小屯煤矿防突设计说明

贵州大方煤业有限公司防突专项设计贵州大方煤业有限公司防突专项设计-PAGE58--PAGE57-贵州大方煤业有限公司防突专项设计编制单位： 通防部 编制人： 部门负责人： 编制日期：2010年4月1日贵州大方煤业有限公司

会审意见调度室：地测部：工程技术部：机电部：救护队：安监部：通防部：机电副总工程师：掘进副总工程师：安全副总工程师：机电副总经理：安全副总经理：总工程师：总经理：目录前言 1第一章矿井基本情况 5第一节井田概况 5第二节地质特征 5第三节瓦斯、煤尘和自燃 11第四节矿井开拓、开采与支护 13第五节矿井通风及瓦斯抽放情况 14第二章煤与瓦斯突出危险性分析及防治对策 15第一节煤与瓦斯突出危险性分析 15第二节煤与瓦斯突出防治对策 15第三章区域综合防突措施 16第一节区域突出危险性预测 16第二节区域防突措施 18第三节区域措施效果检验 22第四节区域验证 25第四章局部综合防突措施 25第一节工作面突出危险性预测 25第二节工作面防突措施 30第三节工作面措施效果检验 32第五章安全防护措施 34第一节避难所 34第二节远距离放炮 35第三节压风自救系统 35第四节反向（防突）风门 36第六章防突管理 36第一节防突组织管理 36第二节防突技术管理 37第三节煤与瓦斯突出预兆及突出事故应急预案 43第七章防突仪器、装备 39图纸目录1、小屯煤矿瓦斯地质图2、小屯煤矿采掘工程平面图3、小屯煤矿掘进工作面基础接续表4、小屯煤矿通风系统图5、小屯煤矿抽放系统示意图6、小屯煤矿监测系统布置图7、小屯煤矿避灾路线示意图前言煤与瓦斯突出是煤矿生产中遇到的一种极其复杂的矿井瓦斯动力现象。它能在极短的时间内，由煤体向巷道或采场空间抛出大量的煤炭，并喷出大量的瓦斯，不仅会造成人员伤亡，还会造成国家财产损失。因此，煤与瓦斯突出是严重威胁煤矿安全生产的重大自然灾害之一。到目前为止，国内外对各种地质、开采条件下突出发生的规律还没有完全掌握，而小屯矿井在建设过程中，井筒揭煤和煤巷掘进时，已有K1值超过0.5ml/（g·min1/2）和炮后瓦斯涌出量较大等异常情况发生。2009年11月，中国矿业大学对小屯煤矿6上、6中、6下和7煤进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果四层煤均为突出煤层。为保障公司矿井员工人身安全、保护公司财产的安全，根据党和国家“安全第一，预防为主”的安全生产方针、《煤矿安全规程》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》和《防治煤与瓦斯突出规定》第十四条的规定，特编制本防突专项设计。 第一章矿井基本情况第一节井田概况小屯井田位于贵州省大方县城南部，井田中心直距县城约6.0km，行政区划属大方县小屯乡、大方镇、羊场镇管辖。地理坐标：东经105°32′47″～105°39′23″，北纬27°02′15″～27°07′48″。矿井井田范围为：西至龙潭组地层底界，北至井田勘探边界线，东至路穿岩～周家大洞～安塘～岩脚～新田一线，南至北纬27°02′15″纬线。南北长7～10.2km，一般8km，东西宽4.6～11.10km，一般约7.5km，面积约66.4km2小屯矿井位于321与326国道线交叉处南侧，位于大方县南部，位于大方电厂东侧。贵毕高速公路从北西部进入井田，至3勘探线浅部北西侧，沿3勘探线转向东穿过井田；大方至纳雍的县级公路沿井田西侧浅部边缘经过。矿井内交通较方便。井田西至龙潭组地层底界，北至1勘探线，东至路穿岩～周家大洞～安塘～岩脚～新田一线，南至北纬27°02′15″纬线。南北长7～10.2km，一般8km；东西宽4.6～11.10km，一般约7.5km，面积约66.51km2。地理坐标：东经105°32′45″～105°39′30″，北纬27°02′15″～27°07′45″。一采区位于该井田中西部，北起7勘探线，南至J10勘探线以南；西起煤系地层浅部，以贵毕高等级公路为界；东至五采区保护煤柱。南北长约3.5km，东西宽约1.95km，面积约6.8km2。第二节地质特征一、地质构造1、地层井田内地层从上到下依次为第四系，三叠系，二叠系等。含煤地层为二叠系龙潭组，含煤47～78层，厚度410～430m。参见表1-2-1。表1-2-1勘探区地层简表系统组段主要岩性一般厚度(m)第四系(Q)冲积、残积、坡积物等。0-20三叠系(T)下统(T1)茅草铺组(T1m灰色中厚层状灰岩、白云岩及泥质灰岩。井田内出露不全夜郎组(T1y)九级滩段(T1y3)灰紫色泥质粉砂岩，产瓣鳃类动物化石。243.95玉龙山段(T1y2)灰色厚层状灰岩，及中厚层状泥质灰岩。170.70沙堡湾段(T1y1)灰色厚层状灰岩夹钙质泥岩及泥质灰岩、粉砂质泥岩、粉砂岩。56.57二叠系(P)上统(P2)长兴组(P2c燧石灰岩及硅质岩、泥质灰岩。13.66龙潭组(P2l灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩及煤层。187.89峨嵋山玄武岩组(P2β)勘查区南部有出露，北部缺失，边界位于2、3勘探线之间。0-80下统(P1)茅口组(P1m灰色薄-中厚层状灰岩及含燧石灰岩。不详井田内赋存不全，井田北部缺失，其界线位于9、10勘探线之间，地表出露于井田西部3勘探线以南，岩性主要为灰绿色玄武岩或拉斑玄武岩，致密块状，坚硬，具小气孔构造。其顶部0～6m左右为凝灰岩、含砾凝灰岩。该组厚度0～80m，与上覆龙潭组地层呈假整合接触。2、构造（1）总体构造形态井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜东翼，井田总体呈一宽缓的单斜构造，地层走向呈北东～南西向，倾向南东，倾角一般8～10°左右，煤系浅部地段局部达20～40°。至井田3勘探线以南，浅部地层走向转向近南～北向，倾向近东，底板等高线呈一向西凸出的弧形；3勘探线以南见有数条断层，井田3勘探线以北浅部见有宽缓的次—级褶曲，褶曲轴及断层都基本呈北北东～南南西向展布。（2）断层井田内断层以北北东向为主，少量东西向，落差大于或等于30m的断层中，均为北北东向。从平面分布看，北北东向断层集中于302～401号钻孔一线，对煤系地层的切割破坏较大，断层发育部位，地质构造条件相对复杂。井田内共发现断层18条，地表发现12条，断距大于30m的断层8条，主要集中在井田南部906～302～401号钻孔一线，断距小于30m的断层4条，详见表1-2-2，地下隐伏断层6条，见表1-2-3。地面断层钻孔控制情况见表1-2-4。表1-2-2落差小于30m的断层统计序号断层编号位置长度性质产状断距断层依据走向倾向倾角1F3-11102孔南侧240m正北东北西78°20m错断Tly3底界2F5-1302孔东侧260m正南北东69°20m地面控制点，见破碎带3F9905号孔东侧300m逆北东北西81°20m重复Tly3底界4F10井田北部浅部边界附近500m正南北东68°25m错断煤系底界表1-2-3隐伏断层（断点）统计序号编号断点深度地层断距推断性质断层依据1F201-1137.70m35m逆断层见砂岩角砾，挤压严重，部分为糜棱岩，重复14～19号煤层2F203-1250.29m10m正断层6中煤层见挤压现象，倾角变大达50°，断失B1～6中间地层3F204—1330.22m10m正断层断失B1—6中地层4F702-1358.43m8m正断层重复7～8号煤层间地层5F401-1213.79m30m正断层见挤压现象，擦痕发育，倾角变大达58°6F905—172.95约10m正断层岩芯挤压破碎严重，见大量泥质粉砂岩、灰岩角砾，破碎带7m。