采区防突设计说明书

河南煤业化工集团鹤煤公司第六煤矿209采区防突设计说明书鹤煤公司六矿二九年九月河南煤业化工集团鹤煤公司第六煤矿209采区防突设计说明书编制牛现伟审核总工程师鹤煤公司六矿二九年九月目录前言1第一章地质概况5第一节地质构造5第二节煤层情况6第三节瓦斯地质7第四节矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题8第二章采区巷道布置及开采顺序10第一节生产能力、服务年限及开采顺序10第二节采区巷道布置及采煤方法11第三节采区供电及通讯12第三章采区通风17第一节概况17第四章防突设计22第一节区域综合防突措施22第二节局部综合防突措施30第五章矿井安全监测监控48第一节概述48第二节监测地点的确定48第三节井下各类传感器装备量49第六章突出事故处理预案51第一节突出特点51第二节突出事故处理预案52第三节矿井救护55前言六矿井位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。地理位置为东径11410371141328，北纬355249355823。煤矿东距京广铁路17KM，北距安阳李珍铁路20KM，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通，交通便利。六矿1964年投产，设计生产能力为75万T/A，经改扩建后，生产能力提高到120万T/A，目前生产水平为二水平，核定生产能力130万T/A。依据煤矿安全规程第一百七十九条及防治煤与瓦斯突出规定第十四条之规定，对我矿209采区编制防突专项设计。一、设计依据1、六矿209采区地质说明书；2、六矿209采区设计；3、六矿209采区机电、通风等相关资料。4、2009年8月1日实施的防治煤与瓦斯突出规定。二、设计的指导思想认真贯彻执行防治煤与瓦斯突出规定要求，防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则，做到突出矿井采掘工作“不掘突出头，不采突出面”。区域综合防突措施包括1、区域突出危险性预测；2、区域防突措施；3、区域措施效果检验；4、区域验证。局部综合防突措施包括1、工作面突出危险性预测；2、工作面防突措施；3、工作面措施效果检验；4、安全防护措施。我矿209采区执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下坚持“安全第一，预防为主”的方针，结合本矿井的地质特点及设计情况，全面分析矿井建设与生产的安全技术条件，合理确定本矿井的安全技术装备标准，提出切实可行的安全生产技术措施和安全设施。真正做到为今后的安全施工和生产创造良好的条件，为职工的生命安区域措施效果检验每掘10到50M进行区域验证工作面预测工作面措施效果检验执行安全防护措施后采掘作业工作面防突措施执行安全防护措施后采掘作业区域防突措施全及矿井的生产管理提供可靠的安全保障。三、编制内容依据的法律、条例、规程、规范1、中华人民共和国煤炭法2、中华人民共和国矿山安全法3、煤矿安全监察条例4、煤矿安全规程5、煤炭工业设计规范6、矿井通风安全监测装置使用管理规定7、防治煤与瓦斯突出规定四、设计的主要特点及安全评价1、1、本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，矿井设计有地面永久瓦斯抽放系统和井下移动抽放系统，实现瓦斯分源抽放和稳定抽放，从而减小煤层瓦斯含量，减小煤与瓦斯突出强度，进而消除突出的危险。2、2、本设计依据新防治煤与瓦斯突出规定，防治煤与瓦斯突出执行区域综合防突措施先行，局部综合防突措施补充的原则，坚持做到不掘突出头、不采突出面。3、3、矿井建有监测监控系统，井下各工作地点配置了相关的安全仪器，能够对各作业地点进行监测、监控。4、4、井下电气设备选型，严格按照煤矿安全规程，采用矿用防爆型电气设备，并配备有专用通讯设备。5、5、制定了防治煤与瓦斯突出事故预案，从而可以减少人员伤亡和财产损失。根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，该设计对危害六矿煤与瓦斯突出的各种因素进行了详细地分析研究，提出了相应的安全防治技术措施。贯彻以“预防为主，防治结合”的安全方针，矿井在施工和生产时要严格按煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定执行，加强安全生产管理，充分利用、掌握好各种设备、仪器，在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。第一章地质概况第一节地质构造一、位置根据矿井改扩建初步设计中开拓方式的采区划分，209采区属于二水平南翼采区，原名为南五采区，为规范采区编号，改为209采区。采区位于红旗桥保安煤柱边界以南。采区范围1、地面汤鹤公路以南100M，工业广场东南500M。2、井下位置及采区边界划分采区北部是红旗桥保安煤柱边界，上部为二水平01采区，南部为原南六采区，深部以450煤层等高线为界。3、采区走向、倾斜长度及标高走向长度600米，倾斜宽平均320米。标高北上点350米，北下点430米，南上点338米，南下点为435米。二、地质构造采区设计范围内地面堪探钻孔共3个，均揭露底板砂岩或砂质页岩。1、采区内主要断层采区设计范围主要影响断层有三条，采区上部及北部边界均有两条落差较大的断层，即F87610断层（H40M，65）和F7110断层（H1520M，86），受该断层影响，工作面采掘过程有可能揭露断层，2095工作面北部受6F151断层（H40M，70）影响。2、采区内褶曲从煤层等高线可看出，209采区煤层赋存为较陡的向斜构造，向斜轴正位于采区走向中央，因此，褶曲构造对巷道布置及采掘生产影响较大。