织金县珠藏镇龙桂煤矿12301采面防突设计.doc

贵州国源矿业开发有限公司织金县珠藏镇龙桂煤矿 12301 采 面 防 突 设 计编制：龙桂煤矿通防科2015-7-28设计审批情况会审地点时间主持人会审意见会审人员姓名专业职务12301采面防突设计一、概况 龙桂煤矿属生产矿井，设计生产能力15万吨/年，矿井开采标高+1675m-+1350m采用斜井开拓，中央分列式通风。矿井地质构造复杂，水文地质类型为中等，属煤与瓦斯突出矿井。矿井可采煤层M16、M23，M16煤层已开采结束，按从上往下开采顺序，现开采M23煤层，12301回采工作面为M23煤层第一区段东翼采面。（一）12301采煤工作面位置1、井上位置及标高12301工作面主要处一无名山脊中，南、北为山脊，北为顶部，南为底部;东、西向横穿山脊，工作面主要处南部山坡。地面标高+1670+1622。2、井下位置及标高井下东为井田边界以煤柱为界；西为回风上山以护巷煤柱为界；北为井田浅部边界以12301回风巷为界；南为M23未开采深部以12301运输巷为界。3、开采范围工作面走向长450米（不含上山煤柱），平均倾斜长185米，平面积80580，斜面积83424.（二）巷道布置工作面回风巷由轨道上山+1540标高开口，按40度方位跟煤层顶板施工480米。运输巷由运输上山+1503标高开口，按50度方位跟煤层顶板施工35米后改按65度方位施工140米，再按53度施工316米，然后掘开切眼与回风巷贯通形成12301回采工作面。 （三）煤（岩）层赋存特征1、M23煤层为龙潭组，煤层顶板为深灰色薄层粘土质粉砂岩，含大量碳化植物化石碎屑，夹菱铁质薄层，碳质线理;直接底板为粘土岩。 煤层特征表顺序区域组煤层名称煤层厚度（m）层间距(m)煤层夹矸数稳定性煤层倾角（度）煤种顶 底 板 岩 性最小最大平均顶 板底 板1龙潭组M160.852.331.7520-2稳定9无烟煤粉砂岩，粘土岩砂质粘土岩2M230.951.811.50-3稳定9无烟煤粘土质粉砂岩粘土岩M23煤层赋存较稳定，煤层结构简单，煤层平均倾角150，煤层平均厚度1.4m，煤质为无烟煤。 地层综合柱状图3、煤层瓦斯：本矿井未鉴定按突出矿井管理。矿井绝对瓦斯涌出量为27.47m3/min，相对瓦斯涌出量为98.89m3/t。根据中国矿业大学（北京）2007年10月20日提交的“贵州省织金县珠藏镇龙桂煤矿M16煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定”，在+1510m水平以上不具备煤与瓦斯突出危险性，现M23未做瓦斯突出鉴定，龙桂煤矿按煤与瓦斯突出矿井管理。根据贵州省矿山安全科学研究院于2014年8月关于织金县珠藏镇龙桂煤矿M23煤层区域突出危险性预测报告的预测结论，M23煤层的瓦斯含量为9.75m/t。4、煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性：根据2000年12月16日贵州省煤田地质局实验室提供的贵州省织金县珠藏镇龙桂煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告，M23煤层自燃倾向性II类自燃。根据贵州省煤田地质局实验室提供的织金县珠藏镇龙桂煤矿煤层煤尘爆炸性鉴定报告，M23煤层煤尘无爆炸危险性。5、地质及水文地质条件：根据地质资料和从上部已采的M16煤层来看，区内无较大断层分布， 12301运输巷主要沿一正断层下盘边沿施工，断层落差4-5米，对采面影响不大，12301采面总体地质条件简单。矿区水文地质类型属裂隙型充水矿床，水文地质条件中等，本工程水文地质简单，遇小构造时有裂隙水。6、地质储量煤层走向50度，倾向约140度，煤层倾角15度，煤厚14M，煤层容重145T/立方米工作面走向长450米（不含上山煤柱），平均倾斜长185米，平面积80580，斜面积83424.地质储量Q地=83424*1.4*1.45=16.935万吨7、采煤方法及生产能力12301回采工作面采用走向长壁后退式采煤法。爆破落煤，全部垮落法管理顶板。