滥 防治煤与瓦斯突出方案设计.doc

矿井专项防突设计贵州省湾田煤业集团有限公司盘县平关镇烂泥田煤矿专项防突设计盘县烂泥田煤矿2014年7月23日参加编制人员名单单 位姓 名职 务 或 职 称签名烂泥田煤矿颜文星工程师敖荣兵助理工程师王小强技术员赵平初工程师浦合顺助理工程师报告审定人员姓 名职 称职 务签 字颜文星工程师总工程师牛九文安全副矿长浦合顺助理工程师矿 长何小礼机电矿长敖荣兵助理工程师副总工程师目 录前 言5第一 矿井基本概况6一、设计的主要技术经济指标6二、矿井概况6第二 矿井防突现状及存在的主要问题8一、目前我矿已实现抽采达标8二、存在的主要问题9第三、矿井采掘部署优化10第四 开采煤与瓦斯突出煤层的防突措施11一、突出危险预测11二、石门揭穿工作面突出危险性预测：11三、煤巷掘进工作面突出危险性预测12四、采煤工作面突出危险性预测14第五 防治突出的措施14（一）区域性防治突出措施14（二）局部防突措施16第六 防治突出措施的效果检验21第七 安全防护措施23第八 矿井瓦斯抽放27一、矿井瓦斯抽放量28二、瓦斯抽放30第九 安全管理46第十 矿井防突组织管理55前 言贵州省盘县烂泥田煤矿为设计生产能力15万t/a矿井，矿井西翼C17、C20煤层+1930m标高以上已被小窑开采，留设河床保安煤柱后已不能再布置回采工作面；根据可行性研究报告在东翼布置采区系统时揭露断层构造较多。采用三条斜井开拓，主斜井运煤、排矸，行人斜井行人，风井专用回风。矿区主要可采煤层为C20、C22、C24上、C24下四层煤，井底标高为+1930m，设计采用普通炮采工艺开采。矿井通风方式为中央并列抽出式，行人斜井、主井进风，风井专用回风。矿井主要通风机型号为FBLCZ-.13/255型，配备电机功率255KW，一套运行，一套备用。根据黔能源煤炭【2012】392号文批复烂泥田煤矿瓦斯绝对涌出量为29.04m3/min，二氧化碳绝对涌出量为8.88m3/min，为突出矿井。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育实验室贵州省烂泥田煤矿C24煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，在开采标高+1930米以上的C24煤层有突出危险性。防治煤与瓦斯突出的设计依据煤矿安全规程（2010年版）、（国家安全生产监督管理总局令第19号），防治煤与瓦斯突出规定、煤与瓦斯抽采基本指标CAQ1026-2006煤与瓦斯抽放规范（AQ1O27-2006）、煤矿井工开采技术条件（AQ1028-2006）第一章 矿井基本概况一、设计的主要技术经济指标 1、矿井绝对瓦斯涌出量29.04m3/min； 2、矿井相对瓦斯涌出量5.87m/3T; 3、瓦斯抽放率确定为钻孔瓦斯抽放率34.4。二、矿井概况1、概况煤层浅部小窑密布，各煤层均有不同程度的破坏。烂泥田煤矿位于盘县新县城红果开发区以西，行政区划属平关镇管辖，隶属盘县煤炭局。矿井位于盘县平关镇，现有简易公路与320国道相连，以井口为中心，距盘县新城（红果镇）25km，距盘西支线平关车站7km，盘西铁路支线北接水柏铁路，南接南昆铁路威红支线，从平关站至红果站18km，至六盘水站192km。拐点坐标 坐标 拐点编号直角坐标（m）X（m）Y（m）A2844540.00 35434170.00B2844450.00 35434420.00C2844730.00 35434590.00D2844730.00 35435130.00E2843800.00 35434550.00F2843930.00 35433840.002、煤层赋存条件1、煤层井田内含煤地层为二叠系上统宣威组，分下、中、上三个含煤组，根据滥泥田矿井普查地质报告和贵州省盘县平关滥泥田煤矿C3煤层储量估算说明，矿井范围内可采煤层有C3、C17、C20、C21、C24上、C24煤层。（1）C3煤层：位于上含煤组，煤层稳定性较差，厚度变化较大，厚度1.23.5m，平均2.43m；（2）C17煤层：位于中含煤组中上部，煤层厚度变化较小，煤层结构单一，厚度2.73.3m，平均3.0m；（3）C20煤层：位于中含煤组中部，距C17煤层8m左右，煤层厚度变化不大，煤层结构简单，厚度2.02.4m，平均2.1m；（4）C21煤层：位于中含煤组中下部，距C20煤层15m左右，煤层结构较复杂，厚度1.82.0m，平均1.9m；（5）C24上煤层：位于下含煤组顶部，距C21煤层10m左右，煤层结构单一，厚度1.82.4m，平均2.2m；（6）C24煤层：位于下含煤组上部，距C24上煤层6m左右，煤层结构单一，厚度3.03.5m，平均3.2m。 烂泥田煤矿可采煤层特征表煤层编号煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构煤层稳定性顶底板最小最大平均顶板底板C31.23.52.4365稳定性较差粉砂岩、细砂岩、泥岩粉砂岩、细砂岩、泥岩C172.73.33.0结构单一较稳定粉砂岩、细砂岩、泥岩粉砂岩、细砂岩、泥岩8C2022.42.1结构简单较稳定粉砂岩、细砂岩、泥岩粉砂岩、细砂岩、泥岩15C211.821.9较复杂较稳定粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩、泥质10C24上1.82.42.2结构单一较稳定粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、细砂岩、泥质6C2433.53.2结构单一较稳定粉砂岩、细砂岩、泥岩粉砂岩、细砂岩、泥岩3、地质构造烂泥田矿井位于平关向斜南东翼，杨梅山-小达村断层的西侧，地层走向NEE，倾向SSE，倾角2035，平均25左右。