第二节煤层情况一、煤层本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二1为主要可采煤层，其次为太原组一11煤层，现分别详述如下二1煤位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细中粗砂岩；煤层底板为泥岩或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石碳砂岩。二1煤煤厚072175M，平均厚度748M。黑色，强玻璃金刚光泽，以粉状、碎块状煤为主，夹少量块状煤。一11煤位于山西组的底部，层位稳定，其顶板为太原组下部的L1石灰岩，底板为中石炭统本溪组铝质泥岩。一11煤煤厚0200M，平均厚度135M，为局部可采煤层，偶含12层夹矸，该煤层厚度变化大，属不稳定煤层。该煤为黑色，具有金刚光泽，粉粒状及块状，有参差状断口，含较多的黄铁矿结核、透镜体及散晶。二、煤质本区二1煤灰分产率为7703338，平均为1834，瘦煤区灰分产率为11151761，属低、中灰分煤；全硫含量为021062，平均035，属特低硫煤；含磷量为00160030，平均0024，属低磷煤；该煤可作炼焦配煤、动力用煤和炼制型焦的原料。本区一11煤灰分产率为15343366，平均为2294，属中灰分煤；全硫含量为166523，平均296，属中高硫煤；含磷量为00080110，平均0057，属中磷煤；根据我国环保有关规定，应在降灰、脱硫后使用，该煤可作合成氮肥、动力用煤或民用燃料。三、煤尘及煤的自燃性1、煤尘据本矿及相邻煤矿煤尘爆炸性测定，二1煤具有爆炸危险性，其爆炸性火焰长度为555MM，抑制爆炸的最低岩粉量为4570；根据鹤壁一矿资料，一11煤属爆炸危险性煤层，其爆炸火焰长度为520MM，抑制爆炸的最低岩粉量为30，均属有爆炸危险性煤层。2、煤的自燃倾向六矿二1煤为贫瘦煤和瘦煤，以往未进行煤的自燃倾向测定，椐本矿采掘资料显示，井下煤层曾发生过自燃，发火期为92157个月，属易自燃发火煤层。第三节瓦斯地质一、瓦斯根据矿井地质报告，六矿从1964年投产至1969年，绝对瓦斯涌出量为16324595M3/MIN，相对瓦斯涌出量14642943M3/T，矿井瓦斯等级为高沼气矿井。19702009年，绝对瓦斯涌出量为19637982M3/MIN，相对瓦斯涌出量12554260M3/T，并先后发生33次煤与瓦斯突出和3次瓦斯爆炸事故，突出最大煤量3984T，突出最大瓦斯量50052M3，矿井目前矿井瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿井。209采区相对瓦斯涌出量Q相00394H00650039457300652264TM3/T，从采区上部已采工作面和已掘煤岩巷看，不论采煤和掘进都有瓦斯超限影响生产现象。六矿二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜轴部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作，防患于未然。二、瓦斯压力由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作面（标高300M），瓦斯压力为11MPA；北翼专用回风巷三横川（标高360M），瓦斯压力16MPA。已远远超出突出临界值074MPA。三、煤层透气性本井田煤层透气性系数为00120018M2/ATM2D，百米钻孔自然瓦斯涌出量为002M3/100MMIN，瓦斯抽放困难。四、坚固性系数在突出点附近煤的坚固性系数F仅为025035，而在煤层的正常区段坚固性系数F06，在突出点前后的10M区域，煤层变软，F值变小。第四节矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题第六煤矿矿井地质报告河南省煤炭工业局豫煤行200270号予以批准，可作为今后矿井生产的依据。在以后的生产过程中应注意以下几个方面的问题1、断层影响带如裂隙带、次级裂隙带一般不太引人注意，易发生突水，对矿井造成危害，在以后的开采时应特别引起注意。2、封闭不良或未封闭的钻孔导水也是矿井开采的一大危害，它往往成为沟通含水层的通道。因此深部新一水平其它原老钻孔的揭露层位、部位，封闭情况等都要引起注意。3、作为矿井涌水量最具随机性的成分是奥陶系水量和采空区的水，它们具有来水量大和破坏性大的特点，开采时应慎重对待。4、本区二1煤为具突出危险煤层。大部分断层的结构面由于属压扭性，构成了煤层瓦斯运移的阻气边界，从而使其附近瓦斯聚集，含量较高，压力较大，开采中瓦斯动力现象增多，特别是小断层附近，大断层的尖灭端，地层产状变化和向斜轴部附近等地带，煤层瓦斯含量较高，瓦斯压力大，煤体坚固性系数低，煤与瓦斯突出的危险性较大，应加强通风管理和瓦斯检测工作，防患于未然，并建议进行专门矿井瓦斯评价和预测工作。第二章采区巷道布置及开采顺序第一节生产能力、服务年限及开采顺序一、采区范围及储量1、范围西以F87610断层为界；东以470等高线为界；南到211采区边界；北红旗桥保安煤柱边界。2、储量该区地质储量212万T，煤柱损失53万T，可采储量159万T。二、生产能力及服务年限1、采区设计生产能力209采区的生产能力确定为033MT/A。2、采区服务年限TZAK37年式中T采区服务年限，年；A采区设计生产能力，万T/A；Z采区可采储量，万T；K备用系数，取13；3、工作制度按矿井设计规范规定，年工作制度300天，每天三班作业，每天净提升时间14小时。三、开采顺序1、沿煤层倾斜方向，采用自上而下按阶段依次回采。2、沿煤层走向，工作面采用后退式开采；先采顶分层，后才底分层。3、本区移交的首采工作面为20911工作面。第二节采区巷道布置及采煤方法一、区段划分本采区划分三个区段，工作面单翼布置，分别为2091、2093、2095共计3个工作面。