芦岭矿防治煤与瓦斯突出模式

1、淮北矿业股份有限责任公司 芦 岭 煤 矿 防治煤与瓦斯突出模式 二 0 一四年九月 目 录 1 1、矿井概况、矿井概况.1 1.11.1 矿井基本情况矿井基本情况.1 1.21.2 矿井瓦斯地质情况矿井瓦斯地质情况.1 1.31.3 矿井瓦斯灾害情况矿井瓦斯灾害情况.2 2 2、瓦斯治理理念、瓦斯治理理念.4 3 3、瓦斯治理思路、瓦斯治理思路.4 4 4、瓦斯治理目标、瓦斯治理目标.4 5 5、区域防突措施、区域防突措施.4 5.15.1、保护层开采、保护层开采 .4 5.25.2 底板穿层钻孔预抽底板穿层钻孔预抽.10 6 6、局部防突措施、局部防突措施.14 6.16.1 岩巷掘进防突岩

2、巷掘进防突 .14 6.26.2 8 8、9 9 煤层采掘面防突煤层采掘面防突.15 6.36.3 1010 煤层采掘面防突煤层采掘面防突.17 7 7、石门揭煤防突措施、石门揭煤防突措施.19 8 8、采煤工作面瓦斯治理措施、采煤工作面瓦斯治理措施.22 8.18.1 顺层钻孔抽采顺层钻孔抽采.22 8.28.2 高位钻孔抽采高位钻孔抽采 .23 8.38.3 斜交钻孔抽采斜交钻孔抽采 .24 8.48.4 工作面超前大直径卸压钻孔工作面超前大直径卸压钻孔 .24 8.58.5 采空区埋管抽采采空区埋管抽采 .24 9 9、防突保障措施、防突保障措施.25 1010、瓦斯利用、瓦斯利用.29

3、 芦岭煤矿防治煤与瓦斯突出模式芦岭煤矿防治煤与瓦斯突出模式 一、基本情况一、基本情况 1 1、矿井概况、矿井概况 矿井位于皖北宿州市东南 20 余 km 处，距淮北市（集团公司所 在地）82km；井田走向长约 8.2km，倾斜宽 3.6km，面积 29.5km2； 矿井 1969 年建成投产，设计能力为 150 万 t/a，改扩建后为 240 万 t/a，核定生产能力为 230 万 t/a，现实际年产量在 220 万 t 左右。 矿井煤炭资源储量丰富，但煤层赋存条件、开采技术条件特别 复杂，矿井主采煤层为 8、9、10 煤层，8 煤层为发育稳定的厚煤层， 全区可采；9、10 煤层为发育较稳定的

4、中厚煤层，大部分可采。目 前矿井剩余可采煤炭储量 8500 万吨。 矿井采用立井集中运输大巷分区石门开拓方式，矿井内有 7 座井筒，均为立井；全井田划分为三个开采水平，水平- 400m，水平-590m，水平-900m，其中水平已基本回采结束， 水平为矿井主要生产水平，水平正在准备，预计 2015 年二季度 投产，采掘工作面均采用综合机械化开采工艺。 2 2、地质概况地质概况 （1 1）煤层赋存）煤层赋存 矿井主采煤层自上而下为 8、9、10 三层煤，其中 8 煤层为特厚 煤层，煤层平均厚度为 9.16m，可采储量占全矿井可采储量的 60.7%，发育稳定，全区可采，但煤层瓦斯含量大，透气性低，对

5、开 采极为不利；9 煤层平均厚度 2.56m，8 煤层与 9 煤层平均间距为 3.0m，9 煤层可采储量占全矿井可采储量的 10.8%，煤层发育不稳定， 厚度变化大，向深部多与 8 煤层合并，煤层顶板裂隙发育，岩石破 碎；10 煤层平均煤厚为 2.2m，距 9 煤平均间距为 70m,10 煤层可采 储量占全矿井可采储量的 15.4%，煤层发育较稳定，厚度变化不大， 向深部有变薄趋势，局部发育为 2 层，开采主要是受断裂构造影响。 8、9 煤层为近距离煤层，进行联合开采，10 煤单独布置采区进行开 采。 （2 2）地质构造）地质构造 井田内地质构造复杂，尤以断裂构造最为发育。井田内现有落 差 1

6、0m 以上断层累计 69 条，其中断层落差大于 100m 的断层 9 条， 落差 50100m 的断层 8 条，落差 2050m 的断层 22 条。 3 3、瓦斯概况、瓦斯概况 （1 1）矿井瓦斯涌出量）矿井瓦斯涌出量 矿井为突出矿井，主采煤层 8、9、10 煤均为突出煤层。2013 年矿井瓦斯等级鉴定结果为：全矿井最大绝对瓦斯涌出量为 95.10m3/min，最大相对瓦斯涌出量为 24.09m3/t；平均绝对瓦斯涌 出量 94.30m3/min，平均相对瓦斯涌出量 23.88m3/t。2008 年至 2012 年矿井瓦斯涌出情况见表 1。 表表 1 1 2008200820122012 年矿

7、井瓦斯涌出情况表年矿井瓦斯涌出情况表 年度绝对涌出量/m3/min相对涌出量/m3/t年产量/万 t 2008117.2432.13192.47 2009115.2129.53204.06 2010119.2734.02224.07 2011117.2227.03221.77 2012106.9826.16229.8 （2 2）突出危险性评估、鉴定、区划情况）突出危险性评估、鉴定、区划情况 2010 年由重庆煤科院对 10 煤层进行了突出危险性鉴定，认为 10 煤层为突出煤层；并对101 采区和104 采区进行了区域划分， 划分结果均为无突出危险区。8、9 煤层各采区突出危险性区域划分 见表

8、2。 表表 2 2 8 8、9 9 煤层各采区突出危险性区域划分表煤层各采区突出危险性区域划分表 采 区 无突出危险区下限标高 （m） 突出危险区上限标高 （m） 一-300-300 二-345-345 四-316-316 六-344-344 八（东翼）-279-279 八（西翼）-353-353 三、五、七-300-300m 以下 （3 3）煤层瓦斯基本参数）煤层瓦斯基本参数 矿井主采 8、9、10 煤层均为突出煤层，煤层瓦斯压力大、瓦斯 含量高，瓦斯灾害极为严重，目前矿井剩余瓦斯储量为 36 亿 m3。 二水平 8、9 煤层瓦斯压力为 2.594.43mpa，煤层瓦斯含量为 1822m3/