表1-2-4地面断层钻孔控制情况断层编号钻孔号断点深度断失地层地层断距断层带简述906192.00m部分Tly1地层10m见构造角砾岩F2110278.31m部分T1y2地层40m见挤压现象，部分为角砾岩F4906111.30m部分Tly2地层10m见挤压、揉皱现象，岩芯破碎F7401137.51mT1y1地层、部分P2c地层30m见挤压现象，岩芯破碎根据《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区补充勘探地质报告》一采区范围内，仅以往勘探的201孔、203孔、204孔、702孔揭露的F201-1、F203-1、F204-1、F702-1四条断层，均位于该采区的北东部，同属隐伏断层。补勘施工的10个钻孔中，均未见断层揭露点。但根据业主方在采区浅部以中施工的措施巷道，揭露的资料显示：巷道中小型断层、层滑构造十分发育，煤岩层产状变化较大，煤层厚度不稳定。根据现有对区内断层的控制程度和一采区面积计算，一采区断层发育密度为2.21条/km2，其中落差＞10m的断层3条。通过对井田内断层落差与延展长度的规律分析，断层落差在30m以上，延展长度一般大于900m，断层落差在20m～30m，延展长度一般在200m～600m断层发育规律：一采区内断层以北北东向为主，少量东西向，落差大于或等于15m的断层中，均为北北东向。从平面分布看，北北东向断层集中于7-8勘探线之间，属于一采区的构造应力集中区，对煤系地层的切割破坏较大，断层发育部位，地质构造条件相对复杂。区域构造特征表明，本井田的构造面貌与燕山运动有关，由于本井田的断层大部分属张扭性断层，其走向基本都呈北北东向，与大方背斜轴向基本一致，说明是在燕山运动过程当中形成的。对大方背斜的地质构造分析研究，本井田南部应是全区构造应力相对集中的部位。（3）断层对采区、工作面布置的影响根据2004年贵州地勘院提供的小屯井田勘查地质报告显示，一采区内的断层主要发育在北东部，走向与地层走向、褶曲走向基本一致，以断层带形式相对集中。F201-1断层：以往地质资料推断落差35m，推断倾向SE，断至7煤以下煤系地层，但根据201钻孔资料显示并没有发现该断层位置及落差。该推断断层位于一采区边缘，对工作面布置基本没有影响。F203-1断层：断点推断F203-1正断层，断点深度250.52m，推断落差15m，推断倾向E，断至6煤组，该断层位于首采区北翼厚度不可采区域的北端至白瓦厂水库煤柱，对工作面布置影响较小。F204-1断层：断点推断F204-1正断层，断点深度330.26m，推断落差11m，推断倾向SE，缺失B1～6中煤层间地层，该断层位于一采区北部，对工作面布置及回采影响较大。F702-1断层：断点推断F702-1正断层，断点深度326.92m，推断落差6m，推断倾向NW，缺失B1至6上（4）褶曲大方背斜经过井田内西部地段，由于大方背斜的影响，井田浅部地层波状起伏，并伴有一定的次一级褶曲，现对井田内主要的褶曲分述如下：大方背斜：为区域性褶曲，轴向北东，部分位于本井田西部边界处，轴部为茅口组灰岩。白瓦厂向斜：白瓦厂向斜经轿子山一吊水岩一白瓦厂一线，轴向呈北北东～南南西，北部出井田边界至大海坝，南部经滑坡至喻家寨西北侧，消失于井田边界处茅口灰岩地层中，井田内长约8.8km。轴部主要为Tly2地层，两侧地层倾角5～8°生纸山背斜：位于白瓦厂向斜的南东部，其轴向与白瓦厂向斜基本平行展布，井田内走向长约8.8km，地层倾角6～9°，为一宽缓对称背斜。3勘探线以北，其轴部及两翼均有钻孔控制，基本控制了背斜形态及变化幅度；3大田坝向斜：位于井田西部边界大方背斜西翼，与大方背斜轴向平行。走向长约3.2km，对本井田煤层无影响。另外，井田北部边界谢家寨附近发育一组轴向平行，走向北北东～南南西，延伸长度约1.4km的小褶曲（中寨向斜、谢家寨背斜），其规模较小，且位于煤系地层下部，对33（5）褶曲对一采区地层产状的影响小屯井田位于扬子板块川滇黔盆地黔北断拱（三级构造单元）大方背斜南东翼，井田总体呈一宽缓的单斜构造，地层走向呈NE～SW向，倾向SE。从区域地质资料来看，大方背斜向北东延伸过五凤井田，向南西延伸过白布井田，位于小屯井田北西边缘，煤系地层出露区域以外。因此小屯井田一采区总体的构造形态受大方背斜的控制，在大方背斜两侧均发育伴生褶曲。在大方背斜内侧小屯井田一采区，依次发育比较宽缓的白瓦厂向斜、生纸山背斜，从生纸山背斜至井田中部、南东部，井田呈比较平缓的单斜构造，倾角一般2～8°。大方背斜、白瓦厂向斜、生纸山背斜对一采区地层产状有一定影响。根据施工巷道揭露资料和煤层底板等高线资料分析，在井田北西边缘，大方背斜轴部至下部煤系出露地段，地层倾角受其影响，一般20～40°，局部达50～70°；上部煤系出露区域，地层变缓至15～30°；进入白瓦厂向斜北西翼，煤层倾角一般8～15°，白瓦厂向斜北西翼煤层倾角一般5～8°，最大13°左右。从一采区6中煤底板等高线分析，在一采区南翼，白瓦厂向斜与生纸山背斜两翼倾角一般在2～10°之间；在北翼，两褶曲倾角除白瓦厂向斜北西翼外侧，浅部倾角较大，一般8～15°，其余区段两翼倾角一般5～8°，轴部一般2～5°。通过野外出露地层观测，一采区内出露地层主要为二叠系、三叠系，出露地层显示，二叠系下统茅口灰岩（P1m）受燕山运动影响强烈，出露地层产状变化很大，出现强烈的褶皱、断裂现象；煤系地层二叠系龙潭组（P2l），位于茅口灰岩上部，仅靠近大方背斜轴部出露，受大方背斜影响，出露产状一般倾角很大；出露的三叠系地层，距离大方背斜轴较远，产状一般变化不大，影响较小。由此可以初步分析，在井田深部，远离大方背斜区域，受大方背斜影响较小，地层产状相对稳定；井田浅部，距离大方背斜轴部较近，受其影响也大，地层产状不稳定。通过地表出露层位产状的观测和补勘提供煤层底板等高线等资料的分析，初步结论基本一致。（6）构造综合评价及类型根据本井田精查阶段勘探成果资料，井田含煤地层沿走向、倾向的产状有一定的变化，南部断层较发育，北部沿走向和倾向发育宽缓褶皱，构造复杂程度整体为第二类—中等复杂类型构造。一采区范围内属井田浅部，受大方背斜影响构造较为复杂，该区北翼（井硐以北）分布有褶皱，断层、不可采区及煤厚异常点，但断层均以落差＜3m的小断层为主，南翼从精查阶段勘探成果和此次补勘资料分析，没有发现断层和主采煤层不可采点，因此一采区构造类别应为第二类—中等复杂构造。二、煤层1、含煤性本井田含煤地层为龙潭组（P2l）地层，含煤层一般30～33层，含煤总厚21.03～25.98m，平均22.95m，含煤系数14.0%，可采及局部可采煤层约6层，33号煤层基本全井田可采，6中煤层大部可采，局部可采煤层有6上、6上、7、34号4层煤，零星可采煤层有8、10、14、19、23、32号煤层等，可采煤层总厚度5.61～13.15m，平均9.30m，可采含煤系数约5.7%。矿井一期开采首采区煤层：6上、6中、6上、7号4层煤，位于煤系地层的顶部，首采区基本全区可采煤层为6中煤层，大部可采煤层为7号煤层，局部可采煤层有6上、62、煤层对比（1）层间距对比及顶底板岩性情况6上煤层：位于龙潭组最上部，煤层厚度有一定变化，一般0.95m，井田中部为一岛状可采区，以及北东部103号孔可采，可采厚度一般0.95m，最厚点出现在井田东部103顶板岩性：至B1为界，厚度0.74～14.50m。岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。底板岩性：本井田内只在702号钻孔与6中煤层合并，其余部位与6中煤层间距一般2.72m，直接底板一般为泥岩、粉泥、泥质粉砂岩、间接底板随厚度增大而粒度变粗。6中煤层：位于龙潭组上部，为6号煤层组中主要煤层，煤层厚度变化较大，平均厚2.45m，总体趋势由北向南东部变薄，采用厚度平均2.28m，井田局部见厚度异常点，中部7勘探线～8勘探线之间有一呈东一西展布的带状变薄区。煤层含夹石0～2层。下距6下煤层0.80m～7.96m，平均间距4.43m；硫分比6顶板岩性见6上煤层底板。底板为6下煤层顶板，以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，一般中部含一层薄煤。6下煤层：位于龙潭组上部，上距6中煤层一般3m左右，煤层厚度0～3.36m，总体呈南薄北厚的趋势，南东部402、1004号钻孔一线及以东尖灭，井田北东部可采，中部906、202号孔一带发育较厚。