煤矿矿井采掘工作面煤与瓦斯突出防治技术讲座

1、采掘工作面煤与瓦斯突出防治技术二OO八年十一月,1、突出危险性预测,预测的目的和意义 预测方法分类 预测方法概述 预测技术的研究重点,1.1 目的和意义,保障安全生产 判识区域或工作面突出危险性，为预防突出事故提供依据，同时提高安全管理效率。确定防突措施的有效性；为作业人员进行突出预警。 提高经济效益 提高防突措施的针对性，减少防突措施工程量，减少防突成本，提高采掘进度，从而在安全的前提下解放生产力，提高矿井经济效益。 我国“四位一体”综合防突体系的重要组成 突出危险性预测和防突效果检验2个重要环节,1.2 预测方法分类,区域性预测 确定矿井、煤层、水平、采区、阶段及局部区域的突出危险性（又称

2、为长期预测） 局部预测 在区域性预测的基础上，及时预测采、掘工作面的突出危险性（又称为日常预测或点预报,1.3 预测方法概述,1）区域预测方法和指标 地质勘探时期 和矿井生产时期 的突出危险性预测 （分三个层次） 矿 井-突出危险矿井和非突出危险矿井。 煤 层-突出危险煤层和非突出煤层。 突出煤层-突出危险区、突出威胁区 不同区域的管理制度有所不同,煤层突出危险性预测 单项预测指标及参考临界值 只有上述全部指标达到或超过临界值时方可划分为突出煤层,突出煤层区域预测 1.瓦斯地质统计法：确切掌握煤层赋存、地质构造等与突出分布规律时划分,2）工作面预测方法和指标 分类 接触式预测（传统预测法）：通

3、过打钻孔测定钻屑瓦斯解析指标（K1、h2）、钻粉量、钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减、钻粉温度等单项指标或综合指标进行突出危险性预测。这是目前被广泛使用且成熟的预测方法和指标。缺点是要占用一定的作业时间和需要一定的工程量；不能连续预测；无法预测延期突出等。 非接触式预测：通过安装在工作面后方的各种传感器和主机对采掘过程中产生的各种信息进行处理，根据处理结果进行实时连续预测。方法主要有瓦斯涌出动态指标法、声发射检测法、电磁辐射法等,工作面日常预测（检验）指标,石门工作面 综合指标 D、K 钻屑瓦斯解吸指标 其它经试验验证有效的方法 煤巷掘进、采煤工作面 钻屑指标（钻屑瓦斯解吸指标、钻粉量等） 钻孔瓦斯

4、涌出初速度 R值指标 其它经试验验证有效的方法：温度、V30等,预测（检验）钻孔布置 1) 层位: 一般应布置在软分层中； 2) 孔径:一般多采用42mm孔径； 3) 数量:根据不同煤层产状、不同工作面有所不同：在煤巷掘进工作面对于急倾斜煤层布置2个，倾斜及缓倾斜煤层布置3个；采面每隔1015m布置1个；石门工作面一般应布置35个； 4) 范围:控制巷道轮廓线外一定范围内,（24m）； 5) 长度:不宜太深，一般为810m（石门工作面除外）； 6) 检验孔：一般布置在措施孔之间，或在措施应控制范围内的未控地带（因为钻孔布置不均导致,煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意,缓倾斜煤层钻孔布置示意,急倾斜

5、煤层钻孔布置示意,24m,10-15m,采煤工作面预测钻孔布置示意,应不小于3m,1、2、3,4,1,3,2、4,石门工作面检验钻孔布置示意,几种常用预测指标及测定方法,钻屑瓦斯解吸指标 钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减指标 钻粉量S 综合指标R 瓦斯涌出动态指标 其它,钻屑瓦斯解吸指标,指标常见形式: K1值和h2 二者的区别与联系: 2点之差与10点拟合；具有一定相关性。 钻屑瓦斯解吸规律： 有多种表述公式：Q-W=K1t0.5; V=v1t k ; 等 突出预测的基础 大量实验证实：突出危险煤与非突出危险煤的瓦斯解吸特征不同，突出煤具有较大可解吸瓦斯量，具有较快的解吸速度。 反映出瓦斯压力、可

6、解吸量、瓦斯放散能力、破坏程度等的差别，也即反映出突出危险性大小,t,V,瓦斯解吸曲线示意图,测定仪器介绍 ATY、WTC: 测定指标: K1、温度、V30、Kf等 构 成: 主机、煤样罐、组合筛、秒表、弹簧秤、充电器、打印机、瓦斯监测仪、温度探头等； MD-2、MD-3: 测量h2指标,MD-2型解析仪示意图,K1值计算公式及物理意义 Q+W=K1*t0.5 式中： Q测定的瓦斯解吸量 W测定前的瓦斯损失量 t瓦斯解析时间；t=t1+t2+ti t1钻屑从煤体暴露到接粉的时间；t1=L/10 t2从接粉到开始测定的时间;一般为12min ti从开始测定到采集数据的时间； i=1,210,时间

7、间隔为0.5min K1是通过10个测定值拟合计算而得,相当于第1分钟的瓦斯解吸量， K1越大,表明瓦斯压力越高、瓦斯解吸速度越快,K1指标与突出危险性的关系： K1指标综合反映了瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的孔隙结构等参数。大小与瓦斯、煤的物理力学参数、瓦斯解吸特征及测量工艺、环境条件和测定误差等有关。K1越大，突出危险性越大。 操作方法： 仪器准备：主机及必备件、充电、精度、气密性等 其它准备：皮尺、粉笔、秒表、瓦检仪 钻孔布置：软分层、孔数、钻孔参数等参照细则 测 定：按使用说明书（下图） 记录、显示、预报、打印等,注意事项 钻孔布置必须在软分层且参数合理，避开钻孔影响 电量必