采面支护使用DW20-30/100型单体液压支柱配HDJA1200型金属铰接顶梁进行支护，设计“三四”排控顶，柱距0.8m，排距1.2m，最大控顶距为4.8m，最小控顶距为3.6m。采面生产能力采面日正规循环1.5个，循环进度12米，月按25日生产计算。循环产量 W=185*12*14*145*097W=437T月产量=437*1.5*25=16387T8、12301采面通风12301采面采用负压“U”型通风采煤工作面的风量确定按瓦斯涌出量：Q采100q瓦采K采通式中： Q采采煤工作面实际需要的风量，m3/s； q瓦采采煤工作面绝对瓦斯涌出量，经过瓦斯抽采后风排瓦斯量计算得5.288m3/min。K采通回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.21.6，对于炮采工作面Ka为1.42.0，本矿为炮采工作面取Ka =1.5。Q采1005.2881.5793.2m3/min13.2m3/s矿井正常开采区域内，经抽采后采面绝对瓦斯涌出量为5.288m3/min，经计算，需要配风量13.2m3/s。按工作面风温计算Q采VCScKi式中： VC采煤工作面适宜的风速，按2023风速选取为1.01.5m/s，本矿取1.5m/s；SC采煤工作面平均有效断面，取4.2m2（23煤层开采时的采面断面S=（5.04+6.72）*1.4/2=5.88；Ki采煤工作面长度系数，取1.1；Q采1.55.881.19.7m3/s按工作面人员数量计算Q采4Nc式中：Nc采煤工作面同时工作的最多人数，20人；Q采42080m3/min1.33m3/s按炸药使用量计算风量。Q500A/t=5004.0/10=200.3m3/min。式中：500为稀释每千克炸药产生的炮烟所需风量m3/kg。T：为放炮后通风时间 取:t=10 minA：为一次爆破所需炸药量为4.kg，10个炮眼。按风速验算015采40250255.88147采445.88=2352采根据上述计算，Q采1.33m3/s13.2m3/s，取其中的最大值，按煤矿安全规程（2011版）规定，回采工作面最低风速0.25m/s，最高风速4m/s的要求，回采工作面Q采13.2m3/s，风速为2.24m/s，满足要求（四）、抽放条件地面建有瓦斯永久抽放泵站，安装2台高负压瓦斯抽放泵，其型号2BEA-303-0型水环式真空泵，电机功率90KW，抽放量58m3/min。安装2台低负压瓦斯抽放泵，其型号2BEC-40型水环式真空泵，电机功率75KW，最大气量68m3/min。一台工作、一台备用。抽放管路井筒及主要巷道采用pvc管，主管直径315mm，采掘面支管直径219mm，分别接到掘进工作面进行瓦斯抽放。各采、掘面抽放管上有自动计量装置。二、临近层开采情况M16煤层本矿井田范围内开采结束，M16与M23煤层层间距为52M，根据防突规定上保护煤层大于50米无保护作用，因此M23煤层上覆M16煤层开采不能作保护层。12301回采工作面为N23煤层第一区段东翼工作面，北部浅层为磨石沟煤矿，现已关闭。据调查上述老窑以开采M16、M23煤层为主，未出现突出现象。由于龙桂煤矿目前不具备做M23煤层条件，按规定矿井按突出煤层管理。 三、M23煤层瓦斯涌出量预测1、煤层瓦斯含量预测 由于矿井无测定参数，因此采用经验公式计算煤层中的瓦斯含量。 Wx=65.5(100-Af -Wf )/(0.098a/P+b)(Vr )0.146 en (1+0.31Wf)100 Wy= fn P/ 9.8Ky 式中 Wx 煤的瓦斯吸附量，m3 /t； Wf 、Af、Vr 煤的水分、灰分、挥发分，% ； P瓦斯压力，矿井M16、M23煤层+1350m标高时瓦斯压力分别为P1350=6316=1896KPa=1.896Mpa、P1350=6372=2232KPa=2.232Mpa式中：P距地表垂深H处煤层瓦斯压力，MPa；H煤层距地表垂深，m。en温度系数，查表或按下式计算；e自然对数底； n0.02t/ (0.993+0.007P ) a 2.4+0.21Vr 或查表； b 1-0.004Vr 或查表； Wy 游离瓦斯量，m3 /t； fn煤的孔隙率，% 。