煤层在J9线至10线之间通常含一层夹石，岩性为泥岩。下距7号煤层7.03m～14.97m，平均间距11.47m顶板岩性：见6中煤层底板。底板岩性：以7号煤层顶部为界统计，厚度一般11.30m左右，直接底板一般为一层泥岩，厚度一般0.50m7号煤层：位于龙潭组中上部，下距B3标志层2.74m～10.24m，平均间距7.35m，顶板一般含动物化石，特征明显。煤层采用厚度变化较大，一般0.86m顶板岩性：见6下煤层底板。底板岩性；直接底板一般为薄层含根泥岩，间接底板一般为泥质粉砂岩、粉砂岩。（2）煤层稳定性根据对煤层厚度、结构及其变化情况和可采情况的分析，6中、33号煤层属第二型～较稳定煤层；6上、6下、7煤层属第三型～不稳定煤层，见表下表。主要可采煤层顶底板岩石物理力学性质试验成果煤层编号抗压强度(MPa)抗拉强度(MPa)抗剪强度(MPa)泊松比轴向自由膨胀率(％)6号煤组顶8.83～106.5753.51(68)1.32～12.525.65(51)1.80～7.204.15(13)0.24～0.340.28(48)0.03～7.321.51(9)底6.34～80.6044.18(20)1.77～8.705.23(14)3.80～3.803.80(1)0.27～0.310.29(8)1.09—11.585.60(4)7号顶底24.73～111.4763.16(14)1.61～8.395.14(11)2.20～4.003.40(4)0.28～0.310.29(9)0.03～0.120.07(3)（3）煤层本身的物理特征为使煤层对比更加可靠，本次勘探运用煤层本身的物理差异辅助其它对比方法进行了煤层对比。据勘探资料，7号以上煤层以黑色、灰黑色为主，大部分煤层以块状为主，粉粒状次之，光泽较强，镜煤、亮煤显玻璃光泽、沥青光泽，暗煤为油脂光泽，条带状结构，阶梯状、平坦状、少量贝壳状断口，偶见参差状和棱角状断口；内生和外生裂隙较发育，常见矿物杂质、黄铁矿、方解石薄膜充填浸染于裂隙中，黄铁矿一般以结核状为主，星散状次之。宏观煤岩类型以半暗型～半亮型为主，煤岩组份以亮煤、暗煤为主，镜煤及丝炭含量较少，镜煤呈细条带状、线理状，亮煤、暗煤呈中、宽条带状，丝炭呈透镜状。（4）煤层对比的可靠程度本次勘探工作中运用了以标志层为主，层间距、测井曲线及煤层的物理特征为辅的多种对比方法，获得了良好的效果。7号煤层是一采区内的标志层，对比可靠；6煤组中的6上、6中、6下煤层的间距在一采区内相当稳定，为一个煤组；且上有B1标志层、下有B2标志层控制，因此，6上、6中、6下、7号煤层的对比较可靠。3、可采煤层根据对煤层厚度、结构及其煤质变化情况和可采情况的分析，对利用勘探手段获得的煤层厚度、煤质资料等进行分析处理、数理统计运算，找出能反映其变化的特征数，以获取划分煤层稳定程度的指标，所采用的指标（见表1）有：厚度平均值（X）、厚度标准偏差（S）、煤层厚度变异系数（）、煤层可采系数（Km）。煤层变异系数反映了煤层厚度变化的程度和幅度；煤层可采系数能较可靠地反映煤层的可采性。根据表1的定量划分指标，结合井田内煤层煤类单一（无烟煤），煤质变化中等的情况，对各可采煤层稳定程度进行了定量评价，其结果见表2。表1评价煤层稳定性的主、辅指标煤层类型稳定煤层较稳定煤层不稳定煤层主要指标辅助指标主要指标辅助指标主要指标辅助指标薄煤层Km≥0.95≤25%0.95≥Km≥0.8025%＜≤35%0.80＞Km≥0.6035%＜≤55%厚和中厚煤层≤25%Km≥0.9525%＜≤40%0.95＞Km≥0.8040%＜≤65%0.80＞Km≥0.65特厚煤层≤30%Km≥0.9530%＜≤50%0.95＞Km≥0.8550%＜≤75%0.85＞Km≥0.70说明：评价煤层稳定性的主、辅指标参照《矿井地质规程》1984。从表1、表2可以看出，两者基本一致，说明各煤层稳定程度评价的定性划分结果是可靠的。表2一采区7号煤层以上可采煤层稳定性评价表煤层编号样本点数平均值X（m）标准偏差S变异系数（%）可采系数Km(%)煤质变化情况煤层稳定程度（型）6上260.820.374540中等不稳定6中302.321.153593中等较稳定6下300.990.745326中等不稳定7300.990.282865中等不稳定根据表2统计结果，在4层可采煤层中，较稳定煤层1层（6中），厚度2.32m，占可采煤层总厚度的45%，不稳定煤层3层，总厚度2.80m，占可采煤层总厚度的近55%。且由于本井田勘探主要目的层6中煤层为较稳定煤层，从研究程度看，本次补勘结合原勘查工作已查明了主要可采煤层的厚度、结构、可采范围及顶底板岩性等，并作定性和定量相结合的方法评价了可采煤层的稳定性，另外还分析了可采煤层厚度、结构的变化规律。因此，井田煤层稳定程度类型确定为第二型-较稳定型。一采区基本全区可采煤层为6中煤层，大部可采煤层为7号煤层，局部可采煤层有6上、6下号煤层共2层煤层，可采煤层见表3。煤层编号间距(m)全层厚度（m）夹石层数采用厚度（m）可采情况可靠程度结构复杂程度稳定程度6上至煤系顶界平均20.580～1.740.82(26)0～10～1.390.73(26)局部可采可靠简单不稳定0～9.172.606中0.44～6.502.32(30)0～20.44～6.082.18(30)基本全区可采可靠中等较稳定0.80～7.964.436下0～3.460.99(30)0～10～2.110.71(30)局部可采可靠简单不稳定7.03～14.9711.4770～1.770.99(30)00～1.570.95(30)大部可采可靠简单不稳定104.80～136.43至煤系底界124.95注：最小值～最大值平均值（采用工程点数）表3一采区7号煤层以上主要可采煤层情况统计表第三节瓦斯、煤尘和自燃一、煤层瓦斯赋存情况1.自然瓦斯成分：各煤层甲烷成分介于85.80％（6上煤层）～93.98％（6下煤层）之间，其平均值为90.31％；二氧化碳含量平均值为2.82％，最高为3.84％（6中煤层），最小为2.18％（7号煤层）；氮含量平均值9.64％，6上煤层最高，为13.95％，6下煤层最低，为6.01％。2.甲烷含量：平均值13.79毫升/克·可燃质，最高15.84毫升/克·可燃质（6中煤），最低为34号煤12.95毫升/克·可燃质。3.瓦斯压力：根据《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区补充勘探地质报告》煤层瓦斯压力在测试的钻孔井深内为1.9745～2.6925MPa；瓦斯压力梯度为0.446～1.242MPa/100m。4.瓦斯分布规律：6上煤层甲烷含量平均为15.16毫升/克·可燃质，小于15毫升/克·可燃质主要分布于勘探区南部地区，西北呈横“U”字形分布；其余地段为15～20毫升/克·可燃质。906号孔甲烷含量达22.17毫升/克·可燃质。6中煤层甲烷含量平均为15.84毫升/克·可燃质，甲烷含量<15毫升/克·可燃质的地区主要分布于勘探区西南，15～20毫升/克·可燃质主要分布勘探区东北面，>20毫升/克·可燃质由西向东，由南向北呈“W”分布。6下煤层煤层甲烷含量平均为15.23毫升/克·可燃质，甲烷含量<15毫升/克·可燃质的地区主要分布于勘探区西北，其余地区为15～20毫升/克·可燃质，906号孔甲烷含量达26.49毫升/克·可燃质。7煤全区甲烷瓦斯主要为10～15毫升/克·可燃质，东北部为15～20毫升/克·可燃质，<10毫升/克·可燃质分布于604孔～903孔一线，呈带状分布。勘探区内瓦斯含量纵向上变化不明显。5.瓦斯梯度根据地质资料，推测本井田煤层瓦斯风氧化带深度为130m。同一煤层随标高的降低，瓦斯含量有增加的趋势，标高每降低100m，可燃气体含量增加4.17ml/g.r（即瓦斯增长率）；瓦斯梯度为23.93m/（1ml/g.r），即可燃气体每增加1ml/g.r，则标高相应降低23.93m。6.