根据地质报告井田范围内有3条（原F12、原F13、原F3）断层，构造复杂程度属中等。原F3（正断层）：位于井田北西部，走向北东，倾向南东，倾角75，北部为煤系地层与峨嵋山玄武岩组中部相接触，南部为煤系地层与飞仙关组相接触，该断层南北延伸出矿界外。原F12（正断层）：位于井田西南部，断层走向NNW、倾向NE，倾角70左右，北部为煤系地层与峨嵋山组相接触，该断层向东延伸交于F3。原F13（正断层）：位于井田南部，断层走向NW，倾向NE，倾角70，断层北部为煤系地层与峨嵋山玄武岩相接触，南部为煤系地层底部与煤系地层中下部相接触，该断层向南东延伸交于F3。F9（逆断层）：位于井田二采区中部，断层走向SN，倾向W，倾角5570，落差大于20m。经整理，在矿井建设巷道布置、主斜井以东C24煤层探巷掘进收集地质资料，现在井田范围内共揭露中小型断层14条。详见表121，烂泥田煤矿断层特征表。 烂泥田煤矿断层特征表序号构造编号性质揭露工程名称倾向（）倾角（）落差（m）控制程度1F1正断层主斜井10053大于5.01个点2F2正断层主斜井100611个点3F3正断层主斜井115681个点4F4正断层主斜井90693.01个点5F5正断层主斜井140253.501个点6F6正断层C24煤层探巷25078大于7.02个点7F7正断层C24煤层探巷130601.502.01个点8F8逆断层C24煤层探巷320401.502.02个点9F9逆断层C24煤层探巷2705570大于203个点10F10正断层C24煤层探巷1604045大于5.02个点11F11正断层C24煤层探巷305703.02个点12小向斜C24煤层探巷100延伸752个点13F12正断层C24煤层探巷250855.08.01个点14F13正断层运输大巷257708050602个点4、矿井通风采用中央并列抽出式通风方式，矿井供风量2220m3/min。5、矿井的瓦斯情况矿井为生产矿井，根据黔能源煤炭【2012】392号文批复烂泥田煤矿瓦斯绝对涌出量为29.04m3/min，二氧化碳绝对涌出量为8.88m3/min，为突出矿井。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育实验室贵州省烂泥田煤矿C24煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，在开采标高+1930米以上的C24煤层有突出危险性。第二章 矿井防突现状及存在的主要问题 一、目前我矿已实现抽采达标1、建立专门的瓦斯抽采队伍，负责打钻、管路安装等工程的施工和瓦斯参数测定等。抽采瓦斯队伍由通防科统一管理，对抽采人员每周进行一次业务技术培训。2、根据我矿的实际情况，委托盘江煤电集团煤矿设计研究院编制瓦斯抽放系统方案设计。实行高、低负压双系统、双管路进行瓦斯抽放，安设高、低负压二趟PVC管抽管路，高负压主管D216mm，支管D160mm；低负压主管D320mm，支管D216mm。高负压系统用于本煤层预抽和解突，低负压系统用于采空区留管抽放，本设计选用二台2BEA-303型水环式真空泵为高负压泵，二台2BE1-253为低负压泵。瓦斯抽放泵保持正常使用。3、坚持“先抽后采，不抽不采”的原则，将瓦斯抽采计划纳入矿年度生产计划，实现统一下达，统一管理，统一考核。掘进工作面采用先抽后掘、边抽边掘技术。4、对有突出危险掘进工作面和瓦斯绝对涌出量大于3立方米/分钟，炮后瓦斯经常超限，有瓦斯异常涌出现象，或预测突出指标超限的掘进工作面，以及石门揭穿突出煤层工作面，实施巷帮钻场深孔连续抽采措施，并确保掘进迎头钻孔每平方米不得少于2个。采煤工作面采用综合抽采技术，凡瓦斯绝对涌出量大于5立方米/分钟，或者用通风方法解决瓦斯问题不合理的采煤工作面，必须采用以高抽巷或顶板走向钻孔为主，以穿层和顺层孔，上隅角采空区抽采等综合治理瓦斯措施。二、存在的主要问题烂泥田煤矿原地质报告在煤层瓦斯基本参数方面（煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量、衰减系数等）未开展必要的技术数据采集，今后要积极开展这方面的工作，为瓦斯治理积累的科学依据。第三章 矿井采掘部署优化1、煤层开采顺序及保护层位置选择本矿可采煤层4层，矿区主要可采煤层为C17、C20、C24上、C24下四层煤。上部原小煤窑开采严重，C17煤层瓦斯含量较低，因此选择C17作为保护层开采。开采顺序为从上而下。2、采煤方法及掘进工艺岩巷掘进工作面配备YZ27型风钻，煤巷掘进工作面备GMZ-1.2型煤电钻和EZ2-2.0型岩石电钻打眼，并设置MYZ-750型探水钻、KDF5.6/2*30型对旋式局部通风机（风量范围3.1m3/s5.5m3/s）。二采区C17煤层12271采面已回采结束，2014年计划回采C20煤层12201采面，煤层倾角30，煤层厚2.1m，采用走向长壁采煤方法，爆破落煤回采工艺，工作面斜长97m。根据本矿矿区范围、公路位置、煤层露头及赋存情况，为提高煤炭资源的回收率，采工作面采用走向长壁布置。