鹤壁九矿34采区区域防突项目设计方案

1 鹤壁九矿 34 采区区域防突 项目设计方案 井位置 鹤壁煤电股份有限公司第九煤矿位于鹤壁矿区北部，井田走向平均 斜长平均 积 10井 1958 年建井， 1960 年投产，设计生产能力 30 万吨 /年，2009 年 10 月完成改扩建工程，扩建设计生产能力 60 万吨 /年。 九矿位于鹤壁市北部边缘地区，与安阳市安阳县善应镇接壤，距新市区 45依太行山，东临京广线、 107 国道和京珠高速公路，大白线公路穿越工人村，与安阳市、林州市相连接， 里长的铁路专用线，经鹤壁北 站可抵汤阴、鹤壁站与京广线接轨，公路、铁路运输均十分便利 (图 1 图 1壁九矿交通路线图 2 田构造 鹤壁煤田位于太行山隆起东麓与华北沉降带之间过渡地段的南段，为一宽缓的单斜构造，但被后期的北东向断层所切割或呈截接复合，北东向构造破坏了煤田的完整性和连续性，起着控制作用。切割抬起部分被剥蚀而残缺不全，沉降部分埋藏较深，构造相对较为复杂。 九矿位于该煤田的北部，被第三、四系地层所掩盖，为一向北东倾斜、波状起伏的单斜构造。区内被 部 “ 豆马庄 一号及二号井田区 ” ，被 条断层所切割抬起，二 1 煤大部分被剥蚀，仅在井田北部二号井区有残留，一煤组被保留。该井田为一向北东倾斜的宽缓向斜构造，伴有次级凹陷，大断层稀少，构造较为简单。 南部为该矿二 1 煤生产区，为下降区。该区煤层埋藏较深，区域地层主要走向 30，倾角 10 30，煤系总的趋势为单斜构造，以断裂为主，伴有宽缓的褶曲。构造形态明显受新华夏系控制，断层以 高角度斜交正断层为主。已采区揭露落差大于 20m 的断层有 10 条，多为 ；小型断层 107 条，断层走向多为 向 ，落差 12m，一般在 1m 左右，其中落差大于 2m 的 18 条， 2m 的有 63 条。除此之外，九矿在龙宫井田的延伸区 (改扩建新区 )查明和基本查明的断层有 14 条，其中 9 条为 ， 5 条为 ，落差 3 400m 不等 (图 1 图 1矿井田构造纲要示意图 3 层与煤质 该矿区含煤地层为石炭系太原组与二 叠 系山西组，可采煤层三层，现开采石炭 二叠 系山西组二 1 煤层，九矿延伸区煤层厚度 均 角 20 25，煤层自燃发火期 175 天，为不易自燃煤层。煤尘具有爆炸性 ，爆炸性指数为 煤层直接顶板砂质泥岩，平均 顶为中粒砂岩，平均厚 层直接底为砂质泥岩或炭质泥岩，平均厚 底为灰色中粒砂岩，平均厚 二 1 煤呈黑色，多为粉粒状，偶见磷片状及碎块状，呈玻璃光泽和金刚光泽，参差状断口，硬度小、易破碎，具条带状结构，容重 均 t/亮煤和镜煤为主，次为暗煤，属光亮或半亮型。灰分 平均 水分 平均 属中低灰 、特低硫、低磷、热稳定的高熔灰分中高发热量之贫煤。 拓方式 矿井采用立斜井多水平混合开拓方式，一水平即 +15 水平，二水平即 平，三水平即 平。在扩大区浅部北翼 984 294 钻孔之间新凿副立井，担负辅助提升、人员上下和延深区进风的任务。井筒座标为： x 3988680， y 38513120， z +188m，井筒落底 底后做环形立式车场，布置主排水泵房、主变电所等硐室。出车场后沿煤层底板布置 平轨道运输大巷，平行布置胶带运输大巷和回风大巷。在平下山附近向上做胶带上山、回风上山和原有系统沟通，向下沿 层做轨道运输、皮带运输和回风暗斜井，暗斜井至 平落平后分别作皮带大巷、轨道大巷和回风大巷。初期开采水平为 平，以倾斜条带法开采。采区划分基本上是按水平由浅至深。 全矿有 5 个井筒，其中猴车斜井、胶带斜井 (原箕斗井 )、轨道斜井和新副井进风，新风井回风，其中新副井井筒直径 6m，断面 8风井即回风井直径 面 平大巷均布置在煤层底板岩层中。 区概况 区位置 目标 采 区井下位置位于九矿三水平，面积不大，该采区西南部为 层保护煤柱，西部为二水平五采区，北部为九矿 风暗斜井保护煤柱。地面对应位置在花园农场及龙宫村附近，地形属丘陵阶地，高差不大，地面标高一般在 +157 +225m 之间，煤层 4 底板标高为 工作面煤层距地面垂深为 607 705m，第三、第四系冲积层厚度一般在 82 156m 之间，该采区回采后塌陷区对地面建筑有一定影响。 