二、巷道布置1、采区准备巷道该区采用走向长壁法开采，209采区轨道、皮带、回风三条下山开拓，皮带下山位于煤导底板岩石中，轨道下山沿煤层顶板掘进，回风下山上部为煤巷，下部由于受断层影响布置在煤层顶板岩石中。2、采区回采巷道六矿开采二1煤层，回采巷道设底板岩石抽放巷，沿煤层顶、底板布置回采工作面顺槽，顺槽与底抽巷由岩石横川联系，回采巷道采用单巷布置，区段（工作面）之间采用沿空掘巷方法布置，留设煤柱115M。三、采煤方法1、1、开采条件该区可采煤层为二迭系山西组二1煤层，平均煤厚736M。煤层走向变化较大，煤层走向变化范围591。煤层倾角142238，平均倾角1852、2、采煤方法采用走向长壁、倾斜分层，全部垮落采煤法，高档回采顶分层，回采高度20M；底分层采用炮采放顶煤开采，回采高度536M。第三节采区供电及通讯一、采区供电电力负荷统计1、209采区泵房主排水泵负荷泵房主排水泵装机容量为N总2132KW264KW最大涌水期负荷为（同时工作2台）S1NPECOS（2132/092）1287KVA式中N工作台数；PE单台水泵配套电机功率；COS配套电机功率因数，取092；KT同时系数，KT取1。2、20911工作面、下顺槽正常生产负荷S2KXPECOSPJ0538750727678KVA式中KX需用系数，取05COSPJ加权平均功率因数，取07PE20911工作面负荷，KWPE255312751143X40153X403875KW3、20931煤巷掘进工作面、上顺槽负荷S3KXPECOSPJ0473806492KVA式中KX需用系数，取04COSPJ加权平均功率因数，取06PE掘进工作面、上顺槽负荷，KWPE212230114738KW4、20931煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷S4KXPECOSPJ04102406682KVA式中KX需用系数，取04COSPJ加权平均功率因数，取06PE掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷，KWPE212230401024KW5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷S5KXPECOSPJ0471506476KVA式中KX需用系数，取04COSPJ加权平均功率因数，取06PE南翼三水平辅助回风巷掘进负荷PE21728455715KW6、下山采区轨道提升绞车S7KXPECOSPJ55/0962KVAPE62KWKX取1。7、主皮带上山运输机S8KXPECOSPJ290/092196KVAPE291180KWKX取1。通过以上计算，各负荷点负荷统计如下井下209采区变电所负荷SS2S3S4S32872767849268247672878KVA三水平中央变电所增加负荷（轨道下山绞车、主皮带上山运输机）SS7S862196258KVA高压电缆选择109采区变电所（南一变电所）高压电源电缆S72878287101578KVA其对应的负荷电流I3SVE977A根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算，选择MYJV226KV350MM2电缆，其长时工作电流为IE158A，由二水平中央变电所直接供给09采区变电所（南一变电所），双回路L2600M。当其中任一回路发生故障，另一回路均能担负09采区变电所（南一变电所）承担的全部动力负荷供电系统综述09采区供电系统主要包括南五水泵房、轨道下山绞车、皮带上山运输机及担负的20911工作面、下顺槽、20931掘进工作面动力的供电。在09采区变电所（南一变电所）内安装有PBG型高爆开关8台，低爆馈电开关17台，开关型号为KBZ400,变压器型号分别为KBSG500/6、KBSG315/6、KBSG200/6共3台。变电所动力负荷统计表设备名称台数电动机额定功率（KW）电压（V）额定电流（A）/起动电流（A）电机功率合计（KW）刮板动输机1255660263/2441110刮板运输机2240660245/226180114绞车2114660137/955228JD40绞车24066045/292580小皮带21566017/11930乳化液泵115660448/282837耙岩机13766020/13317喷浆机15566063/4155局扇228660312/21856水泵21326601552/931264变电所专用风机负荷统计表设备名称台数电动机额定功率（KW）电压（V）额定电流（A）/起动电流（A）电机功率合计（KW）局扇228660312/21856二、通讯209采区通讯系统利用在二水平大巷内安装20对防爆分线盒出线。分别在209采区变电所、泵房、2091工作面、下顺槽皮带巷、轨道下山绞车房、皮带下山运输机驱动硐室、209采区避难硐室、2093煤巷掘进头、南翼三水平辅助回风巷安装防爆电话各1部，共计9部防爆拨号电话。第三章采区通风第一节概况六矿采用混合抽出式通风方式，主井、新副井、老副井、中央风井进风，小庄风井、东风井回风。小庄风井主要承担南翼通风，东风井主要承担东翼及北翼通风。采煤工作面采用U型通风，掘进工作面采用压入式通风。第二节采区通风一、通风系统首采工作面2091通风线路主、副井井底车场二水平南大巷209采区轨道、皮带下山209轨道一车场2091下顺槽2091工作面2091上顺槽209采区专用回风巷2109回风巷南翼流煤下山二水平南翼总回风下山小庄风井地面二、风井数目、位置及服务范围1、六矿由主井、新副井、老副井、中央风井进风，中央、小庄、东风井回风，小庄风井主要承担南翼通风（209、211采区），东风井主要承担东翼、北翼通风（214、212、北四采区）。