采煤工作面的回采工艺及装备工作面采用DZ22-30/100型外注式单体液压进行支护，工作阻力为300KN/根，支撑高度为14402240mm，初撑力118157KN；选用HDJA1000型金属铰接顶梁，“三、四”排控顶，柱距0.8m，排距1.0m，最大控顶距为2.2m，最小控顶距为1.4m，全部垮落法管理顶板。第四章 开采煤与瓦斯突出煤层的防突措施一、突出危险预测1、在推出煤层中有下列之一者，应视为突出危险工作面：（1）在推出煤层的构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等；（2）煤层赋存条件急剧变化的区域；（3）开采应力迭加的区域；（4）在工作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；二、石门揭穿工作面突出危险性预测：（）钻屑量采用重量法：每钻钻孔，手接全部钻屑，用弹簧秤称重。（）钻屑解吸指标的测定方法：1）钻屑解吸指标h2测定：打钻时在预定的未知取出钻屑，用孔径1和3mm筛子钻屑，将筛分好的13mm粒度的试样装入MD2型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻度线水平（10g左右），自钻孔大至该样段起径3min后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气隔离，在2min时记录解吸仪的读数，该值即为h2，单位为pa。2）钻屑解吸指标K1的测定：使用WTC型突出预测仪，每钻进2m，取一次钻屑作特征测定，取样时，把秒表、筛子准备好（1mm的筛子在下，3mm的筛子在上），钻孔钻到预定深度时，用组合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少于100g时，停止取样，并继续进行筛分，最后把已筛分好13mm的煤样装入到WTC仪器的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。当秒表走到t0（12min）时，启动仪器采样键进行测定，经5min后当仪器显示t0时，用键盘输入t0，按监控键，仪器显示L0,输入L0,按监控键，仪器进行计算并显示fi，此值即为K1值。3）钻屑解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定，如无实测数据时，可按表4-11所列的指标临界值预测突出危险性。钻屑指标法预测石门工作面突出危险性的临界值表 钻屑解吸指标突出临界值 h2（pa） K1(m1/gmin) 干煤 200 0.5 湿煤 160 0.4 选用表中的任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该石门工作面预测为突出工作面；反之为无突出危险工作面。三、煤巷掘进工作面突出危险性预测1）在煤巷掘进工作面打3个直径为42m、孔深810m的钻孔，钻孔不知在软分层中，一个钻孔位于想到工作面的中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终点孔点位于想到轮廊线外24m处。如图4-1-1所示。2）钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑Smax和钻屑解吸指标h2或K1预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，应根据实测数据确定，如无实测数据时，可按表4-4-2所列的指标临界值预测突出危险性。用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值h2最大钻屑量Smax K1 危险性paKg/mL/mM1/g.min 20065.40.5突出危险工作面20065.40.5无突出危险工作面实测的任一指Smax值、K1或h2值等于或大于临界值时，该工作面为突出危险工作面。 3）采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。 四、采煤工作面突出危险性预测采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出预测方法，沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔，孔深根据工作面的条件选定，但不得小于3.5m。预测方法同上采用钻屑指标法进行预测，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。第五章 防治突出的措施（一）区域性防治突出措施对于有突出危险煤层，应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施。1、开采解放层（1）在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施。开采保护层后，在被保护层中受到保护的区域可按无突出危险区进行采掘作业；在未受到保护的区域，必须采取综合防治突出措施。（2）开采保护层时采空区内不得留有煤（岩）柱；特殊情况需留煤（岩）柱时，必须将煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上，应标出煤（岩）柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作时，必须采取综合防治突出措施。