12051瓦斯综合治理设计.doc

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1、内蒙古庆华集团百灵煤炭有限责任公司10201综采工作面瓦斯综合治理设计编制单位： 通 防 部编写人员：日 期： 2014年1月15日会 审 意 见 编审人员签字单 位签 字 栏单 位签 字 栏防 突 科地测副总地 测 科通防副总通 防 部机电副总机 电 部防突矿长机 运 部生产矿长安 质 部安全矿长调 度 室总工程师矿 长目录第一章工作面概况1一、工作面概况1二、瓦斯地质情况3三、地质构造.2四、水文条件.2第二章 安全生产系统4一、通风系统4二、压风自救系统4三、监测监控系统7四、防尘和防灭火8五、供电系统8六、工作面掘进工艺9七、工作面回采工艺9八、排水系统10九、抽放系统10十、通讯系统

2、10十一、紧急避险系统.9第三章 12051工作面危险源辨识11一、瓦斯参数计算11二、煤与瓦斯突出危险源辨识15三、瓦斯事故危险源辨识16四、煤尘事故危险源辨识16五、火灾危险源辨识16六、水灾危险源辨识16七、机电事故危险源辨识17八、顶板事故危险源辨识17第四章12051工作面顺槽及底板巷掘进期间瓦斯防治技术17一、区域防突措施17二、局部防突措施20第五章 12051工作面回采期间瓦斯综合治理技术措施26一、区域综合防突措施26二、局部综合防突措施27三、瓦斯综合治理方案30第六章 瓦斯治理效果预测分析31一、钻孔量计算31二、瓦斯抽出量及抽出率计算32第七章 安全防护措施33一、远距

3、离放炮33二、反向风门及避难硐室34三、突出应急措施34四、其他34第一章工作面概况一、工作面工程概况百灵煤矿10201采煤工作面位于一采区北侧，北临二采区边界，南部为10201外段采空区（43米保护煤柱），西无采空区，东部上临二层小井采空区（45米保护煤柱）。10201工作面井下标高为+1310m+1335m，对应地面标高为+1538m+1560.7m,切眼长度146m，走向长度569m，可采储量32.7万吨（详见附表1-1）。 地面相对位置及邻近采区开采情况表 附表 1-1水平名称+1200采区名称一采区地面标高（m）+1538+1560.7井下标高（m）+1310+1335地面相对位置及

4、建筑物该工作面位于百灵井田一采区16勘探线至18勘探线之间，地表为低矮丘陵地形，地面无建筑物。 井下位置及掘进对 地面设施的影响南临10201外段采空区（隔离煤柱43米），东部上邻二层小井采空区（隔离煤柱45米），西无采空区，北临二采区边界，对地面设施无影响。邻近采区开采情况 南部为10201外段采空区，东部上部有二层小井采空区，其余邻区均未开采。走 向（m）569倾斜长（m）146面 积（m2）79716煤层总厚度（m）0.72-3.712.19煤层结构煤层倾角（）20-2423单斜构造10201工作面共布置4条巷道：10201回风顺槽，设计长度569m，担负工作面回采期间的辅助运输及回风任

5、务； 10201运输顺槽，设计长度579m，担负工作面回采期间的煤炭运输及进风任务；10201工作面运煤联络巷，设计长度146m，担负回风顺槽掘进期间的运输任务；10201工作面切眼长度146m。10201工作面回风顺槽、运输顺槽断面为异形断面，采用锚网梯+锚索支护，断面为12.47m2、13.8 m2（详见附图1）。二、瓦斯地质情况煤层赋存及瓦斯情况：该工作面所采2#煤层煤质呈黑色，油脂玻璃、沥青光泽，条带状、线状、少量为致密块状。断口呈贝壳状、阶梯状。属于半光亮半暗型煤。煤的平均容重为1.41.55t/m3。全硫含量0.50.54%，属特低硫煤，发热量均在23.03Mt/kg(5500卡)

