渝陽煤礦防突工培訓教案

　　渝陽煤礦防突工培訓教案

　　渝陽煤礦通風科

　　2009年3月

　　目 錄

　　第一章 煤與瓦斯突出概述 …………………………………(1)

　　一、煤與瓦斯突出概況 ………………………………………(1)

　　二、煤與瓦斯突出分類 ………………………………………(8)

　　三、煤與瓦斯突出危害 ………………………………………(11)

　　第二章 煤與瓦斯突出機理、規律、預兆 …………………(11)

　　一、煤與瓦斯突出機理 ………………………………………(11)

　　二、煤與瓦斯突出規律 ………………………………………(12)

　　三、煤與瓦斯突出預兆 ………………………………………(12)

　　第三章 “四位一體”防突措施 ……………………………(13)

　　第四章 防治煤與瓦斯突出實施細則 ………………………(62)

　　第五章 渝陽煤礦防突管理製度 ……………………………(102)

　　一、未定性突出煤層管理辦法 ………………………………(102)

　　二、防突報告單送審管理辦法 ………………………………(103)

　　三、防突“四對口”現場動態管理辦法 ……………………(104)

　　四、防突儀器儀表管理辦法 …………………………………(104)

　　五、防突鑽孔放線法布孔技術操作規範 ……………………(105)

　　六、突出危險性預測(檢驗)現場操作管理規定 ……………(106)

　　七、壓縮氧自救器使用管理辦法 ………………………………(107)

　　八、壓風自救器使用管理辦法 …………………………………(108)

　　九、防突工操作規程 ……………………………………………(110)

　　十、防突工崗位說明書 …………………………………………(111)

　　十一、防突鑽孔施工彙報內容有關規定 ………………………(113)

　　十二、防突頭麵“四位一體”措施現場查驗製度及處罰規定…(115)

　　第一章 煤與瓦斯突出概述

　　一、煤與瓦斯突出概況

　　(一)煤與瓦斯突出的主要特點

　　礦區現有6對生產礦井，均為煤與瓦斯突出(以下簡稱突出)礦井，開采過程中煤與瓦斯突出頻繁發生，據統計1958-2003年，總計發生突出476次，最大突出強度1624t，噴出瓦斯15萬m3(見表1-3)。其中千噸以上的突出6次。曆年突出共死亡230人，最多一次死亡125人(同華礦1960年5月14日)。抽排瓦斯鑽孔是礦區防治煤與瓦斯突出的主要手段，而在施鑽過程中發生突出，造成人員傷亡卻是當前防突措施工程實施中最大的難點和安全隱患。1986年以來，相繼發生鑽孔突出35次，死亡19人，最大突出強度760t，瓦斯量44800m3，最多一次死亡6人(見表1-2)。

　　表1-1 鬆藻煤電公司煤與瓦斯突出次數及死亡人數統計表

　　礦井名稱 突出次數(次) 突出強度(t) 死亡

　　人數

　　總計 回采 掘進 揭煤 平均 最大

　　鬆藻煤礦 44 11 31 2 44.2 470 50

　　打通一礦 260 194 58 8 18.5 1408 2

　　打通二礦 64 34 22 8 63.4 695 17

　　石壕煤礦 33 5 21 7 311.8 1624 3

　　逢春煤礦 5 2 3 388.4 884

　　同華煤礦 70 39 23 8 80.5 1000 158

　　合計 476 283 157 36 60.3 1624 230

　　表1-2 煤電公司曆年鑽孔突出統計表

　　礦井 鬆藻煤礦 打通一礦 打通二礦 石壕煤礦 逢春煤礦 同華煤礦 合計

　　突出次數 1 14 18 1 0 1 35

　　死亡人數 1 2 11 0 0 5 19

　　礦區各煤層突出情況見表1-3。

　　表1-5 鬆藻礦區各煤層煤與瓦斯突出統計(1958-2003)

　　礦井名稱 煤層 突出次數 突出

　　總煤量

　　(t) 突出平均煤量(t/次) 最大突出煤量(t/次) 始突標高(m) 始突深度(m) 構造突出(次) 突出軟分層厚(m) 石門突出 煤巷突出(次) 采麵突出(次)

　　次數 最大強度(t)

　　鬆藻 K1 13 1046.2 80.5 470 588 251 10 1 15 7 5

　　K2 15 254.1 16.9 72 533 302 6 10 5

　　K3 16 645 40.3 163 538 176 0.5 2 163 13 1

　　打通一礦 7# 251 1879.7 7.5 59 432 240 15 0.15 58 193

　　8# 6 2858 476.3 1408 440 263 4 4 1408 1 1

　　11# 2 4 2 2 170 556 2 2 2

　　12# 2 89 44.5 84 238 364 2 2 84

　　二礦 7# 43 755.2 17.6 121 436 234 23 0.15 1 121 16 26

　　8# 20 3245 162.3 560 428 294 12 0.5 6 560 6 8

　　11# 1 54 54 54 190 487 1 1 54

　　石壕 6# 2 46 23 36 405 273 2 1 1

　　7# 11 502 45.6 120 440 260 9 0.15 1 36 10

　　8# 19 9562 503.3 1624 473 275 15 0.5 6 1624 9 4

　　12# 1 180 180 180 445 398 1 1 180

　　逢春 6# 1 50 50 50 617 373 1

　　7# 1 439.4 439.4 439.4 678 1 1 439

　　8# 3 1453.4 484.5 884 764 200 2 2 884 1

　　同華 K1 19 446.3 23.5 80 400 234 13 7 12

　　K6 29 430.5 14.8 200 370 220 2 27

　　K3 21 4234 201.6 1000 590 113 6 7 1000 14

　　合計 小計 476 26760.8 56.2 1624 764 113 124 37 1624 156 283

　　薄 391 6176.4 15.8 470 678 220 85 0.15 10 439 112 269

　　厚 85 20584.4 242.2 1624 764 113 39 0.5 27 1624 44 14

　　根據曆年各次突出情況分析，礦區突出存在以下主要特點：

　　(一)按突出煤層分析：

　　1 突出次數：最多的是7#煤層，占總次數的64.3%;其次是8#煤層，占17.86%。

　　2 突出強度：最大的是8#煤層，平均突出強度242.2t/次，最大突出強度1624t/次;其次是K1煤層，最大突出強度470t/次;7#層最大突出強度439t/次。

　　3 始突深度：最淺的是8#層，為113m，其餘6#、7#、11#(K2)、12#(K1)分別是273m、234m、302m、234m。

　　(二)按突出地點分析：

　　1 突出次數：回采工作麵最多，占59.5%;煤巷次之，占32.8%;石門揭煤突出最少，占7.8%。

　　2 突出強度：平均突出強度石門最大，為391.84t/次;其次是煤巷，為59.07t/次;最小是回采工作麵，為13.58t/次。最大突出強度依次為石門、煤巷、回采工作麵。平均突出強度石門是煤巷的6.63倍，是回采工作麵的28.85倍。(三)按突出前的作業工序分析：

　　各煤層各工序突出情況見表1-6。割煤突出次數最多，占42.9%;放炮突出次之，占33.5%;打孔突出第三，占7.4%;淺孔鬆爆占6.3%，風鎬占6.1%，手鎬、放超前炮各占1.26%，深孔鬆爆有2次，吹炮眼、架料、回撤金屬支架、攉煤各有1次。

　　表1-4 鬆藻礦區突出與作業工序統計(1958---2003)

