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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、矿井概况11.1 矿井基本情况11.2 矿井瓦斯地质情况11.3 矿井瓦斯灾害情况22、瓦斯治理理念43、瓦斯治理思路44、瓦斯治理目标45、区域防突措施45.1、保护层开采45.2 底板穿层钻孔预抽106、局部防突措施146.1岩巷掘进防突146.2 8、9煤层采掘面防突156.3 10煤层采掘面防突177、石门揭煤防突措施198、采煤工作面瓦斯治理措施228.1 顺层钻孔抽采228.2高位钻孔抽采238.3斜交钻孔抽采248.4工作面超前大直径卸压钻孔248.5采空区埋管抽采249、防突保障措施2510、瓦
2、斯利用29芦岭煤矿防治煤与瓦斯突出模式一、基本情况1、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
3、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、地质概况（1）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
4、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）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10m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、瓦斯概况（1）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
5、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1 20082012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t2008117.2432.13192.472009115.2129.53204.062010119.2734.02224.072011117.2227.03221.772012106.9826.16229.8（2）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
6、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2。 表2 8、9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）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/
7、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3.8MPa（-801m），实测最大瓦斯含量为17.9m3/t（-7
8、27.5m）； 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）瓦斯抽采参数2009年至2013年矿井瓦斯抽采情况见表1。表3 20082012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/%20093914.332216.2461.3120104104.832436.5861.8120114207.142434.1065.3520123672.462242.2261.0220134005.792009.7466.83（5）瓦斯灾
9、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，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4 历年来瓦斯突出事故统计表序号时间突 出 地 点巷道类别垂深/m标高/m煤厚/m地质构造突 出 情 况瓦斯压力/MPa备 注煤量/t瓦斯量/m31196
10、5.08井底车场重车线平 巷425-4009.0183002.2521972.1074-84煤眼斜石门365-34212.2局部褶曲23428411.788、9合层31975.12814采面4#煤眼斜石门321-2989.1小断层325131.7541977.05813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2052161980.06848集中巷8#钻场平 巷347-3248.51260071981.10846采面6#煤眼斜石门347-3248.5209381.5081984.06865采面5
11、#煤眼斜石门386-3638.5小断层48158491985.018412采面2#煤眼斜石门413-3908.0断层附近511930101985.05867采面1#煤眼斜石门404-3809.0断层带附近665545111988.078411采面4#煤眼斜石门379-35612.7断层附近1741500121989.028212采面1#煤眼斜石门396-37310.53565288、9合层131993.01821采面6#煤眼斜石门460-4378.01201890141997.10814采面1#煤眼斜石门552-529815f=0.30.18、9合层变厚151997.12814采面2#煤眼半煤
12、巷552-5292.0煤层底板揉皱破碎2785000煤层变薄f=0.4161998.04814采面4#煤眼斜石门552-529813f=0.20.48、9合层变厚171998.10823采面10#煤眼煤巷483-4601013f=0.25002000煤层变厚181999.09814采面14#煤眼煤巷552-529914煤层松软f=0.22010008、9合层变厚191999.12822采面5#煤眼煤巷454-43110煤层松软f=0.33013000202000.04822采面4#煤眼煤巷454-43111迎头发现逆断层202000煤层松软f=0.3212000.06822采面4-5#眼机巷煤
13、巷435-41212顶板破碎3100f=0.3222002.04818采面3#煤眼斜石门613-590813煤粉末状f=0.2105001.23M8、9合层变厚232002.05816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=0.3242002.06816采面6-5#眼机巷煤巷583-5608.00.2150煤粉末状f=0.3252002.06816采面 4#眼附近岩巷615-5908128、9合层变厚CH4%=10%262002.10818轨道巷岩巷613-590813f=0.22022008、9合层变厚4、防突相关安全系统（1）通风系统矿井采用混
14、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
15、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
16、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
17、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）瓦斯抽采系统芦岭矿现有两套地面永久瓦斯抽采系统，总抽采能力为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
18、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1、瓦斯治理理念煤与瓦斯突
19、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、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、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（一）设计原则1、通风系统采区具有独立可靠
20、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、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、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10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
21、，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、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。6、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
22、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。（二）、区域防突措施1、开采保护层（1）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
23、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）被保
24、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
25、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
26、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
27、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
28、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
29、路连接，并且孔内安设套管，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、预抽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。为进一步降低工作面瓦斯含量，在
30、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） 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
31、，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
32、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
33、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
34、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
35、程结束后，对钻孔进行合茬抽采。(三)、局部防突措施1、近突出煤层岩巷掘进防突措施设计：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
36、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、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
37、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
38、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
39、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
40、。另外，煤体注水后，还能降低煤尘，提高作业环境的空气质量。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
41、最后验证钻孔，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、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，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
42、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）掘进工作面防突措施 8煤顶分层煤巷掘进8煤顶分层煤巷掘进期间采取局部“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
43、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 /mL/(g.min1/2)干煤1600.46 kg/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
44、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。10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
45、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）采煤工作面防突措施8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