查表取8%； 煤的容重，1.45t/m 3，根据储量报告提供的数据，Ky相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查手册表8-7-14； t温度。 将以上各参数代入公式计算得各煤层+1350m水平瓦斯含量。 矿井+1350m水平各煤层瓦斯含量计算表煤层Wf()Af()Vr()fn()H(m)KYT(C)(t/m3)abP(MPa)en吸附瓦斯含量(m3/t)游离瓦斯含量(m3/t)瓦斯含量(m3/t)M160.5811.245.364.00 3161.03 20.0 1.454.16 0.960.231.6912.781.48 14.22M230.626.275.224.00 3721.03 20.0 1.45 4.140.970.251.6912.921.65 14.572、各煤层的煤与瓦斯突出危险性分析根据矿井煤质指标，按经验公式计算矿井开采各煤层时的瓦斯含量瓦斯压力结果见下表。1350m水平各煤层瓦斯压力、瓦斯含量煤层编号M16M23煤层埋藏深度(m)316372瓦斯压力（MPa）1.8962.232瓦斯含量（m3/t）14.2214.57从上表可看到，M16、M23煤层在开采+1350m以上标高时的煤层瓦斯压力大于0.74MPa，瓦斯含量大于8（m3/t）；根据防治煤与瓦斯突出规定中区域预测的临界值，M16、M23煤层在开采+1350m标高以上煤层时，有煤与瓦斯突出危险性。3、采煤面瓦斯涌出量预测 1本煤层瓦斯涌出量预测回采工作面的瓦斯涌出量q采=q1 +q2 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。 A、q1=K1K2K3(Wo-Wc)m /M 式中： q1开采层相对瓦斯涌出量，m3 /t； K1围岩瓦斯涌出系数；取值 1.11.3。全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩取 1.3，局部充填法管理顶板时取 1.2，全部充填法管理顶板时取 1.1；砂质泥岩等致密性围岩时其取值可偏小。K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算； K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，无实测值可参照AQ1018-2006附录 D 选取； m开采层厚度，m； M工作面采高，m；Wo煤层原始瓦斯含量，m 3 /t；Wc原煤残存瓦斯含量：根据本矿煤层的挥发分和AQ1018-2006表C.1（表3-1-5），M16、M23号煤层纯煤残存瓦斯含量Wlc分别取7.8m3/t.r、7.5m3/t.r。则原煤残存瓦斯含量：WCWlc（100/100（1+0.31Wf）经计算：M16煤层为2.43m3/t，M23煤层为2.50m3/t 。 原煤的残存瓦斯含量取值表煤的平均挥发份Vdaf(%)6-88-1212-1818-2626-3535-4242-56纯煤残存瓦斯含量Wlc（m3/t.r）9-66-44-33-2222将以上各参数代入公式计算得采煤工作面本层瓦斯涌出量见下 表。 各煤层采煤工作面本层瓦斯涌出量计算表煤层K1工作面回采率K2K3L(m)H(m)m(m)M(m)W0(m3/t)Wc(m3/t)瓦斯涌出量(m3/t)M161.30.951.0530.7680121.71.714.222.4315.43M231.30.951.0530.7680121.51.514.572.515.76 2、邻近层瓦斯涌出量 q2 = (W oi - W ci) m ii / M 式中 q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3 /t； m i第i个邻近层煤层厚度，m； M工作面采高，m； i第i个邻近层瓦斯排放率，无实测值，参考AQ1018-2006附录D选取； W oi 第i个邻近层原始瓦斯含量，m3 /t； W ci 第i个邻近层残存瓦斯含量，m3 /t。 