影响瓦斯含量的地质因素⑴埋藏深度因素：不同煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系不明显，同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，随埋深的增加，瓦斯含量有增加的趋势。⑵其它因素：一采区浅部由于有向斜、背斜构造发育，瓦斯含量变化较为复杂，因此地质构造对瓦斯含量有影响；另外，本井田内断层性质、节理裂隙发育程度、煤层顶、底板岩性等对瓦斯含量都有影响。二、煤尘与煤的自燃情况2009年4月和2010年1月取6上煤、6中煤、6下煤和7煤样送重庆煤科院进行煤尘爆炸性和煤层自然发火倾向性鉴定，结果矿井6上煤、6中煤、6下煤和7煤层均无煤尘爆炸性。6上煤、6中煤、6下煤和7煤层的自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。第四节矿井开拓、开采与支护一、矿井开拓方式本矿井采用平硐开拓方式，布置主平硐、副平硐、回风平硐三个井筒，其中回风平硐为专用回风井筒。二、矿井采掘部署1.采区划分矿井全井田划分为八个采区开采，首采区为一采区；根据开拓布置，矿井一期范围划分为一个双翼采区开采。2.开采顺序本矿井一期开采一采区煤层有6上、6中、6下、7煤层；煤层间距分别为2.7m、3.3m、11.3m。因各煤层间距小，煤层间实行下行开采。开采顺序为：6上煤层→6中煤层→6下煤层→7煤层，依次开采各煤层，在6上煤层不可采区域，首先开采6中煤层。3.采区巷道布置（1）采区（盘区）石门布置一采区利用三条平硐作为采区的开拓准备巷道，即采区（盘区）石门。主平硐、副平硐和回风平硐三条平硐均沿+1395m水平布置。根据煤层赋存、标高和地面工业场地对标高的要求，副平硐沿+1395m布置，设置向外3‰的流水坡度。主平硐井口地面较高，设计以12°倾角下落到副平硐水平，以方便施工联系和排水。回风平硐为适应地面高程，接近井口段以15°斜巷延至地面，下部标高+1395m。三条平硐均为穿煤层布置，方位N58°30′W。（2）采区（盘区）石门与顺槽的联系巷道进风和辅助运输：设置中部车场和联络斜巷联系采区（盘区）石门与顺槽。主运输：设置溜煤眼联系胶带输送机顺槽和主平硐。回风：设置回风联络巷联系回风顺槽和回风平硐。（3）顺槽布置根据地质勘探资料预计，采区内工作面瓦斯涌出量较大，设计推荐采用“U”型顺槽布置方式，一进一回，即工作面胶带输送机顺槽进风，轨道运输顺槽回风。（4）瓦斯抽放巷布置2009年11月，中国矿业大学对小屯煤矿6上、6中、6下和7煤进行了煤与瓦斯突出危险性鉴定，鉴定结果四层煤均为突出煤层。为了保证顺槽施工安全和加快施工进度，同时对首采面及其相邻采面范围内6组煤和7煤的瓦斯进行预抽，设计选择将瓦斯抽放巷布置在7煤底板砂岩岩层中，其主要理由为：矿井可采煤层6上、6中、6下、7煤层均具有瓦斯突出的危险性，且各煤层间距较小，6上煤层至7煤层的层间距为7.83～32.10m，平均18.50m。首采工作面周边4个钻孔中，有3个钻孔（J901、B1002、BJ902）未见8煤，1个钻孔（1001）8煤厚度为0.5m，因此首采面底抽巷布置在7煤底板下10m的砂岩层位中，距首采工作面垂距平均26m，上部的采动影响对其影响要小一些。矿井在今后的掘进、开采过程中可根据实际岩性和抽放效果对底抽巷的位置进行适当调整。4.采煤作业方法井田范围内，主采煤层（6中煤）结构较简单，煤层顶板以泥岩、粉砂质泥岩为主。底板以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，属较稳定煤层。煤层在西北方向大面积露头，倾角一般2～10°。由于本矿井初期开采的煤层大部分均为近水平～缓倾斜薄及中厚煤层，结合矿井开拓布置，工作面采用倾斜长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理顶板。三、巷道支护方式本矿井煤系地层多为泥岩、粉砂质泥岩、泥质粉砂岩和粉砂岩，局部细砂岩，岩层抗压强度较低。近几年来，经过不断探索研究，国内一些矿井已摸索出一套软岩巷道支护方法，并取得了较好效果，即以柔性支护为主，允许巷道有一定的变形量。根据本矿井巷道围岩状况，设计确定本矿井岩巷支护以锚喷为主，煤巷以锚网支护为主，煤巷大断面支护亦以锚喷支护为主，围岩条件较差时可采用锚梁网加锚索的支护方式。对于断层破碎带等围岩破碎的巷道可采用锚网喷或加U型钢棚复合支护等支护形式。各类硐口表土段采用钢筋混凝土砌碹。主要巷道支护方式见下表表主要巷道断面特征表顺序巷道名称煤岩别断面（m2）支护方式备注净掘1主平硐岩11.412.3锚喷2副平硐岩20.622.0锚喷3回风平硐岩20.021.4锚喷4轨道顺槽煤9.79.9锚网5运输顺槽煤11.912.6锚网6底抽巷岩8.08.84锚网四、采场接续及开拓方案安排“十二五”期间6中煤层工作面的接续方向：16中03面→16中04面→16中05面→16中01面→16中06面→16中07面→16中09面（或五采区的56中01面）。当16中07面与16中09面接续时，采用沿空留巷技术；6上煤层工作面的接续方向：16上02面→16上03面→16中02面（按薄煤层考虑）→16上04面→16上05面。“十三五”期间，主采煤层接续工作面为16中09面、16中08面、16中11面、16中10面、16中13面、16中12面、16中15面。配采6上煤层工作面为16上05面、16上06面、16上08面、16上07面、16上10面。2016年-2020年预计煤煤炭产量均能超过120万t。年度进尺预计10000m，万吨掘进率为83m/万吨。采区的接续方向为一采区→五采区→二采区，十二五期间，自2012年开始施工五采区的开拓巷道，主要是五采区的三条暗斜井、采区煤仓、水仓、暗斜井之间的联络巷，规划开拓进尺为6300m（三条暗斜井已施工至采区边界）。通往二采区的三条水平（+1395m）大巷，规划进尺2460m，平均每条大巷施工820m。第五节矿井通风、监控及瓦斯抽放情况一、矿井通风1.通风方法及方式：本矿井采用抽出式通风。根据井田煤层赋存条件和矿井开拓部署，矿井初期通风系统为中央并列式通风。目前矿井安装两台BDK618Ⅱ-12-№31的主要通风机，电机功率分别为2×160KW，其中一台使用，一台备用。2.通风系统：副平硐主进风，主平硐辅助进风，回风平硐回风。井下各采煤工作面均利用矿井主要通风机全负压通风，各回采工作面均采用上行通风，设有独立的进回风系统。准备采区时，必须在采区构成通风系统后，方可开掘其它巷道；采区开拓、准备巷道的掘进施工，均在矿井主要通风机全负压通风的基础上，利用局部通风机压入式通风，乏风进入回风风流。井下各机电设备硐室包括变电所、机车修理间等，均处于新鲜风流中。掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源和“三专两闭锁”。局部通风机必须安设在进风巷道内，且距掘进巷道回风口大于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机应有专人负责管理，保证正常运转。设计扩散通风的机电硐室均设在进风巷道，并且硐室深度不超过6m，硐口宽度不小于1.5m。井下爆炸材料库采用独立通风系统。二、矿井抽放系统矿井装备2台（2BEC62-1BG3-290）型高负压水环式真空瓦斯抽放泵，2台（2BEC67-1BG3-280）低负压水环式真空瓦斯抽放泵，2008年10月高负压瓦斯瓦斯泵正式运行。地面主管路高负压采用DN700铁管，低负压采用DN800铁管，井下回风平硐干管路高负压采用DN400铁管，低负压采用DN600铁管，各顺槽采用DN219铁管，对矿井瓦斯抽放提供有力保障。三、矿井监控系统安全监测监控系统为重庆煤科院研发的KJ90NB。2007年11月开始安装，12月正式运行。井下已安装甲烷传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器、安装风门传感器、开停传感器等，有力的保障了矿井生产安全。