（3）被保护范围的划定方法及有关参数，应根据对矿井实际考察的结果确定。正在开采的保护层采煤工作面，必须超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层之间法线距离的2倍，并不得小于30m。2、预抽煤层瓦斯开采近距离保护层时，必须采取措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层采掘工作面和误穿突出煤层。根据煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定，设计拟采取如下措施：被保护范围的划定方法及有关参数，应根据对矿井实际鉴定的结果确定；在保护层中布置工作面进行巷道掘进时，必须对被保护层瓦斯进行预抽，对预抽瓦斯防治突出效果进行检验，其有效性指标应根据矿井实测资料确定。同时通过打抽放钻孔，对被保护层与保护层的层间距进行监测，防止误穿突出煤层；正在开采的保护层采煤工作面，必须超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层之间法线距离的2倍，并不得小于30m；开采保护层时采空区内不得留有煤（岩）柱；特殊情况需留煤（岩）柱时，必须将煤（岩）柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上，应标出煤（岩）柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作时，必须采取综合防治突出措施。必须制定针对性的作业规程，加强通风和瓦斯监测工作，一旦发现瓦斯涌出异常，必须立即停止工作，切断电源并撤出人员，防止被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层工作面造成事故，查明原因并制定安全措施消除隐患后方可恢复作业。建井期间揭露各煤层后必须立即进行煤与瓦斯突出鉴定，根据鉴定结果制定有针对性的作业规程或安全技术措施，确保安全生产。采用预抽煤层瓦斯防治突出措施时，钻孔封堵必须严密。封孔方法、材料的选择应根据抽放方法及孔口所处煤（岩）层位、岩性、构造等因素综合确定：岩壁钻孔宜采用封孔器封孔，封孔器械应满足密闭性能好、操作便捷、封孔速度快的要求；煤壁钻孔宜采用充填材料进行压风封孔，封孔材料可选用膨胀水泥、聚氨酯等新材料，在钻孔处围岩条件较好的情况下，亦可选用水泥砂浆或其它封孔材料。封孔长度：孔口段围岩条件好、构造简单、孔口负压中等时，封孔长度可取8m；孔口段围岩裂隙较发育或孔口负压高时，封孔长度可取10m；在煤壁开孔的钻孔，封孔长度可取10m。钻孔封孔质量检查标准：预抽瓦斯钻孔抽放过程中孔口瓦斯浓度不应小于40%；邻近层瓦斯抽放钻孔抽放过程中孔口瓦斯浓度不应小于30%；当钻孔封孔质量达不到上述标准时，应加大封孔段长度。（二）局部防突措施一）石门揭煤防突措施1、石门揭穿突出煤层时防止煤与瓦斯突出的措施（1）探明石门和煤层巷道工作面与煤层的相对位置。（2）在揭煤地点测定煤层的瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性。（3）远距离或震动放炮揭开突出煤层。（4）在巷道与煤层连接处加强支护。2、在地质构造破坏带应尽量不布置石门，如果条件许可，石门应布置在被保护地区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯通。3、石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通位置5m以上，并保持正常供风。4、石门揭穿突出煤层，必须按下列要求编制设计，并报上级主管部门批准。（1）突出预测方法及预测钻孔位置，控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力。（2）建立安全可靠的独立通风系统，并加强控制通风风流和设施的措施。5、石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定：（1）石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位，测量煤层瓦斯压力或预测石门工作面的突出危险性。（2）在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）不小于0.5m的前探钻孔， 并详细记录岩芯资料。地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切地掌握煤层厚度，倾角的变化。地质构造或瓦斯情况等。（3）在石门工作面距煤层5m（垂距）之外，至少打2个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压钻孔应布置在比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两见煤点之间的间距不得小于5m。（4）为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超过前距不得小于2m。（5）当石门距突发煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距）。