2、风井位置小庄风井位于井田南部，井口坐标为X3972955，Y516514，Z163225。中央风井位于井田中央部，井口坐标为X3974956496，Y517193297，Z1512。东风井位于井田东部,井口坐标为X3976025，Y518740，Z1755。三、采掘工作面及硐室通风1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风；2、采煤工作面采用主扇风机，U形通风方式，即一进一回。3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门、风窗通风。四、采区风量209采区按1个工作面生产，两个煤巷掘进面，一个岩巷掘进面掘进，各采掘面风量计算如下采煤工作面所需风量计算Q采100Q采KCH4Q采回采工作面实际需要风量，M3/MIN；Q采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，M3/MIN；矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对瓦斯涌出量，不含瓦斯抽放量。KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。根据六矿统计资料采煤工作面Q采在811M3/MIN取Q采11M3/MINQ采10011131430取Q采1500M3/MIN岩巷掘进工作面所需风量计算Q掘78/T式中Q掘采用压入式通风时，稀释炮烟所需风量，M3/MINT掘进巷道的通风时间，MIN，取30；S掘进巷道的净断面，M3,取1085；L掘进巷道的通风长度，M，取500；P风筒进出风量之比，取15；A同时爆破的炸药量，KG，取18KG。Q掘（78/30160M3/MIN取Q掘200M3/MIN煤巷掘进工作面所需风量计算Q掘煤100QK式中Q掘煤煤巷掘进工作面所需风量M3/MINQ煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量M3/MINK瓦斯涌出不均衡系数，K18根六矿收集资料，煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量在112236M3/MIN，取最大值Q236M3/MINQ掘煤10023618423M3/MIN根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取Q掘煤450M3/MIN2个煤巷掘进面共需配风900M3/MIN。抽放工作面和硐室实际需风量根据规程要求和生产矿井的实际配风情况。抽放工作面和硐室实际配风量如下抽放工作面配风量600M3/MIN；采区变电所配风120M3/MIN；井下火药库配风量120M3/MIN；充电硐室配风量120M3/MIN；采区绞车房配风量120M3/MIN；其他地点配风量240M3/MIN；风量合计Q15009002006001201201201202403920M3/MIN五、通风设备截至目前中央风井已停运。小庄风井于1978年投入运行，现安装两台风机，1、2号风机均为AGF606188112风机，1号风机作为备用风机。东风井于1995年投入运行，现安装两台AGF60624412风机，现运行为1号风机，2号风机作为备用风机。小庄风井设反风道，东风井为反转反风，反风量可达到正常风量的40以上。六、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析矿井采用抽出式通风，从技术角度上讲有以下优点1、井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全；2、漏风量小，通风管理比较容易；3、矿井风量按实际需要配风，并考虑漏风系数，保证了矿井生产所需风量。4、矿井有3个能通达地面的安全出口，安全出口间距离大于30M，保证了人员撤出的安全性；5、巷道内设置有常开风门，常闭风门，保证了风力的流向。6、井下各掘进面均配有两部215KW的局部扇风机，并考虑了风电闭锁及备用风机。综上所述，六矿在通风方面，从系统、风量、通风设备、通风设施等方面都作详细的考虑，因此六矿的通风系统近期是安全可靠的。在实际生产中，应根据实际供风情况，确定采区的产量。第四章防突设计六矿二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜轴部及其附近、断层附近等地掘进采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通风和防突工作，以防患于未然。六矿209采区防突设计坚持区域防突措施先行，局部防突措施补充的原则。第一节区域综合防突措施一、区域突出危险性预测六矿1970年9月25日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次煤与瓦斯突出，突出点标高约为190M，埋深340M，突出煤量30T，瓦斯量不详，1970年被定为煤与瓦斯突出矿井。截止到目前，共突出33次。2008年10月13日，21431综采工作面发生了自建矿以来最大的一次煤与瓦斯突出事故，突出煤量3984T，瓦斯量50052M3。统计33次突出，平均突出煤量769吨、平均突出瓦斯量7200M3；统计33次突出，煤巷掘进工作面共发生29次，横川揭煤3次，采煤工作面1次；突出多发生在地质构造附近，如断层，煤层变薄带，向斜轴部；多数突出发生在放炮后，即放炮震动引起；突出前均有明显的突出预兆，主要表现为响煤炮、煤层层理紊乱、煤强度变软，有时出现支架歪扭变形；突出时一般伴随有动力现象，且随着突出强度增加，动力现象逾为明显。建矿以来发生的瓦斯事故11次，共死亡34人，其中突出4次，死亡18人。