区巷道布置 平和 平均设有三条大巷，分别为轨道运输大巷、胶带运输大巷 和专用回风大巷，大巷平行布置、相互间距 30m，为便于采区车场布置和通风，胶带运输大巷和专用回风大巷高于轨道运输大巷 5m。大巷均设在煤层底板中。 九矿开采单一煤层 (二 1 煤层 )，回采巷道不设岩石集中巷，沿煤层布置回采工作面顺槽。回采巷道采用单巷布置，无煤柱护巷，采用沿空送巷。 回采工作面上下顺槽均沿煤层单巷布置，相邻区段采用沿空送巷，工作面运输顺槽与胶带运输大巷之间用溜煤眼联系 。 层顶底板 本采区煤层直接顶板为深灰色砂岩泥岩，厚度约 苛达等植物化石碎片，偶见 由硅质结核，裂隙内有方解石和黄铁矿充填。老顶为灰褐色粗粒砂岩厚 石英为主，次之长石，含白云母片，钙泥质胶结，坚硬不易跨落。 煤层直接底板为灰黑色泥岩，厚度为 部含较多植物根部化石，下部含羊齿等植物化石，夹煤线。老底为褐灰色中粒砂岩，厚 石英、长石。暗黑色矿物和黑色泥岩包裹体，钙质胶结，间夹 铁质泥岩。 采区西北部处于龙宫向斜轴部与龙宫背斜轴部之间，煤层顶底板受其影响预计局部凹凸不平，裂隙较发育，按矿井地质规程有关规定，煤层顶底板类型属 。 文地质 本采区掘进期间主要充水含水层为山西组砂岩含水层和太原群八层灰岩含水层，隔水层为二 1 煤直接底板泥岩隔水层。二 1 煤层顶底板砂岩是二 1 煤采掘活动中最主要的长期充水水源，在巷道掘进期间，一般都有不同程度的顶板滴淋水，但水量不大，对掘进不会造成大的影响。但到了回采阶段，当大顶初次来压，大顶冒落后水量会有所增大，可能达到最大值。三四采区正常、最大涌水量分别为 h 和 h。 井通风 矿井通风方式为混合式，通风方法为机械抽出式。主井、 副 井、箕斗井 和新副井进风，新风井回风。新风井装备两台 流式扇风机，配套电机 8005 风叶角度 一台运转，一台备用。矿井总进风量 6661 m3/回风量 6745m3/井负压 2950积孔 2011 年 3 月初，新工业区的东风井投入运行后，将增加一个回风井。预计矿井总风量将达到 10000m3/回风量 11000m3/井负压 2000右。 掘进工作面均采用局部扇风机进行通风。井下爆破材料发放硐室、电机车维修及充电硐室与采区变电所、绞车房等硐室采用独立通风，乏风直接引入回风流中。 层瓦斯含量 煤层瓦斯含量是指单位质量煤体所含有的瓦斯量 (换算成标准状态下的体积 )，对原煤而言，瓦斯含量的常用计量单位为 m3/t 或 ml/g，对可燃基而言，瓦斯含量计量单位常用 m3/斯储量的大小标志着瓦斯资源的多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要标志。 层瓦斯含量测定方法 井下解吸法测定煤层瓦斯含量：井下采集煤样，实测煤样的瓦斯解吸量，根据煤样的井下瓦斯解吸规 律推算煤样采集过程中的损失瓦斯量，然后测定煤样的残存瓦斯量，最后根据煤样的取样损失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、残存瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。井下解吸法测定煤层瓦斯含量的步骤如下： (1)选择新暴露的采掘工作面，在软煤分层中用煤电钻垂直煤壁打一个 42深10 12m 的钻孔，当钻孔钻至 10m 后开始取样，并记录采样开始时间 使用普通岩芯管采取煤样。 (2)将采集的煤样装罐并记录装罐后开始瓦斯解吸测定的时间 瓦斯解吸速度测定仪 (图 2定不同时间 t 下的煤样累计瓦斯解吸 总量 斯解吸速度测定一般为 2 个小时，解吸测定结束后拧紧煤样罐并保证不漏气。 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 6 1958762341 水箱 2 量管 3 螺旋夹 4 吸气球 5 温度计 6 弹簧夹 7 胶管 8 16 号胸骨穿刺针头排气 9 密封罐 图 2斯解吸速度测定仪与密封罐示意图 (3)损失量计算 将不同解吸时间下测得数据按下式换算成标准状态下的体积 0 52 7 3 . 2 ( 9 . 8 1 )1 . 