本矿可采煤层为M16、M23煤层，按由上至下的开采顺序，参照（AQ1018-2006）标准附图D.1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线选取瓦斯排放率，不可采邻近层涌入开采层的瓦斯量，按开采层相对瓦斯涌出量的2%估算。根据以上公式参数经计算，矿井各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量见下表各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量计算表煤层编号K1(%)K2K3mM（m）W0(m3/t)Wc(m3/t)q1(m3/t)q2(m3/t)q采(m3/t)M161.3951.0530.761.21.714.22 2.4315.434.14 19.57M231.3951.0530.761.471.514.572.515.76 4.2820.04M23煤层瓦斯：根据贵州省矿山安全科学研究院于2014年8月关于织金县珠藏镇龙桂煤矿M23煤层区域突出危险性预测报告的预测结论，M23煤层的瓦斯含量为9.75m/t。四、区域性防突措施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。（一）、保护层开采1、保护层的确定16煤层：厚1.032.50m，一般1.62m，为薄至中厚可采煤层，含01层夹石，一般无夹矸，结构简单。顶板一般为泥质粉砂岩，底板一般为泥岩，其下为钙质细砂岩。煤层顶板为标三下，属较稳定的全区可采煤层。23煤层：上距21煤层约52m，为矿区主要可采煤层之一。区内厚度0.951.87m，一般1.05m，含02层夹石，夹石多为粉砂质泥岩，结构简单。煤层以标七或其下的钙质细砂岩为顶板，局部有泥岩或粉砂岩作伪顶；直接底板为泥岩，其下为粉砂岩或细砂岩，属较稳定全区可采煤层。27煤层：上距23煤层约21m，区内厚度0.45下班1.96m，一般1.19m，为中厚可采煤层，含02层夹石，一般1层。伪顶泥岩、炭质泥岩，直接顶为标九的含菱铁质薄层粉砂岩；直接底板为粉砂质泥岩，其下为粉砂质泥岩。属较稳定大部分可采煤层。根据煤矿安全规程第一百八十九条之规定，保护层的开采厚度大于0.5m时，开采保护层的有效范围为上保护层与突出煤层间距大于50m或下保护层与突出煤层间距大于80m时. 该矿M16与M23煤层之间最大间距为52m，其大于50m，因此不适合开采保护层（二）、预抽煤层瓦斯根据防治煤与瓦斯突规定第四十一条的规定：突出危险区的煤层不具备开采保护层条件的，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行区域措施效果检验。1、瓦斯抽放方法的确定1、选择抽放瓦斯方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的等因素确定，并遵循以下原则：2选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。3应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。4巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。5选择的抽放方法有利于抽放巷道的布置和维护。6选择的抽放方法有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。7抽放方法有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。2、抽放瓦斯方法选择1采空区抽放抽放采空区瓦斯的方法较多，选择适宜抽放方法的同时，更应注意合理的钻孔布置方式。采空区瓦斯抽放布孔原则：瓦斯抽放钻孔或插管应布置在采空区回风侧（压能低）位置，以便利用通风压力及采空区内漏风对瓦斯起运移作用，以便提高瓦斯抽放浓度和效果；向采空区（冒落后）插管或打钻孔抽放瓦斯，并利用瓦斯密度小的特点，钻孔或插管应尽量偏向冒落带上部，以提高瓦斯抽放浓度；插管式钻孔蕊管周围应封闭严密，尽量减少外部空气漏入，有条件地点（如采空区插管抽放）可设置均压密闭等；采空区瓦斯抽放的孔口负压要适当，以瓦斯浓度满足要求为前提，并注意防止局部漏风引起煤炭自燃。