由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作面（标高300M），瓦斯压力为11MPA；北翼专用回风巷三横川（标高360M），瓦斯压力16MPA。已远远超出突出临界值074MPA。二、区域防突措施区域防突措施选择区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类，本井田主要可采煤层为山西组二1煤，属单一煤层，无保护层，因此选择预抽煤层瓦斯。瓦斯抽放1、抽放方法的选择209采区区域防突措施采取穿层孔预抽煤层瓦斯及顺层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施两种方法。穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯我矿209采区在每个工作面底板岩石中均布置有底板抽放巷，即2091底板抽放巷、2093底板抽放巷、2095底板抽放巷（即南翼三水平辅助回风巷北段），通过对底板岩石抽放巷的布置为实现穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯创造了条件。为使预抽瓦斯措施取得良好的效果，穿层钻孔一般采用网格式布孔方式。网格式穿层钻孔的钻孔间距，一般采用1010M走向倾向的网格间距布孔,根据煤层透气性及采掘接替所允许的预抽时间,网格间距可适当增加或减小,如采用55。顺层钻孔预抽煤层瓦斯此种布孔方式适用于无底板岩巷的巷道布置方式，目的是为了防治采煤工作面的突出。钻孔从下顺槽打上向孔，从上顺槽沿煤层打下向孔。在煤层内掘进巷道及开钻场时，都必须采取防突措施。钻孔孔径一般为75100MM，孔间距23M，孔深要求能控制采煤工作面整个长度。2、抽放钻场、钻孔布置钻场布置、间距尺寸及支护方式、抽放时间在瓦斯抽放巷道，煤巷掘进和工作面均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放钻场，钻场的支护方式与所在巷道的支护方式相同，在巷道掘进的过程中同时准备好。岩巷中，同侧钻场间距为1530M，两侧钻场相互错开，钻场内布置2035个钻孔，呈扇形布置。煤层巷道中每隔1220M布置一个钻孔。开采煤层预抽瓦斯时间应大于9个月，煤层瓦斯预抽率应大于30，并应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。钻孔参数钻孔直径根据实际抽放经验，设计抽放瓦斯钻孔直径90MM。单个钻孔长度根据工作面长度及邻近矿经验，确定单个钻孔长度为6075M。钻孔间距根据采掘工程布置，结合实际经验，确定工作面顺槽抽放瓦斯钻孔间距为153M。孔口负压根据实测效果及抽放量，设计确定抽放瓦斯钻孔孔口负压20KPA。回采面钻孔布置在工作面上、下顺槽沿煤层倾向打瓦斯抽放钻孔，孔与孔平行或交叉布置，孔间距153M。生产中可根据实际抽放效果调整钻孔布置，但必须保证上、下顺槽的钻孔孔底之间交叉长度不小于5M。岩石集中巷钻孔布置为使预抽与其措施取得良好的防突效果，穿层孔一般采用网格式布孔方式，钻孔间距，一般采用1010M（走向倾斜）。采空区瓦斯抽放布置采空区瓦斯采用插管抽放法，即在顶板冒落之前，把抽放瓦斯管直接插入采空区进行抽放，瓦斯管的末端约2M长的一段要有孔眼，同时要尽量靠近煤层顶板，使其处于高浓度瓦斯带。高位抽放钻孔布置在工作面回风顺槽每隔100M布置一个钻场，向工作面方向打高位抽放钻孔，以抽放工作面上顺槽裂隙带瓦斯。每个钻场布置58个抽放钻孔。钻孔深为120M130M。3、封孔方式、材料及工艺钻孔封孔应满足密封性能好，操作便捷，封孔速度快，造价低的要求，对所有抽放钻孔设计选用聚氨脂封孔。封孔方式为卷缠药液法。封孔深度煤孔大于5M，岩孔大于3M，保证封孔严密。2091工作面抽放瓦斯参数确定2091工作面走向长度为585M，倾斜长度105M，煤层厚度827M。根据百米钻孔抽放瓦斯流量统计，确定该采区原始计算依据为百米钻孔抽放流量为0017M3/HMMIN。1、抽放钻孔及长度抽放钻孔孔径采用ZY200型抽放瓦斯钻机打孔，孔径为90MM。抽放钻孔长度上向孔65M，下向孔45M，上向孔与下向孔重合交叉5M。2、抽放钻孔间距确定河南理工大学研究人员对209采区瓦斯含量进行了测定，测定值1707M3/T。工作面预抽瓦斯量根据公司要求，瓦斯预抽率按30，由公式得知，采煤工作面开采前预抽出瓦斯量QRSH（WWC）30式中QR采煤工作面预抽瓦斯量，M3；L采煤工作面走向长度，取585M；S采煤工作面倾斜长度，取105M；H采煤工作面煤层厚度,取827M；煤层容重，取14T/M3；W采煤工作面煤层瓦斯含量；取1707M3/T；WC采后吨煤残存瓦斯含量，取4M3/TQR58510582714（17074）0302788531M3百米钻孔抽出瓦斯量QB1440QBT144000172706610M3式中QB百米钻孔抽出瓦斯量，M3；QB百米钻孔抽放瓦斯流量，0017M3/HMMINT预抽期，根据该采区瓦斯含量大煤层埋藏深，突出危险性大等特点，预抽期定为9个月，即270天。工作面钻孔总长度LZ100QR/QB1002788531/661042186M钻孔间距由于钻孔长度平均为55M，则钻孔总数NLZ/67542186/55767个钻孔间距R2L/（N2）2585/（7672）153M，取R12M实际布置抽放孔数N2L/R2585/12975个预抽工作面实际钻孔总长度LS55N5597553625M3、每分钟应抽瓦斯量QMINQBLS/100001735595/100605M3/MIN4、抽放管路混合流量管路内抽放瓦斯浓度按40预计，则混合流量。QHQMAX/04605/0415125M3/MIN瓦斯抽放设备及抽放管路六矿在1990年扩建时就建立了瓦斯抽放系统；2002年又对瓦斯抽放系统进行了系统改造，改造内容包括把地面泵站的SK42抽放泵换成两台2BEC52型真空泵，流量200M3/MIN；把二水平大巷中6、8的抽放管全部换成12、16无缝钢管；增加了孔板流量计及放水器等设施。