9、t；三水平 8、9 煤层瓦斯压力达到 4.436.47mpa，煤层 瓦斯含量为 2225m3/t，其中三水平 9 煤实测瓦斯压力为 5.0 mpa（-882m） 。8 煤层吸附常数 a 为 2039 m3/t，b 为 0.20.5 mpa-1，瓦斯吸附能力较强； 8、9 煤层松软，煤的坚固性系数在 0.10.3 左右;煤层透气性系数为 2.810-2m2/ mpa2.d；8 煤层孔隙 率平均为 4.61%，瓦斯放散初速度值为 1730 ml/s。 二水平下部 10 煤区域为无突出危险区向突出危险区过渡区域， 三水平 10 煤各采区均为突出危险区。一采区准备期间实测 10 煤 层最大瓦斯压力 3

10、.8mpa（-801m） ，实测最大瓦斯含量为 17.9m3/t（-727.5m） ； 10 煤层吸附常数 a 为 15.2529.83 m3/t，b 为 0.411.3 mpa-1；煤的坚固性系数在 0.81.13 左右； 10 煤层孔隙率平均为 6.87%，瓦斯放散初速度值为 7.68.9 ml/s。 （4 4）瓦斯抽采参数）瓦斯抽采参数 2009 年至 2013 年矿井瓦斯抽采情况见表 1。 表表 3 20082012 年矿井瓦斯抽采情况表年矿井瓦斯抽采情况表 年度抽采量/万 m3利用量/万 m3抽采率/% 20093914.332216.2461.31 20104104.832436.

11、5861.81 20114207.142434.1065.35 20123672.462242.2261.02 20134005.792009.7466.83 （5 5）瓦斯灾害情况及分析）瓦斯灾害情况及分析 矿井灾害程度严重，是一座“水、火、瓦斯、煤尘、顶板、地压” 六害俱全的矿井，尤其是瓦斯灾害程度十分严重，是安徽省乃至全 国瓦斯灾害最严重的矿井之一。 自建矿以来共发生煤与瓦斯突出事故 26 起（人员伤亡 3 起） ， 瓦斯爆炸事故 1 起，瓦斯事故夺去了 108 位矿工的宝贵生命。其中 2002 年“4.7”煤与瓦斯突出事故突出煤岩量达到 10500t，涌出瓦 斯量达 123 余万 m3

12、，死亡 13 人；2003 年的“5.13”瓦斯爆炸事故， 死亡 86 人，教训极其惨痛深刻。 表表 4 4 历年来瓦斯突出事故统计表历年来瓦斯突出事故统计表 突 出 情 况 序 号 时间突 出 地 点 巷道 类别 垂 深 /m 标 高 /m 煤 厚 /m 地质构 造 煤量/t 瓦斯 量/m3 瓦 斯 压力 /mp a 备 注 11965.08井底车场重车线平 巷425-4009.0183002.25 21972.1074-84 煤眼斜石门365-34212.2 局部褶 曲 23428411.78 8、9 合 层 31975.12814 采面 4#煤眼斜石门321-2989.1小断层32513

13、1.75 41977.05813 采面 4#煤眼斜石门321-29810.020016001.758、9 合 层 51978.09815 采面 3#煤眼斜石门378-3557.2 上、下 未采 20521 61980.06848 集中巷 8#钻场平 巷347-3248.512600 71981.10846 采面 6#煤眼斜石门347-3248.5209381.50 81984.06865 采面 5#煤眼斜石门386-3638.5小断层481584 91985.018412 采面 2#煤眼斜石门413-3908.0 断层附 近 511930 101985.05867 采面 1#煤眼斜石门404-

14、3809.0 断层带 附近 665545 111988.078411 采面 4#煤眼斜石门379-35612.7 断层附 近 1741500 121989.028212 采面 1#煤眼斜石门396-37310.5356528 8、9 合 层 131993.01821 采面 6#煤眼斜石门460-4378.01201890 141997.10814 采面 1#煤眼斜石门552-529 81 5 f=0.30.1 8、9 合 层变厚 151997.12814 采面 2#煤眼半煤巷552-5292.0 煤层底 板揉皱 破碎 2785000 煤层变 薄 f=0.4 161998.04814 采面 4#

15、煤眼斜石门552-529 81 3 f=0.20. 4 8、9 合 层变厚 171998.10823 采面 10#煤眼煤巷483-460 10 13 f=0.25002000 煤层变 厚 181999.09814 采面 14#煤眼煤巷552-529 91 4 煤层松 软 f=0.2 201000 8、9 合 层变厚 191999.12822 采面 5#煤眼煤巷454-43110 煤层松 软 f=0.3 3013000 202000.04822 采面 4#煤眼煤巷454-43111 迎头发 现逆断 层 202000 煤层松 软 f=0.3 212000.06 822 采面 4-5#眼机 巷 煤巷

16、435-41212 顶板破 碎 3100f=0.3 222002.04818 采面 3#煤眼斜石门613-590 81 3 煤粉 末状 f=0.2 105001.23m 8、9 合 层变厚 232002.05 816 采面 6-5#眼机 巷 煤巷583-5608.0 遇小褶 曲，顶 板岩性 差 0.5200 煤粉末 状 f=0.3 242002.06 816 采面 6-5#眼机 巷 煤巷583-5608.00.2150 煤粉末 状 f=0.3 252002.06 816 采面 4#眼附 近 岩巷615-590 81 2 8、9 合 层变厚 ch4%=1 0% 262002.10818 轨道巷岩

17、巷613-590 81 3 f=0.2202200 8、9 合 层变厚 4 4、防突相关安全系统、防突相关安全系统 （1 1）通风系统）通风系统 矿井采用混合式通风方式，矿井通风方法为抽出式。矿井共有 3 个风井，即东风井、南风井、西风井。东风井安装 agf606-3.2- 1.68-2 型轴流式风机两台，一台工作，一台备用，总进风量 7782m3/min，排风量为 8460m3/min，其中风机参数为风压： 2548pa，额定转速：590r/min；电机功率为 1000kw，叶片安装角- 11, 电压 6300v，电流 78a。南风井安装 k427328.5 离心式 风机两台，一台工作，一台