（6）采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距为2m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。6、石门防治突出措施可采用排放钻孔的措施，在实施防治突出措施时，必须进行实际考察，得出符合本矿井的有关参数。排放钻孔布置在石门周界处35m的煤层内，钻孔的 直径75100m，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。钻孔布置见图4-1-2.在排放钻孔控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。对于缓倾斜煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔长度不得小于15m，进入煤层掘进时，必须留有5m最小超前距离（掘进到煤层顶（底）板时不在此限）。下一次的排放钻孔参数（直径、间距、孔数）与第一相同。二）煤巷掘进工作面防止突出的措施采用超前钻孔作为防止突出的措施。在第一次执行防止突出的措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其他防治突出的措施，在工作面形成5m的执行措施的安全屏障后，方可进入正常突出措施施工，确保执行措施的安全。超前钻孔直径一般为75120mm,地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m，若超前钻孔直径超过120m是时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。钻孔尽量布置在煤层的软分层中、超前钻孔的控制范围应控制到巷道轮廊线外24m（包括巷道断面内煤层）。超前钻孔的孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定。煤层赋存状态变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。超前钻孔施工前应加强工作面支护、打好迎面支架，背好工作面。石门排放钻孔布置见下图4-1-2.超前钻孔有效半径测定方法，钻孔流量法：1）沿工作面软分层35个相互平行的测量钻孔，孔径42mm,孔长57m，间距0.30.5m；2）对各测量钻孔进行封孔，封孔时应保证测量室长度为1m；3）钻孔密封后，立即测量钻孔瓦斯涌出量，每隔210min测定1次，每一测量孔测定数不得少于5次；4）在距离最边缘测量孔孔中心0.5m处，打一个平行于测量孔的超前钻孔（直径是待考察超前钻孔有效排放半径的钻孔直径），在打超前钻孔过程中，记录钻孔长度，时间和各测量孔的瓦斯涌出量变化；5）超前钻孔打完后，每隔210m测定各测量孔中的瓦斯涌出量；6）打超前钻孔打完后测定2h;7）绘制出各测量孔的瓦斯涌出量的变化图；8）如果连续3次测定测量孔的瓦斯涌出量都比打前钻孔增大10%，即表明该测量孔处于超前钻孔有效排放半径之内。符合测量孔距排放钻孔的最远距离，即为超前钻孔的有效排放半径。三）采煤工作面防治突出措施有突出危险的采煤工作面可采用超前钻孔或松动爆破等防治突出措施。采煤工作面若采用松动爆破防治的措施，适用于煤质软硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔沿采煤工作面每隔23m打一个，孔深不小于3m，炮泥封孔长度不得小于1m。措施实施后，必须经措施效果检验有效后方可进行采煤。采用松动爆破防治突出措施的超前距不得小于2m。第六章 防治突出措施的效果检验1、石门揭煤工作面防治突出措施的效果检验石门防治突出的措施执行后，采用钻屑指标方法检验措施效果。检验孔孔数为4个，其中石门中间1个，并位于此时孔之间，其它3个孔位位于石门上部和两侧，终孔位置位于措施控制范围的边缘线上。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。并填写防治突出措施的效果检验单报矿技术负责人审批。2、煤巷掘进工作面防治突出措施的效果检验煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，按钻屑指标法进行措施效果检验，检验孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间，如图4-1-3所示。如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采用防止突出的补充措施并经效果检验后，方可采取安全措施施工。并填写防止突出措施效果检验单报矿技术负责人审批。当检验孔深等于措施孔深（检验与措施孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深时）经检验措施有效后，必须留有5m的投影孔深的超前距。当检验孔深小于措施孔孔深，且而孔投影孔深的差值不小于3m时，经检验措施有效后，可采用2m的投影孔深超前距。掘进工作面措施效果检验孔布置图4-1-33、采煤工作面防治突出措施的效果检验采煤工作面采用松动爆破措施时，可采用钻屑指标法检验防治突出措施的效果检验孔应打在措施之间隔，检验结果的各项指标都在该煤矿层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。