鹤壁九矿34采区区域防突项目设计方案.doc

鹤壁九矿34采区区域防突项目设计方案1.矿井概况1.1矿井位置 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1.8km，倾斜长平均5.5km，面积10km2，矿井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45km，西依太行山，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，6.4公里长的铁路专用线，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1-1)。图1-1 鹤壁九矿交通路线图1.2 井田构造 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F153断层切割成南北两个井田。北部 “豆马庄一号及二号井田区”，被F155、F153两条断层所切割抬起，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NE1030，倾角1030，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NE向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NE向；小型断层107条，断层走向多为NE方向，落差0.212m，一般在1m左右，其中落差大于2m的18条，0.52m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NNE向，5条为NW向，落差3400m不等(图1-2)。图1-2 九矿井田构造纲要示意图1.3 煤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3.219.72m，平均7.19m，倾角2025，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13.4315.01%。煤层直接顶板砂质泥岩，平均5.27m；老顶为中粒砂岩，平均厚5.05m；煤层直接底为砂质泥岩或炭质泥岩，平均厚7.00m；老底为灰色中粒砂岩，平均厚10.70m。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1.33-1.49t/m3，平均1.40 t/m3。以亮煤和镜煤为主，次为暗煤，属光亮或半亮型。灰分10.2818.58%，平均14.03%；水分0.571.46%，平均1.00%，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。1.4 开拓方式 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-250水平，三水平即-420水平。在扩大区浅部北翼984-42和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：x3988680，y38513120，z+188m，井筒落底-420m。落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-420m水平轨道运输大巷，平行布置胶带运输大巷和回风大巷。在-250m水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F1断层做轨道运输、皮带运输和回风暗斜井，暗斜井至-560m水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-420m水平，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8m2，新风井即回风井直径3.5m，断面9.6m2，水平大巷均布置在煤层底板岩层中。1.5 采区概况 1.5.1 采区位置 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F1断层保护煤柱，西部为二水平五采区，北部为九矿-420回风暗斜井保护煤柱。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，煤层底板标高为-420-480m，该工作面煤层距地面垂深为607705m，第三、第四系冲积层厚度一般在82156m之间，该采区回采后塌陷区对地面建筑有一定影响。 1.5.2 采区巷道布置 -420m水平和-560m水平均设有三条大巷，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。 1.5.3 煤层顶底板 本采区煤层直接顶板为深灰色砂岩泥岩，厚度约8.61m，含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1.46m，以石英为主，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8.16m，上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11.93m，含石英、长石。暗黑色矿物和黑色泥岩包裹体，钙质胶结，间夹0.1m菱铁质泥岩。 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II类。 1.5.4 水文地质 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59.4m3/h和118.8m3/h。1.6 矿井通风 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AGF606-2.2-1.3-2轴流式扇风机，配套电机800KW，风叶角度-7.5，一台运转，一台备用。矿井总进风量 6661 m3/min，总回风量6745m3/min，矿井负压2950Pa，等积孔2.4m2。 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/min，总回风量11000m3/min，矿井负压2000Pa左右。 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。42 河南理工大学本科毕业设计 煤与瓦斯突出危险性预测 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况 河南理工大学本科毕业设计 瓦斯地质情况2.瓦斯地质情况2.1 煤层瓦斯含量 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/t.r。瓦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。 2.1.1 煤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42mm、孔深1012m的钻孔，当钻孔钻至10m后开始取样，并记录采样开始时间t1；或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t2，用FHJ-2型瓦斯解吸速度测定仪(图2-1)测定不同时间t下的煤样累计瓦斯解吸总量V0i，瓦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。 1水箱 2量管 3螺旋夹 4吸气球 5温度计 6弹簧夹 7胶管 816号胸骨穿刺针头排气 9密封罐 图2-1 瓦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Voi: 公式（2-1）式中： Voi-换算成标准状态下的解吸瓦斯体积，ml； Vi-同时间解吸瓦斯测定值，ml； P0-大气压力，Pa； hw-量管内水柱高度，mm； Ps-hw下饱和水蒸汽压力，Pa； tw-量管内水温，； 设煤样解吸测定前的暴露时间为t0(t0=t2-t1)，不同时间t下测得的Voi值所对应的煤样实际解吸时间为t0+t；将全部测点绘在坐标纸上，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2-2所示。 图2-2 瓦斯损失量计算图 (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： 公式（2-2） 式中：V0换算成标准状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量，ml； V1换算成标准状态下的煤样取样过程损失瓦斯量，ml； V2换算成标准状态下的煤样残存瓦斯量，ml； G0煤样重量，g.r； X 煤样瓦斯含量，ml/g.r。 2.1.2 煤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2-1所示。表2-1煤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/g.r）二1位于25071工作面中切割南150米处57385.3518.24位于25071工作面中切割北110米57590.7116.28位于34011工作面中切割北180米58189.8715.58位于-420轨道运输大巷2#钻场61093.5210.21123456 1-压力表 2-木楔 3-测压管 4-钻 孔 5-阀门 6-注浆泵 图2-3 注浆式封孔示意图图2-4 注浆式封孔示意图2.2 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。 