防治煤與瓦斯突出綜合治理方案

四川省興文縣磺廣村煤礦

防治煤與瓦斯突出綜合治理方案

二○○八年九月

目 錄

1前言3

2.1 地質概況2

2.2 煤層情況3

2.3開拓、開采情況3

2.4礦井通風、瓦斯等情況4

2.5 礦井突出情況4

3 礦井防治煤與瓦斯突出存在的主要問題5

3.1 井下勘查路線5

3.2 存在的主要技術問題5

3.2.1 采掘係統5

3.2.2通風係統5

3.2.3防突體係6

3.2.4瓦斯抽放係統8

3.2.5安全防護係統8

4 礦井采掘布置及通風係統調整10

4.1開拓與開采10

4.2通風係統調整11

4.3瓦斯抽采係統調整11

5礦井防治煤與瓦斯突出綜合技術方案12

5.1 防突總體方案及管理原則12

5.2區域防突方案13

5.2.1區域突出危險性預測14

5.2.2礦井區域性防突技術措施18

5.2.3區域性防突措施效果評價27

5.3局部防突方案31

5.3.1突出危險區掘進工作麵的防突措施方案31

5.3.2采煤工作麵的防突措施方案37

5.3.3石門(井巷)揭煤工作麵防突措施技術方案40

5.4礦井安全防護措施49

5.4.1震動性放炮49

5.4.2遠距離放炮50

5.4.3避難所50

5.4.4壓風自救係統50

6礦井防治突出管理51

6.1防突組織管理51

6.1.1建立專門的防突機構51

6.1.2 礦井各級領導和部門防突管理的責任52

6.1.3防突人員知識培訓53

6.2防突技術管理53

6.2.1防突規劃、計劃的編製53

6.2.2 防突措施製定與實施54

6.2.3防突工作麵安全報告與審批製度55

6.2.4防突資料的收集、整理分析，填報突出卡片製度55

6.2.5礦井突出工作麵的掛牌管理製度55

6.2.6日常技術管理工作55

6.2.7編製突出煤層防突的專門設計56

6.2.8 依靠科技進步搞好防突工作58

6.3現場管理58

6.3.1 加強防突措施的施工管理59

6.3.2 加強礦井瓦斯抽采管理60

6.3.3 加強瓦斯地質工作70

6.3.4加強放炮管理70

6.3.5 加強防突彙報、調度和報批工作製度71

6.3.6加強防突日常技術管理工作，防患於未然71

6.4礦井防治突出主要設備72

7、結束語76

附件179

收集的珙興礦資料79

附件280

附件384

附件497

附件599

附件6101

附件7102

2 礦井基本概況

2.1 地質概況

本礦區範圍內出露的地層由老到新有二疊係上統宣威組(P2x)及三疊係下統飛仙關組(T1f)，嘉陵江組(T1j)。

宣威組(P2x)：為一套灰-深灰色泥岩砂質泥岩粘土岩夾細砂岩粉砂岩，上部夾生物碎屑灰岩，全組含煤層7-12層，其中可采煤層兩層(B3、B4)，偶有局部可采煤層3層(C1、B2、B1)，全組厚約131.46~183.57m，平均厚約140m，按含煤性及岩性組合可分為四段。其中第四段岩性為灰-深灰色薄層細砂岩，薄層粉砂與泥岩、粘土岩，生物碎屑灰岩互層，含煤3～5層，均不可采，該段厚30.04~39.71m，平均厚36.23m;第二三段為灰、深灰色粘土岩與泥岩粉砂岩互層，含煤4～10層，其中頂部B3、B4煤層為可采煤層，B2煤層局部可采，其餘不可采。該段厚度84.72~112.86m，平均106.72m;第一段為淺灰色菱鐵質粘土岩，底部為硫鐵礦層，不含可采煤層，平均厚10.01m，未見底。

飛仙關組(T1f)：為一套紫紅色暗紫色灰綠粉砂岩與砂質岩層互層，其間發育玻狀、透鏡狀、脈層理構造，全組可分為五個岩性段，分段標誌以灰綠色砂質為宏觀特征，其中第一段(T1f1)全為灰綠色砂質泥岩夾薄層粉砂岩，底部含較多根須狀方解石脈，與下伏宣威組分界標誌明顯，本段厚90m，全組平均厚492m。