18、备用，总进风量 11307m3/min，排风量为 12206m3/min，其中风机参数为风压：3430pa，额定转速 591r/min； 电机功率为 1250kw，电压 6200v，电流 100a；西风井安装 bd- 829 轴流式风机两台，一台工作，一台备用，总进风量 8205m3/min，排风量为 8878m3/min，其中风机参数为风压： 2450pa，额定转速：743r/min；电机功率为 2500kw，叶片安装角 13,电压 6200v，电流 72a。东风井等级孔为 3.22m2，南风井等积 孔为 4.02m2，西风井等积孔为 3.45m2，矿井等积孔为 10.82m2。 矿井每个采

19、区均设有专用回风巷道。东风井负担81 采区、 1 采区及 iii2 采区部分开拓用风。81 采区通过-590 东大巷进 风，回风通过81 回风上山、阶段瓦斯道至 1#、2#回风上山至东风 井；1 采区、iii2 采区开拓通过-590 东大巷和 iii 水平西翼进风 斜井进风，回风通过1 回风上山至 101 回风上山和 1#、2#回风上 山至东风井。南风井负担82、84 和104 采区用风。82 采区 通过-590 西大巷进风，通过82 回风上山、ii82 边界和82 新回 风上山至 102 中部回风上山回至南风井；84 采区通过-590 西大巷 和-590 西轨大巷（西部井）进风，回风通过84

20、 回风上山、水平 中部回风上山和 102 回风上山回至南风井；104 采区通过-590 西 大巷和西皮大巷进风，回风通过104 回风上山、水平中部回风 上山、102 回风上山回至南风井。西风井负责 88、810 及88 采区 用风。88 采区通过西部井进风下山进风，回风通过 88 回风上山、 88 总回回至西风井，88 采区已于 8 月初全线报废封闭；88 采区 通过西部井进风下山，通过88 回风上山回至西风井；810 采区通 过-320 西大巷进风，回风通过 810 回风道、1010 南翼轨道总回风巷 回至西风井。 （2 2）瓦斯抽采系统）瓦斯抽采系统 芦岭矿现有两套地面永久瓦斯抽采系统，总

21、抽采能力为 1100 m3/min；五套井下移动抽采系统，总抽采能力为 720m3/min，矿井总 抽采能力达到了 1820m3/min。 地面永久老系统安装 2be3-420-2by3 型水环式真空泵 2 台，一 台运转，一台备用，额定流量为 120m3/min，电机功率为 132kw，主 要抽采各区段底板穿层钻孔，这部分气源浓度高（35%左右） ，进入 储气罐供工人村居民使用，2014 年 11 月份民用瓦斯停用，该部分 气源全部进入到瓦斯电厂；地面永久新系统安装 2bey-72 型水环式 真空泵 2 台，一台运转，一台备用，额定流量为 630m3/min，电机功 率为 1000kw、安装

22、 2bey67-00 型水环式真空泵 2 台，两台皆备用， 额定流量为 350m3/min，电机功率为 450kw。主要抽采地点为底板穿 层钻孔及工作面机巷顺层钻孔、部分井下移动泵出气（浓度高于 10%） 以及地面钻井瓦斯，瓦斯浓度稳定在 15%左右，主要为低浓瓦斯电 厂发电提供气源。另外，作为地面永久抽采的辅助抽采措施，目前 井下安装了 5 套移动抽采系统，主要用于抽采回采工作面老塘、高 位顺层钻孔及底板钻孔防喷孔瓦斯。 二、防突理念、思路及目标二、防突理念、思路及目标 1 1、瓦斯治理理念、瓦斯治理理念 煤与瓦斯突出是可防、可控、可避免的； 只有不到位的措施，没有治不了的瓦斯。 2 2、瓦

23、斯治理思路、瓦斯治理思路 坚持“积极实施保护层开采，不断提高区域预抽效果；坚持以 瓦斯治理工程先行为前提，以技术创新为动力，以系列化装备为保 障，不断丰富瓦斯治理手段，完善瓦斯治理模式；坚持煤与瓦斯共 采、抽采与利用并重”的工作思路。 3 3、瓦斯治理目标、瓦斯治理目标 （1）坚决做到不采突出面、不掘突出头，杜绝瓦斯灾害事故， 实现采掘工作面瓦斯零超限； （2）丰富瓦斯治理手段，进一步解放生产力，加大瓦斯综合利 用，实现矿井安全高效发展； （3）通过技术创新达到瓦斯治理好、快、省，实现瓦斯抽采最 大化、规范化、精细化、信息化。 三、防突模式三、防突模式 （一）设计原则（一）设计原则 1 1、通

24、风系统、通风系统 采区具有独立可靠的通风系统，采区必须有独立的回风上山， 并要实现分区通风，所有采掘突出煤层工作面要有独立的回风系统， 避免不合理的串联通风。 2 2、巷道布置原则、巷道布置原则 运输和轨道大巷、主要风巷、采区上山等主要巷道布置在非突 出煤层或岩层中；岩巷距突出危险区的煤层法距原则上不得小于 20m；减少井巷揭穿突出煤层的次数，揭穿突出煤层的地点应合理避 开地质构造破坏带；突出煤层的巷道优先布置在被保护区域或其他 卸压区域。 3 3、生产布局原则、生产布局原则 尽快报废 810 采区，优化整合系统，减少巷道维护；主采82 采区，84 采区，辅采88 采区，合理配采81 采区 1

25、0 煤、 104 采区；加快1 采区软岩工作面、2 采区 10 煤准备及4 采 区开拓，确保矿井生产接续。在生产布局方面，保证矿井生产系统 的安全、可靠、稳定，同时要做到立足当前，兼顾长远，保证矿井 采、掘、抽关系平衡。 5 5、生产组织、生产组织 8、9 煤层实行联合布置开采，10 煤层进行单独布置开采，在开 采顺序上，首先回采 8 煤上分层，之后回采其余的 8 煤下分层和 9 煤。单一煤层单翼采区最多只能布置 1 个回采工作面和 2 个掘进工 作面同时作业;单一煤层双翼采区或多煤层联合开采的采区最多只能 布置 2 个采煤工作面和 4 个掘进工作面同时作业,严禁超能力、超定 员组织生产和准备