另外，井下增加了移动瓦斯抽放泵站，以提高瓦斯的抽出率，增加抽放量。抽放系统利用已有移动瓦斯抽放泵站，管路引自209采区皮带下山，服务2091底板抽放巷，2093底板抽放巷及2091工作面上下顺槽。主管路3259无缝钢管，L250M。支管路1506无缝钢管，L1830M。闸阀DG300，2个；DG150，10个。放水器80个。六矿的瓦斯抽放系统基本上能满足要求。三、区域措施效果检验每次区域防突措施采取完毕后，由科研院校按规定进行区域效果检验（直接测定残余瓦斯含量，临界值为8M3/T）。四、区域验证在区域效果检验参数（残余瓦斯含量）符合规定（小于8M3/T）后，由通风区进行区域验证。区域验证时，必须连续进行2次区域验证，且第一次区域验证必须保留2M的验证超前距，只有当验证指标不超时方可进入掘进。1、区域验证采用复合指标法，即同时测定钻孔瓦斯涌出初速度Q临界值为45L/MIN和钻屑量S临界值为50KG/M，测量气室长度为1M。1在煤巷掘进工作面布置3个直径为42MM、深度为8M的钻孔，验证钻孔中间孔布置在巷道中部，并平行于掘进方向，两侧孔距巷帮05M（具体布置见附图），钻孔应尽量布置在软分层中。2三个验证孔每钻进1M测定该1M段的全部钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度Q值，测定位置为3M、4M、5M、6M、7M、8M处，两侧钻孔终孔点控制巷道断面两侧轮廓线外2M。3钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后2MIN内完成。4三个验证孔中，任何一个验证孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。5采用复合指标法验证掘进工作面的突出危险性时，首次区域验证必须保留不少于2M的超前距。2、在区域效果检验不超标的范围内进行的两次区域验证参数均不超标时，则在采取安全防护措施的情况下进行掘进作业。掘完区域防突措施循环之后，再按区域防突措施要求施工抽放钻孔、区域效果检验、区域验证，以此类推。施工单位负责通知通风区进行区域验证,由施工单位技术主管负责掌握掘进进度及区域验证位置，由开拓科、地测科、通防科、安检科监督落实。3、区域验证人员在参数测定过程中要做好以下准备工作给水柱计注水，并将两侧液面调整至零刻度线。检查仪器的密封性能，一旦密封失效，需更换新的“O”型密封圈。喷咀应保持清洁，节流孔无杂物堵塞，保持气流畅通。测完后要对封孔器进行放气，不准硬拉。4、若区域验证指标不超规定，每次掘进前还至少打1个超前距不少于10M的超前钻孔，以探明地质构造和观察突出预兆，只要超前钻孔发现突出预兆，则自超前钻孔开钻位置向前掘进区域防突措施控制范围内执行局部综合防突措施。5、在构造破坏带连续进行区域验证。6、区域验证指标参数超标时，则自超标点位置起开始执行局部综合防突措施。第二节局部综合防突措施区域验证超标后，采取工作面突出危险性预测、工作面防突措施、工作面措施效果检验、安全防护等局部综合防突措施。一、工作面突出危险性预测煤巷掘进工作面突出危险性预测煤巷掘进工作面采用复合指标法预测突出危险性，按下列步骤进行1、在煤巷掘进工作面布置3个直径为42MM、深度为8M的钻孔，采用倒三角形布孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0305M,终孔应尽量布置在软分层中,两侧钻孔终孔点应分别控制到巷帮两侧及顶板轮廓线外24M。2、预测孔每钻进一定深度测定一次钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度Q值，测定位置为3M、4M、5M、6M、7M、8M处；测定Q值及S值。3、三个预测孔中，任何一个预测孔S值或Q值超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作面无突出危险工作面。4、参数的临界值暂按下表执行,以后应根据实际情况调整钻屑量S值（KG/M）钻孔瓦斯涌出初速度Q（L/MIN）突出危险性545突出危险工作面545无突出危险工作面5、当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有不小于2M的预测超前距。采煤工作面突出危险性预测采煤工作面突出危险性预测采用复合指标法。采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出危险性预测方法，沿采煤工作面每隔1015M布置一个预测钻孔，孔深根据工作面条件确定，但不得小于6M。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有2M的预测超前距。本节中有关参数应在实践中不断完善。二、工作面防突措施石门和其它岩巷揭煤措施及防止误揭煤的措施1、石门和其它岩巷揭煤措施石门揭穿突出煤层、即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶（底）板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制设计，报公司总工程师批准。揭穿突出煤层应按下列顺序进行探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置；在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性；预测有突出危险时，采取防治突出措施；实施防突措施效果检验；用远距离放炮揭开或穿过煤层；在巷道与煤层连接处加强支护；穿透煤层进入顶（底）板岩石。