第二章煤与瓦斯突出危险性分析及防治对策第一节煤与瓦斯突出危险性分析根据中国矿业大学2009年11月提交的《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》的鉴定结果分析可知：6上煤层煤样破坏类型为Ⅲ类构造煤；瓦斯压力为1MPa,大于0.74；煤层煤样坚固性系数为0.483，小于0.5；瓦斯放散初速度为11.228mmHg，大于10。6上煤层的破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》中的单项临界指标临界值。因此，6上煤层有突出危险性，6上煤层为突出煤层。6中煤层煤样破坏类型为Ⅲ类构造煤；瓦斯压力为0.96MPa,大于0.74；煤层煤样坚固性系数为0.468，小于0.5；瓦斯放散初速度为11.228mmHg，大于10。6中煤层的破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》中的单项临界指标临界值。因此，6中煤层有突出危险性，6中煤层为突出煤层。6下煤层煤样破坏类型为Ⅲ类构造煤；瓦斯压力为0.75MPa,大于0.74；煤层煤样坚固性系数为0.424，小于0.5；瓦斯放散初速度为18.245mmHg，大于10。6下煤层的破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》中的单项临界指标临界值。因此，6下煤层有突出危险性，6下煤层为突出煤层。7煤层煤样破坏类型为Ⅲ类构造煤；瓦斯压力为0.95MPa,大于0.74；煤层煤样坚固性系数为0.446，小于0.5；瓦斯放散初速度为18.408mmHg，大于10。7煤层的破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》中的单项临界指标临界值。因此，7煤层有突出危险性，7煤层为突出煤层。第二节煤与瓦斯突出防治对策一、防治煤与瓦斯突出的主要步骤和程序为确保矿井安全可靠生产，矿井严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》的各项要求进行采掘作业。后附：防治煤与瓦斯突出基本流程参考示意图二、突出危险性预测突出危险性预测是在进行采掘工作之前，对工作面前方一定范围煤层的突出危险性进行预测，以便有针对性地采取防突措施，减少防突措施工程量。突出危险性预测分为区域性预测和局部（工作面日常）预测两种，根据小屯煤矿的具体情况，先进行区域性预测，在无突出危险情况下，严格对工作面进行预测。工作面日常预测方法主要有钻孔瓦斯涌出初速度法、钻屑指标法和钻屑瓦斯解吸指标K1值法，并经现场实际考察后，确定适合小屯煤矿的预测指标和临界值。三、防治突出措施根据小屯煤矿的具体条件，防治煤与瓦斯突出措施应以区域性防突措施为主、局部防突措施补充。在区域性防突措施方面，将以大面积预抽煤层瓦斯和开采保护层相结合的方法，即在首采的6中煤层中采用大面积预抽煤层瓦斯措施，达到消除6中煤层突出危险性的目的。同时，将6上煤层作为上保护层开采，对下面的煤层的开采起到保护作用。根据小屯煤矿的情况，建议在掘进工作面采用预抽煤层瓦斯或超前排放钻孔措施，在回采工作面采用超前排放钻孔或煤层浅孔注水措施。四、防突措施效果检验为了保证采掘作业的安全，在采取防突措施后，需对防突措施的效果进行检验，以判断是否消除了突出危险。无突出危险才能允许掘进、回采，如有突出危险，还需采取补充防突措施，直到消除突出危险为止。防突措施效果检验所采用的方法和指标严格按照区域和局部措施效果检验方法要求进行。五、安全防护措施由于煤与瓦斯突出机理的复杂性及相关影响因素太多，煤与瓦斯突出目前还难以完全控制，有时在采取防突措施并经措施效果检验有效后，还时有突出发生。因此，为了避免突出事故危害人身安全和尽量减少其影响范围，在突出煤层进行采掘作业时还必须采取安全防护措施。安全防护措施包括采用远距离放炮、设置避难所、压风自救系统和佩带隔离式（压缩氧和化学氧）自救器。根据小屯煤矿的具体条件，主要采用设置避难所、压风自救系统和佩带隔离式自救器。第三章区域综合防突措施第一节区域突出危险性预测一、区域预测基本程序和要求区域预测分为新水平、新采区开拓前的区域预测和新采区开拓完成后的区域预测。预测范围根据突出矿井的开拓方式、巷道布置等情况划定。突出矿井应当对突出煤层进行区域突出危险性预测（以下简称区域预测）。经区域预测后，突出煤层划分为突出危险区和无突出危险区，未进行区域预测的区域视为突出危险区。新水平、新采区开拓前，当预测区域的煤层缺少或者没有井下实测瓦斯参数时，可以主要依据地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行开拓前区域预测。开拓前区域预测结果仅用于指导新水平、新采区的设计和新水平、新采区开拓工程的揭煤作业。开拓后区域预测应当主要依据预测区域煤层瓦斯的井下实测资料，并结合地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行。对已确切掌握煤层突出危险区域的分布规律，并有可靠的预测资料的，区域预测工作可由总工程师组织实施；否则，应当委托有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行区域预测。区域预测结果应当由总工程师批准确认。开拓后区域预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。二、区域突出危险性预测1.区域预测方法及工作计划⑴根据矿井已开采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。当突出点及具有明显突出预兆的位置分布与构造带有直接关系时，则根据上部区域突出点及具有明显突出预兆的位置分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离，并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区；否则，在同一地质单元内，突出点及具有明显突出预兆的位置以上20m（埋深）及以下的范围为突出危险区。⑵根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表预测。根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P﹤0.74W﹤8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区⑶工作计划，根据上述方法内容先在16中04运顺、16中04轨顺、16中03运顺、16中03轨顺掘进期间完成“首采区6中煤层的区域突出危险性预测”。然后根据该时期内瓦斯地质资料的收集情况，安排下一步的区域突出危险性预测工作。对突出煤层进行预测划分，尽一步完善瓦斯地质图并及时填图，描制突出预测预报图来指导今后的工作。⑷开拓新采区时，可根据实际已掌握的矿井预测区域煤层瓦斯的井下实测资料，并结合地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等进行。为确保矿井安全生产，确实做好区域突出危险性预测工作，我们将可能与中国矿业大学合作进行新采区突出危险区域的预测与划分工作。2.进行开拓后进行区域预测时，还必须符合以下要求⑴预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据；煤巷掘进工作面或揭煤工作面一般都在采取防突措施前合理布置3个测压孔，进行实测煤层瓦斯压力，并取煤样进行化验计算瓦斯含量。⑵测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。