2.2.1 煤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2-3所示。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。 2.2.2 测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-420轨道运输大巷2#和4#钻场以及-420胶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。在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2-2 二1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)(MPa)二1-420轨道运输大巷2#A孔1330379126100.64采用-420轨道运输大巷2#B孔4730399126100.58-420轨道运输大巷4#A孔133042.211.2126150.64-420轨道运输大巷4#B孔473039.211.2136150.78采用-420胶带上山拐角A孔6740387.5125300.24不合格-420胶带上山拐角B孔1104042.48.6125300.18不合格 实测钻孔瓦斯压力恢复曲线如图2-4。2#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2-4 4#B孔瓦斯压力恢复曲线2.3 二1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CH4带内。 (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2-5所示。 图2-5 煤层埋深、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0.7835、0.7457，相关性比较明显，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 = 0.0101H + 3.793底板标高与瓦斯含量关系： W =- 0.0102H + 5.9161式中： W煤层瓦斯含量，m3/t.r； 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(PM)增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2-6。图2-6 延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F7断层附近瓦斯含量明显增大。(如1503钻孔煤层埋藏深度为752.15m，其瓦斯含量为27.21m3/t，明显高于同深度1103钻孔(21.61m3/t)，984-17钻孔埋深578.89m，瓦斯含量为19.79m3/t，而984-27孔埋深为600.02m，含量(8.57m3/t)却远小于984-17孔。)另外九矿延伸区多发育NW向断层，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696.07m，瓦斯含量仅为8.83m3/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1.15m，埋藏深度为697.56m，瓦斯含量仅为8.41m3/t；1102孔二层夹矸厚0.2m，埋藏深度729.10m，瓦斯含量为16.85m3/t；0901孔含二层夹矸，厚0.19m，埋藏深度799.58m，含量为19.85m3/t；均低于同深度其它钻孔瓦斯含量值)(图2-7、图2-8)。图2-7 九矿延伸区夹矸分布图图2-8 局部钻孔含量异常变化曲线2.4瓦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-420大巷附近。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CBF360-2BV3型抽放泵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10.8m3/min、负压28.7kPa。-420瓦斯泵房安装4台2BEC42型瓦斯泵。带抽3102埋管和3102高位裂隙抽放系统，抽放瓦斯排入-420回风上山。埋管抽放系统：瓦斯浓度1.3%、纯量0.72m3/min、负压37 kPa；裂隙抽放系统：瓦斯浓度10%、纯量6.1m3/min、负压35.7 k Pa。2011年新建地面瓦斯抽放系统，2013年新建-530井下移动抽放系统。河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计方案3.区域综合防突设计方案 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。3.1 二1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。 3.1.1 区域预测方法 综合指标法包括D、K两个预测指标，表3-1为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=（0.0075H/f-3）(P-0.74) 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，MPa；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3-1 综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0.252015 3.1.2 预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100mm煤两块，重量约1.52.0kg，用塑料袋密封,作好标记待送实验室。 将井下煤样用手工破碎成2030mm粒度的煤样，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2.4kg的重锤提高到600mm高度并使之自由落体，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0.5mm以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（3-1） 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，mm。 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。 (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0.20.5mm的煤样，每一个煤样取2个试样，每个试样重3.5g。 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1.5h。 脱气1.5h后关闭真空泵，将甲烷瓶与试样瓶连接，充气(充气压力0.1MPa)使煤样吸附瓦斯1.5h。 关闭试样瓶和甲烷瓶阀门，使试样瓶和甲烷瓶隔离。 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(mm),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(mm)。 瓦斯放散初速度P=P2-P1，同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3-2。表3-2 煤层瓦斯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 二125071下顺槽中切割以南150m 573 0.31 1125071下顺距中切割170m 581 0.2 1525071切眼新掘位置距上顺槽45m 562 0.42 122504下顺槽距工作面20m 599 0.43 1434011工作面 573 0.19 152504上顺槽，距工作面20m 561 0.15 1425012下顺，距工作面250m 5030.35 1325012工作面，距上顺10m 4790.43 11420水平南大巷2#钻场A孔 6100.57 9 (3)瓦斯压力 利用2.1.2瓦斯压力测定的方法及所测定的结果(如下表3-3)。表3-3 二1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 Pa)二1-420轨道运输大巷2#A孔1330379126100.64采用-420轨道运输大巷2#B孔4730399126100.58-420轨道运输大巷4#A孔133042.211.2126150.64-420轨道运输大巷4#B孔473039.211.2136150.78采用-420胶带上山拐角A孔6740387.5125300.24不合格-420胶带上山拐角B孔1104042.48.6125300.18不合格 3.1.3 区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3-2中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。 (4)瓦斯放散初速度取表3-2中对应煤层瓦斯放散初速度实测最大值。3.2 二1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D0.25、K15，预测为突出危险区； (2)当D0.25、K15，预测为突出威胁区； (3)当D0.25、K15，预测为无突出危险区； (4)当 P0.74MPa，预测为无突出危险区。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0.210.24，达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P值为13.518，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1.12MPa，大于防治煤与瓦斯突出规定突出危险性临界值0.74MPa。 (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-400-420m)瓦斯含量为7.4513.58m3/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。河南理工大学本科毕业设计 区域综合防突设计 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，-470m底板等高线以浅为无突出危险区，-470m以深为突出危险区。并进一步结合前面3.1.4 一小节中对二1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)-420水平以上已无大块储量可采，剩余25煤柱I2网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。 (3)-470m标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。3.3区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-470m以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。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。 3.3.1 石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3-1)。图3-1 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 (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75120mm。石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。 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35m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3-2)。 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0.51.0m范围内布置骨架孔。骨架钻孔应穿过煤层并进入煤层顶(底)板至少0.5m，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15m。钻孔间距一般不大于0.3m，对于松软煤层要架两排金属骨架，钻孔间距应小于0.2m。骨架材料可选用8kg/m的钢轨、型钢或直径不小于50mm钢管，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3-3)。揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。图3-2 水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；92寸胶管；10阀门；11压力表；12供水管；13射流管；14排煤管；15煤壁图3-3 石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0.5m以上，一般钻孔间距不大于0.5m，钻孔位于巷道轮廓线外0.52.0m的范围内，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。 3.3.2 采区区域防突措施 (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3-4)。图3-4 顺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3-5)。图3-5 34011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0.5米，水平面上呈1520，两组钻孔在空间形成立体交叉，上排、下排钻孔终孔位置分别控制在距煤层顶、底板2m左右(见图3-6)。 图3-6 顺层平行交叉钻孔布置示意图 (2)采煤工作面防突措施 采煤工作面也可采用超前排放钻孔和预抽瓦斯作为工作面防突措施。要求：钻孔直径一般为75120mm，钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数；超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放或抽放半径确定（见图3-7）。图3-7 采煤工作面防突措施钻孔布置示意图 (3)掘进工作面防突措施有突出危险的煤巷掘进工作面应当优先选用超前钻孔(包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔)防突措施。煤巷掘进工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求： 巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：近水平、缓倾斜煤层5m，倾斜、急倾斜煤层上帮7m、下帮3m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m； 钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效抽放或排放半径确定； 钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施； 煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数； 钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。煤巷掘进工作面超前钻孔布置见图3-8。图3-8 煤巷掘进工作面超前钻孔布置示意图 3.3.3 保证区域防突措施的井巷工程为防止出现采掘接替脱节，本防突设计制定了防突工程的计划和实施，将防突工程与矿井采掘部署、巷道扩修、地区接替等统筹安排，确保在突出煤层采掘前实施区域防突措施。鹤壁九矿2011-2013年矿井钻孔工程量如(3-4)表所示。 表3-4 鹤壁九矿2011-2013年矿井钻孔工程量表类别钻孔施工地点巷道长度（m）钻场/孔间距（m）钻孔数量（个）平均孔深（m）工程量（万m）合计2011年2012年2013年总工程/54.61917.35419.0418.225穿层钻孔31011底板抽放巷6520963533604101底板抽放巷9802015684039680230403401底板抽放巷5702089640358403403底板抽放巷2802044830161303103底板抽放巷101020150438.125605120060804105底板抽放巷73520115240460804103底板抽放巷980201568352352031360合计/814409776099650本煤层钻孔3100外切割1522766549403100上顺槽603230160195603100下顺槽5602300802000040003100切眼15227580600031041上顺槽320216060960031041下顺槽80024008027200480031041切眼12026080480034011下顺槽180218070126004100上顺槽6002490702660081404100下顺槽570257070399004100切割1521.92796047404105上顺槽5702.545670319004105下顺槽4102.532870229603401下顺槽7202.52807019600合计/9210092640826003.4区域措施效果检验对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，可以按照如下指标进行评判：可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；也可以采用钻屑瓦斯解吸指标对