0 1 3 1 0 ( 2 7 3 )w s h P VV t 公式（ 2 式中： ； 设煤样解吸测定前的暴露时间为 t0(t0=不同时间 t 下测得的 所对应的煤样实际解吸 时间为 t0+t；将全部测点 0 , t V 绘在坐标纸上，将刚开始测点具有明显直线关系段延长与纵坐标轴相交，直线在纵坐标轴上的截距即为损失量瓦斯，如图 2 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 7 4 6 8 10解吸瓦斯量（失瓦斯量（ml）t 0 +t ( 2斯损失量计算图 (4) 将解吸测定后的煤样连同煤样罐送实验室测定煤样中的残存瓦斯量、水分、灰分和煤样可燃质重量。 (5) 根据煤样损失瓦斯量、解吸瓦斯量及残存瓦斯量和煤样可燃质重量，求算煤样的瓦斯含量： 0 1 20V V 公式（ 2 式中： 换算成标准状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量， 换算成标准状态下的煤样取样过程损失瓦斯量， 换算成标准状态下的煤样残存瓦斯量， 煤样重量， X 煤样瓦斯含量， ml/ 层瓦斯含量测定结果 利用上述方法，在实习中对二 1 煤进行了煤层瓦斯含量进行了补充测定，测定地点和测定结果如表 2示。 表 2层瓦斯含量测定结果表 煤层 测定地点 埋藏深度(m) 甲烷成份(%) 瓦斯含量 （ ml/ 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 8 煤层瓦斯压力 煤层瓦斯压力是标志煤层瓦斯流动和赋存状态的一个重要参数。在研究煤与瓦斯突出、瓦斯涌出、瓦斯抽放时，瓦斯压力都是一个关键因素。 层瓦斯压力测定方法 实习中主要采用注水泥砂浆封孔，主动式测压方法，测压方法如图 2示。 钻孔施工结束后，将测压管安装在钻孔预定的封孔深度，在孔口用木楔堵塞固定测压管，测压管采用 4 镀锌铸铁管，用注浆泵一次连续将水泥砂浆注入孔内。经 24 小时后上压力表，观察、记录压力值变化到稳定。 压钻孔的布置和煤层瓦斯压力测定 测压地点布置在石门或坚硬致密的岩石巷道中，周围无采动影响，避开断层和裂隙，以免封孔不严造成漏气。根据九矿的实际采掘情况，我们选取 道运输大巷 2#和4#钻场以及 带上山拐角作为测压点，每个地点施工 2 个测压钻孔，对二 1煤层进行瓦斯压力测定，测定结果如表 2 2#和 4#钻场的测压数据中，分别采用每个测压地点 2 个瓦斯压力数据的较大值作为分析研究的采用数据。 表 2 1煤层瓦斯压力测定表 煤层 煤层测压地点 方位 倾角 孔深 煤孔 封孔 埋深 瓦斯 压力 备注 () () (m) (m) (m) (m) ( 二 1 位于 25071 工作面中切割南 150 米处 573 于 25071 工作面中切割北 110 米 575 于 34011 工作面中切割北 180 米 581 于 道运输大巷 2#钻场 610 2 3 4 5 6 1234孔 56 图 2浆式封孔示意图 图 2浆式封孔示 意图 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 9 煤层 煤层测压地点 方位 倾角 孔深 煤孔 封孔 埋深 瓦斯 压力 备注 () () (m) (m) (m) (m) ( 二 1 道运输大巷 2#A 孔 13 30 37 9 12 610 用 道运输大巷 2#B 孔 47 30 39 9 12 610 道运输大巷 4#A 孔 13 30 2 615 道运输大巷 4#B 孔 47 30 3 615 用 带上山拐角 A 孔 67 40 38 2 530 合格 带上山拐角 B 孔 110 40 2 530 合格 实测钻孔瓦斯压力恢复曲线如图 22#A 孔和 4#B 孔测压所获得的压力恢复曲线符合煤层瓦斯压力恢复特性表明所测压力是真实的瓦斯压力结果可以利用。 图 2#B 孔瓦斯压力恢复曲线 10 15 20 25 30时间(斯压力(河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 10 1煤层瓦斯含量分布规律 实习中实地考察并结合相关资料分析确定了以下结论：九矿区内 (34 采区 )二 1 煤层瓦斯含量分布不均，个别测点 值波动较大。总体表现为以下几个特征： (1)二 1 煤层瓦斯成份较高 ( 80%)，处在 内。 (2)九矿区二 1 煤层倾角大，进入延伸区后，煤层倾向近北北东，倾角变缓，煤厚变化不大，煤层顶板、底板多为泥岩、砂质泥岩等较致密岩石，阻碍了瓦斯垂向逸散，瓦斯主要沿煤层向上部运移，煤层瓦斯含量梯度变缓。 (3)随二 1 煤层埋藏深度增大，瓦斯含量增高。九矿 34 采区二 1 煤层瓦斯含量与埋藏深度散点关系图如图 2示。 y = m )瓦斯含量(m3/y = m )瓦斯含量(m3/ 2层埋深、底板标高与瓦斯含量关系散点图 经回归分析，瓦斯含量 (W)具有随埋藏深度 (H) 增大、底板标高 (H)减小而增大的整体趋势。两者之间具有如下形式的线性统计规律，相关系数的平方分别为 关性比较明显，而煤层埋藏深度对瓦斯含量的影响比底板标高大。 埋藏深度与瓦斯含量关系： W = 板标高与瓦斯含量关系： W =- 中： W 煤层瓦斯含量， m3/ H 埋藏深度或底板标高， m。 九矿延伸区由于煤层倾角变缓，煤层顶、底板岩性和煤层厚度变化不大，瓦斯沿煤层倾向向浅部逸散路径增大，加上延伸区煤层变质程度 (高和埋藏深度增加等原因，延伸区瓦斯变化梯度与老区将会明显不同，具体表现为延伸区瓦斯含量比九矿矿区(34 采区 )大，瓦斯含量梯度小于九矿矿区 (34 采区 )，瓦斯变化梯度如图 2 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 11 = 0 . 0 0 2 4 x + 1 8 . 8 1 5 0 . 0 61517192123550 600 650 700 750 800 850埋藏深度( m )瓦斯含量(m3/ 2伸区瓦斯含量与埋深关系散点图 (4)延伸区煤层瓦斯含量受断层控制比较明显，井 田内断层为压扭性断层，靠近 层附近瓦斯含量明显增大。 (如 1503 钻孔煤层埋藏深度为 t，明显高于同深度 1103 钻孔 (t)， 984孔埋深 斯含量为 t，而 984埋深为 量 (t)却远小于 984。 )另外九矿延伸区多发育 断层，由于断层切割在地堑内瓦斯含量较高，在地垒处瓦斯含量较低。 (如 1101 孔，处于地垒块段，埋深 斯含量仅为 t。 )注： 括号内容为参考九矿现有资料所得。 (5)煤层夹矸厚度对瓦斯赋存影响比较明显，夹矸层数越多，厚度越大，瓦斯含量越小。(如 1501 孔煤层四层夹矸厚 藏深度为 斯含量仅为 t； 1102孔二层夹矸厚 藏深度 斯含量为 t； 0901 孔含二层夹矸，厚 藏深度 量为 t；均低于同深度其它钻孔瓦斯含量值 )(图2 2 图 2矿延伸区夹矸分布图 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 12 02004006008001000984503 1103 0901钻孔号埋深(m)051015202530瓦斯含量(m3/t)埋藏深度瓦斯含量图 2部钻孔含量异常变化曲线 斯抽放系统 矿井共有二个瓦斯抽放泵站，一个在地面，另一个在井下 巷附近。抽放管路主管为 12吋钢管，长度 950，其余为 10吋聚乙烯管 1340 m、 10吋钢管 470m、 8吋聚乙烯管 1535m。 地面瓦斯抽放泵站，配备 抽放泵 2 台，一台运转、一台备用。带抽3102 工作面和 31011 上下顺槽本煤层钻孔瓦斯。目前，带抽钻孔长度 172304 m，其抽放参数为：浓度 17%、纯量 压 斯泵房安装 4 台 2瓦斯泵。带抽 3102 埋管和 3102 高位裂隙抽放系统，抽放瓦斯排入 风上山。埋管抽放系统：瓦斯浓度 纯量 压 37 隙抽放系统：瓦斯浓度 10%、纯量 压 35.7 k 2011 年新建地面瓦斯抽放系统， 2013 年新建 下移动抽放系统。 河 南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 13 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 14 区域综合防突措施包括下列内容：区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验和区域 验证。 1煤层突出危险性区域预测 鹤壁九矿自 1980 年以后加强矿井地质构造与煤层瓦斯分布规律研究，加强了矿井瓦斯监测，对开拓部署、巷道布置、采煤方法和掘进工艺等进行了改造，该矿 20 多年来从未发生煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸事故。