15M和26M。二3层平均厚度为044M，二4层平均厚度为032M,12051工作面的二1煤层开采高度463M。根据公式，则12051工作面邻近层相对瓦斯涌出量为TMQ/850193428601934286032根据前面的计算结果，回采工作面的围岩瓦斯涌出量可用公式Q采Q1Q2，可得工作面的瓦斯涌出量计算结果如下12051回采工作面的相对瓦斯涌出量Q采相66085745M3/T；3、12051回采工作面的绝对瓦斯涌出量Q采绝Q采相A7451521132M3/MINA回采工作面日均产量T/D,12采区设计生产能力080MT/A（四）、采面瓦斯储量与可抽量开采二1煤时，考虑到新义矿业公司主采煤层为二1煤，其它煤层皆不可采，故瓦斯储量计算为二1煤层的瓦斯储量，可按如下公式计算XACWK式中WK瓦斯储量，万M3；C围岩瓦斯储量系数，取C105；A二1煤工业储量，A805万吨；X二1煤实测平均瓦斯含量，X969M3/T。WK105805969819万M3可抽量是指瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，由下式计算KKCW式中WKC瓦斯可抽量，万M3；K瓦斯抽放率，按照新义煤矿的现状预计，取K35；WK瓦斯储量，万M3。C819352867万M3二、煤与瓦斯突出危险源辨识12051工作面开采二1煤层，全层发育IIIIV构造软煤,煤的坚固性系数F值在022065之间，瓦斯解吸指标H2最大值600PA,瓦斯放散初速度P值在150280之间，从煤体结构参数分析可以看出二1煤普遍较软，具备发生煤与瓦斯突出的煤体结构条件。根据瓦斯抽放工程初步设计二1煤层瓦斯压力在030140MPA之间，最大值为140MPA。12051工作面第六中部车场施工中，测得煤层瓦斯含量在8381284M3/T，平均值为869M3/T，最大值为969M3/T，理论计算得出煤层瓦斯含量为842M3/MIN,均具备发生煤与瓦斯突出的瓦斯含量和瓦斯压力条件。综上所述，该工作面在巷道掘进、回采期间均具有煤与瓦斯突出危险性。12051轨道及皮带顺槽掘进及回采期间都要采取防突措施，若防突措施不到位或管理上有缺陷可能会发生煤与瓦斯突出，底板巷掘进期间若探煤工作不到位，可能发生误揭煤层而导致煤与瓦斯突出事故的发生。三、瓦斯事故危险源辨识1、根据新义煤矿煤与瓦斯突出矿井鉴定报告二1、二3煤层均具有突出危险性，顺槽掘进及工作面回采期间要采取防突措施，若防突措施不到位或管理上有缺陷时有发生煤与瓦斯突出的危险。2、底板巷距二1煤距离较近，若管理不善，有发生瓦斯超限甚至煤与瓦斯突出的危险。3、掘进及回采期间，预计最大瓦斯涌出量分别为158M3/MIN和1269M3/MIN，通过本煤层预抽、工作面浅孔抽放、穿层孔水力冲孔抽放、上隅角插管抽放、天井埋管抽放、裂隙带抽放、加强通风管理等瓦斯综合治理措施，可以满足生产需要，但若管理不善或瓦斯涌出异常时，会引起瓦斯积聚，造成瓦斯超限甚至引起瓦斯燃烧与爆炸事故。四、煤尘事故危险源辨识在掘进及回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，我矿二1煤煤尘有爆炸危险性。若煤尘浓度超标时，还会引起尘肺病。五、火灾危险源辨识二1煤层为不易自燃煤层，无煤层自燃引起火灾的危险性，但掘进及回采过程中，在放炮、供电、打钻、运输等方面，如果管理不善，可能会引起火灾事故。六、水灾危险源辨识12051工作面距12041工作面较近，可能会引起老空水水灾。距离L7和奥灰岩富水区较远，但若有裂隙构造可能会引起L7和奥灰突水，掘进过程中要加强观测，若发现异常及时采取有效措施，防止水灾事故发生。七、机电事故危险源辨识在生产作过程中，由于管理不善，井下电气设备会失爆，若有瓦斯积聚可能会引起瓦斯爆炸事故；同时电气设备会因过载、漏电或带电检修，造成人身触电事故。八、顶板事故危险源辨识在掘进及回采期间，由于管理不善或地质因素影响，可能会发生冒顶事故。第四章12051工作面顺槽及底板巷掘进期间瓦斯防治技术根据煤层赋存情况，该区煤层平均厚度约48M，煤厚变化较大。为了保证该顺槽的安全快速掘进，在掘进过程中12051轨道顺槽、工作面切眼采用底板抽放巷穿层钻孔水力冲孔卸煤、预抽煤巷条带瓦斯措施为主，顺槽工作面浅孔抽放措施为辅的综合防突措施，达到消突目的。