2综合抽放矿井瓦斯涌出来源多，分布范围广，任何单一的抽放方式其抽放效果均有限，若遇煤层透气性低，煤层赋存条件复杂，采用单一的抽放方式就难以收到理想的抽放效果。应采取综合抽放方法。抽放方法选择抽放方法抽放工艺理由备注本煤层抽放采面边采边抽本煤层瓦斯涌出较大，煤层透气性较好需要经过一定的抽放时间并且封孔必须严密掘进巷道钻孔超前抽放掘进巷道瓦斯大或有突出危险需要经过一定的抽放时间并且封孔必须严密采空区瓦斯抽放上隅角浅部插管上隅角瓦斯浓度较高工艺简单,可解决上隅角附近小范围瓦斯超限问题打木垛深部插管采空区瓦斯涌出量较大需打木垛,如上隅角浅部的抽放效果不好,再考虑采用采空区埋管采空区瓦斯涌出量较大前两种方法无法解决问题时考虑采用.埋入管道难以回收,投资大老空区密闭抽放老空区瓦斯涌出量较大防止老空区瓦斯向外涌出高位瓦斯抽放专用巷抽放采空区瓦斯和上邻近层瓦斯涌出较大要专门施工抽放巷，投资大，在上邻近层位置不理想的区域难以实现回采工作面抽放包括大面积预抽和边采边抽，主要降低回采面瓦斯涌出问题。采空区抽放主要是解决采空区（含邻近层）瓦斯涌出量大时使用，一般可采用采空区埋管抽放。根据龙桂煤矿的实际情况，设计采用本煤层预抽与上隅角浅部插管等综合方法对矿井采面瓦斯进行抽放。2采面边采边抽回采工作面瓦斯抽放主要是在采面进回风巷打沿煤层倾向的倾斜钻孔和沿煤层走向的顺层钻孔，其施工长度选择主要由工作面倾斜长度及走向长度决定。钻场划分钻场布置：抽放孔按平行采面，沿倾斜方向布置。根据我矿的抽放半径（35米）确定钻场间距4米沿煤层倾斜方向布置，在工作面运输巷、回风巷分别布置钻场。工作面钻场数为：N回=L（工作面走向长度）4米12301走向长度为450米，因此在回风巷设计钻场数为450/4=112个，钻孔深度不少于95米（从专用回风巷口0-250米段为90米，250-450米段为95-120米）。坡度与煤层倾角一致。方位131度。 N运=L（工作面走向长度）4米12301走向长度为450米，因此在运输巷设计钻场数为450/4=112个，钻孔深度不少于95米（从专用回风巷口20-250米段为90米，250-450米段为95-120米）。坡度与煤层倾角一致。方位311度。 实际施工过程中，应对地质条件复杂地段，煤层增厚带或断层带，应适当增加钻孔数或加大布孔密度。12301回风巷12301机巷推进方向4米停采线95米12301工作面钻孔布置示意图钻具:钻机 ZY-750型油压钻机二台 钻杆 42MM的地质钻杆一套130M 钻头 90MM和105MM的不取岩芯组合钻头采用水力排渣钻孔参数:孔径： 90MM孔深： 从专用回风巷口20-250米段为90米，250-450米段为95-120米倾角 ： 回风巷-14-15、运输巷+14+15(视钻孔施工地点的煤层实际坡度而定)。钻孔方位：回风巷131度、运输巷311度钻场间距： 4M扩孔长度“ 9M封孔长度 ： 8M采面钻孔工程量：112*2*95（平均）=21280米、钻孔的施工:按前述设计进行布孔，孔深、坡度、方位、孔间距均须符合设计要求，钻孔开口一般定于煤层的中部(或略为偏上),先用90MM的钻头一次到位然后用105MM的扩孔钻头扩9M。 、封孔工艺:a封孔器具;带挡板内径25MM的铁管,长3M, 挡板用3MM厚的铁板, 内径35MM, 外径87MM,离端口50MM。b封孔材料:采用K型快速充填用聚氨脂进行封孔。孔口必须用水泥砂浆封堵严密，确保孔口周围不漏气。c封孔工艺:先用压风把钻孔内的煤尘吹净,将三个编织袋两头折好并依次在封孔铁管上将编织袋两头扎好,插入钻孔内。再分别将黑色和白色的聚氨脂K型快速充填剂倒入两个瓶内,最后倒在一起轻轻摇动几下依次倒入两头扎好的编织袋中间,并迅速推进钻孔内，用另外的编织袋堵塞好并打紧。常用的聚氨酯封孔方式为卷缠药液法，采用这种封孔法时的抽放管结构如4图所示，操作过程如图5所示，封完的钻孔如图6所示。在卷缠好药液的抽放管插入钻孔后约5min，药液开始发泡膨胀，20min停止发泡，逐渐硬化固结。