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区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯通。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，并保持正常通风。石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤层瓦斯压力的钻孔布置；揭穿突出煤层的防治突出措施；准确确定安全岩柱厚度的措施；安全防护措施。石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或预测工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前探钻孔共用，报矿总工程师批准；在石门工作面掘至距煤层10M（垂距即石门顶板距煤层底板的法线距离）之前，至少打两个穿透煤层全厚进入顶（底）板不小于05M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，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等；在石门工作面距煤层5M（垂距即石门顶板距煤层底板的法线距离）以外，至少打两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。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5M。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，其超前距不得小于2M。当岩巷距突出煤层垂距不足5M且大于2M时，为了防止岩巷误穿突出煤层，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）；石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。石门掘进工作面揭煤时距煤层的最小垂距是急倾斜煤层2M、倾斜和缓斜煤层15M，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取防治突出措施，经效果检验有效后可用远距离放炮揭穿煤层；若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮揭穿煤层。2、预抽瓦斯、排放钻孔措施的要求是预抽瓦斯措施的要求煤层透气性较好，并有足够的抽放时间（一般不少于3个月）时，可采用预抽瓦斯措施；抽放钻孔布置到石门周边外35M的煤层内；抽放钻孔的直径为7590MM，钻孔孔底间距以抽放半径的2倍为宜；在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。排放钻孔措施的要求在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；排放钻孔应布置到石门周边外35M的煤层内；排放钻孔的直径为7590MM，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；在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效。3、防止误揭煤的措施在岩巷掘进过程中做好地质工作，做到“有疑必探，先探后掘”，必须按以下措施实施，防止误揭煤。在突出煤层顶底板岩层中掘进巷道时，至少每掘进40M要施工地质探测钻孔控制层位，防止瓦斯异常涌出或误揭突出煤层；用穿层钻孔掩护掘进。在岩巷掘进工作面距煤层垂距5M时，应在岩巷掘进工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42MM）超前钻孔，其超前距不得小于2M。当岩巷距突出煤层垂距不足5M且大于2M时，为了防止岩巷误穿突出煤层，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）。4、石门揭煤及煤巷的支护形式石门揭煤及煤巷的支护采用锚网加梯形棚（U型棚）联合支护，以防冒顶、空顶、空帮。煤巷掘进工作面防治突出措施根据六矿瓦斯地质条件，适宜采用边掘边抽与超前排放钻孔相结合、高压注水与边掘边抽相结合的防突措施。1、采用“边掘边抽”及“超前排放钻孔”防突措施，上、下帮掘钻场进行抽放，窝头打80MM超前排放孔。钻场布置在巷道上、下帮,一般错口布置，钻场间距30M左右，钻场规格一般为26M26M梯形断面，钻场深度4M,每个钻场布置1527个钻孔。平行于巷道方向，孔深60M以上，施工结束后及时抽放。掘进工作面正前布置3246个超前钻孔，孔深18米，孔径80MM，钻孔控制范围到轮廓线处37M，钻孔施工完毕后，如效检不超，即可进行掘进。掘进钻场防突措施，采用超前钻孔防突措施，即向巷帮打32个超前钻孔，孔深15M，孔径80MM。钻孔控制范围在钻场巷道轮廓线外37米。超前钻孔必须留有超前距，钻孔超前工作面距离不得小于5M，钻孔施工结束后，掘进最大允许长度为最浅钻孔中线方向长度减去5M（自窝头位置起）。超前钻孔施工结束后，必须将“钻孔参数单”及时送生产科、地测科、防突办。三科室及时分析钻孔情况，防突办下发掘进通知单，经矿总工批示后，分送施工单位、安检科、通风区。严格执行验孔制度，超前钻孔完毕后，防突办防突员必须及时到现场验孔，验孔时，施工钻孔单位跟班人员必须在现场，验孔个数不得少于总孔数的50。确认合格后，在钻孔纪录单上签字；不合格的，重新布孔，进行补打，直到超前钻孔数量、质量合格为止。严格边掘边抽钻孔管理。钻孔封孔深度不得少于8M。孔口负压不得低于13KPA。每一抽放钻场安设孔板，每三天至少进行一次参数测定，做好记录，并报矿总工审阅。