6、以上。2#煤层厚度为0.723.71m，平均厚度2.19m，煤层倾角20-24，平均23 ，呈单斜构造，煤质松软，具有突出危险性。该煤层一般含1-4层夹矸，夹矸厚度0-0.7m（总厚）。根据2011年河南理工大学出具的内蒙古庆华集团阿拉善百灵煤炭有限责任公司2号和3号煤层突出危险性鉴定报告百灵煤矿2#煤层的破坏类型属于和类，坚固性系数f的最小值为0.23，瓦斯放散初速度为11，瓦斯压力最大值为0.95MPa，四项指标均达到了判定煤层突出危险性单项指标的临界值，鉴定结论为2#煤层具有突出危险性。煤层顶底板岩性：伪顶为炭质页岩，厚度为0.050.42m，平均厚度0.2m，黑色，致密、较薄，层理发育

7、，极易破碎脱落；直接顶为细砂岩，厚度9.8319.36m，平均厚度14.3m，灰白色、灰白细砂岩，致密，坚硬。含石英、长石、岩屑；煤层底板直接底为页岩，厚度0.040.23m，平均厚度0.12m，灰色，较薄、易碎层理发育，硬度较低；老底为细砂岩，厚度3.268.62 m，平均厚度5.4m，灰白色、白色细砂岩，致密，较硬，含石英、长石等（详见表12）。岩性特征表 表1-2顶板名称岩石名称厚度（m）岩 性 特 征老 顶（直接顶）细砂岩9.8319.6314.3灰白色、灰白细砂岩，致密，坚硬。含石英、长石、岩屑。伪 顶炭质页岩0.050.420.2黑色，致密、较薄，层理发育，极易破碎脱落。煤 层二

8、煤0.723.712.19煤层结构较为简单，一般含1-4层夹矸，夹矸厚度0-0.7m（总厚）直接底页 岩0.040.230.12灰色，较薄、易碎层理发育，硬度较低。老 底细砂岩3.268.65.4灰白色、白色细砂岩，致密，较硬，含石英、长石等。三、地质构造该工作面构造简单，褶曲宽缓，总体上呈一单斜形态。该工作面内无较大的断层等地质构造。四、水文条件该巷道位于百灵井田第二含水带，裂隙率为3.2%，单位涌水量q=0.00365升/秒米，渗透系数K=0.004m/d，水质为HCO3CL-KNa型水，水文条件简单。工作面距离上部二层老窑较远，受上部老窑水威胁较小。因此：1、施工中必须执行“边探边掘、有

9、掘必探”的措施。2、迎头必须具备50m3/h的排水能力并保证排水管路畅通完好。3、施工中水沟不得拖后耙装机20 m。第二章：安全生产系统一、通风系统（一）掘进通风系统10201工作面回风、运输顺槽在掘进期间均采用压入式通风，回风流经中部回风斜巷直接进入总回风大巷（1320北翼回风中巷）。1、通风线路：(1)10201工作面回风顺槽新鲜风：地面材料副斜井1320轨道运输石门经245kw局部通风机压风、直径800mm风筒1320北翼回风中巷1320中部区段回风石门10201工作面回风顺槽掘进工作面。乏风：掘进工作面10201工作面回风顺槽1320中部区段回风石门1320回风中巷1330专用回风巷立

10、井地面。(2) 10201工作面运输顺槽新鲜风：地面主、副斜井1260轨道运输石门1260北翼运输中巷经245kw局部通风机、直径800mm风筒压风1260中部区段运输石门10201运输顺槽掘进工作面。乏风：掘进工作面10201工作面运输顺槽1260中部区段运输石门1260中部回风斜巷1320北翼回风中巷1330专用回风巷立井地面（详见附图1）。2、局部通风机选型：（1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算：Q掘=100Q瓦K =1002.751.6=440 m3/minQ瓦依据内蒙古安科安全生产检测检验有限公司2013年10月对百灵煤矿矿井瓦斯涌出量鉴定报告掘进面最大绝对瓦斯绝对涌出量2.75m3

11、/min。K通风不均衡系数，取1.6。（2）工作面最多人数计算工作面同时工作最多人数为40人，每人每分钟需风量为4m3，则Q掘=4N=420=80m3/minN-工作面同时工作最多人数，取20人。（3）按局部通风机实际吸风量选风机FBD7.1/245KW局部通风机实际吸风量为600850 m3/min，风筒直径为800mm。（4）风量验算按煤矿安全规程规定，巷道风速必须满足以下要求：Vmin0.25 m/s，Vmax4 m/s，由于Q=60VS，过风断面S=13.8m3/min则：Qmin=600.2513.8=207 m3/minQmax=60413.8=3312m3/min结果：Qmin