　　礦井 煤層 突 出 次 數

　　風鎬 手鎬 放炮 放超前炮 淺孔鬆爆 深孔鬆爆 吹炮眼 架料 割煤 回撤金支 攉煤 打孔

　　小計 42mm 65mm 72mm 86以上

　　鬆藻 K1 　 　 8 　 　 　 　 　 5

　　K2 　 　 15

　　K3 11 3 1 　 　 　 　 　 　 　 　 1 　 1

　　打通一礦 7# 　 　 48 6 25 1 1 　 155 　 　 14 12 　 　 2

　　8# 　 　 4 　 　 1 　 　 1

　　11# 　 　 2

　　12# 　 　 2

　　二礦 7# 　 　 11 　 3 　 　 　 14 　 　 15 　 13 1 1

　　8# 2 　 15 　 　 　 　 　 　 　 　 3 1 　 　 2

　　11# 　 　 1

　　石壕煤礦 6# 　 　 1 　 　 　 　 　 1

　　7# 　 　 11

　　8# 　 　 14 　 2 　 　 　 2 　 　 1 　 　 　 1

　　12# 　 　 1

　　逢春 6# 　 　 1

　　7# 　 　 1

　　8# 　 　 3

　　同華 K1 6 1 11 　 　 　 　 　 　 　 1

　　K6 1 　 2 　 　 　 　 　 26

　　K3 9 2 7 　 　 　 　 1 　 1 　 1 　 　 　 1

　　合計 小計 29 6 159 6 30 2 1 1 204 1 1 35 13 14 1 7

　　薄 7 1 115 6 28 1 1 　 201 　 1 27 12 13 1 3

　　厚 22 5 44 　 2 1 　 1 3 1 　 6 1 1 　 4

　　(四)突出的主要預兆有：煤層變軟，變薄，變厚，地質構造;瓦斯超限，瓦斯忽大忽小，工作麵或煤壁、煤粉發冷，打孔時噴孔、頂鑽;響煤炮，支架變形，壓力聲響，片幫，掉渣，煤壁外鼓，吸鑽，卡鑽等。

　　(五)突出與埋藏深度的關係：

　　從礦區各礦井各煤層突出與埋藏深度關係(表1-5及圖1.1)可以看出，隨著埋深增加突出危險增大。主要表現在，隨著深度的增加，突出次數也隨之增加，原來不突出的煤層也發生了突出。同時，隨著深度增加，在采取相同措施的情況下，施工煤層防突鑽孔時容易發生突出。

　　表1-5 各礦井各煤層突出與深度關係表

　　礦井名稱 深度(m) 6#

　　(K6) 7# 8#

　　(K3) 11#

　　(K2) 12#

　　(K1)

　　鬆藻煤礦 100-200 　 　 5

　　201-300 　 　 10 　 6

　　>300 　 　 1 15 7

　　打通一礦 100-200

　　201-300 　 25 2

　　>300 　 225 4 2 2

　　打通二礦 100-200

　　201-300 　 15 1

　　>300 　 28 19 1

　　石壕煤礦 100-200

　　201-300 1 8 6 　 1

　　>300 1 3 13

　　逢春煤礦 100-200 　 1 1

　　201-300 　 　 2

　　>300 1

　　同華煤礦 100-200 　 　 4

　　201-300 29 　 16 　 6

　　>300 　 　 2 　 13

　　公司合計 100-200 　 1 10

　　201-300 30 48 37 　 13

　　>300 2 256 39 18 22

　　圖1.1 鬆藻礦區各煤層突出與深度關係圖

　　(六)年度突出次數不均衡性。主要是當礦井進入深部水平或進入新的區域，突出危險性增大，而人們的防突認識不夠，沒有及時采取恰當的防突技術措施。鬆藻煤電有限責任公司曆年突出次數見圖1.2。

　　1.2 鬆藻煤電有限責任公司曆年突出次數變化圖

　　二、煤與瓦斯突出分類

　　在開采瓦斯煤層時，經常會發生一些瓦斯動力現象，有時還造成—定的動力效應。這些事先沒有預計到而突然發生的瓦斯動力現象外表很相似，然而其本質並不相同，應該予以正確的分類和科學的鑒別，以便采取不同的預測方法和預防防措施。

　　各研究者雖提出不同的分類方法，但大多數都傾向於按動力現象的成因分類。根據我國實際情況，我們認為可以分成：煤的突然傾出、煤的突然壓出、煤與瓦斯突出、岩石和瓦斯突出4類。

　　突出分類的基本原則是：

　　(1)動力現象造成的空洞位置及形狀(包括孔洞中心線和水平麵所成之傾角);

　　(2)噴出煤(或岩石)的粒度及其分選情況;

　　(3)煤(或岩石)的拋出距離及堆積坡度;

　　(4)強度(噴出的煤量及岩石量);

　　(5)噴出{的瓦斯量及瓦斯流運行方向}

　　(6)動力效應;

　　(7)現象發生前的預兆。

　　(一)、煤的突然傾出

　　煤的突然傾出是煤礦中常見的瓦斯動力現象，在頓巴斯煤田的急傾斜煤層，煤的突然傾出占突出總數的50%以上。

　　煤的突然傾出主要是重力引起的，而瓦斯在一定程度上也參與了傾出過程，這是由於瓦斯的存在進一步降低了煤的機械強度，瓦斯壓力還促進了重力作用的顯現，由於這種關係，煤的傾出能引起或轉化為煤與瓦斯突出。在急傾斜煤層，煤和瓦斯突出又多以煤傾出開始,最終轉化為煤與瓦斯突出。

　　煤的突然傾出具有下列特征：

　　(1)傾出空洞具有較規則的幾何形;比(橢圓形、梨形、舌形等)。在上山，空洞常沿煤層傾斜方向延伸，多為梨形; 在平巷，空洞多分布在工作麵，上方及上隅角，橢圓形較為常見， —般空洞的上部呈自然拱的形狀。在平巷內，空洞中心線與水平麵所成之夾角，必然大於煤的自然安息角。

　　(2)傾出的煤主要是碎煤，有時也能見列少量粉煤，無分選現象。

　　(3)煤的拋出距離及其堆積情況，取決於煤量的多少、空洞的大小及傾角。煤的拋出距離一般不超過50m，傾出的煤的堆積坡麵角， —般接近於自然安息角，沿傾斜發生大強度傾出時,堆積坡度可能小於自然安息角。

　　(4)傾出的煤量由數t到數百t，但多數情況下不超過100t。

　　(5)傾出時的沼氣湧出量取決於煤層瓦斯含量，煤的破碎程度，傾出煤量等，每t傾出煤的瓦斯湧出量略少於或接近煤層瓦斯含量。不會發生瓦斯流逆流，在正常通風條件下，—般經o.5～1h，便能降至正常濃度。

　　(6)傾出時的動力效應，可以推倒空車、折斷木支架等。

　　(7)在傾出前經常出現的預兆是：煤的硬度降低，煤開裂，工作而掉煤渣，支架壓力增加等，有時煤體中也出現劈裂聲、悶雷聲等。

　　(二)、煤的突然壓出

　　煤的突然壓出是由應力或開采層集中壓力引起的，瓦斯隻起次要作用，盡管伴隨著突然壓出,回風流中沼氣濃度增高。一般並不引起巷道瓦斯超限(或超限時間很短)。按表現形式不同，煤的突然壓出又可分為兩類。

　　第—類，煤的突然移動，常見於準備巷道，表現為煤體的整體移動，煤體雖保持某種程度的完整外形，而實際上已被壓壞並布滿裂縫，甚至還有部分煤體被壓碎成塊狀。有時也表現為巷道底板整體向上鼓起。不拋出煤和不形成空洞是它的特點。

　　這一類突然壓出乃是應力的水平擠壓作用所造成的。其特征為：

　　(1)工作麵煤體整體移動，或底板煤體向上鼓起0。2～0.4m(有時達1m)，不形成空洞。

　　(2)煤不拋出，無分選現象。

　　(3)強度—般在10～20t以下;個別達50t以上;

　　(4)瓦斯湧出量小於煤層的瓦斯含量，通常不引起巷道瓦斯超限。

　　(5)動力效應較小，支柱一般不被破壞，隻是嵌入壓出的煤體中,底板鼓起時，可把礦車、鑽機抬起。

　　(6)壓出前的預兆是;支柱壓力增加，掉煤渣，煤體內出現劈裂聲、雷聲等。

　　第二類，煤的突然擠出，多發生在傾斜和緩傾斜煤層的回采工作麵,它是由於應力大，煤層中有軟分層，有平行工作麵的解理裂縫，在直接頂板中有彈性岩石(砂岩、石灰岩等)和放頂不及時，懸頂過大等條件下，煤層受到采動應力作用使工作麵邊緣煤體被壓碎而發生的，瓦斯隨著煤的突然擠出而加劇湧出。其特征為：

　　(1)壓出空洞沿弧形條帶分布，中間最寬達1～3m，有時達6m;長度—般為7～30m，有時達60m。空洞分布在軟分層中，空洞高度可達到軟分層全厚，並向上下兩個方向逐漸減少，其剖麵呈唇形。

　　(2)拋出的煤為小塊及大塊，煤粉很少，無分選現象。

　　(3)壓出的煤可拋出1—3m，個別情況下在4 m以，堆積坡度比自然安息角小.