第二节区域防突措施经开拓后区域预测为突出危险区的煤层，必须采取区域防突措施并进行区域措施效果检验。经效果检验仍为突出危险区的，必须继续进行或者补充实施区域防突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。本矿井为煤层群开采，优先考虑开采上保护层，因此，矿井一期开采首采区设计由上而下的“下行式”开采程序，首先开采6上煤层，在6上煤层不可采区域，首采6中煤层。首采6中煤层后，对下面的6下、7煤层将会够起到较好保护效果。一、开采保护层1.选择保护层必须遵守下列规定：⑴在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。有条件的矿井，也可以将软岩层作为保护层开采；⑵当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；⑶当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；⑷优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。2.开采保护层区域防突措施应当符合下列要求：⑴开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯；⑵开采近距离保护层时，采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；⑶正在开采的保护层工作面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层间垂距的3倍，并不得小于100m；⑷开采保护层时，采空区内不得留有煤柱。特殊情况需留煤柱时，经煤矿企业技术负责人批准，并作好记录，将煤柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。当保护层留有不规则煤柱时，按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定煤柱影响范围。在被保护层进行采掘工作时，还应当根据采掘瓦斯动态及时修改。3.保护层和被保护层开采设计依据的保护层有效保护范围等有关参数应当根据试验考察确定，并报煤矿企业技术负责人批准后执行。首次开采保护层时，矿井没有实测的卸压角，则可参照《防突规定》附录D确定沿倾斜的保护范围、沿走向（始采线、终采线）的保护范围、保护层与被保护层之间的最大保护垂距、开采下保护层时不破坏上部被保护层的最小层间距离等参数。小屯矿井在开采6中煤层后，保护层工作面沿倾斜方向的保护范围如图：二、预抽煤层瓦斯根据矿井实际，首采区一水平煤层均未突出煤层不具备开采保护层条件的，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行区域措施效果检验。预抽煤层瓦斯区域措施效果检验结果应当经总工程师批准。预抽煤层瓦斯一般采用以下方式：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（斜井）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。预抽煤层瓦斯钻孔布置要求：1.穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离，以下同；2.穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧15m范围内的煤层。矿井可采用施工底板抽放巷，来施工穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯。底板抽放巷钻孔布置示意图3.顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层；钻孔可根据实际采面布置合理设计。回采工作面顺层抽放钻孔布置示意图4.穿层钻孔预抽石门（斜井）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当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、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当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； 穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施示意图5.主要巷道揭穿煤层瓦斯治理也可以采用平行超前巷道向该巷道施工穿层或顺层钻孔预抽煤层瓦斯，实现区域治理。结合矿井实际，顺槽或底抽巷在掘进揭煤前可采取此措施进行区域治理。6.顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔控制的条带长度为70m，巷道两侧的控制范围15m顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施示意图7.当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m。8.预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当根据实际考察的煤层有效抽放半径确定。9.预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，采取改进封孔的措施，提高封孔质量。第三节区域措施效果检验一、措施效果检验采取的指标小屯矿井采用的开采保护层或预抽瓦斯钻孔区域防突措施，如穿层钻孔、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽石门（斜井）揭煤区域煤层瓦斯防突措施，用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标进行检验时，必须依据实际的直接测定值。穿层钻孔预抽石门（斜井）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施也可以采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验（详见第四章第一节采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性）。检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。二、区域措施效果检验的判断和划分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；但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。三、开采保护层的区域措施效果检验开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶底板位移量及其他经试验（应符合《防突规定》第四十二条要求的程序）证实有效的指标和方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。当采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯压力或者最大残余瓦斯含量按《防突规定》第四十三条第（三）项的方法对预计被保护区域的保护效果进行判断。若检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。四、用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量等参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应符合下列要求1.对穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应在回采工作面推进方向每间隔30～50m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。预抽回采区域煤层瓦斯措施检验测试点布置示意图当预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时，按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的检验要求分别进行检验；2.对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔30～50m至少布置1个检验测试点；穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施检验测试点布置示意图3.对穿层钻孔预抽石门（斜井）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围；穿层钻孔预抽石门揭煤区域措施效果检验测试点布置示意图4.对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，首先进行测压，根据测压情况进行抽放效果评估。评估为无突出危险区域时，进行掘进施工。施工过程中在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点；测压钻孔布置图顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施效果检验测试点布置示意图5.各检验测试点应布置所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。地质构造复杂区域适当增加检验测试点。第四节区域验证一、验证方法在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用本设计第四章第一节（二）项所列的石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行。在煤巷掘进工作面和回采工作面分别采用本设计第四章第一节（三）项和第四节所列的工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证。二、区域验证要求1.在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证；2.工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；3.在构造破坏带连续进行区域验证；4.在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。第四章局部综合防突措施第一节工作面突出危险性预测工作面突出危险性预测是预测工作面煤体的突出危险性，包括石门、斜井揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测等。工作面预测在工作面推进过程中进行。无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。煤巷掘进和回采工作面应保留的最小预测超前距均为2m。工作面应保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面3m；在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。一、工作面突出危险性的综合预测和判断工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要按照以下方面预测：1.煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲等；2.煤层赋存条件急剧变化；3.采掘应力叠加；4.工作面出现喷孔、顶钻等动力现象；5.工作面出现明显的突出预兆。二、石门揭煤工作面突出危险性预测采用综合指标法、钻屑瓦斯解吸指标法进行验证：1.综合指标法综合指标法是利用综合指标D、K来预测煤层的突出危险性，其预测方法为：⑴在岩石工作面向突出煤层至少打两个测压钻孔，测定煤层瓦斯压力（P）；⑵在打测压孔的过程中，每米煤孔采取一个煤样，测定煤的坚固性系数（f）；⑶将两个测压钻孔所测得的坚固性系数最小值加以平均作为该煤层软分层的平均坚固性系数；⑷将坚固性系数最小的两个煤样混合后，测定煤的瓦斯放散初速度指标（ΔP）；⑸按下列公式计算综合指标D、K：D=（0.0075H/f－3）（P－0.74）K=ΔP/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；P——煤层瓦斯压力，取两个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；ΔP——软分层煤的瓦斯放散初速度指标；f——软分层煤的坚固性系数。综合指标D、K的突出临界指标应根据本矿区实测数据确定，在没有实测数据时，可参照下表所推荐的临界值，确定煤层的区域突出危险性。用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界值煤层突出危险性综合指标D煤层突出危险性综合指标K无烟煤其他煤种0.2520152.钻屑瓦斯解吸指标法采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或△h2值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。预测钻孔在石门中央、石门上部应至少布置一个钻孔，在石门两侧应布置一个或两个钻孔。揭煤预测钻孔布置示意图各煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表中所列的指标临界值预测突出危险性。钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的参考临界值煤样Δh2指标临界值(Pa)K1指标临界值（ml/g·min1/2）干煤样2000.5湿煤样1600.4三、煤巷掘进工作面突出危险性预测可采用钻屑指标法、复合指标法、R值指标法：1.钻屑指标法钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体施工3个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意图各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标Δh2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（ml/g·min1/2）钻屑量S（kg/m）（L/m）2000.565.42.复合指标法复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应当向前方煤体至少施工3个、直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。钻孔应当尽量布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔开孔口靠近巷道两帮0.5m处，终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。煤巷掘进工作面复合（R值）指标法预测钻孔布置图各煤层采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值进行预测。