12、Q供=700 m3/min Qmax根据计算结果，该掘进工作面选用FBD7.1/245KW局部通风机供风，均可满足要求。参照以上计算方法可知12051底板抽排巷掘进需风量为198m3/min 选用FBD6.3/230KW局部通风机供风，供风量为可满足供风要求。（二）回采工作面通风系统工作面回采时采用“U”型全负压通风。1、通风线路：新鲜风：地面主、副井西翼轨道大巷、西翼胶带大巷12051工作面胶带顺槽工作面。乏风：工作面12051工作面轨道顺槽12051工作面轨道顺槽回风斜巷西翼回风大巷西翼回风石门风井地面。2、采面供风量计算：（1）按工作面的绝对瓦斯涌出量计算：Q采=100Q采绝K =100

13、1.412.6970% =1244m3/minQ采-采面供风量 m3/min。Q采绝-生产期间瓦斯绝对涌出量m3/min，经本煤层抽放，按原绝对瓦斯涌出量的70%计算，K-采面瓦斯涌出不均衡系数，取为1.4（2）工作面最多人数计算：Q采=4N=4120=480 m3/minN-工作面同时工作最多人数，取120人。（3）按工作面温度计算：Q采=60VS=601.318.3=1427.4 m3/min当t22C时,V取1.3m/s（4）风量验算Q采min=VminS =0.256018.3=274.5 m3/minQ采max=VmaxS =46018.3=4392 m3/min根据计算满足Q采mi

14、n Q采=1427.4m3/min 50、P1.6Mpa时，采用快速管接头连接。以上措施可有效的预防和减轻瓦斯、煤尘爆炸造成的危害程度，有效降低井下作业场所的粉尘浓度，为职工创造良好的作业环境。矿井所采煤层属不易自燃煤层。我公司采取防治外因火灾的措施有：井下设有消防材料库；井下电气设备严格执行防爆标准选型和胶带机采用阻燃带等措施并设置了相应的防灭火设施；地面有600m3水池一个，并设置消防材料库。五、供电系统：1、12051综采工作面供电系统电源（6KV）来自西翼变电所，经采区变电所移动变电站变压后，分别以1140V和660V电压供皮带机、刮板机和乳化液泵站等设备使用。根据开拓方式、排水及采掘

15、机械设备布置，采区设置矿用隔爆型移动变电站，掘进期间，配电点设置在西轨变电所，回采期间，设置于轨道大巷内。2、拟定供电系统图根据用电负荷情况，对该工作面用电设备进行分组，拟定供电系统（详见附图6）。3、高压配电装置选用PBG436型隔爆型高压真空配电装置。蓄电池电机车均配有一台车载式瓦斯断电仪。掘进工作面局扇配置专用变压器、专用线路、专用开关、风电闭锁、瓦斯电闭锁方式供电。所有开关设备的分断能力和动、热稳定性、电缆的热稳定性均能满足最大三相短路的要求。井下照明和信号装置，由具有短路、过载和漏电保护的照明信号综保装置配电。六、工作面掘进工艺 12051轨道及皮带顺槽掘进采用远距离爆破法掘进，底板

16、岩巷采用爆破法掘进。1、掘进中12051轨道（皮带）顺槽运输系统：轨道（皮带）顺槽的物料用矿车从西翼轨道大巷到第六（五）中部车场进入轨道（皮带）顺槽后，运至工作面；掘进煤从顺槽通过皮带进入西翼胶带大巷皮带运至煤仓后升井。2、掘进中12051轨道底板瓦斯抽排巷运输系统：物料通过矿车从西翼轨道大巷经第六中部车场后进入底板瓦斯抽排巷，矸石用矿车通经第六中部车场，到达西翼轨道运输大巷后送至副井升井。七、工作面回采工艺12051工作面回采采用倾斜长壁采煤法，全部跨落法管理顶板，工作面长度125m，工作面年推进度500m左右，回采工作面轨道、胶带顺槽沿煤层单巷布置，相邻区段采用沿空送巷，工作面胶带顺槽直接