8、须充足，操作快速、减少暴露时间，2min内完成 把握接粉时机、避免卡钻处理后钻进时立即接粉 观察测量中仪器是否漏气 最好采用干粉测定 充分筛分 避开矸石段、观察钻粉中是否混有矸石 控制打钻，禁止先打到预定深度后等待接粉 现象记录、工作面异常描述 预测深度不宜太长等 预测完后最好在井下显示一遍，确定准确值（小数点后3位） 定期标定,参考临界值 煤样 K1 (mL/g.min0.5) h 2 （mmH2O） 干煤 0.5 200 湿煤 0.4 160,钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减指标,指标概念：q ， Cq 钻孔瓦斯涌出速度及其衰减规律（见下图） 与突出危险性关系： q及Cq指标综合反映了瓦斯压力、

9、应力状态、透气性和瓦斯放散能力。 q 越大、 Cq越小突出危险性越大,q及Cq指标的联合使用： 一般配合使用，敏感性会提高。 q指标大于某一大值或小于某一值时可以不测Cq指标，直接用q指标预报危险性；在某一范围时内时，需要用Cq指标配合预报，当Cq指标小于某一临界值时预报为有危险，否则无危险,t,q,q=q0t-k,测定方法 测定仪器及其构成：封孔器、测杆、流量计（最好为瞬时流量计）、打气筒、压力表、测量室控制杆、备用胶囊等； 钻孔布置：软分层、孔径、孔数、钻孔参数等参照细则； 准 备：测量装置、气密性检查、皮尺、粉笔等测 定：按规定进行； 记 录： 预 报： 测定仪器 封孔装置、流量计两大部

10、分构成 重庆分院的TWY预测仪、ZWC-2型初速度测定仪； 抚顺分院的多级流量计、转子流量计、煤气表等,煤壁,封孔胶囊,测杆,钻孔,测量室控制杆,高压胶管,压力表,打气筒,流量计,钻孔瓦斯涌出初速度测定示意,参考临界值,注意事项 钻孔布置必须在软分层且参数合理，避开钻孔 操作快速，减少暴露时间，2min内完成 控制打钻，禁止先打到预定深度后等待测量 观察压力表，检查是否漏气 进气端是否堵塞 测量室长度控制 现象记录 不要正对测杆避免人员受伤等 定期检查气密性 要备用胶囊与工具,钻粉量指标,指标概念及表示形式：Kg/m, L/m 与突出危险性关系 钻粉量S综合反映地应力、瓦斯和煤质三因素，但影响

11、最大的是地应力，在以地应力为主导突出的矿井较多应用。 一般S比正常排粉量大34倍时认为有危险。 细则推荐的临界值为: 6kg/m,测定方法 测定仪器及其构成：弹簧秤、塑料桶或袋等 准 备：测量装置、皮尺、粉笔等 钻孔布置：软分层、孔径、孔数、钻孔参数等参照细则 测 定：按规定每m一次 记录、预报： 注意事项 钻孔布置应在软分层且参数合理、钻粉接全、现象记录、控制打钻速度、测量长度控制等,综合指标,指标公式： R=（Smax-1.8）(qmax-4) 与突出危险性关系 综合反映了瓦斯、应力、煤的力学性质等参数， R越大突出危险性越大， R0时，用单项指标判断 测定方法 见钻粉量和初速度测定方法

12、注意事项 钻孔布置必须在软分层且参数合理、钻粉全接、现象记录、控制打钻、测量长度（1m）控制等,瓦斯涌出动态指标,几种指标形式 放炮后30（60）min内吨煤瓦斯涌出量V30、V60 放炮瓦斯浓度峰值与炮前正常瓦斯浓度的比值B 瓦斯涌出变动系数KV 两次放炮瓦斯涌出量峰值差|q| 除了放炮的其它作业瓦斯涌出量增减幅度|Q| 一些参考指标及其临界值 指 标 V30 KV B |q| |Q| m3/t m3/min m3/min 参考临界值 9 0.7 5 0.4 0.21,V30与突出危险性关系 V30指标指工作面炮后30min吨煤瓦斯涌出量。由4部分组成：炮后煤壁表面、巷道顶底煤壁表面新增瓦斯

13、量Vq30、Vdq30和落煤的游历瓦斯量Vp30 、解吸瓦斯量Vx30 ，一般Vdq30和Vp30变化不大。 V30指标包含了瓦斯涌出和瓦斯解吸两个方面，和突出的影响因素有关； 理论上讲，V30指标一般随着循环放炮的次序由小变大或变化不大，但也有不符合这一规律的情况，当规律异常变化时，表明前方可能存在突出危险。当由小变到很大或由小变到很大然后又大幅变小时，往往前方有异常,V30测定方法 一般利用矿井环境检测系统或WTC瓦斯突出参数仪测定，利用矿井环境检测系统时需要人为统计计算。 统计内容：每一次进尺的落煤量（可通过上报的煤量或根据进尺长度、断面、密度计算）、进尺前瓦斯浓度、进尺30min内平均

14、瓦斯浓度；风量等 注意事项 掌握矿井瓦斯涌出规律、保证瓦斯浓度传感器精度、风量、落煤量应尽量准确； 由于各参数均有误差存在, 目前多作为辅助预测指标,其它预测指标简介,电磁辐射 煤岩受力发生变形、位移和微破坏过程中，一些原子的外层电子获得高的动能而逃逸出来，随着破坏的发展，外逸的电子不断增多，裂隙面不断获得静电荷分布，达到一定值时便发生电磁辐射现象。电磁辐射强度可用于预测突出。 声发射 煤岩受力发生变形、位移和微破坏过程中，会发射出应力波，利用对该应力波的测定可以预测突出。AE事件数、能量等指标可以作为预测指标。 煤体温度,工作面突出危险性预报,单一指标测定值大于等于其临界值时判定为有突出危险