　　(4)壓出的煤量一般為數十t，大強度壓出可達375t。

　　(5)壓出後短時間內瓦斯濃度可達10%以上，但在正常通風條件下，很快能恢複正常。在大強度突然擠出時，大量瓦斯湧出可以延續較長時間,每t擠出的瓦斯湧出量略大於煤層瓦斯含量。

　　(6)動力效應拋出的煤，一般可將工作麵支架打斷、折斷，在突然擠出和老頂冒落時，有時出現衝擊氣浪，有時還發生頂板開裂。

　　(7)壓出前的預兆：軟煤分層厚度增加，支架壓力增加，工作而掉煤渣，煤體中出現劈裂聲，悶雷聲等。

　　(三)、煤與瓦斯突出

　　煤與瓦斯突出是在地應力和瓦斯的共同參與下發生的，而應力是發動突出的的主要動力,其特征如下：

　　(1)突出空洞的位置和形狀是各式各樣的，大部分空洞位於巷道上方及上隅角，但也有位於巷道下隅角。突出空洞的形狀為口小腹大的梨形或橢圓形，有時呈很複雜的奇異的外形。空洞中心線與水平麵之夾角可以小於自然安息角，也可大於自然安息角，但很少為水平平方向的。

　　(2)煤與瓦斯突出的另一個重要特征是噴出的煤具有分選現象，即在靠近突出空洞和巷道下部為塊煤，其次為碎煤，離突出空洞較遠處和煤堆上部是粉煤，有時粉煤能被拋出很遠。

　　(3)煤的拋出距離取決於突出強度，可以從數m到數百m，突出的煤可以堆滿全斷麵，造成巷道堵塞。煤的堆積坡度通常小於自然安息角。

　　(4)煤和瓦斯突出的煤量，可由數t到數千t，按強度可把煤與瓦斯突出分成如下5類：

　　①小型煤與瓦斯突出，強度小於10t，

　　②中型煤與瓦斯突出，強度10～99t;

　　③次大型煤與瓦斯突出，強度100—499t;

　　④大型煤與瓦斯突出，強度500—999t;

　　⑤特大型煤與瓦斯突出，強度等於或大於1000t。

　　(5)煤和瓦斯突出時噴出的瓦斯量，取決於煤的瓦斯含量和突出的煤量。特大型煤與瓦斯突出時，短時間能湧出數十萬至數百萬m3的瓦斯，噸煤瓦斯湧出量高達100～800 m3，超過煤層瓦斯含量5—30倍。

　　瓦斯一般順風流運行，而在特大型煤與瓦斯突出時，瓦斯與粉煤流以暴風形式，可逆風流運行並充滿數千m長的巷道。

　　(6)煤和瓦斯突出的動力效應明顯，常表現為推翻礦車，搬動巨石，破壞支架，造成衝擊氣浪以及聲響等。

　　三、煤與瓦斯突出危害

　　所謂煤與瓦斯突出，就是在地應力和瓦斯的共同作用下，破碎的煤、岩和瓦斯由煤體或岩體內突然向采掘空間拋出的異常的動力現象。

　　煤與瓦斯突出是一種伴有聲響和猛烈力能效應的動力現象，它的主要危害有以下幾點：

　　1、摧毀井巷設施;

　　2、破壞通風係統、設施，使風流發生逆流。

　　3、使井巷充滿瓦斯和煤拋出物，可能引起瓦斯爆炸火災，造成人員亡，導致生產中斷。

　　第二章 煤與瓦斯突出機理、規律、預兆

　　一、煤與瓦斯突出機理

　　煤與瓦斯突出機理，是煤和瓦斯突出發生的原因、條件及發展過程。突出機理目前國內外多數研究者所持的觀點是綜合假說，即煤和瓦斯突出是由地應力、瓦斯和煤的物理力學性質等因素綜合作用的結果。

　　發生煤和瓦斯突出的第一個必要和充分條件是：煤層和圍岩具有較高的地應力和瓦斯壓力，並且在近工作麵地帶煤層的應力狀態發生突然變化，使潛能有可能突然釋放。煤和瓦斯突出發展的第二個必要和充分條件是：有足夠的瓦斯流把碎煤拋出，並且突出孔道要暢通，以便在空洞壁形成較大的地應力梯度和瓦斯壓力梯度，從而使煤破碎向深部擴展。

　　煤和瓦斯突出的全過程，一般可以分成三個階段，即發動、發展和停止隊段。

　　在突出的發動階段，由於外力作用(爆煤、割煤、鑽進等)，煤體應力狀態突然變化，岩石和煤的彈性潛能迅速釋放。當釋放的岩石和煤的彈性潛能以及瓦斯壓力足夠高時，即可把煤破碎，激發突出。

　　在突出的發展階段，依靠釋放的彈性潛能和瓦斯的膨脹能，使煤進一步破碎並由瓦斯流把破煤拋出。隨著碎煤的拋出，使突出的空洞壁始終保持著較高的應力梯度和瓦斯壓力梯度，使煤的破碎過程得以由發動中心向周圍發展。

　　在出現下列任一種情況時，突出即停止：

　　(1)激發的突出的能量已耗盡;

　　(2)繼續放出的能量不足以粉碎煤;

　　(3)突出孔道堵塞，不能繼續在突出空洞壁處建立高的應力梯度和瓦斯壓力梯度。

　　二、煤與瓦斯突出規律

　　1、突出發生在一定的深度上;隨著煤層深度增加，突出的危險性增大，即突出的次數增多、突出強度增大、突出煤層的層數增加、突出危險區域增大。

　　2、突出的次數和強度隨煤層厚度(特別是軟分層厚度)增加而增多，突出最嚴重的煤層一般都是最後的主采煤層。

　　3、突出的主要氣體是瓦斯，同一煤層瓦斯壓力越高的地方突出危險性越大。

　　4、突出煤層的特點是煤的強度低、變化大、透氣性差、瓦斯放散速度高、溫度小、層理紊亂、地質破壞大。

　　5、突出危險呈帶狀分布，如向斜軸部地區、向斜軸與斷層或褶曲交會地區、火成岩侵入形成的變質煤和非變質煤交混地區等地質構造附近。

　　6、絕大多數突出都是發生在破煤時，如放炮、割煤、打鑽等。

　　7、大多數突出都有預兆。

　　8、突出危險性隨硬而厚的頂底板存在而增大。

　　9、由於煤的自重影響，向上方向掘進巷道時突出較多，向下方掘進巷道突出較小，突出次數隨煤層傾角的增大而增加。

　　三、煤與瓦斯突出預兆

　　絕大多數煤與瓦斯突出都有預兆，突出的預兆主要有3個方麵：

　　1、地應力方麵表現為：有來壓聲響、支架折斷、煤炮聲、煤岩開裂、煤壁外鼓、片幫、掉渣、底鼓、煤壁顫動、鑽烴形、打鑽時頂鑽或夾鑽等現象。

　　2、瓦斯方麵表現為：瓦斯湧出異常，忽大忽小，悶人，煤塵增大，煤或氣溫變冷，空氣氣味異常，打鑽噴瓦斯、噴煤，有哨聲、風聲、蜂嗚聲等。

　　3、煤層方麵表現為：煤結構變化，層理紊亂，煤強度鬆軟或不均勻，暗淡無光澤，煤厚變大，傾角變陡，擠壓褶曲、波狀隆起，煤體幹燥，頂底板階梯凸起，出現斷層等。

　　第三章 “四位一體”防突措施

　　一、突出危險性預測

　　(一)、區域預測

　　區域預測是對新礦井、新水平、新采區突出煤層進行突出危險性劃分。由於被預測的煤層未被揭露或未完全被揭露，隻能通過鑽孔、取樣測定煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、解吸速度等瓦斯基本參數，以及煤的物理力學性質，用單項指標或多項綜合指標確定該區域的突出危險性;或者采用鄰近礦井、上水平、附近采區煤層瓦斯地質資料推測該地區發生突出的可能性。