17、与胶带大巷胶带机搭接，工作面轨道顺槽通过车场与轨道大巷连接。回采中煤炭运输采用胶带运输方式，工作面开采的煤炭经工作面刮板输送机、顺槽转载机、可伸缩带式输送机、大巷胶带输送机运至井底煤仓。八、排水系统在底板巷、皮带、轨道顺槽掘进工作面后靠巷道外侧设置0.4m深0.4m深的水沟，工作面涌水经水沟流经-300m水平西翼轨道大巷水沟，流入井底水仓排出地面。低洼处不能自流的可以从底抽巷打钻孔排水。九、抽放系统地面瓦斯抽放泵站负责对12051工作面除上隅角插管抽放外的其他所有地点的瓦斯进行抽放，抽放系统主管路长度3800余米（12051工作面回风斜巷地面瓦斯抽放泵站），主管路净直径500mm；支管净直径3

18、00 mm。井下西区瓦斯泵站负责对12051工作面上隅角插管抽放，抽放系统主管路长度500余米（12051工作面回风斜巷西区瓦斯抽放泵站），净直径300 mm，管路随掘进工作面的延伸而延伸。抽放泵：地面抽放泵站共安装抽放泵2台（一台备用），流量350m3/min，井下西区安装2台抽放泵（一台备用），流量120m3/min。抽放系统监测：抽放系统采用自动监测和人工监测相结合，可全天24小时监测抽放参数。十、通讯系统底抽巷、工作面及其轨道、运输顺槽等场所设置矿用选号式报警广播电话机，并以专线连接，分别构成电力直通电话和综采工作面直通电话。掘进期间，在底抽巷、皮带、轨道巷正头的压风自救处、避难硐室及

19、皮带机头的压风自救处各设一部直通电话。回采期间，在皮带巷机头和机尾、工作面机尾、轨道顺槽口附近各设一部直通电话。十一、紧急避险系统 分别在轨道顺槽、胶带顺槽约400m位置各施工1个安全硐室，每个硐室放置2个可移动式救生舱。 井下紧急避险系统与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相连接，确保在矿井突发紧急情况下遇险人员能够安全避险。第三章 12051工作面危险源辨识一、瓦斯参数计算（一）、煤层原始瓦斯含量预算根据已知煤层瓦斯压力和试验室测出的煤对瓦斯吸附等温线，可用下式确定纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量： 式中X纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量，m3/t；p煤层瓦斯压力，1.40MP

20、a；a吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，24.94m3/t；b吸附常数，0.97MPa-1； ts试验室作吸附试验的温度，25；t井下煤体温度，25； Mad煤中水分含量，%，取0.86；n系数，按下式确定： K煤的孔隙容积，0.054m3/t；k甲烷的压缩系数，1.09 经计算X=9.86 m3/t 如需确定原煤瓦斯含量，则可按下式进行换算： 式中X0原煤瓦斯含量，m3/t；Aad煤中灰份含量，%，根据新义防突总体设计资料，取13.3；Mad煤中水分含量，%，同上取1.3。 经计算X0=8.42 m3/t（二）、掘进工作面瓦斯涌出量预算 1、煤壁绝对瓦斯涌出量Q1=1.25 m3/min。

21、 式中 n：暴露煤面个数；单巷掘进n=3 m0：煤层厚度，取平均值m0=6.75m； v：巷道平均掘进速度，0.002m/min；L0：巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，取600m；qv：暴露煤壁瓦斯涌出初速度， minm 2。=0.035m3/m2minVV：煤的挥发分，取平均值12.5%；X0：煤层瓦斯含量，取8.42m3/t2、掘进落煤瓦斯涌出量Q2 =19.90.0021.46（8.42-3.19）=0.3 m3/min式中 S：煤巷掘进断面S=19.9m2；V：巷道平均掘进速度，0.002m/min；：煤的容重：1.46t/m3X0：煤层原始瓦斯含量，m3/t；取8.42XC