15、性 存在以下几种情况之一时可直接判定为有突出危险： 处于地质构造带 煤层赋存条件急剧变化区 处于应力叠加区 打钻时出现喷孔、顶钻等动力现象 有明显突出预兆 多指标预测时，只要一项指标超标就判定有突出危险 敏感指标及临界值应根据矿井实际考察确定,2、防突措施 区域性防突措施 局部防突措施 各种防突措施基本原理: 卸除地应力 释放煤层瓦斯 增强支护强度（金属骨架或固化,国内外主要应用的防突措施,采面,煤巷,石门,区域,局部防突措施,区域防突措施,防治突出措施,水力冲刷,水力挤出,预裂爆破,超前支护,松动爆破,超前钻孔,瓦斯抽放,水力冲孔,金属骨架 或固化,排放钻孔,煤层注水,预抽瓦斯,保护层开采,

16、2.1 区域性防突措施 2.1.1 开采保护层 概念： 所谓开采保护层，通常是指在煤层群开采中，选择某一不具有危险或危险性较小的煤层先行开采，从而对具有危险的煤层起到消除突出危险的效果。先行开采的煤层称为保护层，后开采的煤层称为被保护层，保护层位于被保护层上方的称为上保护层，反之称为下保护层。 迄今为止，开采保护层是防止煤与瓦斯突出最经济、最有效的根本手段。 选择保护层的原则 优先选择上保护层 选择下保护层时不得影响和破坏上部的被保护层,开采保护层防突机理,应力降低、煤层卸压,突出的激发作用减小,透气性增加,瓦斯压力梯度减小,瓦斯排放,突出发展的瓦斯作用减小,煤体强度增高,抵抗破坏的能力增强,

17、消除或降低突出危险性,开采保护层,考察参数的变化 保护层开采后，在卸压范围内，被保护层：瓦斯压力下降、瓦斯流量增大、煤层变形增大、顶底板岩石应力降低、煤体温度降低。 下图为鱼田堡煤矿开采上保护层3#煤层后被保护层4#煤层参数变化情况。由图中可看出，被保护层参数的变化可大致划分为4个带，即：正常应力带、集中应力带、保护卸压带和应力恢复带,保护层的保护范围,保护层的有效保护层间距 保护层的保护作用随层间距的增大而减小，达到某一临界距离时，保护作用已不明显，该临界距离称之为有效层间距。 我国根据大量试验资料统计分析认为，在采深小于550 m，回采面长度小于120 m条件下，保护层的有效保护层间垂距为

18、：急倾斜煤层上保护层60 m，下保护层80 m；缓倾斜和倾斜煤层，上保护层50m，下保护层100 m。 选择保护层时应根据保护层厚度、岩性组合、顶板管理方法，回采工作面长度和开采深度等因素确定有效垂距,保护层的保护范围 由走向卸压角、倾向卸压角和超前距确定。 走向卸压角,保护层的保护范围 倾向卸压角,保护层的保护范围 超前距： 保护层超前于被保护层的距离应不小于2倍层间距，并不小于30m。 开采保护层的注意事项 不留或少留煤柱； 被保护层工作面尽量布置在保护范围内； 保护参数要实际考察确定； 保护层开采过程中，应进行瓦斯抽放等措施，综合治理保护层的瓦斯涌出，加大被保护层的保护效果,2.1 区域

19、性防突措施 2.1.2 预抽煤层瓦斯 预抽防突机理,预抽煤层瓦斯消突原理框图,施工抽放钻孔,煤体应力降低,预抽煤层瓦斯,消除（或降低）煤与瓦斯突出,释放煤岩弹性能,减少突出的激发作用,煤体强度增高,释放瓦斯潜能,发展突出的瓦斯作用减少,煤体抵抗破坏能力增加,瓦斯压力梯度降低,预抽方法 模块化抽放（寺河模式,预抽方法 穿层抽放（白皎、松藻模式,预抽方法 穿层顺层抽放（六枝模式,预抽方法 顺层抽放,预抽效果评价 规程要求： 预抽瓦斯后,突出煤层的残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量。 煤层瓦斯预抽率应大于30%。 标准要求（MT）： 残存瓦斯压力小于0.74MPa; 残存瓦斯含量小于

20、始突深度的原始煤层瓦斯含量； 综合指标D,K小于其临界值,预抽效果评价 部分煤层预抽效果,天府刘家沟矿采用8m8m网格预抽，预抽时间大于36个月方可使抽放率达到25以上。 淮北芦岭矿8#煤采用直径为75mm、孔间距4m预抽，预抽6个月即可消除煤层的突出危险性,提高预抽效果的方法 长时间、密集钻孔强化抽放； 预裂爆破； 水力扩孔,2.2 工作面防突措施 石门揭煤防突措施 石门揭煤程序（MT/T955-2005） 探查煤层层位（10m以外） 测压或预测突出危险性（5m） 采取防突措施（3-5m） 进行措施效果检验 远距离放炮或震动性放炮揭开煤层（1.52m） 穿过煤层并进入顶（底）板岩石(2m,石

21、门揭煤防突措施 -预抽瓦斯 -水力冲孔 -排放钻孔 -金属骨架 -化学固化,煤巷掘进防突措施 -预抽瓦斯 -超前钻孔 -深孔松动爆破 -水力化措施(注水湿润、水力压裂、水力挤出、水力冲孔,超前钻孔,1）适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层； （2）钻孔直径应一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm 的钻孔。钻孔距不得小于5m；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,3）钻孔应尽量布置在煤层的软分层中； （4）钻孔的控制范围，应控制到巷道断面轮廓线外24m（包括巷道断面内的煤层）； （5）钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的

22、有效排放半径必须经实测确定； （6）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,预抽瓦斯（边掘边抽,深孔松动爆破,1)深孔松动爆破措施，可适用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。 (2）深孔松动爆破的孔径为42mm，孔深不得小于8m。深孔松动爆破应控制到巷道轮廓线外1.52.0m的范围。孔数应根据松动爆破有效半径确定。采用深孔松动爆破防突措施，在掘进时必须留有不小于5m的超前距； (3)深孔松动爆破的有效影响半径，应进行实测； (4）深孔松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.56.0m每个药卷（特制药卷）长度为1m，每个药卷装入一个雷管。装药必须装到孔底。装药后，应装入不小于0.4m的水