在措施效果无效区段，必须采取补充防治突出的措施，经检验措施有效后，方可采取安全措施施工，并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，应并留有不小于2m的超前距。第七章 安全防护措施 井巷揭穿突出煤层或在推出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。采用远距离放炮、避难所、压风自救系统和隔离式压缩氧自救器。1、采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向之外或避难所内，放炮地点距工作面的距离根据实际情况由县煤炭局总工程师确定，放炮员操纵放炮的地点，应配合压风自救系统或自救器。对于本矿在建井初期进行区段运输石门、回风石门以及在煤层中掘进放炮时，井下所有人员都撤到井口以外的地面安全地点后再放炮。2、远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，挂警示牌防治人员进入回风系统中，放炮30min后，方可进入伽马。3、井下设置避难所的要求：1）避难所设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点，避难所的数量及其距采掘工作面的距离应根据具体条件由矿技术负责人确定；2）避难所必须设置向外开的隔离门，室内净高不得低于2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于0.5m。避难所内支护采用砌碹支护并保持良好，设有与矿井地室的直通电话；3）避难所内根据避难最多人数配备足够数量的自救器。1）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；2）压风自救系统应设在距采掘工作面2540m的巷道中，应每隔50m设置一组压风自救系统；3）每组压风自救系统一般可供5-8人用，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min.5、在矿井建设初期，为防掘进工作面在不放炮时发生突出事故，在工作面后方50m以内设置避难所，避难所内设置压风自救器系统，压风自救器和压缩氧自救器按最多井下工作人员数确定配置。压风系统随时保证供风。6、在有突出的危险采区和工作面，电气设备必须有专人负责检查、维护，并应每旬检查一次防暴功能，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。7、突出的煤及时清理，对突出的孔洞应充填或支护，若发生大型突出不要放出空洞的松散煤体，以免造成空洞垮塌或引起再次突出，及时砌碹或注浆封闭空洞以免引起煤的自燃。8、本矿的运输顺槽绕道、回风顺槽绕道等岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时，必须有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其他异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。9、煤巷、半煤岩巷及有瓦斯涌出岩巷的掘进通风方式都必须采用压人式。局部通风机采用专用变压器、专用电缆、专用开关，实现风电、瓦斯电闭锁，保证局部通风机可造运转。安装、使用局部通风机和风筒必须严格执行煤矿安全规程有关规定。10、必须设置防突风门并符合下列要求：必须设在掘进工作面的进风侧，以控制突出的时间的瓦斯能沿回风道流入回风系统；防突风门必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛可用戌或混泥土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m，墙垛可用厚度不得小于0.8m，门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100min，风门厚度不得小于500mm。两道风门之间的距离不得小于4m；放炮时风门必须关闭，对通过墙垛的风筒，必须设有隔断装置。放炮后，矿山救护队和有关人员进入检查时，必须把风门打开顶牢；正向风门迎风流开启；风门要求设置两组以上；风门等通风构筑物的设置应坚固稳定，并加强通风管理，及时进行检查和维修。需要调节风量的绞车房回风道安设了调节风门，其技术要求与风门相同；防突风门距离工作面的距离和防突风门的组数，必须在作业规程中确定。11、煤与瓦斯突出预测机防突措施效果检验仪器等器材：序号 设备名称数量1瓦斯放散初速度指标P测定仪1台2真空泵1台3甲烷瓶（CH4浓度大于95%）3个4分样筛（孔径0.2mm、0.25mm、0.5mm、1mm、3mm、20mm、30mm）各25天平（最大称重250g，感量0.5g）1台6天平（最大称重1000，感量0.5g）1台7小锤4个8漏斗4个9煤样瓶8个10捣碎筒2个11计量筒2个12湿式气体流量计4台13秒表2块14ATY突出预测仪（测定钻屑解析指标K1）1台15MD-2型解吸仪1台16瓦斯压力表（0-Mpa、O-1Mpa）各4块17紫筒管（管径68mm）40米18钻机1台12、矿井必须建立健全防突机构，配备专职防突队，严格执行“四位一体”的措施。矿井防突机构在矿总工程师的直接领导下，成立防突队，由一名队长和9名防突队组成，按照相关规定。必须编制防治突出措施计划，采取突出危险性预测、定和本设计配备防突设备和仪器、仪表。