12051胶带顺槽与12041工作面采空区间隔煤柱为2M，根据集团公司相关规定，煤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，该工作面在掘进期间不再采取区域防突措施，执行连续验证和超前探测措施。一、区域防突措施（一）、水力冲孔及水力压裂1、钻场及钻孔布置每隔25M布置1个钻场，钻场规格为宽45M，高35M，深5M。在钻场内布置5排、每排7个共35个钻孔，孔底间距控制在6M，控制顺槽两帮各15M，孔径133MM。（钻孔具体布置及参数见图2及表1）。2、施工顺序每个钻场布置一个压裂孔，先压裂后冲孔，保证32压裂孔压裂合格后方可正常冲孔。打钻判别煤层位置冲整个煤段返水变清。注如因棚距影响，钻孔可前后平移1030M作作作作作到下一个钻场中心125M作作图2底板巷水力冲孔钻孔布置图表1钻场水力冲孔钻孔参数编号孔长（M）岩孔长（M）煤孔长（M）与中线夹角（度）仰角（度）1244136108右偏9062225114111右偏65593266148118右偏4754429416413右偏35475328183145右偏28416366204162右偏23367406227179右偏1932821912297右偏9079922512699右偏377310244136108右偏206211273152121右偏1452123091731365右偏114413349195154右偏8381439522175右偏7331521612195左偏90861622312499左偏167517241135106左偏8631826915119左偏5531930417134左偏44520349195154左偏3382139522175左偏3332222612610左偏907223232129103左偏52682425114111左偏335925277155122左偏235126309172137左偏184427349195154左偏153828406227179左偏123229273152121左偏905230277155122左偏725131289161128左偏574832315176139左偏464333349195154左偏37383438421417左偏313435432419左偏2730注实际岩孔、煤孔长度据探煤资料适当调整。3、打钻冲孔前要先按预定孔径和角度施工钻孔，详细记录排渣情况，并判定煤层准确位置（压裂措施另行编制）。4、冲孔冲孔前安装防喷装置将喷嘴送到煤层预定位置，设定泵压在815MPA，开泵进行水力冲孔，然后从外向里逐渐冲孔，同时转动钻杆，并抽拉钻杆，以利于排渣，冲孔后可从里向外再冲孔，采用往复式冲孔的方法，直至出清水为止。为防止埋钻和憋孔，可控制冲孔速度或间歇式冲孔，但大量出煤期间，不能停钻，加钻杆可乘出煤量较小且返水量正常时进行。发生憋孔时可停止供水，但不能停钻，以利于排粉。5、冲孔标准以每米煤孔冲出煤量为冲孔考核指标，每米煤孔冲出煤量不小于1T/M，且单孔冲出煤量不得小于5T。6、抽放标准瓦斯抽出率按35计算，单个钻场总抽出量不小于28万M3。（二）、区域防突措施效果检验1、区域措施效果检验指标及临界值根据我矿实际情况，采用残余瓦斯含量作为检验指标对区域防突措施进行检验。残余瓦斯含量临界值取为8M3/T，当残余含量小于8M3/T时，视为无突出危险区，否则，为突出危险区，预抽措施无效。2、区域防突措施效果检验孔布置及检验按照“测试点布置于所在断面钻孔密度较小，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”的原则布置检验孔，检验孔布置在断面中部，在煤巷条带每间隔3050M布置一个检验测试点。（三）、区域验证当区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。1、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。其临界值分别为（1）钻孔瓦斯涌出初速度指标Q35L/MIN有突出危险工作面Q35L/MIN无突出危险工作面（2）钻孔钻屑解吸指标H2150PA（干煤）H2110PA（湿煤）有突出危险工作面H2150PA（干煤）H2110PA（湿煤）无突出危险工作面（3）钻屑量指标S4KG有突出危险工作面S4KG无突出危险工作面2、验证要求（1）、顺槽掘进时，连续进行区域验证。