23、炮泥，水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的封口炮泥； (5)在装药和充填炮泥时，应防止折断电雷管的脚线； (6)深孔松动爆破后，必须进行措施效果检验。如果措施无效，必须采取补救措施； (7)深孔松动爆破时，必须执行撤人、停电、设警戒、远距离放炮、反向风门等安全措施,水力冲孔,对于有自喷（喷孔）能力的突出煤层，利用钻孔切割和水射流的打击，破坏煤岩内部应力平衡和瓦斯的不稳定平衡，在人为控制下激发喷孔，随着煤和瓦斯的大量排出，突出潜能被释放，从而起到消除一定范围内突出危险性的作用,回采工作面防突措施 -预抽瓦斯 -超前钻孔 -松动爆破 -预裂爆破 -煤层注水,3、防突措施效果检验 检验的方法：同预测

24、检验的时间：措施实施后 检验的位置：措施孔间,4、安全防护措施 震动性放炮 远距离防炮 反向风门 井下避难所 压风自救系统 隔离式自救器,附录1：11606运顺瓦斯治理安全技术措施,一、概况 1、11606运顺位于一采区中部，回风斜井以东，副斜井以西。巷道沿M16煤顶板掘进。M16煤层厚1.02.6m，M16煤为黑色，以亮煤为主，夹暗煤条带，粉粒状-块状构造。井下标高为+1185m+1204m，地面标高为+1307.1m+1330.9m。 2、M16煤层老顶为浅灰色的细砂岩(厚约15.5m)，f=56；M16煤层直接顶板为褐灰色炭质泥岩，厚约2.65m，f=34；M16煤（厚约.6m），f=0

25、.3；M16煤与M16下煤之间为一层黑色泥岩（厚约0.6m），和一层浅灰色粉砂岩（厚2.32.5m）；M16下煤厚约0.4m,3、11606运顺采用1台245KW局部通风机通风，风机的两级分别安装在两个供电回路上，风筒出口风量约380m3/min，工作面瓦斯浓度为0.20%，绝对瓦斯涌出量为0.76m3/min。11606运顺通风情况详见附图一：11606运顺通风系统示意图。 4、11606运顺具备瓦斯抽放条件，在11606运顺内安设了PE200型瓦斯抽放管，施工钻孔后即可连管抽放。在11606运顺工作面和回风流都安装了瓦斯传感器，用于监测工作面和回风流的瓦斯浓度。在11606运顺工作面供风的

26、局部通风机安装了风机开停传感器，用于监测风机开停状态。在11606运顺工作面的动力电源开关上安设了风电、瓦斯电闭锁装置。 11606运顺的监测监控情况详见附图二：11606运顺监测监控系统示意图,5、根据重庆煤科分院提供的M16煤层突出危险性鉴定结果：“目前开采范围内不能认定M16煤层为突出煤层，随着开采范围的扩大，瓦斯压力达到或超过0.74MPa时，M16煤层即可确认为突出煤层。”，在回风井18上变坡点处测得M16煤层的瓦斯压力为0.21Mpa，目前对11606运顺按突出威胁区进行管理。 二、工作面突出危险性预测 1、工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量和钻孔钻屑瓦斯解析值两项指标

27、进行考察。预测（效检）临界指标见下表,2、采用钻孔钻屑量、钻孔钻屑瓦斯解析值预测（效检）时，采用风煤钻或MQT50煤帮钻机在工作面施工3个直径为42mm、深为810m的钻孔。钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，另两个钻孔终孔位置应位于巷道轮廓线外24m处，预测（效检）钻孔布置示意图详见附图三：预测（效检）钻孔布置示意图。 3、施工预测（效检）钻孔时，钻进速度应控制在1m/min，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测（效检）钻孔在全煤中钻进。钻孔每2m测试一次K1值和每1m测试一次钻屑量S值。 4、11606运顺按突出威胁区进行管理，连续进行两次预测预报

28、指标不超限时，可批掘30m,三、工作面防治突出措施,1、巷帮钻孔抽放 （1）11606运顺M16煤层较薄且瓦斯含量只有8.4m3/t。巷道掘进中，若遇炮后瓦斯超限或煤层变厚到1.5m以上时，开始在巷道两帮施工抽放钻场（左、右钻场），以后根据最短钻孔超前工作面不小于15m为依据作一组钻场，每组抽放钻场错距为5m，抽放钻场的规格尺寸为：深宽高=4m3m2.7m。通防工区在11606运顺施工的抽放钻孔用压风泵或便携式注浆泵封孔，且封孔深度为5m。 （2）11606运顺左、右钻场抽放钻孔施工参数见下表,4）通防工区严格按设计施工钻孔，若11606运顺炮后瓦斯超限时，必须在两帮施工抽放钻场，钻孔超前工作

29、面的距离不得小于15m。 2、深孔松动爆破 在施工过程中，经考察突出危险性指标达到或超过临界值时，采用深孔松动爆破措施，使周围煤体破碎，让应力集中带向煤体深部推移，对工作面的瓦斯进行卸压和排放。深孔松动爆破布孔46个，钻孔直径为42mm,孔深8m以上，每孔装药2kg（10节），药卷规格长200mm直径32mm重量200g，每5节药卷装一个雷管，雷管脚线全部采用串联连接方式。每孔装2个水炮泥，水炮泥外炮眼封泥长度不小于2m，详见附图四：11606运顺深孔松动爆破炮眼布置和装药示意图。 深孔松动爆破时，普掘工区准备好长炮棍等爆破专用工具,1）深孔松动爆破后必须采取效果检验，经效检无突出危险性时按批

30、掘进尺组织施工，经效检有突出危险性时打排放孔进行排放； （2）普掘工区必须加强爆破管理，正向装药正向爆破； （3）深孔松动爆破炮眼要平、直、齐，布置在煤层中，有软分层时要布置在软分层中。 3、施工排放孔排放瓦斯 采取深孔松动爆破措施后，经考察指标达到或超过临界值时再采取排放孔排放瓦斯措施，排放孔直径为76mm，排放孔间距误差不大于0.15m、倾角与煤层倾角一致、长度不小于8m、排放时间不小于8个小时。排放孔用风煤钻配76mm的螺旋钻杆施工，排放孔在煤层中施工，巷道为煤巷时施工3排排放孔，巷道为半煤岩巷时施工2排或1排排放孔，并均匀对称的布置在煤层中,11606运顺排放孔参数表,4、在断层前后3