必须编制防治突出突出措施计划、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施。13、石门揭煤严格按照防治煤与瓦斯突出规定的要求进行。14、专用回风巷的设置：该按突出设计，根据煤矿安全规程规定，必须设置忖用回风巷，矿井采掘比为：1：2，即一采二掘，专用回风巷必须满足以下要求：各采掘工作面必须单独供风，有独立的回风巷巷道，严禁使用共用回风巷；专用回风巷不得用于运料、安设电气防备；专用回风巷不得用于行人。15、矿井建设和生产过程中必须进一步测定煤层瓦斯有关参数，及时调整和完善治理瓦斯的措施。第八章 矿井瓦斯抽放根据国家安全生产监督管理局（国家煤矿安全监督局）发布的第五号令第十条，高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井应建立完善抽放系统。由于地质资料未提供各种瓦斯参数（如煤层的透气性能系数、煤层瓦斯压力、煤的孔隙率、瓦斯含量梯度，煤的瓦斯放散初速度等指标），因此，现阶段只能暂用估算法来进行矿井的瓦斯抽放设计，在今后生产过程中必须进行以上工作，确定各煤层参数，并进行瓦斯等级鉴定，分析瓦斯来源和涌出规律，测定矿井绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量，待以上参数确定后，在委托有相应资质的设计单位针对矿井的具体情况重新进行瓦斯抽放设计。一、矿井瓦斯抽放量（1）瓦斯涌出量烂泥田煤矿矿井瓦斯绝对涌出量为5.87m3/min，、矿井相对瓦斯涌出量为29.04 m3/t；（二）抽放瓦斯的必要性和可能性1、必要性根据2003年7月国家安全监督管理局（国家煤矿安全揭穿局）发布的第五号令：高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井应有瓦斯抽放措施，并装备安全监控系统。2、可能性衡量煤层可抽性的指标主要有三项：（1）煤层的透气性系数（）（2）钻孔瓦斯流量衰减系数（）（3）百米钻孔瓦斯极限抽放量（Qj）3、瓦斯抽放难易程度分类 煤层瓦斯抽放难易程度分类表 指标难易程度a（d-1）QJ（m3）（m2Mpa2d）易抽放0.0031440010可以抽放0.003-0.0514400-280010-0.1较难抽放0.0528000.1由于矿井在地勘阶段未做相应的工作（如煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度等指标），因此，在今后开采过程中必须进行这项工作，以确定煤层进行预抽的可能性。4、抽放瓦斯效果预计1）瓦斯抽放率根据AQ1018-2006标准，确定本矿钻孔瓦斯抽放率为30%。2）矿井瓦斯抽放量（瓦斯纯量）为0.329.04m3/min=8.71 m3/min。二、瓦斯抽放（一）矿井瓦斯来源分析1、矿井瓦斯来源构成矿井瓦斯来源分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。1）回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采煤层影响范围之内临近煤层瓦斯涌出，包括上临近层和下临近层，影响范围一般上临近层约80m，下临近层约60m。2）掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。3）采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。4）矿井瓦斯涌出量为全矿内部生产采区和以采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。2、采面瓦斯来源及涌出构成一采区主采煤层为：C17、C20、C24上、C24下，各煤层主要特征如下表可采煤层特征煤层工业分析牌号水分Mad（%）灰分Aad（%）挥发分Vdaf（%）全硫St.d（%）发热量Qb.daf（MJ/kg）C31.2120.6217.351.5623.92QMC170.467.633.40.3231.59FMC200.478.03300.330.45FMC210.4915.7230.780.228.05FMC24上0.49.4831.340.7531.25FMC240.498.932.540.7731.77FM（二）瓦斯抽放方法1、抽放方法选择原则选择抽放瓦斯方法，主要根据矿井（或采区）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等综合考虑。故本设计采用开采层顺层钻孔预抽和采空区留管的抽放方法，同时为获得较好的抽放效果，本设计遵循“尽早投入抽放，预抽和先抽后采、先抽后掘互补”的原则。另外掘进工作面的瓦斯抽放，根据工作面瓦斯涌出量的大小采用随巷道掘进先抽后掘的方法。2、抽放方法及其它瓦斯的防治措施1）抽放目前该矿尚无煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰落系数等实测资料。参考水城矿区的一般经验，矿井设置高、低负压双系统进行瓦斯抽放，高负压系统用于本煤层预抽和解突，低负压系统用于采空区卸压抽放，实践证明是完全可行的。a、先抽后采（本煤层高负压预抽）由运输巷向煤层打钻，随着回采面的推进，可起到预抽及采动卸压抽的作用。预抽开采煤层瓦斯，并通过抽放瓦斯管路将抽出的瓦斯排放到瓦斯抽放站。