26、。 6 6、瓦斯治理时空保障要求、瓦斯治理时空保障要求 近几年矿井不断加快新区段、新采区的准备，提高区段岩巷施 工进度，大力发展岩巷机械化掘进，提高岩巷单进水平，确保矿井 生产水平、采区、区段的有序接替。底板岩巷超前于工作面 5 年提 前进行准备，瓦斯治理工程超前于工作面 3 年提前进行实施，始终 保持岩巷超前于瓦斯治理，岩巷施工进度的加快，为瓦斯治理提供 时空保障，赢得了足够的瓦斯治理时间和空间，实现了“一个区段 回采，一个区段抽采，一个区段准备”的良性生产格局，下一步将 向“一个区段回采，一个区段抽采，一个区段打钻、一个区段准备” 的格局迈进，为防突和瓦斯治理提供更加充足的时间和空间。 （

27、二）（二） 、区域防突措施、区域防突措施 1 1、开采保护层、开采保护层 （1 1）保护层开采瓦斯治理措施）保护层开采瓦斯治理措施 开采保护层原则上优先选择开采下保护层，开采保护层应选择 突出危险性小或无突出危险性的煤层或岩层作为保护层开采。芦岭 矿三水平将全面实施保护层开采，1 采区 10 煤层赋存条件极其复 杂，为确保保护层安全顺利开采，选择 10 煤顶板上部一层软岩作为 8、9 煤层的保护层进行开采，其它采区选择 10 煤层作为 8、9 煤层 的保护层进行开采。 保护层开采及卸压瓦斯强化抽采实施方法如图 1 所示。进行保 护层开采及卸压瓦斯强化抽采方案设计包括保护层开采的准备、保 护层开

28、采前瓦斯治理、被保护层开采期间的瓦斯抽采和保护层开采 后的卸压瓦斯抽采以及保护效果考察等。 保护层开采前需要对保护层进行区域瓦斯治理，消除保护层突 出危险，确保保护层开采实现达标开采，区域瓦斯治理方案选择底 板穿层钻孔预抽煤层瓦斯，底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯措施与穿层 钻孔预抽煤层模式雷同，在本章节不在进行赘述。 图 1 保护层开采及卸压瓦斯强化抽采流程图 （2 2）被保护层瓦斯治理措施）被保护层瓦斯治理措施 保护层开采期间将有大量的被保护层卸压瓦斯涌出，而保护层 开采的目的是消除被保护层的突出危险性，降低被保护层的煤体瓦 斯含量，最终实现被保护层的安全高效开采，因此在保护层开采期 间需积极的采

29、取卸压瓦斯抽采措施，目前主要的抽采措施有地面采 动井抽采、拦截钻孔卸压瓦斯抽采、穿煤层钻孔卸压瓦斯强化抽采、 采空区埋管抽采等措施。 地面采动井瓦斯抽采 地面采动井抽采瓦斯是在被保护层工作面对应的地面施工钻井， 钻井穿透被保护层至保护层冒落带顶部。在保护层开采后，被保护 层瓦斯得到卸压，在地面直接抽采被保护层的卸压瓦斯，降低瓦斯 含量，地面采动井布置方式见图 2。 地面采动井布置原则：在工作面走向方向井间距，主要根据抽 采半径确定（两淮地区地面采动井抽采半径一般为 200m） ，为保证 瓦斯涌出最大时至少有 2 个地面瓦斯抽采井同时抽采，地面采动井 走向间距定为 110m120m，根据工作面的

30、走向长度确定被保护工作 面所需的地面采动井数量。第一个地面采动井位于距工作面开切眼 40m 处，在工作面倾向上，要求两钻井间抽采半径上、下交叉点必 须在工作面上、下巷道之外，以保证全工作面都在抽采半径范围内。 地面采动井主要用于工作面回采后抽采开采区卸压瓦斯，钻井布置 在采动裂隙的 o 形圈内，地面采动井位置选择在工作面中上部或中 下部，一般情况下选择中上部为宜，终孔位置位于保护层顶板的冒 落带顶部。 抽采要求：地面采动井实行单井抽采计量，抽采负压不小于 20kpa，每口地面采动井通过支管并入地面抽采干管。 图 2 11 软岩工作面地面采动井布置示意图 拦截钻孔抽采 拦截钻孔主要作为被保护煤层

31、卸压瓦斯拦截抽采措施，并能有 效防止被保护层卸压瓦斯通过保护层工作面开采后的裂隙通道进入 保护层回采工作面，造成瓦斯超限。 钻孔布置：沿保护层工作面走向在工作面风巷或其它合适的巷 道内，每隔一段距离布置一个钻场，在钻场内施工拦截钻孔。对于 被保护煤层瓦斯压力高、瓦斯含量大，钻孔穿煤期间喷孔现象极为 严重的区域，考虑钻孔施工安全，拦截钻孔施工至被保护层底板下 方 5m 处，对于被保护层瓦斯压力低于 2mpa，钻孔施工期间不易发 生喷孔现象的区域，拦截钻孔施工需穿至被保护层顶板。 根据目前的拦截钻孔抽采经验，钻孔间距选择不大于 30m 为宜， 且要求当前一组钻孔在进入工作面冒落带前，后一组钻孔必须

32、实现 正常抽采，钻孔压茬距离 30m，钻孔直径大于 113mm，钻孔布置见图 3。 抽采要求：每个钻场的拦截钻孔通过抽采集中箱与抽采管路连 接，并且在钻孔内安设套管，钻孔封孔深度封至冒落带 5m 以上，抽 采孔口负压不低于 13kpa，抽采主管路上安设自动计量装置。 拦截钻孔布置平面图 拦截钻孔倾向剖面图 拦截钻孔走向剖面图 图 3 11 软岩工作面拦截钻孔布置示意图 穿煤层钻孔卸压瓦斯强化抽采 由于拦截钻孔和地面采动井并不能将被保护层煤层的卸压瓦斯 进行全部抽采，工作面回采后仍有部分卸压瓦斯存在于采动裂隙区 和煤层中，因此为确保保护层开采效果，实现被保护层瓦斯抽采的 最大化，在保护层已回采过