31、0m施工11606运顺时，工作面要按突出危险工作面进行管理，坚持循环考察批掘制度。考察指标达到或超过临界值时，采取深孔松动爆破后两小时再进行考察，考察指标不超时，按批掘进尺采取安全防护措施后进行施工；若考察指标超限时必须采取施工排放孔的措施加大瓦斯排放，且过断层施工时要在两帮钻场内加密钻孔加大抽放。 5、在施工各种钻孔（抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔、锚杆锚索孔等）出现夹钻、卡钻、顶钻、喷孔时，要立即停止施工汇报调度室，由公司领导和有关部室研究治理方案。在炮后瓦斯浓度超过2%或绝对瓦斯涌出量大于10m3/min时，由公司领导和有关部室研究治理措施,四、效果检验 1、施工11606运顺时，对防治突出

32、措施效果的检验方法与本措施预测预报方法相同，均采用钻孔钻屑量和钻孔钻屑瓦斯解析值对工作面进行效检，效检钻孔布置与预测钻孔布置方法相同，详见附图三：预测（效检）钻孔布置示意图。 2、经效检指标不超限后，留有不小于5m的超前距离进行批掘；校检指标超限时，再采取施工排放孔的措施加大瓦斯排放，经校检指标不超限后，方可留有不小于5m的超前距进行批掘，远距离放炮施工到留有不小于5m控制距离时，再进行防突考察。严格按批掘进尺组织施工，严禁超挖超掘,3、若有任何一次考察验证有突出危险时，必须采用深孔松动爆破、排放孔排放措施进行消突。 4、11606运顺施工中：遇有断层、褶曲、煤层倾角、厚度急剧变化时；施工各种

33、钻孔有喷孔、夹钻、顶钻、卡钻时；普掘工区必须及时汇报调度室并进行防突考察。遇有炮后瓦斯浓度超过2%或炮后绝对瓦斯涌出量大于10m3/min时，监测室及时向调度室和通防工区汇报并进行防突考察，且不论考察指标是否超限，都必须采取深孔松动爆破措施，并留有5m的深孔松动爆破超前距离，采取安全措施后施工,五、安全防护措施,1、11606运顺掘进时，回风系统严禁设置调控设施，必须保持回风系统畅通。普掘工区按要求在11606运顺迎头50m范围内配备2个完好灭火器。 2、压风自救装置必须安设在井下压缩空气管路上，压风自救装置的总开关要处于常开状态，单个压风自救装置的开关要处于常闭状态，不得随意关闭压风自救装置

34、的供风。每一组压风自救装置58个气袋，每个压风自救装置的供风量不得小于0.1m3/（min个）。工作面2540m范围内安设一组，往后每50m安设一组压风自救装置，迎头50m范围内的压风自救装置由通防工区负责安设，普掘工区负责前移维护，其他地点的压风自救装置由通防工区负责维护。 3、每一下井人员必须随身携带隔离式自救器。班组长以上管理人员、放炮员、流动电钳工下井必须携带便携式瓦斯报警仪。防突考察工必须携带100%光学瓦斯检定器，用于测定孔内瓦斯含量,4、11606运顺施工放炮： 操纵放炮的地点设在1号岗，放炮时回风系统中必须停电、撤人。 停电范围：放炮时必须停掉11606运顺、五中延伸段内的所有

35、非本质安全型电源。停送电工作由普掘工区负责，调度室统一协调指挥，机电室负责提供供电系统图。供电情况详见附图五：11606运顺供电系统图。 警戒位置：放炮时，1号岗设在五中延伸段风门外进风侧A处。 撤人站岗：放炮前普掘一区派a一人进行撤人，把人员全部撤到五中延伸段风门以外A处，并站好1号岗。a负责关闭五中延伸段的防突反向风门。a到位后向调度室汇报撤人站岗及反向风门关闭情况。1号岗点必须设置“三保险”（警戒人、警戒绳、警戒牌）。 放炮站岗示意图详见附图六：11606运顺放炮站岗示意图,通防工区必须在1号岗点设置电话和压风自救装置，压风自救装置每处不少于5个；通防室必须在1号岗点设置电话。 严禁11

36、606运顺迎头100m范围内使用固定放炮母线，每次放炮前班组长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，接头要用绝缘胶带包扎牢固，杜绝明接头。放炮母线必须用1.5平方两芯铜芯绝缘线。严禁放炮母线与导电体相接触，严禁放在电器、开关上。放炮母线不准与电线、电缆、信号线同挂一侧，必须同挂一侧时，要挂在电缆下方，保持0.3m以上的距离。 严格按照五中车场延伸段及11606运顺巷掘进工作面作业规程中的爆破图表进行打眼、装药。爆破前所有不装药的孔洞必须用不燃性材料充填，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍。 爆破必须采用铜脚线的毫秒电雷管，雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。雷管脚线按要求相互扭紧，并用

37、绝缘胶布包裹,每次装药放炮前，当班班长要安排专人检查工作面局部通风设施、隔爆设施、瓦斯传感器等安全设施完好情况，跟班电工负责检查电气设备的完好情况，确认完好后向班长汇报。 每次放炮前，当班班长必须安排专人对爆破地点20m范围内巷道进行洒水灭尘，放炮前派专人打开工作面50m 范围内和回风流内的净化水幕。 放炮前，瓦检员必须向监控室打电话查问工作面瓦斯和局扇运行情况，只有在局扇运转正常工作面瓦斯小于1%时方可起爆，否则不准起爆。 严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度，严格执行瓦检员、放炮员放炮“双汇报”制度。 爆破必须采用全断面一次起爆。爆破后30min，瓦检员用电话同地面监控室联系，查问1