22、：煤层残存瓦斯含量，m3/t；根据河南理工大新义矿瓦斯抽放初步设计资料，取3.19掘进工作面绝对瓦斯涌出量Q绝为： Q绝= Q1+ Q2=1.25+0.3=1.55m3/min3、相对瓦斯涌出量Q相 Q相= Q绝/A= Q绝（VS）=1.25（0.00219.91.46）=21.5m3/t； 式中Q绝：掘进工作面绝对瓦斯涌出量 A:产煤量 t/min（三）、回采面瓦斯涌出量预算回采工作面相对瓦斯涌出量按下式计算： Q采q1q2式中q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；1、开采层相对瓦斯涌出量：开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量按下式计算 式中 k1:围岩瓦斯涌

23、出系数，陷落法顶板管理工作面，k1取1.2k2:工作面丢煤瓦斯涌出系数，为回采率的倒数，工作面回采率为0.85%，则k2=1.18k3:采煤方法系数， ； L:回采工作面长度，125m；h:巷道煤体瓦斯排放带宽度，m，取h10m；m0:煤层厚度，m,取平均值4.8m1:煤层采高，m,取4.63X0:煤的原始瓦斯含量，m3/t；取8.42Xc:煤的残存瓦斯含量，m3/t。取3.19根据开采层瓦斯涌出量计算公式预测12051回采工作面开采层瓦斯涌出量，经计算，12051工作面开采煤层瓦斯涌出量为10.07m3/t。2、临近层相对瓦斯涌出量按下式计算：式中 mi第i邻近层厚度，m； me开采层开采厚

24、度，m；取4.63 X0i第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t，取8.42； Xci第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t；取3.05 ki第i个邻近层瓦斯排放率，当邻近煤层位于冒落带内时，ki=1二1煤层开采后，对其有影响的上邻近层二3 煤层和二4煤层，它们到二1煤层的距离分别为15m和26m。二3层平均厚度为0.44m，二4层平均厚度为0.32m, 12051工作面的二1煤层开采高度4.63m。根据公式，则12051工作面邻近层相对瓦斯涌出量为： 根据前面的计算结果，回采工作面的围岩瓦斯涌出量可用公式Q采q1q2，可得工作面的瓦斯涌出量计算结果如下：12051回采工作面的相对瓦斯涌出量Q采相=

25、6.6+0.85=7.45m3/t；3、12051回采工作面的绝对瓦斯涌出量Q采绝= Q采相A=7.451.52=11.32m3/minA:回采工作面日均产量：t/d,12采区设计生产能力0.80Mt/a（四）、采面瓦斯储量与可抽量开采二1煤时，考虑到新义矿业公司主采煤层为二1煤，其它煤层皆不可采，故瓦斯储量计算为二1煤层的瓦斯储量，可按如下公式计算： 式中 Wk瓦斯储量，万m3； C围岩瓦斯储量系数 ，取C = 1.05； A二1煤工业储量， A=80.5万吨； X二1煤实测平均瓦斯含量，X=9.69m3/t。 Wk=1.0580.59.69819万m3 可抽量是指瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量

26、，由下式计算： 式中： Wkc瓦斯可抽量，万m3；k瓦斯抽放率，按照新义煤矿的现状预计，取k = 35%； Wk瓦斯储量，万m3。c81935286.7万m3 二、煤与瓦斯突出危险源辨识12051工作面开采二1煤层，全层发育IIIIV构造软煤,煤的坚固性系数f值在0.220.65之间，瓦斯解吸指标h2最大值600pa,瓦斯放散初速度P值在15.028.0之间，从煤体结构参数分析可以看出二1煤普遍较软，具备发生煤与瓦斯突出的煤体结构条件。根据瓦斯抽放工程初步设计二1煤层瓦斯压力在0.301.40MPa之间，最大值为1.40MPa。12051工作面第六中部车场施工中，测得煤层瓦斯含量在8.3812