33、的区域施工穿煤层钻孔强化被保护层瓦 斯抽采，进一步降低被保护层煤层瓦斯含量，为被保护层高效安全 开采创造条件。 巷道布置：在被保护煤层底板施工专用抽采巷，巷道尽量选择 在保护层开采动压影响范围外，在专用抽采巷内向被保护层施工穿 煤层钻孔，钻孔施工时间选择在保护层开采上覆岩层基本稳定后， 以钻孔安全快速施工为原则，一般在保护层开采后 3 个月内施工。 钻孔布置：穿煤层卸压钻孔施工至穿过被保护煤层顶板 1m 处， 钻孔覆盖整个被保护层，钻孔间距选择 20m，钻孔直径为 113mm，钻 孔封孔深度不小于 15m，钻孔布置见图 4。 抽采要求：每组穿层卸压钻孔抽采集中箱与抽采管路连接，并 且孔内安设套

34、管，抽采孔口负压不低于 13kpa，每个组抽采于主抽 采管路连接处安设阀门和人工计量装置，主抽采管路上每隔 150200m 安装一套自动计量装置。 穿层卸压钻孔布置剖面图 穿煤层卸压钻孔布置平面图 图 4 穿煤层钻孔卸压瓦斯强化抽采布置示意图 2 2、预抽、预抽煤层瓦斯煤层瓦斯 对于不具备保护层开采条件的突出煤层，选择底板穿层钻孔预 抽煤层瓦斯作为区域性防突根本措施，如芦岭矿二水平 8、9 煤层采 取目前矿区应用较成熟的底板岩巷大面积穿层钻孔预抽煤层瓦斯作 为区域性防突措施，该措施从底板岩石巷道内施工穿煤层钻孔预抽 煤层瓦斯，通过预抽煤层瓦斯，降低煤层瓦斯含量和瓦斯压力，达 到区域消突的目的。

35、为进一步降低工作面瓦斯含量，在工作面开采 前，在底板穿层钻孔预抽达标的基础上，再实施冲煤卸压强化抽采 钻孔，在工作面形成后施工顺煤层钻孔，从而实现突出煤层工作面 安全高效开采。 （见图 5） 图 5 底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯流程框图 （1 1） 底板穿层钻孔预抽底板穿层钻孔预抽 底板岩巷布置 底板岩巷布置一般需要考虑三个原则，即一是需要考虑钻孔施 工、瓦斯抽采的需要，便于钻孔布置和减少钻孔工程量；二是需要 考虑工作面准备需要，减少揭煤次数，加大采煤工作面机风巷长度， 减少工作面巷道准备工程量；三是需要考虑岩巷掘进的安全，即岩 巷与突出煤层间要留有足够厚度的岩柱，具备足够的抵抗力，保证 巷道掘进

36、施工安全。结合以上 3 种原则，底板岩巷一般布置在距突 出煤层底板法距 2530 米位置处，并在底板岩巷内每隔 3540 米 布置一个底板钻场，在底板钻场内施工穿层钻孔。 钻孔设计 钻孔终孔位置穿过突出煤层顶板 1m 处，钻孔控制整个回采区域， 并控制机巷及切眼外侧不小于 15m，钻孔间距根据抽采半径和抽采 期进行合理确定，一般情况下钻孔间距不大于 10m，在煤巷条带按 5m 孔间距进行加密布置，提高预抽效果，钻孔直径为 113mm 以上， 穿层钻孔布置见图 6。 图 6 底板穿层钻孔布置示意图 钻孔施工 芦岭煤矿 8、9 煤为极松软特厚煤层，由于煤层瓦斯压力大、煤 层瓦斯含量高，在钻孔进入煤

37、层后极易发生喷孔现象，且钻孔很难 一次性穿透 8、9 煤层，在钻孔钻进过程中极易发生抱钻、卡钻现象， 在钻孔施工方面可采取以下措施： 一是应用大功率钻机和钻具，钻机一般选择使用 zdy-3500s 型 钻机和 zdy-4000l 型钻机施工，通过提高钻机功率，解决钻孔施工 过程中抱钻、卡钻等孔内事故。应用三棱钻杆，三棱钻孔在钻进过 程中能够有效增加钻孔排渣空间，在系统压风的作用下大大提高了 钻孔的排渣能力、降低了钻孔的钻进难度、减少了抱钻现象。 二是采取卸压掩护递进施工工序，即在已施工过的穿层钻孔周 围，按递进顺序进行钻孔施工，穿层钻孔施工结束后，对周边一定 范围内的煤层起到了很好卸压作用，在

38、卸压范围内施工钻孔时，则 会降低了钻孔施工难度，因此通过采取卸压掩护递进施工工序，可 有效地降低钻孔喷孔强度。 三是采用边施工边抽采。钻孔施工结束后，立即进行合茬抽采， 降低钻孔周边煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，以降低周边钻孔施工难 度。同时对于因难度大没有穿煤到顶的钻孔也进行合茬抽采，降低 孔内煤层瓦斯压力和煤层瓦斯含量，待抽采一段时间后再进行施工。 四是采用防喷孔抽采系统和配套装置，提高钻孔施工安全性。 在钻孔施工地点建立一套防喷孔临时抽采系统，抽采系统连接至孔 口，抽采负压不小于 15kpa，钻孔穿煤时打开抽采系统对孔内瓦斯 进行抽采，并配套使用防喷孔装置，解决因喷孔造成的瓦斯超限及 伤人的

39、问题。 抽采管理 在穿层钻孔施工结束后，在钻孔未出现塌孔、堵孔的时间内 （根据经验在起钻半小时内） ，及时将筛管下至孔底，煤层解吸的瓦 斯能够通过筛管进行抽采，避免了孔内瓦斯聚能导致滞后喷孔现象 发生，同时可提高钻孔抽采效果，缩短预抽期，工艺装备成熟后可 直接采取钻杆内下筛管方式。 钻孔封孔结束后，通过抽采集中箱与抽采系统连接进行抽采， 每个抽采钻孔均必须留设观察孔，钻孔抽采负压不低 13kpa，钻孔 合茬半年内抽采浓度不得小于 50%，并定期对抽采钻场进行检查和 放水，确保抽采效果。 二次冲煤卸压强化抽采 为进一步降低煤层瓦斯含量，满足采掘工作面安全高效生产的 需求，在穿层钻孔预抽瓦斯达标的