（2）、掘进工作面每推进8M进行一次区域验证。（3）、每个验证循环必须在工作面施工一个深15M的超前钻孔（超前距10M）或采用超前物探措施探测地质构造和观察突出预兆。二、局部防突措施根据我矿实际情况，12051轨道顺槽经水力冲孔卸压、穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突后，已消除突出危险性。若一次区域验证超标，执行局部防突措施；若连续两次区域验证超标，在轨道顺槽内补充顺层条带区域防突措施，以确保掘进期间不发生煤与瓦斯突出事故。12051胶带顺槽执行连续验证和超前探测措施。当验证为无突出危险时，在保证足够的突出预测超前距和采取安全防护措施的情况下进行直接掘进；当验证为有突出危险时，执行局部防突措施后，进行效果检验，当检验为无突出危险时方可掘进，只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的掘进作业均应执行局部综合防突措施。（一）突出危险性预测1、突出危险性预测与效果检验方法及临界值经区域措施效果检验无突出危险后，在掘进前还必须进行工作面突出危险性预测（即区域验证），指标采用钻孔瓦斯涌出初速度指标、钻屑解吸指标指标和钻孔钻屑量指标，其临界值如下（1）钻孔瓦斯涌出初速度指标Q35L/MIN（2）钻孔钻屑解吸指标H2150PA（干煤）、H2110PA（湿煤）（3）钻屑量指标S4KG2、预测/效检孔布置效检孔控制巷帮以外3M，效检孔孔径42MM，孔数3个，尽可能布置在软分层中。12051轨道顺槽效检孔布置见图3，效检孔参数见表2；12051胶带顺槽效检孔布置见图4，效检孔参数见表3。进行预测/效检必须符合如下规定（1）、在掘进工作面打3个直径为42MM，深15M的钻孔，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他两个钻孔的终孔应位于巷道轮廓线以外3M处。（2）三个孔全部测定Q值。钻孔深2M后，每米测定一个Q值。（3）三个孔全部测定钻屑量。钻孔深2M后，每1M测定一次钻屑量。（4）测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室长度10M，并做到封严不漏气，封孔气压不低于02MPA，测定工作在2MIN内完成。表212051轨道顺槽效检钻孔布置参数表孔号孔深M距中线距离M距腰线距离M与中线夹角（度）倾角（度）1、11551501802150000图312051轨道顺槽效检钻孔布置示意图表312051胶带顺槽效检钻孔布置参数表孔号孔深M距中线距离M距腰线距离M偏角（度）仰俯角（度）1150000215208012下俯23155150180图412051胶带顺槽效检钻孔布置示意图如果每个预测指标都低于临界值，则该工作面无突出危险可掘进；任何一个效检指标超过临界值，则必须采取补充防突措施。（二）、煤巷掘进前，进行突出危险性预测，预测有突出危险时采取浅孔超前抽放措施进行消突，控制范围为工作面前方15M、巷道轮廓线外5M，根据巷道23M121815M1作断面，12051轨道顺槽抽放措施孔按下列方式布置（详见附图7），其钻孔参数见表4；12051胶带顺槽抽放措施孔按下列方式布置（详见附图7），其钻孔参数见表5。表412051轨道顺槽煤厚8M时工作面浅孔超前抽放钻孔布置参数表孔号孔径MM孔深M距中线距离MM俯（仰）角度偏角偏1928916150025左偏15389155100025左偏1048915250025左偏558915025068915250025右偏5789155100025右偏1088916150025右偏1598917200025右偏19108917200018左偏19118916150018左偏151289155100018左偏10138915250018左偏51489150180158915250018右偏51689155100018右偏10178916150018右偏15188917200018右偏19198917150011左偏19208916100011左偏15218915550011