近年来，随着开采深度的增大，在采掘过程中出现了瓦斯异常涌出现象，工作面上隅角和回风巷瓦斯超限，甚至造成局部瓦斯聚集，构成了矿井安全生产的重大隐患。尤其进入延伸区后，煤层瓦斯含量增大，在断层附近构造软煤发育，因此有必要对深部二 1 煤层瓦斯突出危险性进行评价。 域 预测方法 综合指标法包括 D、 K 两个预测指标， 表 3防治煤与瓦斯突出细则提供的综合指标法预测煤层突出危险性的临界值 ,研究表明：只有当 D、 K 值同时达到或 超过临界值时，煤层才具有突出危险性，否则为无突出危险性。 D、 K 值的计算公式如下： D=（ (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； H 开采深度， m； P 煤层瓦斯压力，预测区煤层瓦斯压力最大值， f 软分层煤的平均坚固性系数； P 软分层煤平均瓦斯放散初速度指标 。 表 3合指标法预测煤层区域突出危险性的 D、 K 临界值 煤层突出危险性综合指标 D 煤的突出危险性综合指标 K 无烟煤 其它煤种 0 15 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 15 测参数测定方法及测定结果 为了区域预测九矿 (34 采区 )二 1 煤瓦斯突出危 险性，按照防治煤与瓦斯突出防治细则提供的方法，对目标煤层坚固性系数 (f)、瓦斯放散初速度 ( P)和瓦斯压力 (p)进行了实测。 (1)煤的坚固性系数 (f) 煤的坚固性系数 (f)采用落锤法测定，测定器具为捣碎筒和计量筒，测定步骤如下： 在 34 采区煤层厚度的上、下部各采集直径为 100两块，重量约 塑料袋密封 ,作好标记待送实验室。 将井下煤样用手工破碎成 20 30度的煤样，分成 50g 一份，每 5 份为一组(250g)，共需 3 组 (750g)。 将每份煤样放 入捣碎筒内后，把 重锤提高到 600度并使之自由落体，每份煤样落锤冲击 3 次。 每组煤样捣碎后，经过筛分，把粒度为 下的粉煤倒入计量筒内，轻轻敲打使之密实，插入具有刻度的活塞尺，量出粉煤高度 I。 按下式计算每组煤的坚固性系数 f 值 : f=20n/I 公式 （ 3 式中： f 为煤的坚固性系数； n 为每次试样的冲击次数； I 为试样的筛下粉煤 计量高度， 3 组煤所测 f 值的算术平均值即为测定地点煤样的坚固性系数。 各目标煤层坚固性系数测定结果见表 3 (2)煤的瓦斯放散初速度 ( P) 瓦斯放散初速度测定需要用专用的 P 测定仪在实验室测定，主要测定步骤为： 在新暴露煤壁面采取煤样 250g，并注明采样地点、层位、采样时间等。 将所采煤样进行粉碎，筛分出粒度为 煤样，每一个煤样取 2 个试样，每个试样重 把 2 个试样用漏斗分别装入 P 测定仪的 2 个试样瓶中 。 启动真空泵对试样脱气 脱气 关闭真空泵，将甲烷瓶与试样瓶连接，充气 (充气压力 煤样吸附瓦斯 关闭试样瓶和甲烷瓶阀门，使试样瓶和甲烷瓶隔离 。 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 16 开动真空泵对仪器管道死空间进行脱气，使 U 型管泵真空计两端泵面相平 。 停止真空泵，关闭仪器死空间通往真空泵的阀门，打开试样瓶的阀门，使煤样与仪器被抽空的死空间相连并同时启动秒表计时， 10s 时关闭阀门，读出汞柱计两端汞柱差P1(45s 时再打开阀门， 60s 时关闭阀门，再一次读出汞柱计两端汞柱差 P2( 瓦斯放散初 速度 P=一煤样的两个试样测出的 P 值之差不应大于 1，否则需要重新测定。 