　　通過區域預測可將預測區域的煤層劃分出突出危險區、突出威脅區和無突出危險區;當然，生產礦井新水平、新采區可能隻存在突出危險區和突出威脅區。根據劃分出的不同區域采取不同的、針對性的措施，突出危險區域通常在采取預抽等區域性防治突出措施後，再通過連續工作麵預測進一步預測煤層的突出危險性;突出威脅區域一般在采掘工作麵每推進30-100m後，應用工作麵預測方法連續進行不少於2次的區域性預測準確性驗證，以確認判斷是否正確。

　　區域預測所劃分出的不同危險區域也不是一成不變的。由於預測是通過鄰近區域瓦斯地質資料或有限的鑽孔資料來預測煤層的突出危險性，難免有遺漏或偏差，因而需在生產實踐中進一步驗證，不斷補充和完善預測資料，修正預測結果，以達到既有安全可靠性、又盡可能減少對采掘生產的影響之目的。

　　(一) 瓦斯地質統計法

　　瓦斯地質統計法，是根據已采區域突出點分布和地質構造(包括斷層、褶曲、煤層賦存條件變化、火成岩侵入等)的關係，然後結合未采區的地質構造條件劃分出突出危險區和突出威脅區。它是利用瓦斯地質資料進行的一種類比推斷法。

　　瓦斯地質統計法預測考慮了突出區域性分布性質，強調了地質條件對煤層突出、以及突出煤層瓦斯參數的控製作用，在許多生產礦井得到了應用和發展。

　　1、劃分突出危險區的基本要求

　　(1) 在上水平發生過突出的區域，下水平的垂直對應區域應預測為突出

　　危險區。

　　(2) 根據上水平突出點分布和地質構造關係，確定突出點距構造線的最遠距離線，並結合地質部門提供的下水平或下部采區的地質構造分布，按照上水平構造線兩側的最遠距離線向下推測下水平或下部采區的突出危險區域。

　　(3)未劃定的其他區域為突出威脅區。

　　2、瓦斯地質統計法預測指標

　　針對瓦斯地質統計法提出的瓦斯和地質兩方麵的指標，不同礦區(或地區)有其適用於本礦區的衡量標準;但在同一個礦區(或地區)，所采用的瓦斯、地質指標，以及劃分的標準應是一致的。一般情況下，劃分突出危險區的標準如下。

　　(1)地質因素標準

　　一是斷層附近區域，根據斷層的性質、落差大小等不同因素采用不同的標準。一般情況下，壓性、壓扭性，落差大的斷層應適當加大危險區範圍。如：落差0.5 m的斷層，在斷層兩邊各10 m範圍劃為突出危險區;0.5-1 m落差的斷層，在其兩邊各15 m劃為突出危險區;落差1 m以上按其兩邊各20 m劃為突出危險區。

　　二是褶曲軸線兩側，特別是呈封閉型的背斜或向斜軸部，一般在其軸線兩邊20-50 m範圍劃為突出危險區。

　　三是煤層產狀及賦存變化區域。如煤層走向、傾向及傾角變化，煤層厚度、特別是軟分層厚度變化區域。一般將煤厚變化達40%以上，或軟分層厚度達15cm以上的地段劃為突出危險區。

　　鬆藻礦區突出危險性區域預測地質參數見表2-1。

　　表2-1　　鬆藻礦區煤與瓦斯突出區域預測參數參考表

　　構造名稱 煤層 危 險 範 圍 (單側) 考 察 地 點 備 注

　　斷層褶曲 7# H<0.5m，單側10m;H=0.5-1m，20m;H≥1m，30m;羊叉灘背斜40m;大木樹向斜20m 打通二礦：S2707、S2705、S1710、S1708

　　斷層 7# H>0.5m，10m; H<2.0m，15m;

　　H>2m，20m 石壕礦N1716 薄化帶兩側各20m為突出威脅區

　　K2 H=0.5-1m，10m; H=1-2m，20m;

　　H>2m，30-60m 鬆 藻 礦

　　K1 H≤3m，20m;H>3m，30~60m 同 華 礦

　　斷層褶曲 7# H<1m時，10m;H=1-2m時，20m;H>2m時，30m;魚跳背斜、大木樹向斜60m 打通一礦S1714

　　煤厚變化 7# 軟分層增至0.15m以上;煤厚變化40%以上 打通一礦S1714

　　(2)瓦斯因素標準

　　相鄰近工作麵有噴孔、突出等異常動力現象，預測出現超標的對應區域應劃為突出危險區。其餘地點為突出威脅區。

　　不突出區的劃定比較嚴格，首先應是在經過考察的始突深度以上，同時無構造和瓦斯異常湧出點。

　　在被預測區域進行采掘活動時，應采用工作麵預測方法對上述劃分進一步驗證，逐步完善和修正突出危險區和威脅區範圍。例如：突出威脅區預測超標或有噴孔等動力現象，則立即改劃為危險區。突出危險區，經多次連續預測，未遇到構造，指標很低，又無動力現象，也可改劃為威脅區或無突出危險區，隻采取安全防護措施采掘，不采取防突技術措施。

　　3、瓦斯地質圖

　　瓦斯地質圖是應用統計法繪出的已采礦井的突出點分布圖，分析礦井地質與突出的關係，推測判斷深部水平或同水平的構造延伸部分的突出危險性。瓦斯地質圖是礦井防突工作的重要組成部分，據此可以分析突出煤層瓦斯基本參數分布規律及突出的分布特點、指導煤層突出危險性區域劃分，對提高防突措施的針對性和可靠性、防止突出事故的發生起著重要作用。因此，突出礦井應在收集分析可靠的瓦斯地質資料基礎上，編製礦井分層瓦斯地質圖，並以此指導煤層突出危險性區域預測圖的繪製。

　　瓦斯地質圖由礦井瓦斯和地質兩部分資料構成，分別由礦井地測和通風部門繪製、修改、補充和完善。地質方麵的資料有：采掘進度、被保護範圍、煤層賦存條件(厚度、軟分層厚、高程、埋深等)、地質構造、突出點的位置等;瓦斯方麵的資料有：突出強度(包括突出瓦斯量)、瓦斯壓力、瓦斯含量、瓦斯湧出量、透氣性係數、煤層突出特征參數等。並在統計分析大量瓦斯地質資料基礎上，繪製各參數的等值線、分區分帶線。瓦斯地質圖可以單獨編製，也可與采掘工程圖合用。

　　鬆藻礦區典型礦井瓦斯地質圖見圖2.1。

　　(二) 綜合指標法

　　采用綜合指標D和K(計算見式2.1、2.2)來預測煤層的突出危險性，其臨界值應根據本礦區實測數據確定，如無實測資料，可參照表2-2取值。

　　………………………………(2.1)

　　……………………………………………………(2.2)

　　式中　D——煤層突出危險性綜合指標;

　　K——煤層突出危險性綜合指標;

　　H——開采深度，m;

　　P——煤層瓦斯壓力，取實測瓦斯壓力的最大值，MPa;