40、基础上，对预抽区域再次施工穿 层钻孔进行冲煤卸压，进一步降低预抽区域的地应力和瓦斯含量。 冲煤卸压钻孔间距可大于预抽钻孔间距，一般情况下为 15m，冲煤 水压控制在 6mpa 以上，采取边钻进边冲孔的方式进行施工，直至煤 层顶板，冲煤卸压工程结束后，对钻孔进行合茬抽采。 ( (三三) )、局部防突措施、局部防突措施 1 1、近突出煤层岩巷掘进防突、近突出煤层岩巷掘进防突措施措施 设计：岩巷与突出煤层间要留有足够厚度的岩柱，具备足够的 抵抗力，保证巷道掘进施工安全，巷道布置在距突出煤层法距 2530m 层位，巷道设计时要尽量减少揭煤次数并避开地质构造带， 提前绘制巷道预想剖面图。 探查：所有岩巷

41、施工期间必须执行“先探后掘” ，必须在地质钻 孔覆盖范围内施工，并保留一定的地质探查超前距。当距煤层法距 大于 10m 时，每次探查钻孔不得少于 3 个，并保留 10m 以上的超前 距；当煤层法距小于 10m 时，必须确切探明巷道周围和前方的煤层 赋存情况，准确掌握巷道距煤层法距情况，并保留 20m 超前距，当 巷道距煤层法距小于 7m 时，按石门揭煤要求管理，进行区域消突， 掘进期间执行边掘边探，严防误揭煤层。 施工：巷道施工期间严格按照设计要求进行施工，并在现场标 点、编号、挂牌管理，明确现场允许进尺距离，严禁超掘超挖。瓦 斯传感器报警点和断电点均设置为 0.3%，一旦瓦斯出现异常、遇地

42、质构造等异常现象时，必须立即停止作业，待查明原因后方可恢复 施工。 地质钻孔管理：所有地质钻孔必须进行测斜，确保钻孔资料的 准确性和可靠性。地质钻孔施工结束后必须进行封孔管理，炮掘巷 道内钻孔封孔终孔位置距巷道轮廓线法距要大于 5m，综掘巷道内钻 孔封孔终孔位置距巷道轮廓线法距要大于 3m。 2 2、石门揭煤防突措施、石门揭煤防突措施 针对芦岭煤矿 8、9 煤层石门揭煤条件，在多年石门揭煤的工程 实践基础上，研发了特厚极松软突出煤层大断面石门揭煤的综合防 突技术，即“预抽、拦截、排放、注水、骨架、固化” “六步法”石 门揭煤技术，该技术的应用为矿井的正常采掘接替和安全生产提供 了保障。对于芦岭

43、煤矿 10 煤层，由于 10 煤层硬度较高，且瓦斯压 力和瓦斯含量低于 8、9 煤层，实践表明在预抽达标的基础上，可不 实施注水、骨架、固化措施。 图 7 石门揭煤流程图 距煤层法距 20m 处 在法距突出煤层 20m 前必须掌握所揭煤体附近煤层赋存、地质 构造和煤层瓦斯等情况。为准确控制突出煤层层位，施工地质探查 钻孔，以保证能够确切地掌握距煤层法距、煤层倾角及地质构造情 况等，为石门揭煤做准备。 距煤层法距 10m 处 在距煤层法距 10m 处向煤层施工瓦斯压力测压钻孔，钻孔进入 煤层顶板 0.5m，并进行取芯测试瓦斯含量，瓦斯压力测试严格按照 压力测定步骤实施。同时瓦斯压力测试钻孔兼作地

44、质钻孔，进一步 探明煤层赋存和地质构造情况，结合瓦斯压力和含量测试情况，设 计预抽钻孔。 距煤层法距 7m 处 为有效降低揭煤区域煤体的瓦斯含量，在距煤层法距 7m 前停头 施工预抽钻孔。钻孔穿透煤层进入顶板 0.5m，控制范围符合防突 规定要求。钻孔施工结束后立即接入抽放系统进行合茬抽放，抽 放负压不小于 13kpa，在抽采管路上安装瓦斯自动计量装置，根据 抽采量计算煤层残余瓦斯压力和瓦斯含量，直至残余瓦斯压力降至 0.74mpa 以下，残余瓦斯含量降至 8m3/t 以下时进行效果检验，实测 煤层残余瓦斯压力和煤层残余瓦斯含量，测试指标符合要求后，方 可继续施工，否则继续进行抽采。 距煤层法

45、距 5m 处的防突措施 在距煤层法距 5m 处进行区域验证，根据测试指标情况采取局部 防突措施。采取的措施包括顶部卸压拦截钻孔、迎头排放钻孔、煤 层注水。卸压拦截钻孔即向巷道上部煤层施工钻孔，起到卸压作用， 进一步降低巷道顶部瓦斯含量；迎头排放钻孔即向巷道中部及巷道 下部施工排放钻孔，对巷道中下部的瓦斯进行释放，减少揭煤期间 的瓦斯涌出量，提高揭煤安全系数。钻孔施工结束后，选择部分钻 孔进行注水，注水压力 68mpa，煤体注水后，煤的力学性能发生 很大变化，其塑性提高，从而使应力分布均匀化，弹性潜能降低， 减少了突然释放弹性潜能的威胁。另外，煤体注水后，还能降低煤 尘，提高作业环境的空气质量。

46、 距煤层法距 2m 处的防突措施 在距煤层法距 2m 处前，首先施工扩大棚，扩大棚要求比原巷道 高 0.6m，两侧各宽 0.5m，以方便施工金属骨架钻孔，扩大棚施工结 束后，在石门顶部施工金属骨架孔，控制巷道顶部及两侧肩窝，钻 孔施工至煤层顶 0.5m 处。骨架管采用直径 50mm、壁厚 5mm 的无缝 钢管管，煤层段使用带花眼的骨架管。骨架管安装好后，向骨架管 中注入水泥浆加适量速凝剂，注液压力至少达到 5mpa 以上。使水泥 浆通过花眼进入煤体，用以提高煤体的强度，起到加固、固化煤体， 支撑顶板的作用，以杜绝揭煤过程中的漏冒顶现象。 距煤层法距 1.5m 处 距煤层法距 1.5m 处施工最