各目标煤层瓦斯放散初速度 P 测定结果见表 3 表 3层瓦斯 f 值、 p 测试结果 煤层 采样地点 埋藏深度（ m） 坚固性系数 f 值 瓦斯放散初速 度 P 二 1 25071 下顺槽中切割以南 150m 573 11 25071 下顺距中切割 170m 581 15 25071 切眼新掘位置距上顺槽 45m 562 12 2504 下顺槽距工作面 20m 599 14 34011 工作面 573 15 2504 上顺槽，距工作面 20m 561 14 25012 下顺，距工作面 250m 503 13 25012 工作面，距上顺 10m 479 11 420 水平南大巷 2#钻场 A 孔 610 9 (3)瓦斯压力 利用 斯压力测定的方法及所测定的结果 (如下 表 3 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 17 表 3 1 煤层瓦斯压力测定表 煤层 煤层测压地点 方位 倾角 孔深 煤孔 封孔 埋深 瓦斯 压力 备注 () () (m) (m) (m) (m) (M 二 1 #13 30 37 9 12 610 用 道运输大巷 2#B 孔 47 30 39 9 12 610 #13 30 2 615 道运 输大巷 4#B 孔 47 30 3 615 用 带上山拐角 A 孔 67 40 38 2 530 合格 带上山拐角 B 孔 110 40 2 530 合格 域预测参数取值原则 (1)煤层瓦斯压力 根据煤层实测瓦斯压力控制点和用朗格缪尔方程反算出的各瓦斯含量控制点所对应的瓦斯压力，采用内插和外推的方法绘制了瓦斯压力分布等值线，从瓦斯压力等值线图中查取二 1 煤层被预测区域的煤层瓦斯压力。 (2)煤的坚固性系数 取表 3对应煤层坚固性系数实测最小值。 (3)煤层埋藏深度 按二 1 煤层被预测区域实际埋藏深度取值。 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案 18 (4)瓦斯放散初速度取表 3对应煤层瓦斯放散初速度实测最大值。 1 煤层区域预测结果 根据防治煤与瓦斯突出细则，按照前面的预测方法和预测参数取值原则，对各目标煤层未采区域进行了突出危险性区域预测。在预测中，根据被预测区域计算获得的D、 K 预测指标，按下列原则确定煤层突出危险性： (1)当 DK15，预测为突出危险区； (2)当 DK 15，预测为突出威胁区； (3)当 D K 15，预测为无突出危险区； (4)当 P测为无突出危险区 。 经过预测计算，并结合鹤壁煤电股份有限公司第九煤矿二 1 煤层煤与瓦斯突出鉴定报告研究表明： (1)通过对二 1 煤层 3 套煤样测定煤体坚固性系数，得出二 1 煤层煤体坚固性系数 f 值为 到发生突出煤体结构的临界值。 (2)通过对二 1煤层 3 套煤样测定瓦斯放散初速度 P，得出二 1煤层瓦斯放散初速度 18，达到发生突出的临界值。 (3)井下实测目前最深部二 1 煤层瓦斯压力为 于防治煤与瓦斯突出规定突出危险性临界值 (4)通过井下现场观测，二 1 煤层煤体破坏类型主要为 类和 类，局部达到 类，总体为 类，具备了发生煤与瓦斯突出的煤体结构条件。 (5)测定二 1 煤层目前开采水平浅部 (标高 斯含量为 t，部分瓦斯含量大于防治煤与瓦斯突出规定突出危险性临界值 8m3/t。 结论：鹤煤九矿二 1 煤层 (34 采区煤层 )鉴定为突出煤层，鹤煤九矿为突出矿井。 根据鹤壁煤电股份有限公司第九煤矿二 1 煤层煤与瓦斯突出危险区域预测报告资料， 板等高线以浅为无突出危险区， 深为突出危险区。并进一步结合前面 小节中对二 1煤层区域预测结果可以确定九矿 (34采区 )二 1煤层具有突出区域危险性。结合矿井各地区情况，规划如下： (1)平以上已无大块储量可采，剩余 25 煤柱 下放顶煤工作面和小的边角煤柱工作面，瓦斯含量低，加上附近开采和巷道掘进期间释放作用，危险性进一步降低，不在考虑区域防突措施，执行安全防护措施。 (2)34 采区 正在掘进准备 34011 工作面，按突出危险区管理。 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 19 (3)高以下其他区域按突出危险区管理，凡突出危险区严格进行区域治理和局部治理。 域防突措施 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。区域防突措施应当优先采用开采保护层，对于确实不具备开采保护层条件，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施，并且应对每个预抽区域都进行区域措施效果检验。 