　　ΔP——煤層軟分層煤的瓦斯放散初速度指標;

　　f——煤層軟分層煤的平均堅固性係數。

　　表2-2 　用綜合指標D和K預測區域突出危險性的臨界值

　　煤層突出危險性綜合指標

　　D 煤層突出危險性綜合指標K

　　無煙煤 其它煤種

　　0.25 20 15

　　注：若D值計算式中兩個括號內的計算值都為負時，則不論D值大小，都確定為突出威脅區。

　　綜合指標各相關參數的測定應按以下要求進行：

　　第一，在岩石巷道向突出煤層至少打兩個測壓鑽孔，測定煤層瓦斯壓力P;第二，在打測壓孔的過程中，每米煤孔采取一個煤樣，測定煤的堅固性係數f;第三，將兩個測壓鑽孔所得的堅固性係數最小值加以平均作為煤層軟分層煤的平均堅固性係數;第四，將堅固性係數最小的兩個煤樣混合後，測定煤的瓦斯放散初速度指標ΔP。

　　綜合指標D考慮了開采深度、煤層瓦斯壓力及煤的堅固性係數三因素，分別表征了突出機理綜合假說中的地應力、瓦斯和煤的物理力學性質三個方麵;其計算依據是在總結分析國內主要突出礦井突出煤層應力狀況以及瓦斯壓力情況提出來的。K指標則考慮了煤的瓦斯放散初速度指標ΔP(其反映了煤的破壞程度和孔隙性質，及其瓦斯含量、流動特征等)，作為D值的附加指標是必要的。

　　綜合指標法多應用於礦井勘探階段預測，也可作為生產礦井煤層突出危險性區域預測指標之一。(三) 分級預測法

　　為了提高預測的準確性，保證在安全的前提下最大限度地減少防突工程量，突出礦井有必要對預測區域從大到小逐級進行突出危險性預測。按照預測範圍的大小，可將煤層突出危險性預測劃分為采區區域預測、小塊段區域預測、局部預測3級;上一級預測對下一級起指導作用，下一級預測對上一級進行修改、補充、完善和檢驗。

　　采區區域預測，也就是所提出的Ⅰ級預測，主要依據地勘資料和相鄰采區開采時的瓦斯、地質資料，對開拓區進行突出危險性劃分，即采用瓦斯地質統計法對礦井一個或幾個水平、采區進行大範圍搜索。目前，在這種大範圍內開展區域預測尚缺乏適當的技術裝備，致使預測工程量大、預測準確性較差。這一階段雖然比較粗，但為實施區域防突措施提供了依據。在劃分出的突出危險區，采用條帶預抽、網格預抽，既避免了盲目上區域措施、增加防突工程量，又對突出危險區實施防突措施提供了安全保障。

　　小塊段預測，即Ⅱ級預測，是在采區區域預測基礎上，把預測範圍縮小到采準巷道圈劃的小階段內進行。預測的方法是針對相鄰區域開采中所揭露的地質構造、突出狀況、瓦斯湧出狀況，將對應範圍劃分為突出危險區、突出威脅區和不突出區。這一階段為修訂區域防突措施、編製局部防突措施提供了可靠的依據。Ⅱ級預測比Ⅰ級預測準確性更高。據統計，鬆藻礦區小塊段預測劃分出的突出危險區域，在開采時確有突出危險的突出預測準確率為69.7%;小塊段預測劃分為突出威脅區與不突出區的不突出預測準確率高達93%。小塊段預測由於範圍小，附近工作麵的開采，地質探孔，瓦斯抽放鑽孔等資料都可作為預測依據;其煤層賦存狀況清楚，構造清楚，瓦斯賦存狀況清楚，所以預測準確性較高。

　　局部預測，即Ⅲ級預測，實質是對小塊段預測的檢驗，所采用的方法為工作麵預測。為了減少防突工程量，在突出威脅區采取間隔預測方式，在突出危險區采取連續預測方式，不突出區不再預測。這一步的預測要求預測不突出準確率達到100%。鬆藻局近10年來，準確率達99.9%，每年預測幾萬次，預測為不突出，而實際發生了突出的情況是極少的。由於操作不當，預測措施執行不到位造成的突出要多一些。還有的突出是預測有突出危險而在執行消突措施時發生突出(見表2-3)。因此，局部預測的可靠性是比較高的。

　　表2-3 鬆藻礦區近10年局部預測突出狀況表

　　分類 總突出次數 預測無危險突出 預測操作不對突出 預測有危險執行消突孔突出 其它突出

　　次數 87 6 11 30 40

　　(四) 小塊段預測

　　1、理論依據

　　小塊段區域預測是基於煤與瓦斯突出分布呈不均衡性的特征，同時地質條件對突出的分區分帶具有明顯的控製作用，將區域預測的範圍縮小到采、準巷道圈劃的小階段內進行，以便進一步提高區域預測的準確性和可靠性，在保證安全的前提下降低防突工程量，提高防突工作麵單產單進。

　　2、預測指標

　　小塊段預測采用4項指標：地應力指標、構造(斷層、褶曲等)應力指標、煤結構指標、瓦斯指標。這些指標現場比較容易收集資料，也易於掌握，不需要花大量工程。預測時在綜合分析的基礎上，劃出危險區、威脅區、以及不突出區。

　　(1)原始地應力指標

　　原始地應力的大小主要取決於開采深度。采深越大，地應力越大。原地應力是由上覆岩體重量造成的。地應力與瓦斯壓力有密切聯係。由於地應力的壓縮作用，使空隙中的瓦斯具有壓力，同時瓦斯又對孔壁起反作用。瓦斯壓力達一定值，遇到采掘活動打破了應力平衡，就可能產生突出。前蘇聯預測危險範圍用岩石壓力、瓦斯壓力和煤層的穩定性三個要素進行預測。為便於應用，鬆藻用始突深度為臨界值劃分出無突出危險範圍和有突出危險範圍。始突深度以上為無突出危險，始突深度以下為有突出危險。

　　在正常地層，始突深度並不一定突出。隻有在煤層破碎，瓦斯富積的地帶才可能發生煤與瓦斯突出。一般認為在一定開采深度，瓦斯壓力與煤的堅固性綜合作用才有可能突出。根據突出最小瓦斯壓力與堅固性係數的關係表達式為：

　　…………………………………………… (2.3)

　　式中：Pmin——發生突出時的最小瓦斯壓力，MPa;

　　fmin——軟分層平均堅固性係數。

　　用表達式計算得到始突深度處部分參數如表2-4所示。最小突出瓦斯壓力與始突深度的實測壓力比較接近，表明始突位置深度已處於不突出的邊緣。始突深度線上個別礦的 瓦斯壓力比較大，這是原始煤層狀況。如用於揭煤始突深度還應減少一些。用於采、掘，由於采動影響，瓦斯會提前釋放一部分，可以達到最小突出壓力狀態。因此，始突深度以上無突出危險。在始突深度以下再用其他指標劃分突出危險區和突出威脅區。在逢春煤礦的8#嚴重突出層作過試驗。其中N1831工作麵沿推進方向有一寬10m的條帶煤柱，開采深度100餘米，處在始突深度以上，按無突出危險對待已安全回采220餘米無異常。

　　表 2-4 鬆藻礦區始突深度的部分參數

　　礦 別 層別 始突深度(m) 實測壓力(MPa) fmin Pmin

　　鬆藻煤礦 K2 324 0.76 0.46 1.673

　　打通一礦 7# 240 1.30 0.21 0.976

　　打通二礦 7# 246 1.40 0.19 0.92

　　石壕煤礦 7# 225 0.85 0.26 1.115

　　逢春煤礦 7# 200 0.55 0.27 1.14

　　同華煤礦 K1 275 1.55 0.22 1.00

　　(2)瓦斯指標

　　瓦斯含量是預測煤與瓦斯突出的敏感指標之一，但現場測試複雜、所需要時間長。為便於測試，采取測煤層鑽屑瓦斯解吸指標K1值作為預測突出的敏感指標，它與煤的破壞類型有關。因此K1值是煤層中的瓦斯含量與破壞程度的綜合指標。工作麵預測時直接測K1值判斷突出危險與非突出危險。