47、后验证钻孔，进行突出危险性指标测 试，指标测试符合要求后，采取远距离爆破措施揭煤开门。 穿煤层施工 穿煤层施工期间，严格执行循环预测，并保留 5m 以上的预测超 前距和措施孔超前距，若指标测试超过临界值，则施工排放钻孔。 3 3、采掘工作面防突措施、采掘工作面防突措施 二水平 8、9 煤层采取联合布置方式，采掘作业前采取底板穿层 钻孔预抽煤层瓦斯作为区域防突措施，三水平 8、9 煤层采取保护层 开采作为区域防突措施，经效果检验达标后，首先回采 8 煤顶分层， 8 煤顶分层回采结束后，回采 8 煤底分层和 9 煤，经实践检验表明， 8 煤顶分层开采期间瓦斯涌出量较大，而 8 煤顶分层回采结束后，

48、 剩余的 8 煤层和 9 煤层瓦斯释放率达到 80%，因此对于二水平 8、9 煤层而言，防突和瓦斯治理的重点在 8 煤顶分层，对于 8 煤下分层 和 9 煤层在采掘期间执行区域验证。 二水平 10 煤层处于无突出危险区，采掘前不采取区域防突措施， 但由于二水平 10 煤层处于无突出危险区向突出危险区过渡区域，因 此在采掘作业期间仍需采取局部防突措施，降低采掘作业期间的瓦 斯涌出量，避免出现瓦斯超限事故。三水平 10 煤层为突出危险区， 采掘前采取底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯作为区域防突措施 （1 1）掘进工作面防突措施）掘进工作面防突措施 8 8 煤顶分层煤巷掘进煤顶分层煤巷掘进 8 煤顶分层煤巷

49、掘进期间采取局部“四位一体”综合防突措施，由 于工作面的风巷掘进为沿空掘进，瓦斯得到释放，不存在突出问题， 本部分的防突措施和瓦斯治理主要针对的是机巷和切眼掘进期间。 8 煤顶分层煤巷掘进防突实施方案：地质探查+短孔排放。 地质探查：煤巷掘进前必须进行地质探查，确切探明巷道掘进 前方煤层赋存情况，便于防突措施的选取和设计，巷道掘进期间至 少保留 10m 的地质探查超前距。 突出危险性预测：煤巷掘进前采用钻屑指标法进行突出危险性 预测，无论指标是否超过临界值，均采取排放钻孔措施。 钻屑解析指标临界值 煤样 /pa 2 h /ml/(g.min1/2) 1 k max s 干煤1600.46 kg

50、/m 湿煤1200.35.4 l/m 短钻孔排放瓦斯：沿掘进巷道方向施工排放瓦斯钻孔，排放钻 孔孔底间距为 2m3m（可根据指标测试情况进行调整） ，在煤厚方 向上控制巷道下方 4m，巷道两帮外控制范围不小于 5m，钻孔直径为 75mm、排放钻孔控制巷道前方 12m，巷道每掘进 5m 施工下一轮钻孔， 排放钻孔超前距离为 7m。 效果检验：排放钻孔施工结束后进行效果检验，效果检验指标 符合要求后，在采取安全防护措施后继续作业。 1010 煤层煤巷掘进煤层煤巷掘进 10 煤层煤巷掘进时采取局部“四位一体”综合防突措施，由于工 作面的风巷掘进为沿空掘进，瓦斯得到释放，不存在突出问题，本 部分的防突

51、措施和瓦斯治理主要针对的是机巷和切眼掘进期间。 10 煤层煤巷掘进防突实施方案：地质探查+长距离排放钻孔+小 循环效果检验。 地质探查：煤巷掘进前必须进行地质探查，确切探明巷道掘进 前方煤层赋存情况，便于防突措施的选取和设计，巷道掘进期间至 少保留 10m 的地质探查超前距。 突出危险性预测：煤巷掘进前采用钻屑指标法进行突出危险性 预测，无论指标是否超过临界值，均采取排放钻孔措施。 长距离排放钻孔：沿掘进巷道方向施工排放瓦斯钻孔，排放钻 孔孔底间距为 2m3m（可根据指标测试情况进行调整） ，钻孔布置 在煤层中部或软分层施工，巷道两帮外控制范围不小于 7m，钻孔直 径为 75mm、排放钻孔控制

52、巷道前方 30m，巷道每掘进 5m 进行一次效 果检验，排放钻孔超前距离为 10m。 效果检验：煤巷每掘进 5m 进行一次效果检验，效果检验指标符 合要求后（若效果检验指标超标则补充短排放钻孔直至效果检验合 格） ，在采取安全防护措施后继续作业。 （2 2）采煤工作面防突措施）采煤工作面防突措施 88 煤顶分层工作面回采煤顶分层工作面回采 8 煤顶分层回采期间采取局部“四位一体”综合防突措施，工作面 回采前实施顺层钻孔抽采煤层瓦斯，进一步降低煤层瓦斯含量，减 小工作面回采期间的瓦斯涌出量，并在回采期间采取高位钻孔和采 空区埋管抽采采空区瓦斯。 8 煤顶分层工作面回采防突实施方案：顺层钻孔+短孔

53、排放。 工作面顺层钻孔：在工作面回采前施工顺层钻孔抽采煤层瓦斯， 进一步降低煤层瓦斯含量，实施方案见 8.1 章节。 突出危险性预测：工作面回采前采用钻屑指标法进行突出危险 性预测，无论指标是否超过临界值，均采取排放钻孔措施。 短钻孔排放瓦斯：沿工作面走向施工排放瓦斯钻孔，工作面每 隔 4m 施工一组，每组 3 个（可根据指标测试情况进行调整） ，钻孔 直径为 75mm、排放钻孔控制巷道前方 10m，工作面每回采 5m 施工一 轮排放钻孔，排放钻孔超前距离为 5m。 效果检验：排放钻孔施工结束后进行效果检验，效果检验指标 符合要求后，在采取安全防护措施后继续作业。 1010 煤层工作面回采煤层