38、1606运顺工作面和回风流中的瓦斯情况，只有在T1、T2分别低于1%时，由瓦检员在前、班组长在中、放炮员在后一同到现场进行检查验炮，正常时方可送动力电，其他人员方能进入施工。发现拒爆、残爆等异常情况时，必须立即汇报调度室，并由现场跟班区长或班长安排落实专人按煤矿安全规程之规定进行处理,5、11606运顺工作面及回风系统内的电气设备严禁失爆，严禁使用不防爆或防爆性能不合格的电器设备。普掘工区必须每班派专职电工检查一次所有电器设备的完好情况，机电室至少每旬检查一次该工作面及回风系统的电器设备防爆情况并有记录。 6、11606运顺工作面施工期间必须设置专职瓦检员，负责按规定检查工作面、回风流的瓦斯浓

39、度。 7、施工抽放钻孔时，在钻场上方必须悬挂便携式瓦斯报警仪，随时检测钻场内的瓦斯浓度，施工时钻孔中出现喷孔、卡钻、顶钻、夹钻、响煤炮、瓦斯涌出忽大忽小、瓦斯浓度持续上升、矿压显现等明显的突出预兆时，必须立即停止施工，切断电源撤出人员至进风流安全地点，并及时向调度室汇报。 8、工作面进行防突考察时，只准使用同一台钻机施工钻孔，钻孔施工考察期间，严禁其他工作与之平行作业，以防伤人,9、防突考察所用钻机、防突考察仪等必须随时保持完好。对磨损、变形严重的钻具一律停止使用。 10、11606运顺工作面60m以外200m以内必须按规定安设合格的隔爆水棚，隔爆水棚的间排距、水量、棚区长度等要符合规定。 1

40、1、普掘工区要加强局扇及开关维护保养，必须保证局扇能正常开启运行，放炮时必须开启两级风机，保证炮后瓦斯不超限。平时不放炮时根据工作面瓦斯情况，由瓦检员决定开启局扇的级数。 12、炮后瓦斯超限时由通防副总工程师牵头组织通防室、地测室、调度室、技术室、安监室、通防工区、普掘工区等单位进行分析，查找超限原因，采取相应措施，防止再次超限。 13、遇炮后瓦斯浓度超过2%时，必须在巷道迎头施工浅孔排放孔，排放孔直径为76mm、深度为4m，排放时间不小于4个小时,14、工作面需防突考察时，普掘工区要提前1小时向调度室汇报，由调度室通知通防工区及时进行防突考察。考察时通防工区和普掘工区要配合好。 15、普掘工

41、区要严格按批掘进尺组织施工，严禁超掘，通防工区防突考察工要在现场做好防突考察循环进度控制点，控制点以巷道的导线点为准。普掘工区要加强深孔松动爆破的管理，严格按本措施设计参数组织实施深孔松动爆破消突措施，严格控制深孔松动爆破后的掘进进尺，确保在5m超前距离的保护屏幛下安全施工。 16、在11606运顺施工中，普掘工区要加强抽放硐室等三叉口的支护，对地质构造破碎等特殊地段必须加强支护。 17、防突考察无突出危险时按措施规定批掘即可，若防突考察有突出危险时必须由调度室汇报总工程师和通防副总工程师。防突考察工升井后不论疲劳程度如何，要将批准的突出预测预报（措施效果检验）报告单及时发放，报告单上必须注明

42、考察时钻孔内瓦斯浓度和是否有瓦斯涌出异常、喷孔等现象，同时注明所用防突考察仪器编号、考察里程等情况,18、突出预测预报（措施效果检验）报告单要报送通防室、调度室、地测室、普掘工区，通防工区留存原件。普掘工区没有接到调动室的通知不准打眼放炮施工。 19、通防工区要加强11606运顺的钻孔施工进度和瓦斯抽放管理，抽放系统放水要及时，保证抽放效果。 20、瓦检员和施工人员要熟悉突出预兆及避灾路线，发现有突出预兆时，必须立即停止工作，将人员撤离到副井并及时向调度室汇报。 21、11606运顺钻场和迎头严禁同时放炮以防冒顶诱导突出；处理瞎炮和残炮时必须严格执行远距离放炮制度。 22、避灾路线：11606

43、运顺若发生瓦斯事故险情或突出预兆时，当班班长必须组织当班人员按下列路线撤退：11606运顺工作面五中车场副井地面,23、突出预案： 一旦发生突出事故调度室要及时命令机电工区变电所值班电工立即切断井下所有动力电源，并把所有人员撤到地面安全地方。 调度室及时通知救护队作好下井的准备工作。 调度室立即通知井下各工作地点的瓦检员按避灾路线把人员全部撤到地面。 监控室要加强井下瓦斯监测，发现异常情况及时汇报调度室和通防室，并由调度室通知相关单位和领导。 24、煤与瓦斯突出预兆： （1）有声预兆：煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮；煤壁发生震动或冲击；顶板来压、支架发出断裂声。 （2）无声预兆：煤层层

44、理紊乱、煤质变软、煤暗淡无光泽、煤壁发亮；工作面顶板压力增大，煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉或底鼓；工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷孔等现象,六、组织机构与职责： 1、为做好11606运顺防突工作，公司成立防突领导小组，领导小组办公室设在通防室，负责协调防突的相关工作。 2、相关部门职责： a、掘进工区：负责现场一切安全设施的日常管理；发现顶底板岩石及倾角发生变化必须及时汇报调度室；施工锚杆、锚索孔等时发现顶板淋水增大、钻孔出水、瓦斯喷孔、顶钻等现象及时汇报调度室；没有接到调度室放炮命令严禁放炮施工；现场班组长要汇报调度室放炮的具体时间，由调度室统一协调安排放炮工作。 b、地测