27、.84m3/t，平均值为8.69 m3/t，最大值为9.69m3/t，理论计算得出煤层瓦斯含量为8.42m3/min,均具备发生煤与瓦斯突出的瓦斯含量和瓦斯压力条件。综上所述，该工作面在巷道掘进、回采期间均具有煤与瓦斯突出危险性。12051轨道及皮带顺槽掘进及回采期间都要采取防突措施，若防突措施不到位或管理上有缺陷可能会发生煤与瓦斯突出，底板巷掘进期间若探煤工作不到位，可能发生误揭煤层而导致煤与瓦斯突出事故的发生。三、瓦斯事故危险源辨识1、根据新义煤矿煤与瓦斯突出矿井鉴定报告二1、二3煤层均具有突出危险性，顺槽掘进及工作面回采期间要采取防突措施，若防突措施不到位或管理上有缺陷时有发生煤与瓦斯突

28、出的危险。2、底板巷距二1煤距离较近，若管理不善，有发生瓦斯超限甚至煤与瓦斯突出的危险。3、掘进及回采期间，预计最大瓦斯涌出量分别为1.58m3/min和12.69m3/min，通过本煤层预抽、工作面浅孔抽放、穿层孔水力冲孔+抽放、上隅角插管抽放、天井埋管抽放、裂隙带抽放、加强通风管理等瓦斯综合治理措施，可以满足生产需要，但若管理不善或瓦斯涌出异常时，会引起瓦斯积聚，造成瓦斯超限甚至引起瓦斯燃烧与爆炸事故。四、煤尘事故危险源辨识在掘进及回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，我矿二1煤煤尘有爆炸危险性。若煤尘浓度超标时，还会引起尘肺病。五、火灾危险源辨识二1煤层为不易自燃煤层，无煤层自燃引起火灾的危

29、险性，但掘进及回采过程中，在放炮、供电、打钻、运输等方面，如果管理不善，可能会引起火灾事故。六、水灾危险源辨识12051工作面距12041工作面较近，可能会引起老空水水灾。距离L7和奥灰岩富水区较远，但若有裂隙构造可能会引起L7和奥灰突水，掘进过程中要加强观测，若发现异常及时采取有效措施，防止水灾事故发生。七、机电事故危险源辨识在生产作过程中，由于管理不善，井下电气设备会失爆，若有瓦斯积聚可能会引起瓦斯爆炸事故；同时电气设备会因过载、漏电或带电检修，造成人身触电事故。八、顶板事故危险源辨识在掘进及回采期间，由于管理不善或地质因素影响，可能会发生冒顶事故。第四章12051工作面顺槽及底板巷掘进期

30、间瓦斯防治技术 根据煤层赋存情况，该区煤层平均厚度约4.8m，煤厚变化较大。为了保证该顺槽的安全快速掘进，在掘进过程中12051轨道顺槽、工作面切眼采用底板抽放巷穿层钻孔水力冲孔卸煤、预抽煤巷条带瓦斯措施为主，顺槽工作面浅孔抽放措施为辅的综合防突措施，达到消突目的。12051胶带顺槽与12041工作面采空区间隔煤柱为2m，根据集团公司相关规定，煤巷掘进工作面与采空区间隔煤柱不大于3m时原则上按无突出危险区管理，该工作面在掘进期间不再采取区域防突措施，执行连续验证和超前探测措施。一、区域防突措施（一）、水力冲孔及水力压裂1、钻场及钻孔布置：每隔25m布置1个钻场，钻场规格为宽4.5m，高3.5m

31、，深5m。在钻场内布置5排、每排7个共35个钻孔，孔底间距控制在6m，控制顺槽两帮各15m，孔径133mm。（钻孔具体布置及参数见图2及表1）。2、施工顺序：每个钻场布置一个压裂孔，先压裂后冲孔，保证32#压裂孔压裂合格后方可正常冲孔。打钻判别煤层位置冲整个煤段返水变清。图2-底板巷水力冲孔钻孔布置图表1 钻场水力冲孔钻孔参数编号孔长（m）岩孔长（m）煤孔长（m）与中线夹角（度）仰角（度）124.413.610.8右偏9062225.11411.1右偏6559326.614.811.8右偏4754429.416.413右偏3547532.818.314.5右偏2841636.620.416.2

32、右偏2336740.622.717.9右偏1932821.912.29.7右偏9079922.512.69.9右偏37731024.413.610.8右偏20621127.315.212.1右偏14521230.917.313.65右偏11441334.919.515.4右偏8381439.52217.5右偏7331521.612.19.5左偏90861622.312.49.9左偏16751724.113.510.6左偏8631826.91511.9左偏5531930.41713.4左偏4452034.919.515.4左偏3382139.52217.5左偏3332222.612.610左偏9