左偏102289152011左偏52389155001102489152100011右偏52589155150011右偏10268916200011右偏15278917200011右偏1928891720003左偏1929891615003左偏15308915510003左偏1031891525003左偏532891503033891525003右偏5348915510003右偏1035891615003右偏1536891720003右偏19表512051胶带顺槽煤厚8M时工作面浅孔超前抽放钻孔布置参数表孔号孔径MM孔深M距中线距离MM设计仰俯角度偏角度18915025028915250025右偏5389155100025右偏1048916150025右偏1558917200025右偏1968915018078915250018右偏5889155100018右偏1098916150018右偏15108917200018右偏191189150110128915250011右偏51389155100011右偏10148916150011右偏15158917200011右偏1916891503017891525003右偏5188915510003右偏1019891615003右偏1520891720003右偏191、当煤厚8M时，按4排、9列，共布置36个孔，孔底间距间20083000MM，孔口间排距500400MM。2、当8煤厚6M时，按3排、9列，共布置27个孔，孔底间距间20083000MM，孔口间排距500400MM。3当6煤厚2M时，按2排、9列，共布置18个孔，孔底间距间20083000MM，孔口间排距500400MM。4、当煤厚2M时，按1排、9列，共布置9个孔，最大孔底间距间2008MM，孔口间距500MM。（三）局部防突措施效果检验在采取浅孔超前抽放防突措施后，方可进行突出危险性效果检验。效检孔布置及方法参照危险性预测。进行效检必须符合如下规定1、当效果检验无突出危险时，无论措施孔多深，每效检循环都必须留10M措施孔投影超前距、2M效检孔投影超前距。2、当效果检验有突出危险时，则必须采取补充防突措施。3、采取补充抽放措施后，若效果检验仍有突出危险性，则增加抽放时间，直至措施有效。4、效果检验孔要布置在措施孔中间，不得与措施孔交叉，严防与措施孔穿透。第五章12051工作面回采期间瓦斯综合治理技术措施一、区域性防突措施（一）、本煤层抽放由于12051工作面采用倾向长壁采煤法，且煤体赋存有一定倾角，为使本煤层抽放效果达到预期要求，在轨道、胶带顺槽掘进的同时，紧跟掘进巷道施工本煤层抽放孔，皮带顺槽及轨道顺槽均从停采线外25M处开始施工，控制范围为停采线外25M；钻孔深675M，孔径为89MM，孔间距2M，抽放孔倾角以煤层视倾角为基础加2，煤厚3M以下时布置一排，煤厚36M时布置2排，煤厚6M以上时，布置3排，从轨道、胶带顺槽进行顺层对抽，保证有相互交叉10M的重叠区，本煤层孔布置见附图8，钻孔参数见表6、7。表612051轨道顺槽本煤层孔参数孔号孔径（MM）孔深（M）孔间距（MM）俯（仰）角（度）偏角（度）X896852000上仰40X896752000上仰30X896852000上仰20表712051胶带顺槽本煤层孔参数孔号孔径（MM）孔深（M）孔间距（MM）俯（仰）角（度）偏角（度）X896852000上仰20X896752000上仰10X896852000上仰00（二）、区域防突措施效果检验回采前，采用残余瓦斯含量作为检验指标对12051回采区域进行区域防突措施效果检验。残余瓦斯含量临界值取为8M3/T，在轨道和皮带顺槽每隔40M各布置一个检验孔测定煤层残余瓦斯含量，当残余含量小于8M3/T时，视为无突出危险区，否则，为突出危险区，预抽措施无效。当残余瓦斯含量大于或等于8M3/T时，必须在该点不小于100M范围内补充区域防突措施，直到其瓦斯含量小于8M3/T时为止。（三）、区域验证工作面消突后，在回采过程中，还必须对区域防突措施效果进行连续性区域验证。