结合鹤壁煤电九矿实际情况，九矿属于单一煤层开采，因此，九矿三水平 深采 区均采用预抽煤层瓦斯的区域防突措施。 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。 采用井下穿层钻孔、顺层钻孔预抽的五种预抽煤层瓦斯区域防突措施，在防突规定中按照其正常实施的安全性、效果可靠性排序列出；同时，防突专项设计与开采设计是对应关系，防突设计是在开采设计的基础上进行的；因此，在条件允许的情况下，应优先 采用排在前面的方式，或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。 因此，接合鹤壁九矿 34 采区的实际采掘计划，在制定鹤壁九矿 34 采区区域防突措施时，在条件允许的情况下，同时或在不同的阶段分步实施两种或多种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施，以便提高区域防突措施的效果和可靠性。 鹤壁九矿在开展区域防突的实践过程中，总结出了适合自身条件的方法，通常情况下，鹤壁九矿煤巷掘进工作面 (顺槽掘进 )采用顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施或穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突措施，具体实施方法：当待掘巷道附近有已掘巷道时，采用顺层钻孔预 抽区段煤层瓦斯区域防突措施，在已掘巷道沿煤层方向施工抽放钻孔，预抽待掘巷道煤层瓦斯；当待掘巷道附近没有已掘巷道时，采用穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突措施，在待掘巷道煤层底板下方合适位置，沿掘进方向开设底板抽放巷，在底板抽放巷中施工穿层钻孔，预抽待掘巷道煤层瓦斯；有些煤巷掘进工作面在采用上述措施外，在掘进时，在煤巷两帮实施挂耳抽放，即采用顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突措施。鹤壁九矿回采工作面，通常采用交叉钻孔或网格抽放的区域防突措施。 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 20 鹤壁九矿采用上述区域防突措施，可以确保安全，满足采掘接替，减少井巷工程 ，降低成本。 门揭煤区域防突措施 (1)按防治煤与瓦斯突出规定的相关规定设计：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，保持煤孔最小超前距 15m(见图 3 图 3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 (2)石门揭煤工作面可选择如下防突措施： 预抽瓦斯、排放钻孔防突措施 在 34 采区石门和立井揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施，钻孔直径为75 120门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少 5m，下部至少 3m。立井揭煤工作面钻孔控制范围是：近水平、缓倾斜、倾斜煤层为井筒四周轮廓线外至少 5m；急倾斜煤层沿走向两侧及沿倾斜上部轮廓线外至少 5m，下部轮廓线外至少 3m。钻孔的孔底间距应根据实际考察情况确定。 揭煤 工作面施工的钻孔应当尽可能穿透煤层全厚。当不能一次打穿煤层全厚时，可分段施工，但第一次实施的钻孔穿煤长度不得小于 15m，且进入煤层掘进时，必须至少留有 5m 的超前距离 (掘进到煤层顶或底板时不在此限 )。预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持自然排放或抽采状态。 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 21 水力冲孔 水力冲孔措施一般适用于打钻时具有自喷 (喷煤、喷瓦斯 )现象的煤层。石门揭煤工作面采用水力冲孔防突措施时，钻孔应至少控制自揭煤巷道至轮廓线外 3 5m 的煤层，冲孔顺序为先冲对角孔后冲边上孔，最后冲中间孔。水压视煤层的软硬程度而定。