45、部门：分析掌握煤层的产状；对煤厚发生变化或遇有断层构造时及时进行通报。对施工前方的地质构造进行预测预报,c、通防工区：每旬要对“一通三防”设施（包括栅栏、防突风门、压风自救等）进行一次检查，及时构建、维护保养好通风设施，及时进行防突考察。施工抽放钻孔时发现钻孔喷水、瓦斯喷孔、顶钻、夹钻等现象及时汇报调度室和通防工区； d、技术部门：必须根据现场围岩变化情况及时确定支护方式和对现场爆破技术进行指导。 e、机电部门：负责对11606运顺内的电气设备，每旬进行一次防爆检查并有记录。 f、调度室：负责整个掘进期间的协调指挥（考察、停送电、撤人站岗、放炮等工作），没有调度室命令11606运顺严禁放炮施工

46、；对出现的异常情况及时通知相关单位和领导。 g、安监部门：组织好瓦检员的抽放系统放水工作，负责监督防突措施的落实，没有按照措施落实严禁放炮施工,附录2：11604综采工作面瓦斯治理方案和措施,第一节 概 况 一、工作面概况 1、工作面位置 工作面对应地表有罗家田湾、马家堰村寨、高压线及附近零星农户。 该工作面运顺附近有ZK503、ZK603地质钻孔及J5-1补勘地质钻孔。工作面上方有2#落水洞，地面标高+1291.831m。 工作面位于一采区上部，为一采区西翼第二个回采工作面。南临11602工作面（已回采），北临11606工作面（未准备）；工作面开切眼位于F4支2断层附近，工作面设计停采线位于

47、回风斜井中心线向西80m井筒保护煤柱线处,2、范围及面积 11604综采工作面回采范围是11604轨顺、运顺之间的M16煤层。11604综采工作面设计走向长约619米，倾斜宽约126米（11604补面走向长约215米，倾斜宽约40米），则工作面回采面积约8.66万平方米。 3、工作面生产概况 11604工作面轨道、运输顺槽设计为矩形巷道断面；断面积10和12，其它为半圆拱形断面。巷道支护方式以锚网支护为主，局部为金属网与工字钢架棚联合支护。 11604工作面采用走向长壁后退式采煤，顶板全部冒落法管理顶板，最小控顶距为：4.2m。 11604工作面将采用综采设备一次采全高开采（工作面平均采高为2

48、.8m），预计最大日产量为2500t/天,4、地层 工作面地层由老到新依次为：二叠系下统茅口组（P1m）灰岩；二叠系下统峨眉山玄武岩（P1）、龙潭组（P2l）含煤碎屑岩、长兴组（P2c）灰岩；三叠系下统夜郎组（T1y）灰岩与碎屑岩、茅草铺组（T1m）灰岩与白云岩；三叠系中统松子坎组（T2s）碎屑岩与灰岩、狮子山组（T2sh）白云岩及白云质灰岩。 5、煤层 井田范围内含煤地层共含煤18层，可采或局部可采煤层6层，从上到下分别为M2、M3、M9、M16、M17及M18。其中M16、M18为主要可采煤层；M17为部分可采煤层；M2、M3、M9等煤层仅局部可采。主要煤层特征见下表1,1）M16煤层 M

49、16煤层在本工作面内呈层状产出，厚度2.0m7.65m，平均厚度2.8m。变异系数29.6%；煤层结构简单，稳定程度：较稳定。 （2）M17煤层 位于M16与M18之间，煤层厚度02.32m，平均厚度1.2m，变异系数57.1%。该工作面区域内M17煤层层位较稳定，呈层状、透镜状产出，属部份可采煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸。 （3）M18煤层 层位稳定，呈层状产出，为井田主采煤层，该工作面区域内M18煤层厚度0.37.50m，平均厚度3.18m，变异系数33.3%，煤层厚度变化不大。煤层结构较简单，一般含12层夹矸，夹矸岩性为炭质泥岩及粘土岩,4）其它煤层 另有M2、M3、M9等煤层，连续

50、性差、不稳定，仅局部可 采。 M2煤层：厚度02.16m，平均0.43m，局部达可采厚 度。 M3煤层：厚度01.70m，平均0.37m，仅局部可采。 M9煤层：厚度01.20m，平均0.47m，局部可采。 （5）M16煤层顶、底板岩石性质,6、工作面主要地质构造 工作面煤岩层总体趋势呈现东南高西北低，为一单斜构 造，525，工作面东部及中西部发育背、向斜构造，并发 育3条断层，受断层牵引影响产生揉皱小褶曲，产状变化较 大。 （1）向斜：位于工作面中西部，轴向NESW，幅度5 25m。 （2）背斜：位于工作面东部，轴向NESW，幅度5 20m。 （3）断层：运顺揭露F35逆断层（H=12m）；

51、 SF16(H=4.3m)，轨顺揭露F4支2逆（H=040m）断层,7、地温 本区地温梯度偏高正常。 8、煤的自燃性质及煤尘爆炸性 贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定报告为：M16煤层 为不易自燃煤层，M16煤层煤尘无爆炸性。 9、煤与瓦斯突出危险性 根据重庆煤科分院提供的M16煤层突出危险性鉴定结 果：“目前开采范围内不能认定M16煤层为突出煤层，随着开 采范围的扩大，瓦斯压力达到或超过0.74MPa时，M16煤层即 可确认为突出煤层。”，在11604运顺M16瓦斯压力测定时，压 力较小，均远小于0.74MPa，目前对11604综采工作面按无突 出危险工作面进行管理,二、工作面瓦斯情况 1、工

52、作面瓦斯地质资料 通过对井田范围内煤芯瓦斯的测试和瓦斯成份分析，可采煤层中的瓦斯含量普遍较高。现将11604综采工作面附近地勘钻孔中M16、M18煤层瓦斯含量统计如下表（表2,根据现场测得的煤层瓦斯压力和煤样的实验结果，得出了测压地点的煤层瓦斯含量。测压地点煤层的瓦斯含量与附近相近标高地勘时期所测定的煤层瓦斯含量对比如：（表3,由上表分析可知，实际测定的瓦斯含量与地勘时期所测定的瓦斯含量相比普遍偏高，经对比计算，实际测定的瓦斯含量是地勘瓦斯含量的1.01.21倍，因而11604综采工作面瓦斯含量按1.2倍进行调整。调整后的11604综采工作面附近地勘钻孔中瓦斯含量值统计表如下：（表4,1160