礦區位於珙長覆舟狀背斜南翼東端，為單斜構造，地層呈北西-南東走向，傾角12～15°，岩層傾向230～260°，煤層平均傾角12°。礦井地質構造複雜：已揭露井田中部有一落差43m的大斷層、+490～+460m水平南翼有一落差10～15m、斷距20～35m的逆斷層，東翼、南翼有f62、f63平移斷層，地表延伸長度分別為100m、200m;在礦山的煤層分布區尚有較多隱伏斷層存在(f1、f2、f3)，f1隱伏斷層已在生產井巷中被揭露，屬正斷層-平移斷層，其斷距較大，水平斷距達100m以上，垂直斷距達40m以上，對煤層開采影響較大。

2.2 煤層情況

現開采B3、B4煤層，兩個煤層均全井田可采，煤層特征見表1。B4煤層多為複煤結構煤層;上部黑色暗淡-半暗煤為主，中部以半亮型煤為主，下部為半暗-暗淡型煤，煤層厚0.93～1.40m，平均厚1.29m，一般含1-2層夾矸，夾矸厚0.01~0.14m，岩性為炭質泥岩或高嶺石粘土岩，煤岩組分以暗煤為主，內生裂隙較為發育，質堅硬，呈塊狀。B3煤層位於宣威組第三段上部，上距B4煤層間距4.03~11.75m，平均為6.29m，煤層厚1.13～1.41m,平均厚1.3m;煤層傾角12～14°;煤岩組分以暗煤為主，含較多絲炭，夾亮煤條帶，參差狀斷口，質疏鬆，外生節理發育，易碎成小塊。

B3煤層原煤灰份26.47~49.96%，平均為32.00%;水分0.61~1.81%，平均1.12%，全硫0.45~9.46%，平均4.11%;屬富灰低-高硫無煙煤。B4煤層原煤灰份21.48~42.81%，平均為28.47%;水分0.74~2.20%，平均1.18%，全硫0.96~3.37%，平均2.09%，屬富灰低-富硫無煙煤。

2.3開拓、開采情況

珙興煤礦采用平硐-暗斜井開拓，平硐布置在B4煤層頂板岩石中，平硐標高+517m，平硐長780m。暗斜井B3煤層底板的不可采B2中，坡度為15°，暗斜井長150m，暗斜井井底標高為+480m。珙興煤礦平硐水平北翼已開采結束，南翼因斷層影響，尚未布置，平硐水平北翼的運輸大巷和總回風巷現作+480m水平總回風使用。為了開采深水平煤炭資源，在新區增了一對井口，技改井口標高為+525m，風井標高+518m。新區采用從下往上的開采方式，+400m水平下部設有集中運輸岩石巷(煤層頂板運輸巷)，水平上部設有水平集中回風巷(煤層頂板運輸巷)，采區分四個區段生產(—+400～430m，+430～+460m，+460～+490m，+490～+520m)，采區內布置2條頂板岩石上山(提升上山和回風上山)，目前采區主要在+400～+430m區段。

2.4礦井通風、瓦斯等情況

珙興煤礦采用中央邊界式通風方式，通風方法為抽出式。回風平硐井口標高為+625m，主要通風機兩台，功率為55kw。礦井總進風量為1505m3/min，總回風量為1592 m3/m in。據《珙興煤礦2005年度瓦斯等級鑒定報告》，珙興煤礦礦井絕對瓦斯湧出量為1.81 m3/min,礦井相對瓦斯湧出量為30.66 m3/t。

該礦開采的B3、B4煤層不具有煤塵爆炸性，煤層自燃傾向性屬三類不易自燃。

2.5 礦井突出情況

該礦於2003年10月曾發生過一次煤與瓦斯突出事故,突出煤量150t，湧出瓦斯量8500m3/min,死亡3人，傷2人，鑒定為煤與瓦斯突出礦井。

3 礦井防治煤與瓦斯突出存在的主要問題

2006年11月28日，煤炭科學研究總院重慶分院一行三人在興文縣安監局領導的陪同下，對興文縣珙興煤礦進行了技術會診。聽取了礦相關領導的基本情況彙報介紹，對礦井現有資料進行了收集整理，下井進行了現場實地考察，分別就珙興煤礦采掘部署、防突體係、瓦斯抽放係統、安全防護係統、通風防塵係統等與礦井防治煤與瓦斯突出相關的係統環節，提出了礦井在這幾方麵存在的主要問題。另外，礦井處於停產期間，礦井在生產過程中存在的問題未全麵暴露出來。