2、高压注水防突措施高压注水孔布置方式五花眼，注水孔数为5个，钻孔直径为42MM。底排两个注水孔距巷道底板1M，间距225M，上排两个注水孔距下排注水孔1M，深度为9M；中心孔布置在巷道中线位置，距巷道顶板15M，平行于掘进方向，深度为9M。终孔分别控制到巷道顶部及两帮轮廓线外1M。注水顺序为先左（右）帮孔，后右（左）帮孔，然后再注中间孔。高压注水后，孔底前方一般有122M作用影响区，因此在防突措施有效前提下，每循环允许掘进4M，并留有5M的措施超前距离。注水压力为1214MPA。注水流量为Q50L/MIN；总注水量不得超过25M3，单孔注水时间不得超过15个小时。封孔深度为3M，封孔段长度为1M。注水终止条件为当注水压力下降幅度超过30或注水期间瓦斯浓度超过15；工作面煤体外移量达到300MM；煤壁及钻孔出水严重等现象时，即可停止注水。注水期间，严禁任何人进入反向风门以里。开始注水时，初次给压不能超过12MPA，在前35分钟必须缓慢增压，直到最大值14MPA，注水期间严禁人员进入掘进工作面。高压注水泵附近设置卸压三通阀，调整该阀可保证压力平缓上升和减压。当高压管路处于承压状态时，禁止连接、拆卸和修理高压管件。注水管路必须安装闸门、压力表和流量表，安装位置在反向风门外进风侧。注水结束后，人员进入掘进工作面时，严禁面对注水器行走，防止注水器突然卸压喷出打伤人。在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其它防治突出措施，在工作面前方形成5M执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工。采煤工作面防治突出措施1、区域防突措施因为单一煤层，只能采用采前区域抽放作为区域防突措施。区域防突措施必须满足残余瓦斯含量降至8M3/T以下，钻孔措施布孔均匀，消除空白带。2、采面防突措施必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔沿工作面每隔23M打一个，孔深不小于30M，向煤体注水压力不得低于8MPA。发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时，即可停止注水。注水后必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。注水孔超前工作面的距离不得小于2M。防止采掘应力叠加的措施在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内，不得布置2个工作面相向回采或掘进。突出煤层的掘进工作面，应避开本煤层采煤工作面的应力集中范围。1、在一个或相邻的两个工作面中，在同一区段的突出煤层中进行采掘作业时，相向（背向）回采和相向（背向）采掘的两个工作面的间距均不得小于100M。2、相向掘进的两个工作面间距不得小于60M，并且在小于60M前实施钻孔一次打透，只允许一个方向掘进。3、突出煤层双巷同向掘进的两个工作面间的错茬距离必须保持50M以上，一个工作面放炮时，另一个工作面必须停电、撤人。4、突出煤层掘进工作面不得进入本煤层回采工作面的采动应力集中区，不得在应力集中区和地质构造复杂区贯通。三、工作面措施效果检验掘进工作面效果检验采用复合指标法（钻孔瓦斯涌出初速度Q、钻屑量S）对煤巷掘进工作面突出危险性进行效果检验，按下列步骤进行1、在煤巷掘进工作面布置3个直径为42MM、深度为8M的钻孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0305M。效检孔布置在措施孔中间。如掘进断面有软分层，钻孔应尽量布置在软分层中。2、三个效检孔每钻进一定长度测定一次钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度Q值，测定位置为3M、4M、5M、6M、7M、8M处。3、用专门的封孔器封孔，封孔后测量气室长度为1M。4、钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后2MIN内完成。5、三个效检孔中，任何一个效检孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作面为无突出危险工作面。6、两参数的临界值按下表规定执行。判断突出危险性的两参数临界值钻屑量S值（KG/M）钻孔瓦斯涌出初速度Q（L/MIN）突出危险性545突出危险工作面545无突出危险工作面7、采用复合指标法效检掘进工作面的突出危险性时，每效检循环必须留有2M的效检超前距。8、若检验指标小于该煤层突出危险临界值，则认为措施有效，可进行掘进作业。采煤工作面效果检验工作面采用复合指标法进行措施的效果检验，临界值定为钻孔瓦斯涌出初速度Q值45L/MIN，钻屑量S值5KG/M。1、效检孔布置在措施孔之间，工作面每隔1015M面设置一个效果检验孔，方位垂直于煤壁，倾角平行于回采方向。2、效检孔深为6M，在钻孔的3M、4M、5M、6M处效检，每次效检保留不少于2M的效检超前距。3、钻孔打完后在2MIN内完成测定过程，然后继续打孔检验下一位置。采煤工作面防治突出措施效果检验有效时，允许的推进进度必须同时满足留有不少于3M的措施孔超前距和不少于2M的检验孔超前距。当防突措施无效时，不论措施孔还有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施，只有经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行采掘作业。四、安全防护措施井巷揭穿突出煤层或在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离放炮、