54、工作面回采 二水平 10 煤层回采期间采取局部“四位一体”综合防突措施，工 作面回采前实施顺层钻孔抽采煤层瓦斯，降低煤层瓦斯含量，减小 工作面回采期间的瓦斯涌出量，并在回采期间采取高位钻孔和采空 区埋管抽采采空区瓦斯。 二水平 10 煤层工作面回采防突实施方案：顺层钻孔+短孔排放。 工作面顺层钻孔：在工作面回采前施工顺层钻孔抽采煤层瓦斯， 进一步降低煤层瓦斯含量。 突出危险性预测：工作面回采前采用钻屑指标法进行突出危险 性预测，无论指标是否超过临界值，均采取排放钻孔措施。 短钻孔排放瓦斯：沿工作面走向施工排放瓦斯钻孔，工作面每 隔 3m 施工一组，每组 2 个呈上下错茬布置（可根据指标测试情况

55、进 行调整） ，钻孔直径为 75mm 或 89mm、排放钻孔控制巷道前方 10m， 工作面每回采 4m 施工一轮排放钻孔，排放钻孔超前距离为 6m。 效果检验：排放钻孔施工结束后进行效果检验，效果检验指标 符合要求后，在采取安全防护措施后继续作业。 三水平 10 煤层工作面回采防突实施方案：地面采动井+拦截钻 孔+穿层钻孔强化抽采+工作面大直径排放钻孔。 三水平 10 煤层回采前采取底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯作为区域 防突措施，回采期间采取局部“四位一体”综合防突措施，并在回采 期间采取地面钻井、高位拦截钻孔抽采被保护层卸压瓦斯，在工作 面回采后实施穿层钻孔强化抽采 8、9 煤层瓦斯，提高保护层

56、开采效 果，由于目前三水平 10 煤层尚未进行开采，其防突和瓦斯治理实施 方案需在回采期间进一步完善。 （四）采煤工作面瓦斯治理措施（四）采煤工作面瓦斯治理措施 1 1、 顺层钻孔抽采顺层钻孔抽采 为进一步降低工作面回采期间的瓦斯涌出，在工作面形成后， 在工作面机、风巷沿煤层倾向施工顺层钻孔，抽采本煤层瓦斯和采 动卸压瓦斯。即在工作面机、风巷沿走向每 35m 施工一组顺层钻 孔，钻孔控制煤层全厚，并覆盖整个回采作面，钻孔孔径不小于 113mm，钻孔封孔长度不小于 16m，钻孔内全程下筛管，抽采负压不 低于 13kpa。顺层钻孔布置图见图 8。 图 8 顺层钻孔布置示意图 2 2、高位钻孔抽采、

57、高位钻孔抽采 顶板高位走向钻孔抽采利用工作面回采动压形成的顶板裂隙通 道来抽采邻近层及本煤层回采后采空区上方形成的冒落带顶部的高 浓度瓦斯。在工作面风巷施工顶板高位钻场，在钻场内迎着工作面 推进方向施工高位钻孔，钻孔布置在工作面冒落带顶部，钻孔压茬 20 m 以上，钻孔施工结束后全程下护壁花管。高位走向长钻孔能够 有效抽采采空区及邻近层卸压瓦斯，降低工作面瓦斯涌出量。 图 9 顶板高位走向钻孔布置图 3 3、斜交钻孔抽采、斜交钻孔抽采 风巷高位斜交钻孔瓦斯抽采原理与顶板走向钻孔瓦斯抽采类似， 该项措施作为高位钻孔抽采的补充措施，一般应用于不具备施工高 位钻场条件的工作面收作线附近。钻孔布置在工

58、作面冒落带顶部， 保证前后钻孔压茬不小于 15m。每组钻孔施工完毕及时封孔并接入 抽放管路，钻孔封至煤层顶板法距 5m。 4 4、工作面超前大直径卸压钻孔、工作面超前大直径卸压钻孔 工作面超前大直径卸压钻孔主要用于超前卸除工作面前方采动 集中应力，排放生产期间煤壁瓦斯，在工作面风巷每隔 5m 向工作面 内施工顺煤层钻孔，钻孔直径不小于 133mm，钻孔施工超前工作面 20m。 5 5、采空区埋管抽采、采空区埋管抽采 在采煤工作面风巷预埋管路至采空区，通过移动抽采系统形成 的负压抽采采空区和上隅角积聚的瓦斯，埋入采空区的管路安装一 节防静电管路，并在抽采管路上安装 co、ch4 等传感器。在工作

59、面 风巷采用交替迈步的方式向采空区预埋抽采管路，交替迈步距离一 般为 1520m,直接抽采采空区瓦斯，减少采空区瓦斯涌向回采工作 面，消除上隅角瓦斯超限的威胁，为工作面安全回采提供保障。 图图 10 采空区埋管抽放示意图采空区埋管抽放示意图 支路 顶板岩层 直立吸气管 吸气口 瓦斯 采空区 回风巷 瓦斯抽放主管路 （五）（五） 、瓦斯抽采现场管理、瓦斯抽采现场管理 对于地面钻井、底板穿层钻孔和顺层钻孔采用地面抽采系统进 行抽采，对于工作面高位钻孔、采空区埋管等采用井下移动抽采系 统进行抽采，实行分源抽采、分元计量，规范抽采系统管理，加强 抽采系统的维护和巡查，确保抽采系统运行稳定可靠。对于底板

60、穿 层钻孔和顺层钻孔每个钻孔均必须预留观察孔，定期对抽采钻场和 钻孔进行检查，精细钻孔抽采管理，并由瓦斯办组织防突区、通风 区每周对抽采系统的自动计量装置进行对比调校，确保抽采系统计 量准确，进一步完善矿井分单元抽采计量工作，使抽采管理向信息 化迈进。矿井采取地面、井下立体化瓦斯抽采方式，积极采取抽采 措施，并对抽采浓度和流量下降的抽采钻孔必须查明原因进行处理， 防止出现漏气、堵孔等现象影响抽采效果，实现瓦斯抽采最大化。 （六）（六） 、防突预警、防突预警 规范矿井防突预警工作，做好突出煤层由无突出危险区向突出 危险区过渡期间的防突管理工作，矿井二水平 10 煤为无突出危险区， 生产期间，按突