53、4综采工作面在ZK503、ZK603、J5-1之间，因ZK603、J5-1钻孔没有测定M16煤层的瓦斯含量值，所以按ZK503钻孔中所测定的M16煤瓦斯含量的修正值作为11604综采面的平均瓦斯含量13.06m3/t。 M18煤层：瓦斯含量为13.0714.20m3/t，平均含量为：13.64m3/t。 M17煤层：瓦斯含量为12.1313.19m3/t，平均含量为：12.64m3/t。 2、11604工作面瓦斯涌出量预计 11604综采工作面的相对瓦斯涌出量按下式计算： Q=Q1+Q2+Q3 m3/t 式中：Q 工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； Q1 开采层（本煤层）相对瓦斯涌出量，m3/t

54、； Q2 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t； Q3 围岩相对瓦斯涌出量，m3/t,其中：（1）开采层相对瓦斯涌出量按下式计算： Q1=M（K1+K2）（W0-WK）/Me m3/t 式中：M 开采煤层平均厚度，m； Me 开采平均厚度，m； K1 开采方法系数，K1=（L-2h）/L=（126-213）/126=0.79； L 回采工作面长度，m； h 巷道煤体瓦斯排放带宽度，m，无烟煤取h=13m； K2 煤柱影响系数，K2=l/L； l 残留煤柱宽度，m； W0 开采层（本煤层）原始瓦斯含量，13.06m3/t； WK残余瓦斯含量，采至地面时煤的残余瓦斯含量，m3/t,11604综采工作面无

55、煤柱回采，一次采全高，采至地面煤的残余瓦斯含量WK为3.83m3/t。 则：Q1=2.8(0.79+0)(13.06-3.83)/2.8=7.29m3/t （2）邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算： Q2 =W0i (Mi / M)i m3/t 式中：W0i 第i个邻近层原始瓦斯含量，m3/t m； Mi 第i个邻近层厚度，m； M 开采层的开采厚度，m； i 第i个邻近层瓦斯排放率，%。 下邻近层M17、M18煤层： Q17 =12.64(1.22.8)(40100)=2.17m3/t Q18 =13.64(3.182.8)(16100)=2.48m3/t M17煤在11604采面处的瓦斯含量为

56、：12.64 m3/t； M18煤在11604采面处的瓦斯含量为：13.64 m3/t,上邻近M2、M3、M9煤层： Q2/=10.92(0.432.8)(61100)=1.02m3/t Q3= 10.92(0.372.8)(70100)=1.01m3/t Q9= 10.92(0.472.8)(84100)=1.54m3/t 则:邻近层相对瓦斯涌出量 Q2=Q2/+Q3+Q9+Q17+Q18=1.02+1.01+1.54+2.17+2.48 =8.22m3/t （3）围岩相对瓦斯涌出量按下式计算: Q3 =Kn* Q1m3/t 式中：Kn 系数，全冒落管理顶板时，取0.25 则: Q3= 0.

57、257.29=1.82m3/t 11604综采工作面相对瓦斯涌出量: Q=Q1+Q2+Q3=7.29+8.22+1.82=17.33m3/t 11604综采工作面绝对瓦斯涌出量统计如下：（表5,三、工作面通风情况 矿井采用中央并列抽出式通风，主井、副井进风，风井回风。风机型号BDK-8-31-2400KW，一台工作，一台备用。矿井总进风量为10474m3/min，总排风量为10584m3/min，有效风率为86.27%。配套电机为防爆电动机（10kV，400kW，740r/min），每台风机配两台电机，目前只配备一台电机。矿井采用通风机倒转反风。综采工作面回采前在11604探煤巷上口用砖建挡风

58、墙一道（带调节窗），在11604运顺回风联络巷用砖建挡风墙一道（带调节窗）。 11604综采工作面前期通风为：11604运顺、11604轨顺进风，11604补轨顺、11604补轨顺联络巷、11600运顺回风（11604轨顺进风量控制在400450m3/min）。11604综采工作面前期通风情况详见附图一：11604综采工作面前期通风系统示意图。 11604综采工作面后期通风为：11604运顺进风， 11604轨顺回风。11604综采工作面后期通风情况详见附图二：11604综采工作面后期通风系统示意图,四、矿井瓦斯抽放系统 1、矿井于2004年12月18日安装完善了地面高、低负压两套瓦斯抽放系统

59、进行集中抽放，其中：高负压选择两台SKA-420型瓦斯抽放泵，最大抽放负压68059Pa，最大抽放量158m3/min，抽放干管规格为DN2457mm；低负压选择两台SKA-500瓦斯抽放泵，最大抽放负压44048Pa，最大抽放流量210 m3/min，抽放干管规格为DN56010mm。 2、11604运顺现已安装一趟PE200型抽放管，11604轨顺现已安装一趟PE150型抽放管，用来抽放本煤层、穿层及高位抽放钻孔瓦斯。还需在11600运顺、11604补轨顺联络巷安装一趟PVC400型抽放管，11604补轨顺埋管安装一趟DN300和DN200型焊铁管用来抽放采空区瓦斯。 详见附图三：1160

60、4综采工作面抽放管路布置示意图,五、矿井安全监控系统 1、矿井已经选购了一套国内较先进的KJ90煤矿安全与生产监控系统，能够准确及时监测井下的瓦斯、风速等环境参数及主要设备的开停和风门的开关状态。同时能监测地面主扇及瓦斯抽放泵的运行状况。主要安装了高低浓度瓦斯传感器、风速传感器、一氧化碳传感器、水位传感器、风机开停传感器、风门开关传感器等。 2、现已在11604综采工作面安装了监测监控装置，用于监测工作面瓦斯涌出。 详见： 附图四：11604综采工作面前期监测监控系统布置示意图； 附图五：11604综采工作面后期监测监控系统布置示意图,第二节 工作面瓦斯综合治理方案 按照国家“先抽后采、监测监