为避免抽放管因碰撞晃动而影响封孔质量，孔口处尚需用水泥砂浆将抽放管封固，或用木楔楔紧。聚氨酯封孔也有采用压注药液施工的。压注药液系统如图7所示。1-铁挡板；2-木塞；3-橡胶垫圈；4-毛巾布；5-铁丝；6-抽放管图54 采用卷缠药液法封孔时的抽放管结构示意图a-原液；b-混合；c-搅拌；d-涂布卷缠；e-插入钻孔图5 卷缠药液法封孔的操作程序1-钻孔；2-聚氨酯密封段；3-水泥砂浆图6卷缠药液法密封钻孔密封后的情况示意图1-气源箱；2-送气胶管；3-混液罐；4-输液管；5-聚氨酯；6-抽放管；7-钻孔图7 采用卷缠药液法封孔时的抽放管结构示意图、抽放钻孔孔口设施抽放钻孔被密封后，通过孔口连接装置与集流器、抽放管路相连接，即可进行抽放。孔口设施包括胶管、流量计、放水器和闸门等。密封于钻孔内的套管应用软管与集流器连接，以免岩层移动而损坏管路。当钻孔涌水较大时，每一个钻孔要安装放水器；涌水不大时，每一个集流器设一个公用放水器即可。为避免造成瓦斯超限或瓦斯积聚，每个钻孔施工完后，必须立即封孔接抽。为达到抽放效果，必须确保抽放负压不小于13Kpa，、抽放时间规定：为保证抽放效果，预抽时间不小于3个月，为充分利用采动裂隙，提高提放效果，高负压单孔距采面3米时撤除。施工时每施工完一个钻孔要及时封孔,并将其接放抽放管路上进行抽放。4、管路铺设及安装： 掘进工作面的抽放管路安装由通防队负责安装主、干管，确保管路严密不漏气，凡是新安装的瓦斯抽放管路都要进行漏气试验，千米漏气量小于3立方米/min（以一千米为一段，压力达到3000mmH20）；钻孔管与干管使用30mm橡胶管连接，钻孔与主管路连接软管必须用铁丝扎紧，合理吊挂，不得出现折死现象；管路距地面高度不小于300mm，管路安装做到平、稳、直、密；每个钻场及管路低洼、拐弯、变坡或其它易积水地点应安装放水器。对各个地点施工的钻孔，通风队管理人员应按施工的钻孔及时相应地标在“12301工作面抽放钻孔施工图”上，各钻场应挂牌管理。应加强对抽放期间工作的动态跟踪管理，经常派人对管路气密性进行检查，对抽放负压、流量、浓度等技术指标及参数进行测定，及时填报报表并送批。（三）区域措施效果检验的判断采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效，如果所有实测的指标值均小于临界值则为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。但若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。1、采用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量进行效果检验，应当符合：（1）、对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施大于120米采面进行检验时，应在回采工作面推进方向每间隔3050m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。（2）当预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时，按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的检验要求分别进行检验；（四）区域验证在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用综合指标法、钻悄瓦斯解析吸指标法或其他经试验证实有效的方法进行。在煤巷掘进工作面和回采工作面可采用钻屑指标法、复合指标法、R值指标法、其他经试验证实有效的进行。对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：a、在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证； b、工作面每推进1050m（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）至少进行两次区域验证；c、在构造破坏带连续进行区域验证；d、在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。 