　　小塊段預測時，主要依據鄰近塊段工作麵預測的解吸指標K1值是否超標，以及采掘過程中有無動力現象。凡發生突出、噴孔、K1值超標現象，與之對應的30～40m範圍都應劃為突出危險區，以策安全。

　　(3)構造應力指標

　　構造應力的存在是公認的，一般說來，構造應力可能比原始地應力大數倍到數十倍。目前現場還不具備測定構造應力的手段。我們采取地質統計法，分析地質構造與煤與瓦斯突出的關係，並確定其影響範圍。

　　地質構造帶煤質發生變化，煤層破碎，強度低，瓦斯的放散速度增大。根據考察，在構造帶所測得的瓦斯參數K1和H值要比正常帶增大0.2～8.7倍(詳見表2-5)。破碎影響多遠，突出就會在多遠的地方發生。

　　表2-5 鬆藻礦區構造帶瓦斯參數

　　礦 別 考察地點 斷層落差

　　(m) 單側距斷層

　　(m) 異常帶 正常帶 構造帶

　　增大(倍)

　　石壕煤礦 N1716運巷 2.0 5.0 H=12~15 H=1.39 8.7

　　石壕煤礦 N1716回風巷 2.0 7 H=12.3~22.8 H=2.28 6.7

　　打通二礦 S1710軌道巷 1.2(3條) 58 K1=1.02 K1=0.64 0.6

　　打通二礦 S2705北回風 0.6 15 K1=0.58 K1=0.5 0.2

　　打通一礦 N1715上運巷 0.2 8 K1=1.179 K1=0.3 2.93

　　打通一礦 S2705運巷 大木樹向斜 單測遠20 K1=0.65 K1=0.33 0.97

　　注：K1---鑽屑解吸指標值，ml/(g•min1/2);H---鑽孔瓦斯湧出初速度，l/min。

　　破碎影響範圍一般是根據斷層落差大小、褶曲大小而變化的。斷層落差大，影響範圍就大。根據各礦地質構造帶突出分布情況，確定了各類構造的突出影響範圍，作為劃分突出危險和突出威脅區的臨界值(詳見表2-1)。

　　(4)煤結構指標

　　煤結構是以煤粒尺寸和形態變化為特征。突出危險煤層的突出地帶具有複雜的煤結構，普遍存在破壞嚴重的煤粒。為了分析確定煤結構指標的敏感性，除采用揉皺係數分析外，還借助於重慶煤科分院所作的壓汞試驗，有關煤樣表麵積、總體積、大孔比率、壓汞曲線比率等微結構指標進行分析。

　　①不同煤層比較

　　根據取樣實驗室分析，鬆藻礦區中厚煤層8#(K3)煤層的各項瓦斯參數(如吸附常數a、瓦斯放散初速度△P、綜合指標K值等)，以及微結構指標(如表麵積、總體積、大孔比率等)都較薄煤層7#(K2、K1)煤層大，而堅固性係數f值則較低，表明8#(K3b)煤層突出危險性大(見表2-6)。

　　表2-6 鬆藻礦區煤微結構指標

　　礦別 煤層 a b △P f K 表麵積

　　(m2/g) 總體積

　　(mm3/g) 大孔比率

　　(%) 滯後值(mm3/g)

　　鬆藻礦 K1 30.19 0.109 15 0.41 36.6 94.77 22.87 31.28 3.53

　　K2 31.57 0.113 15.1 0.49 30.8 84.68 23.26 29.22 2.96

　　K3 31.29 0.119 28.4 0.17 167.1 124.65 47.05 41.3 17.93

　　一礦 7# 30.45 0.165 12 0.59 20.3

　　8# 32.95 0.122 21 0.42 50

　　二礦 7# 34.485 0.12 17 0.29 58.6

　　8# 34.83 0.133 30 0.13 230.8

　　②同一煤層不同分層比較

　　鬆藻礦區7#、K1、K2煤層中，均夾有一層呈鱗片狀結構的軟煤分層。打通一、二礦7#層的軟分層特別明顯，一般厚為0.2m，局部地帶厚達0.4m。軟分層的堅固係數很低，最小的為0.1~0.15。不同的分層取樣測試結果如表2-7。

　　表2-7 煤層的軟分層微結構指標

　　礦別 煤層 分層 a b ΔP f K 表麵積(m2/g) 總體積(mm3/g) 大孔比率

　　(%) 滯後值

　　(mm3/g)

　　鬆藻煤礦 K2 上分層

　　下分層

　　平均

　　軟分層 32.79

　　33.04

　　32.92

　　33.01 0.113

　　0.112

　　0.113

　　0.118 13

　　14

　　13.5

　　25 0.61

　　0.48

　　0.55

　　0.34 21.30

　　29.30

　　25.30

　　73.50 57.46

　　67.18

　　62.30

　　140.46 21.07

　　23.70

　　22.40

　　27.01 26.99

　　25.52

　　25.80

　　32.34 1.97

　　1.54

　　1.76

　　4.52

　　打通二礦 7# 上分層

　　下分層

　　平均

　　軟分層 34.7

　　32.4

　　33.55

　　33.38 0.119

　　0.121

　　0.120

　　0.122 14

　　14

　　14

　　21 0.56

　　0.54

　　0.55

　　0.31 25

　　25.90

　　25.40

　　69.0 77.72

　　117.07

　　97.40

　　113.18

　　由表2-7看出，軟分層強度很低、而瓦斯放散速度及有關的微結構指標等都較高，綜合指標K值達69以上。

　　軟分層是7#(K1、K2b)煤層突出的主要特征之一。軟分層的分布是有一定規律的。如打通一礦的軟分層主要分布在北區+370-410m範圍內，由西向東形成一個條帶，最厚的達0.3-0.5m。打通二礦的軟分層主要分布在羊叉灘背斜的兩側。其它礦則多在斷層附近才有明顯的軟分層增厚。

　　大量實踐表明，軟分層達到一定厚度就可能發生突出，我們用軟煤比R這個參數來作指標：

　　………………………………(2.4)

　　式中：R——軟煤比，%;

　　M軟——軟分層厚度，m;

　　M——煤層厚度, m。

　　通過考察，軟煤比增加，鑽屑量隨之增加。一般當鑽屑量超過臨界值時就有噴孔現象。因此確定鑽屑量超標時的軟煤比為突出危險界限。

　　③結構變化帶與正常的對比

　　通過對鬆藻煤礦兩個K1煤層煤樣(一個為正常煤樣，另一個樣取自煤層增厚達2.0m、搓揉破壞明顯地帶)分析(詳見表2-8)，破壞煤除煤質較軟、強度較低外，瓦斯等溫吸附實驗的a常數也較大，瓦斯放散速度及有關的微結構指標也都較高(壓汞曲線滯後值除外)。這反映了煤層受結構影響，突出危險性有增大的傾向。

　　表2-8 煤結構變化對比

　　礦別 煤層 煤樣 a b ΔP f K 表麵積

　　(m2/g) 總體積

　　(mm3/g) 大孔比率

　　(%) 滯後值

　　(mm3/g)