33、0722323.212.910.3左偏52682425.11411.1左偏33592527.715.512.2左偏23512630.917.213.7左偏18442734.919.515.4左偏15382840.622.717.9左偏12322927.315.212.1左偏90523027.715.512.2左偏72513128.916.112.8左偏57483231.517.613.9左偏46433334.919.515.4左偏37383438.421.417左偏313435432419左偏2730注：实际岩孔、煤孔长度据探煤资料适当调整。3、打钻：冲孔前要先按预定孔径和角度施工钻孔，详细记

34、录排渣情况，并判定煤层准确位置（压裂措施另行编制）。4、冲孔：冲孔前安装防喷装置将喷嘴送到煤层预定位置，设定泵压在815MPa，开泵进行水力冲孔，然后从外向里逐渐冲孔，同时转动钻杆，并抽拉钻杆，以利于排渣，冲孔后可从里向外再冲孔，采用往复式冲孔的方法，直至出清水为止。为防止埋钻和憋孔，可控制冲孔速度或间歇式冲孔，但大量出煤期间，不能停钻，加钻杆可乘出煤量较小且返水量正常时进行。发生憋孔时可停止供水，但不能停钻，以利于排粉。5、冲孔标准：以每米煤孔冲出煤量为冲孔考核指标，每米煤孔冲出煤量不小于1t/m，且单孔冲出煤量不得小于5t。6、抽放标准：瓦斯抽出率按35%计算，单个钻场总抽出量不小于2.8

35、万m3。（二）、区域防突措施效果检验1、区域措施效果检验指标及临界值根据我矿实际情况，采用残余瓦斯含量作为检验指标对区域防突措施进行检验。残余瓦斯含量临界值取为8m3/t，当残余含量小于8m3/t时，视为无突出危险区，否则，为突出危险区，预抽措施无效。2、区域防突措施效果检验孔布置及检验 按照“测试点布置于所在断面钻孔密度较小，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”的原则布置检验孔，检验孔布置在断面中部，在煤巷条带每间隔3050m布置一个检验测试点。（三）、 区域验证当区域防突措施检验结果为无突出危险性时，在掘进过程中必须进行区域验证

36、。1、验证方法煤巷掘进过程中采用测定钻屑指标法中的钻屑瓦斯解析指标（h2）、钻屑量（S）及复合指标法中的钻孔瓦斯涌出初速度指标作为验证指标的方法进行验证。其临界值分别为：（1）钻孔瓦斯涌出初速度指标 q3.5L/min 有突出危险工作面 q3.5L/min 无突出危险工作面（2）钻孔钻屑解吸指标h2150Pa（干煤） h2110Pa（湿煤）有突出危险工作面 h2150Pa（干煤） h2110Pa（湿煤）无突出危险工作面（3）钻屑量指标S4kg 有突出危险工作面S4kg 无突出危险工作面2、验证要求（1）、顺槽掘进时，连续进行区域验证。（2）、掘进工作面每推进8m进行一次区域验证。（3）、每个验

37、证循环必须在工作面施工一个深15m的超前钻孔（超前距10m）或采用超前物探措施探测地质构造和观察突出预兆。二、局部防突措施根据我矿实际情况，12051轨道顺槽经水力冲孔卸压、穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域防突后，已消除突出危险性。若一次区域验证超标，执行局部防突措施；若连续两次区域验证超标，在轨道顺槽内补充顺层条带区域防突措施，以确保掘进期间不发生煤与瓦斯突出事故。12051胶带顺槽执行连续验证和超前探测措施。当验证为无突出危险时，在保证足够的突出预测超前距和采取安全防护措施的情况下进行直接掘进；当验证为有突出危险时，执行局部防突措施后，进行效果检验，当检验为无突出危险时方可掘进，只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的掘进作业均应执行局部综合防突措施。（一） 突出危险性预测1、突出危险性预测与效果检验方法及临界值经区域措施效果检验无突出危险后，在掘进前还必须进行工作