如果实测得到的指标q、S的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻孔瓦斯涌出初速度q（L/min）钻屑量S（kg/m）（L/m）565.43.R值指标法R值指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。钻孔应当尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m收集并测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。根据每个钻孔的最大钻屑量Smax和最大钻孔瓦斯涌出初速度qmax按式(3)计算各孔的R值：R＝(Smax-1.8)(qmax-4)(3)式中Smax—每个钻孔沿孔长的最大钻屑量，L/m；qmax—每个钻孔的最大钻孔瓦斯涌出初速度，L/min。判定各煤层煤巷掘进工作面突出危险性的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按以下指标进行预测：当所有钻孔的R值有R﹤6且未发现其他异常情况时，该工作面可预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。四、采煤工作面突出危险性预测可参照本节第三条所列的煤巷掘进工作面预测方法进行。但应沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，深度5～10m，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。工作面预测钻孔布置示意图判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。第二节工作面防突措施工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突措施。其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。石门揭煤工作面的防突措施包括预抽瓦斯、排放钻孔、水力冲孔、金属骨架、煤体固化等措施。金属骨架、煤体固化措施，应当在采用了其他防突措施并检验有效后方可在揭开煤层前实施。斜井揭煤工作面的防突措施应当参考石门揭煤工作面防突措施进行。根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为5m，金属骨架、煤体固化措施为2m。当井巷断面较大、岩石破碎程度较高时，还应适当加大距离。补充工作面防突措施中每次工作面放突措施施工完成后，都要绘制工作面防突措施竣工图，分析措施孔控制范围，指导检验孔布置。一、石门揭煤工作面防突措施1.预抽瓦斯和排放钻孔在石门揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm。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。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。2.打钻时具有自喷（喷煤、喷瓦斯）现象的煤层。石门揭煤工作面可采用水力冲孔防突措施，钻孔应至少控制自揭煤巷道至轮廓线外3～5m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。3.石门揭煤工作面金属骨架措施一般在石门上部和两侧0.5～1.0m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揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。二、煤巷掘进和采煤工作面防突措施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。如果采用松动爆破、水力冲孔、水力疏松工作面防突措施时，必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。前探支架措施应当配合其他措施一起使用。煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔排放瓦斯。若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行。1.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：⑴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，倾下帮3m；⑵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；⑶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75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42～75mm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；⑷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；⑸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。2.煤巷掘进工作面采用松动爆破防突措施时，应当符合下列要求：⑴松动爆破钻孔的孔径一般为42mm，孔深不得小于8m。松动爆破应至少控制到巷道轮廓线外3m的范围。孔数根据松动爆破的有效影响半径确定。⑵松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5～6m；⑶松动爆破按远距离爆破的要求执行。3.煤巷掘进工作面水力冲孔措施应当符合下列要求：⑴本矿井煤层采用水力冲孔措施，按扇形布置至少5个孔，在地质构造破坏带或煤层较厚时，适当增加孔数。孔底间距控制在3m左右，孔深通常为20～25m，冲孔钻孔超前掘进工作面的距离不得小于5m。冲孔孔道沿软分层前进；⑵冲孔前，掘进工作面必须架设迎面支架，并用木板和立柱背紧背牢，对冲孔地点的巷道支架必须检查和加固。冲孔后或暂停冲孔时，退出钻杆，并将导管内的煤冲洗出来，以防止煤、水、瓦斯突然喷出伤人。4.煤巷掘进工作面水力疏松措施应当符合下列要求：⑴沿工作面间隔一定距离打浅孔，钻孔与工作面推进方向一致，然后利用封孔器封孔，向钻孔内注入高压水。注水参数：钻孔间距4.0m，孔径42～50mm，孔长6.0～10m，封孔2～4m，注水压力13～15MPa，注水时以煤壁已出水或注水压力下降30%后方可停止注水；⑵水力疏松后的允许推进度，一般不宜超过封孔深度，其孔间距不超过注水有效半径的两倍；⑶单孔注水时间不低于9min。若提前漏水，则在邻近钻孔2.0m左右处补打注水钻孔。5.在掘进过程中松软煤层增多变厚，平巷工作面采用前探支架。一般是向工作面前方打钻孔，孔内插入钢管或钢轨，其长度可按两次掘进循环的长度再加0.5m，每掘进一次打一排钻孔，形成两排钻孔交替前进，钻孔间距为0.2～0.3m6.采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯、松动爆破、注水湿润煤体等防突措施。⑴采煤工作面采用超前排放钻孔和预抽瓦斯作为工作面防突措施时，钻孔直径一般为75～120mm，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。⑵采煤工作面的松动爆破防突措施适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔间距根据实际情况确定，一般2～3m，孔深