　　鬆藻煤礦 K1 正常樣(41#) 27.76 0.1 12 0.46 26 58.28 18.97 28.35 3.51

　　破壞樣(39#) 32.11 0.12 18 0.35 51 131.26 26.77 34.2 3.51

　　綜上所述，在實驗室測試的煤層微結構參數與煤層的突出危險傾向之間表現了良好的相關性。除去眾所周知的ΔP和f值對預測準確性影響外，微結構參數對突出危險的影響可以解釋為：即較大的比表麵積和較多的總孔隙體積，有利於富集和貯存更多的瓦斯，大孔比率較高，說明煤中利於瓦斯流動的孔隙通道更為發達，這樣作為發動突出主要能源之一的瓦斯量不但多，而且可以在短時間內迅速釋放出來，成為破壞和拋擲煤炭的動力。壓汞曲線的滯後值通常與煤結構的複雜性和煤的強度有關，滯後值愈大的煤，其強度也愈小。在7#和K2b煤層做的煤樣微結構測試結果表明，7#、K1、K2b煤層正常情況下比8#、K3b煤層的突出危險性小，當軟分層存在或受到煤層結構破壞影響時，突出危險可能增大。這是一般突出煤層與嚴重突出煤層進行小塊段預測的重要依據之一。根據以上測試和現場試驗，7#(K1、K2b)煤層一般軟煤比達15%以上，就具有突出危險。

　　3、小塊段預測的示例

　　打通二礦S1708工作麵回采前，進行了小塊段區域預測。首先綜合分析區域地質情況：埋深300m，大於始突深度;控製全井田的羊叉灘背斜貫穿工作麵;f 8大斷層，落差5-6m，距回風巷最近處不足2m，工作麵內還有大小不等的斷層6條，附近的N1709突出14次。由此預測到S1708工作麵具有突出危險。開采實踐證明，這種劃分是正確的。工作麵小塊段區域預測見圖2.2。

　　采掘過程中，在危險區進行工作麵預測時，采取連續性預測，每次預測後都必須保持足夠的安全超前距掘進。預測超標還必須采取技術措施和檢驗措施。而在威脅區，每間隔30m預測2次，並在預測間隔區間要觀察地質情況，一有異常，必須補作預測。工作麵實際突出危險區域驗證見圖2.3。

　　圖2.2 打通二礦S1708回采工作麵小塊段預測

　　圖2.3 打通二礦S1708回采工作麵實際小塊段預測驗證

　　4、預測準確率

　　通常采用預測突出率、預測突出準確率、預測不突出準確率等三個指標，說明小塊段劃分的可信性。

　　(1)預測突出率

　　η1=100S0/S……………………………(2.5)

　　式中：η1——預測突出率，℅;

　　So——預測有突出危險區的長度或麵積，m或m2;

　　S——預測區域的總長度或麵積，m或m2。

　　(2)預測突出準確率

　　η2=100S1/S0 ……………………………(2.6)

　　式中：η2——預測突出準確率，%;

　　S1——預測實際有突出的長度或麵積，m或m2。

　　(3)預測不突出準確率

　　η3=100S2/S3……………………………(2.7)

　　式中：η3——預測不突出準確率，%;

　　S2——預測實際不突出危險的長度或麵積，m或m2;

　　S3——預測不突出區域的長度或麵積，m或m2。

　　根據鬆藻礦區44個小塊預測的試驗資料，預測突出率η1為21.2%，預測突出準確率η2為69.7%，預測不突出準確率η3 為93.0%。

　　η1反映了突出危險範圍的大小。根據各礦的生產實踐來看，同一煤層在各礦的突出範圍是不一樣的。例如打通一礦的7#煤層突危險區要達30%以上，而相鄰的石壕煤礦7#層突出危險範圍不足10%。從全局來看，突出危險範圍達21%的數據略高。而實際上偏於安全也是必要的。

　　η2反映了小塊實際揭露的突出危險與預測的突出危險的比率。也就是說小塊預測的突出危險範圍中近70%確屬於有突出危險，有30%的範圍是沒有突出危險而劃為突出危險區。這與η1偏高是對應的。這對安全生產沒有害處，隻是多作了一些防突工程。

　　η3反映預測不突出區是否真正安全的問題。預測不突出區經工作麵預測和掘進，確屬不突出的比率高達93%，隻有7%的範圍實際為突出危險或威脅區。這7%升級問題，可在局部措施預測時加以補救。

　　采用突出率、突出準確率、不突出準確率等三個指標，分析判斷小塊段預測的敏感性比較直觀，便於應用。

　　二、工作麵預測

　　(一)鑽屑指標法

　　1、WTC預測儀測量K1值公式各字母的含義。

　　Q=K1•T1/2-WL ---------①

　　T=t1+t2+t3 ---------②

　　答：Q---每克煤樣在時間t2內測出的瓦斯解吸量，ml/g;

　　WL—每克煤樣在時間t1+ t3內損失的瓦斯解吸量，ml/g;

　　K1――解吸特征係數，其值相當於煤樣自煤壁暴露後第一分鍾內的瓦斯解吸量，ml/g•min1/2;

　　T---煤樣自煤體脫落暴露在大氣中算起，到測定時的總時間，min;

　　t1――從孔口取樣到啟動解吸儀時的時間，min;

　　t2――從啟動解吸儀到儀器讀取數值時的時間，min;

　　t3――煤樣自煤體切削下來，經電煤鑽麻花鑽杆送到孔口所需的時間，min;經驗數據t3=0.1L，L為取樣時的鑽孔長度，m。

　　2、石門預測孔布置

　　在岩巷揭煤過程的每一分步，采取多功能網格狀立體化的方式，布置了眾多的預測和檢驗鑽孔(一般情況下有20-30個孔，達到《防突細則》規定個數的6-8倍)，大大超過規程規定的布孔密度和控製範圍，避免了個別少量孔的誤差、失誤的影響，確保了整體預測檢驗的可靠性。分步施工預測鑽孔，分部控製。根據煤層與巷道夾角大小，在保證施工鑽孔準確到位的條件下，確定分幾步施工預測鑽孔。一般情況下，石門揭煤采取分步(在距煤層10m、5m、3m、2m或1.5m垂距位置以及過煤門時進行)預測、分部消突、分步到位。(見圖2.4)

　　圖2.4 上山漸進式揭突出煤層預測鑽孔布置圖

　　在巷道與煤層夾角較小時，防突範圍較長，施工預測鑽孔步數要相應要增多(見圖2.5)。

　　10m岩柱施工2個地質兼預測孔，終孔於巷道上方;5m岩柱及小於5m岩柱處的每步施工預測孔孔間距3-5m，控製巷道幫外5m，保證下步鑽孔施工磧頭有5m以上水平鑽孔超前距。5m岩柱施工的預測鑽孔控製巷道上方沿煤層傾斜的距離根據煤層傾角和煤層厚度確定，近水平煤層不少於5m，傾斜煤層、急傾斜煤層6~8m。進入煤層前最後一步預測孔要控製石門下方煤層不少於3m。

　　圖2.5 平巷漸進式揭突出煤層預測鑽孔布置圖

　　3、掘進工作麵預測孔布置

　　8#(K3)緩傾斜煤層掘進工作麵預測孔控製兩幫不少於4.0m，傾斜、急傾斜煤層掘進工作麵控製上方4.0m，下方2.0m;預測孔數4～5個。7#(K1、K2b、K6)緩傾斜煤層防突掘進工作麵預測鑽孔控製兩幫3～4m，傾斜、急傾斜煤層工作麵控製上方不少於3.0m，下方不少於1.5m，預測孔至少4個, 所有預測孔深不準超過12m(鑽孔布置見圖2.6)。石門揭煤工作麵按“漸進式揭煤技術規定”執行。

　　圖2.6 鑽屑指標預測法鑽孔布置圖

　　4、采煤工作麵預測孔布置

　　采煤工作麵突出危險性預測，可使用煤巷掘進工作麵突出危險性預測的方法，根據采麵橫向突出危險性的差異，每隔2-15m布置一個預測鑽孔，孔深5-12m，超前距3-5m，孔徑42-87mm。具體參數均通過科研考察確定。

　　三、區域防治突出措施

　　區域防突措施主要是開采保護層和大麵積預抽煤層瓦斯。開采保護層，是防止煤與瓦斯突出最有效的技術措施，國內外實踐反複證明了這一點。所以凡是有條件開采保護層的，都應該首先選擇這種措施。