工作面验证指标临界值如下1、钻孔瓦斯涌出初速度指标QM35L/MIN有突出危险工作面QM35L/MIN无突出危险工作面2、钻孔钻屑解析指标H2150PA（干煤）H2110PA（湿煤）有突出危险工作面H2150PA（干煤）H2110PA（湿煤）无突出危险工作面3、钻屑量指标S4KG/M有突出危险工作面S4KG/M无突出危险工作面二、局部防突措施（一）、局部防突措施12051工作面在回采前，已进行了本煤层抽放，回采期间必须进行工作面突出危险性预测（即区域验证），无论效检指标超标与否，均采用回采工作面浅孔抽放的局部防突措施。局部抽放孔根据不同煤厚在工作面布置，直径为69MM、孔深15M，孔间距2M，排间距1M。当煤厚2M时，施工1排措施孔；当煤厚在26M时，施工2排措施孔；当煤厚在大于6M时，施工3排措施孔。工作面浅孔抽放孔垂直切眼，倾角视煤层视倾角而定，具体布置见附图9。（二）、局部防突措施效果检验在采取浅孔超前抽放防突措施后，方可进行突出危险性效果检验。效检孔沿工作面每10M一个，深度15M,检验方法同掘进时局部防突措施检验方法。进行效检必须符合如下规定1、当效果检验无突出危险时，无论措施孔多深，每效检循环都必须留10M措施孔投影超前距、2M效检孔投影超前距。2、当效果检验仍有突出危险时，则必须采取补充防突措施。补充防突措施为根据煤层情况，按照原防突设计，开孔位置下移200MM再施工相应的抽放孔，重新执行防突措施，直至防突措施有效。（三）工作面注水1、深孔注水在12051回采工作面上、下巷巷帮利用回采工作面本煤层瓦斯抽放孔作为注水孔对工作面煤体进行注水作业。当本煤层瓦斯抽放孔不能满足工作面注水要求时，必须在其附近重新施工注水钻孔。（深孔注水孔布置及参数见图5及表8）。表8上、下巷巷帮注水孔参数表孔号孔径（MM）孔深（M）距巷道底板高度（M）钻孔偏角（）仰角（）注水压力（MPA）注水量M3189601201015100289601201015100896012垂直巷帮010151001205作作作图512051工作面深孔注水孔布置示意图2、浅孔注水利用回采工作面浅孔瓦斯抽放孔作为浅孔注水孔对工作面进行注水作业。（浅孔注水孔布置及参数见图6及表9）。表9工作面浅孔注水孔参数表孔号孔径（MM）孔深（M）距巷道底板高度（M）钻孔偏角（）仰角（）注水压力（MPA）注水量M3169101上仰35101269101上仰3510169101垂直煤壁上仰35101图612051工作面浅孔注水孔布置示意图205作作作三、综合瓦斯治理方案为解决回采时采空区的瓦斯大量涌入工作面，造成工作面上隅角及回风流瓦斯浓度大的问题，采取高位钻孔抽放、上隅角插管抽放、天井埋管抽放等综合瓦斯治理方案。（一）高位钻孔抽放随回采进度，超前100M在轨道顺槽底抽巷每隔30M的巷帮，向采空区方向布置4个抽放钻孔，钻孔间距06米，每30M布置一组，钻孔终孔位于煤层顶板20M和25M处，终孔间距3M，钻孔终孔向胶带顺槽侧偏移，控制到轨道顺槽内侧20M。钻孔控制前方60M，保证有30M的重叠距离。12051工作面高位钻孔设计图见附图10。高位抽放孔施工结束及时进行封孔，必须超前回采工作面70M开始连管进行抽放。封孔长度不少于25M，钻孔封孔采用聚胺脂封孔，聚氨酯封孔段必须位于岩石内，封孔管直径2寸钢管，封孔管要全部穿过煤层。工作面回采到距钻孔8米时，该钻孔停止抽放，拆除抽放管路。（二）上隅角插管抽放在工作面上隅角采用采空区插管和埋管相结合的抽放方式，抽放管末端插入末架立柱以里4M以上，并贴顶板，且用煤袋及黄泥封闭，保证严密不漏气。抽放主管紧贴轨道巷顶板吊挂。采用300MM抽放管进行抽放（见附图11）。（三）天井埋管抽放回采前在轨道顺槽上帮每隔10米做一天井，天井进入煤层顶板2M，在天井内埋入300MM的钢管，钢管与抽放系统连通，待工作面推进过天井位置后，抽采老空区瓦斯。（四）卸压带抽放工作面前方深孔卸压抽放在工作面上、下安全出口向外1050M范围内每米施工一组卸压钻孔，钻孔排数根据煤层厚度确定，使工作面应力集中区应力释放，卸压孔施工结束后并连管抽放瓦斯。第六章瓦斯治理效果预测分析一、钻孔量计算（一）12051工作面钻孔量1、工作面巷道掘进期间底板巷穿层钻孔及上下巷局部抽放钻孔量12051轨道顺槽底板巷水力冲孔每25M一个钻场，预计施工40个钻场，每个钻场约950M钻孔，共约38000M。工作面上下巷掘进期间预计局部措施孔工程量为87327M。合计工程量125327M。2、本煤层抽放钻孔量该工作面本煤层抽放孔按煤厚48M，平均布置2排，计划布置301