石门全断面冲 出的总煤量 (t)数值不得小于煤层厚度 (m)乘以 20。若有钻孔冲出的煤量较少时，应在该孔周围补孔 (见图 3 金属骨架措施 石门和立井揭煤工作面金属骨架措施一般在石门上部和两侧或立井周边外 围内布置骨架孔。骨架钻孔应穿过煤层并进入煤层顶 (底 )板至少 钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层的深度不应小于 15m。钻孔间距一般不大于 于松软煤层要架两排金属骨架，钻孔间距应小于 架材料可选用 8kg/m 的钢轨、型钢或直径不小于 50管，其伸出孔外端用金属框架 支撑或砌入碹内。插入骨架材料后，应向孔内灌注水泥砂浆等不燃性固化材料 (见图 3揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。 图 3力冲孔工艺流程示意图 1 逆止钻头； 2 套管； 3 钻杆； 4 三通； 5 安全密封卡头； 6 钻机； 7 尾水管接头； 8 排煤胶管； 9 2 寸胶管； 10 阀门； 11 压力表； 12 供水管； 13 射流管； 14 排煤管； 15 煤壁 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 22 图 3门揭煤工作面金属骨架布孔图 煤体固化措施 石门和立井揭煤工作面煤体固化措施适用于松软煤层，用以增加工作面周围煤体的强度。向煤体注入固 化材料的钻孔应施工至煤层顶板 上，孔位于巷道轮廓线外 范围内，根据需要也可在巷道轮廓线外布置多排环状钻孔。当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层的深度不应小于 10m。 各钻孔应当在孔口封堵牢固后方可向孔内注入固化材料。可以根据注入压力升高的情况或注入量决定是否停止注入。 固化操作时，所有人员不得正对孔口。 在巷道四周环状固化钻孔外侧的煤体中，预抽或排放瓦斯钻孔自固化作业到完成揭煤前应保持抽采或自然排放状态，否则，应打一定数量的排放瓦斯钻孔。从固化完成 到揭煤结束的时间超过 5 天时，必须重新进行工作面突出危险性预测或措施效果检验。 区区域防突措施 (1)34 采区正在掘进准备 34011 工作面，进行分层开采。 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施 在 34011 工作面上顺槽施工顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。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，巷道上帮轮廓线外至少 20m，下帮至少 10m(见图 3 河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 23 图 3层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施 穿层钻孔预抽下 顺槽条带瓦斯 在 34011 底板抽放巷施工穿层钻孔预抽 34011 下顺槽正前和两侧煤体瓦斯，要求穿层钻孔超前煤巷正前 61m，控制上顺槽两帮轮廓线外各 16m(见图 3 11上顺槽底 板 抽 放 巷钻 孔 平 面 图轨 道 运 输 顺 槽钻 孔 剖 面 图3 4 0 1 1 底 板 抽 放 巷钻 场 钻 孔 布 置 图1 2 3 45 6 78 9 10 12 13 1415 16 17 1918 20 2122 23 24 25 26 27 2829 30 31 32 4 64011 底板抽放巷施工穿层钻孔预抽下顺槽瓦斯 34011 回采工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施。 在工作面上、下顺槽均匀布置顺层平行钻孔和伪倾斜钻孔，可按三花眼方式布置，顺层平行钻孔和伪倾斜钻孔上下排距不小于 ，水平面上呈 15 20，两组钻孔在河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 24 空间形成立体交叉， 上排、下排钻孔终孔位置分别控制在距煤层顶、底