　　(一) 開采保護層

　　在開采煤層群的突出礦井中，一些煤層具有煤與瓦斯突出危險，而另一些煤層無突出危險或突出危險性較小。當首先開采無突出危險或突出危險性較小的煤層後，對其它煤層起到消除突出危險作用時，則首先開采的煤層稱作保護層。受到保護作用而消除了突出危險的突出煤層被稱為被保護層。保護層位於被保護層之上的稱為上保護層，反之稱為下保護層。

　　保護層開采後，被保護層的應力狀態、煤結構和瓦斯動力參數都發生顯著變化，表現為煤層應力降低(卸壓)、透氣性增加、瓦斯壓力及瓦斯含量下降、煤體變硬等，因而突出危險性得以消除或降低。

　　1、 保護層開采的防突原理

　　保護層開采後，其周圍的煤岩層向采空區移動，采空區上方岩體冒落並形成自然冒落拱，采空區下方岩體向采空區膨脹形成裂隙，使采空區上下方煤岩產生應力、透氣性、瓦斯壓力等變化及煤岩體移動。其作用變化順序如下：

　　開采保護層→岩層移動→被保護層卸壓(地應力降低、煤層膨脹變形)→透氣性增加、瓦斯解吸→煤(岩)層瓦斯排放能力增強→瓦斯排放、鑽孔瓦斯流量增大→瓦斯壓力降低→瓦斯含量減少→煤體機械強度提高→應力進一步降低。

　　開采保護層防止煤與瓦斯突出原理可用圖3.4表示。

　　圖3.4 開采保護層防止煤與瓦斯突出原理框圖

　　2、保護層的選擇

　　(1)如何選擇保護層

　　開采煤層群的突出礦井，應首先選擇無突出危險的煤層作為保護層。當煤層群中有幾個煤層都可作為保護層時，應根據安全、技術和經濟的合理性，綜合分析比較，擇優選定。如果礦井所有煤層都有突出危險，應選擇突出危險程度較小的煤層作保護層，但在此保護層中進行采掘工作時，必須采取防治突出措施。選擇保護層時應優先選擇上保護層，條件不允許時，也可選擇下保護層，但在開采下保護層時，不得破壞被保護層的開采條件。開采下保護層時，上部被保護層不被破壞的最小層間距離應根據礦井開采實測資料確定;如無實測資料可參考使用下式確定：

　　當α≤60° 時，　　　　H=KMcosα…………………………(3.7)

　　當α>60° 時，　　　　H=KMsin(α/2) ……………………(3.8)

　　式中：H——允許開采的最小層間距離，m;

　　M——保護層的開采厚度，m;

　　α——煤層傾角，度;

　　K——頂板管理係數。冒落法管理頂板時，K=10;充填法管理頂板時，K=6。

　　3、開采保護層注意的幾個問題

　　⑴ 開采保護層時，應同時抽放被保護層的瓦斯，一方麵可以減輕保護層瓦斯的湧出量，另一方麵又可以預防卸壓瓦斯通過層間裂縫噴向保護層工作麵而引起瓦斯事故。

　　⑵ 不得在采空區留煤柱。特殊情況非留煤柱不可時，應經礦務局(公司)總工程師批準，並將煤柱的位置和尺寸準確地標在采掘平麵圖上。每個被保護層的瓦斯地質圖上，應標出煤柱的影響範圍，在這個範圍內進行采掘活動時，必須采取防治突出措施。

　　⑶ 保護層的開采厚度等於或小於0.5m時，必須檢查其保護效果。如果保護層的實際保護效果不好時，還必須采取防治突出的補充措施。

　　⑷ 保護層采空區內要避免一切可能的充填物，以保持被保護層充分卸壓。

　　⑸ 保護層采空區內支護材料，必須全部撤出。

　　⑹ 保護層的作用時間，特別是層間距離遠的要經過考察後確定。鬆藻礦區的實踐證明，為使被保護層得到充分卸壓，保護層提前開采的時間一般應在半年以上。

　　4、保護層的有效作用範圍

　　保護層的有效作用範圍，包括走向、傾向和層間的有效作用範圍。該有效作用範圍的劃定，應根據礦井實測資料確定，報礦務局(公司)總工程師批準後執行。如果礦井暫無實測資料，可參考使用以下數據：

　　(1) 保護層與被保護層之間的有效垂距：

　　可參考表3-9及式3.9和3.10確定。

　　表3-9 保護層與被保護層之間的有效垂距

　　煤層類別 最大有效垂距(m)

　　上保護層 下保護層

　　急傾斜煤層 <60 <80

　　緩傾斜和傾斜煤層 <50 <100

　　上保護層最大有效距離：

　　Ss=Sspβ1β2………………………………………(3.9)

　　下保護層最大有效距離：

　　Sx= Sxpβ1β2…………………………………………(3.10)

　　式中：Ssp、Sxp——上、下保護層的理論有效間距，m。它與工作麵長度a和開采深度H有關，可參照表3-10取值，當a>0.3H時，則取a=0.3H，但a不得大於250m;

　　表3-10 Ssp、Sxp 和H、a的關係

　　H Sxp (m) Ssp (m)

　　a (m) a (m)

　　(m) 50 75 100 125 150 175 200 250 50 75 100 125 150 200 250

　　300 70 100 125 148 172 190 205 220 56 67 76 83 87 90 92

　　400 58 85 112 134 155 170 182 194 40 50 58 66 71 74 76

　　500 50 75 100 120 142 154 164 174 29 39 49 56 62 66 68

　　600 45 67 90 109 126 138 146 155 24 34 43 50 55 59 61

　　800 33 54 73 90 103 117 127 135 21 29 36 41 45 49 50

　　1000 27 41 57 71 88 100 114 122 18 25 32 36 41 44 45

　　1200 24 37 50 63 80 92 104 113 16 23 30 32 37 40 41

　　β1——保護層開采影響係數，按下式確定：

　　當M≤M0時，β1=M/M0;M>M0時，β1=1。

　　M——保護層的開采厚度，m;

　　M0——開采保護層的最小有效厚度，m;M0可按圖3.5確定。

　　圖3.5 確定最小有效開采厚度M0曲線圖

　　β2——層間硬岩(砂岩、石灰岩)含量係數，以η表示硬岩在層間岩中所占有的百分比;

　　η≥50%時，β2=1-(0.4×η/100);η<50%時，β2=1。

　　(2) 保護層超前距離

　　正在開采的保護層工作麵，必須超前於被保護層的掘進工作麵，其超前距離不得小於保護層與被保護層層間垂距的兩倍，並不得小於30m。

　　(3) 保護層保護範圍的劃定

　　⑴ 走向保護範圍

　　對於停采的保護層采煤工作麵，停采時間超過3個月、且卸壓比較充分，該采煤工作麵的始采線、采止線及所留煤柱對被保護層沿走向的保護範圍可暫按卸壓角56~60°劃定，如圖3.6所示。

　　圖3.6 保護層工作麵始采線、采止線和煤柱的影響範圍

　　(2)傾斜保護範圍

　　保護層沿傾斜的保護範圍，按卸壓角劃定，如圖3.7所示。卸壓角大小應采用礦井的實測數據。如無實測數據時，參照表3-11的數據確定。

　　圖3.7 沿傾斜保護範圍

　　表3-11 保護層沿傾斜的卸壓角

　　煤層傾角α(度) 卸　壓　角(度)

　　δ1 δ2 δ3 δ4

　　0 80 80 75 75

　　10 77 83 75 75

　　20 73 87 75 75

　　30 69 90 77 70

　　40 65 90 80 70

　　50 70 90 80 70

　　60 72 90 80 70

　　70 72 90 80 72

　　80 73 90 78 75

　　90 75 80 75 80

　　5 保護層保護範圍考察實例

　　鬆藻礦區打通二煤礦選擇一般突出煤層7#層(煤厚0.7~0.95m)作為保護層開采，其下距具有嚴重突出危險的主采煤層8#層(平均厚度2.3m)7.1m;?