b、采空区瓦斯抽放（低负压抽放）对于采空区瓦斯涌出量较大的工作面，可以采取采空区埋（留）管抽放的方式。即预先将抽放管路安装好，在采面推进过后，埋入采空区的管路实施抽放，使上隅角瓦斯流向发生改变。在高瓦斯矿井采煤时，尤其是在煤层群的开采条件下，临近层、未采煤层、围岩、煤柱和工作面的丢煤都会向采空区涌出瓦斯。采空区瓦斯不仅在开采过程中向工作面涌出，而且在工作面采完密闭后也仍有瓦斯涌出。与本煤层预抽瓦斯相比，采空区抽放量较大，但瓦斯抽放浓度相对较低，其瓦斯抽放量的大小取决于采空区瓦斯涌出量的大小和煤层自然发火倾向性的煤层时，在采空区瓦斯抽放的过程中，应经常检测c0和温度等参数，当发现有自然发火征兆时，应采取控制抽放或暂停抽放的措施。低负压抽放钻场、钻孔及抽放管路布置见下图：C、掘进巷道先抽后掘在煤巷掘进工作面后5m处的巷道施工一个钻场。钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求、选用钻机的外形尺寸及钻杆长度而定。根据矿井的具体情况，每组钻场在煤巷两侧相交错布置，其规格为：长高4m掘进巷道高度2m，采用梯工钢金属支护。相邻两组钻场之间的间距为30m，抽放钻孔长40m，先抽放后掘进30m，再布置钻场、钻孔，进入下循环。钻孔深度：1#50m、2#60m、3#50m、4#40m、5#35m。烂泥田煤矿先抽后掘抽放钻场、钻孔及抽放管路布置见下图：2）其它瓦斯防治措施本设计除建立完善的通风系统和可靠的瓦斯抽放系统外，还可考虑采取如下措施综合防治瓦斯：（1）建立先进的安全生产监控系统，对矿井瓦斯、风速等进行连续自动监测，及时、准确地掌握和了解井下通风、瓦斯等情况。（2）配备个体巡回检测设备等安全仪表，通过巡回检测，随时了解井下瓦斯隐患情况，防患于然。（3）在生产过程中，严格执行煤矿安全规程中的有关规定，加强通风瓦斯检查、管理工作。并加强矿井瓦斯地质等基础工作，为矿井通风瓦斯科学管理提供可靠的依据。3、抽放巷道的选择本矿在工作面运输巷设置瓦斯抽放钻场，要求瓦斯抽放率大于30%；4、钻场布置、钻场参数确定钻场设在运输巷，沿煤层打钻孔。钻孔参数有：（1）钻孔直径：设计考虑60110mm；（2）钻孔长度：尽可能长，一般沿层钻孔工作面长度的70 （3）钻孔间距：1020m；（4）孔口负压：6700101505pa；（5）封孔：可用膨胀水泥，封深5-8m。5、封孔方法、材料及封孔长度封孔方法、材料的选择应根据抽放方法及孔口所处煤（岩）层位、岩“A-、构造等因素综合确定：岩壁钻孔易采用封孔器封孔，封孔器械应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快的要求；煤壁钻孔易采用充填材料进行压风封孔，封孔材料可选用膨胀水泥、聚氨酯等新材料，在钻孔所处围岩条件较好的情况下，亦可选用水泥砂浆或其他封孔材料。封孔长度：孔口段围岩条件好、构造简单、孔1：3负压中等时，封孔长度可取8m；孔口段围岩裂隙较发育或孔口负压高时，封孔长度可取10m；在煤壁开孔的钻孔，封孔长度可取10m。钻孔封孔质量检查标准（AQ标准）：预抽瓦斯钻孔抽放过程中孔口瓦斯浓度不应小于 40%；临近层瓦斯抽放钻孔抽放过程中孔口口瓦斯浓度不应小于30%；当钻孔封孔质量达不到上述标准时，应加大封孔段长度。6、设备选择及主要检测仪表选用国产ZDY750/A防爆型钻机，其钻进深度可达100m，开孔直径95mm，终孔直径不小于65mm，电机功率11KW。（三）抽放管路系统及抽放设备选型1、矿井瓦斯抽放方式在3148回风巷中设置低负压抽放管道；在3148运输巷中设置高负压抽放管道，将3148运输巷钻孔内抽出的瓦斯由瓦斯管路经3148运输巷、回风斜井，最后到瓦斯抽放站排放，不考虑瓦斯利用。在瓦斯抽放泵输入管路中安设温度传感器、瓦斯流量传感器、管道压差传感器、高瓦斯浓度传感器。当输入管路中的瓦斯浓度低于25%时应发出声、光报警信号。2、抽放管路管径、材质、规格抽放管路管径按下列计算：d=0.1457式中：d-瓦斯管内径（m） Q-瓦斯管流量（m3/min） v-瓦斯管内流速（m/s）,一般去5-15m/s根据AQ1026-2006标准进行的预测，矿井、采煤工作面、掘进工作面绝对瓦斯涌出量分别为7.91、5.3、1.12m3/min,按30%的抽放率、25%的抽放浓度计算，抽放主管、支管管径计算如下：（1）抽放主管管径D=0.1457=0.16m故选择抽放主管内径为200mm的无缝钢管。（2）采煤工作面抽放支管管径d=0.1457=0.13m故采煤工作面选择抽放支管内径为150mm的无缝钢管。（3）掘进工作面抽放直挂管径D=0.1457=0.06m故掘进工作面选择抽放支管内径为100mm的无缝钢管。3、瓦斯管的连接方式用弹簧软管将钻孔瓦斯抽放管与钻场汇流相连，汇流管与钻场瓦斯管连接后于巷道中的瓦斯抽放连接。瓦斯抽放主管道均采用法兰盘螺栓坚固连接，中间夹橡胶密封圈，为安装方便，抽放管路拐弯处也可采用弹簧软管代替铁管。（四）抽放管路阻力计算根据h2=9.8LQ2/K0d5得出摩擦阻力，再根据公式h2=1/2spv2求出局部阻力，从而得出总阻力式中：h1管路的摩擦阻力，PaL-管路长度，m混合瓦斯对空气的相对密度，Q管路的混合瓦斯流量，m3/hK0系数，根据管径选择为0.71d瓦斯管内径，cm式中混合瓦斯对空气的相对密度按下式计算=p1n1+p2n2/p2P1瓦斯密度，去0.715Kg/m3n1混合瓦斯中位数浓度；p2空气密度，去1.293Kg/m3n2混合瓦斯中空气浓度根