当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。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，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。四、局部综合防突“四位一体”措施1、预测预报采面防突预测预报工作必须遵照下列规定：布孔方法及循环进度：使用1.2KW煤电钻，直径38mm麻花钻杆一套(12米)，直径42mm钻头。沿工作面煤层倾向每隔1015米施工一个预测钻孔进行瓦斯突出危险性预测预报工作，预测孔径42mm，孔深9M，以每个钻孔测得的最大K1作为预测值。当采面检测K1值均小于0.5时，无突出危险，允许工作面推进2M。预测预报按下述方法进行： 使用钻具:1.2kw 或1.5 kw煤电钻，直径38mm麻花钻杆一套（12米），直径42mm钻头。配套使用容积式或节流式流量计。 ：采用钻屑指标法（测定K1）预测采面突出危险性时，应按照下列步骤进行。使用电煤钻每钻进2米，取一次钻屑样作解吸测定(3mm筛子在上，1mm筛子重叠在3mm的筛子之下)。钻孔钻进至预定深度时(距测定段到位差0.5米)，开始用筛子在孔口接钻屑，电钻不停。同时启动秒表计时，一面取样一面筛分，最后取1-3mm 的煤样装满煤瓶。从取样至装瓶解吸，暴露时间为1 2分钟，开始启动电子仪器测定，测定5分钟后，仪器自动显示出测定结果K1 。 K1防突指标如下： 煤样最大钻屑量指标临界值(kg/m)K1指标临界值（mL/g）干煤样6.00.5湿煤样5.40.4 2、防突技术措施：1、钻孔排放：工作面预测后确认有突出危险时，必须及时停采，进行超前排放钻孔施工，施工排放钻孔必须符合下列要求：(1)钻孔参数规定：钻孔直径90mm，间距11.2M，孔深9M；(2)煤厚在1.6M以下，施工单排孔；1.6M以上则应成品字形施工双排孔；(3)施工完排放孔后，经效果检验确认无突出危险，允许工作面推进2M，每二个循环施工一次排放孔。3、效果检验：每一次排放孔后，都必须认真进行效果检测，否则不准回采。布孔方法：由回风巷向工作面下10M，顺槽向工作面上10M范围内，布置效果检测孔不少于三个，工作面每隔1015M布置一个检测孔，钻孔尽量布置在煤层软分层或构造带附近；检测方法：钻孔每推进2M测定一次K1值；(5)排放钻孔布置示意图(以单排孔为例)。 1:回采工作面突出危险性预测预报，沿回采工作面煤层倾向每隔10-15米施工一个预测钻孔，预测方法与煤巷（半煤）巷掘进面预测方法相同，孔径42mm，孔深9米，当所有钻孔预测都无突出危险，可允许推进7米。 2:预测结果的取值和处理规定，以每个钻孔测得的最大K1作为预测值。当某个预测孔测得的K1超过临界值指标，则必须在该钻孔的左右两边5-7.5米处各施工一个预测钻孔，若这两个预测孔没有突出危险，则在原超过临界值指标的预测钻孔两边各5-7.5米范围内，施工超前排放钻孔，若两边的预测还是超过工作指标时，则在原超工作指标预测钻孔两边各10-15米范围内采取超前排放钻孔措施。施工排放钻孔后，经检验确认为无突出危险方可回采。 3:超前钻孔排放规定:钻孔直径90mm，间距为1.0-1.2米，(根据矿井实测有效排放半径而定)，孔深9米；煤厚在1.6米以上，应成品字形布置施工双排钻孔。经效果检验无突出危险，允许工作面推进7m。 4:回采工作面采取超前钻孔排放措施后，必须进行措施效果检验。检验钻孔应布置在措施孔中间，孔深9米，间距5-10米。测定方法与煤巷（半煤）巷掘进面方法相同。措施效果检验，沿回采工作面煤层倾向每隔10-15米施工一个效果检验孔。检测指标小于该煤层突出危险临界值时，则认为防突措施效果有效；反之认为防突措施无效。在措施无效区段，必须按照第3条规定施工超前排放钻孔。 检验孔布置图五