3.1 井下勘查路線

由於礦井處於停產期間，部分采煤工作麵和掘進工作麵被封閉，此次隻考察了井下部分巷道和采煤工作麵(包括準備工作麵)的情況，本次井下考察路線如圖1

3.2 存在的主要技術問題

3.2.1 采掘係統

⑴ 采掘部署

① 被保護層布置不合理。珙興礦把未發生過煤與瓦斯突出的B4煤層作為保護層開采(對B3突出煤層進行保護)，但采掘工作麵布置不合理，在被保護的B3煤層布置的工作麵存在大部分未處於保護範圍內，如礦井南翼+460B3工作麵切眼位置已超出B4工作麵切眼平麵位置，B3工作麵回風巷平麵位置外錯B4回風巷平麵位置，B3工作麵處於B4工作麵保護範圍以外。

② 礦井現有開采水平未布置岩石巷道。據《規程》第一百八十條：突出礦井主要巷道應布置在岩層或非突出煤層中。

⑵ 支護情況

B3、B4煤層巷道支柱支護間距過大，極易造成煤體垮塌從而誘發煤與瓦斯突出，尤其在煤層上山掘進時其危害更大。

3.2.2 通風係統

⑴ 通風設施

① 回風係統控風設施過多(如+490 B4回風巷、北B4北回風上山等)，一旦發生瓦斯事故將使災害擴大;

② 井下風門未安設聯鎖裝置，在人員進出時易造成風流不穩定，從而造成瓦斯事故;風門牆未掏槽施工，其抗災能力減弱。

③ 風筒過風門未設置鐵質風筒，風筒內無防瓦斯逆流裝置，當發生煤與瓦斯突出事故時，易造成瓦斯逆流進入進風巷道，擴大災害範圍。

⑵ 排放瓦斯措施：

措施不完善，如站崗地點不明確、斷電範圍不具體，沒有崗哨位置圖。由於站崗地點不明確、斷電範圍不具體，如炮後發生突出，則使得進入回風流中的不知情人員受害，造成傷亡事故。

⑶ 巷道通風斷麵

B4北回風上山局部垮冒，+520～+490回風上山來壓，底鼓、片幫，斷麵約2m2，造成局部通風阻力增大、通風不暢。

⑷ 主要(或總)進、回風巷之間風門

礦井兩個絞車房之間的風門、新水平回風巷與主井之間的風門為主要風巷之間的風門，由於有人員經常進出，當風門未關嚴時，極易造成風流短路。

3.2.3防突體係

⑴ 預測指標

該礦煤巷掘進及工作麵回采時預測指標為鑽屑量和瓦斯湧出初速度，但瓦斯湧出初速度測定裝置在該礦可能達不到預測(或效檢)的要求：

① 根據《細則》36條，用鑽孔瓦斯湧出初速度法預測煤巷掘進工作麵突出危險性時，鑽孔深度為3.5m。該礦的預測鑽孔深度為8～12m，一般10m，不符合《細則》36條。

② 該礦使用的鑽孔瓦斯湧出初速度測定裝置已不能使用。

③ 該礦使用的鑽孔瓦斯湧出初速度測定裝置測杆之間為螺紋連接，測定8～12m深度的瓦斯湧出初速度時，操作時間達不到《細則》36條的規定。

④ 瓦斯湧出初速度指標不宜用於效果檢驗。

⑵ 由於B3、B4煤層間距較小(4.03~11.75m)，B4煤層采麵在回采過程中可能存在B3煤層瓦斯從底板方向突然湧向B4采麵，造成瓦斯事故，礦井未就此製

圖1 珙興煤礦井下勘察路線圖

定專門措施。

⑶ 區域消突指標

該礦《防治煤與瓦斯突出措施》中，在煤巷條帶預抽瓦斯和采煤工作麵預抽瓦斯後，以瓦斯預抽率25%作為消除突出危險性的指標欠妥，措施中根據鄰近礦井煤層瓦斯含量預計該礦煤層瓦斯含量達到18.83m3/t，在瓦斯預抽率達到25%時煤層中殘餘瓦斯含量還將高達14.1 m3/t，煤層中還將存在較高的瓦斯壓力。

⑷ 邊掘邊探

巷道掘進時，沒有對工作麵前方的地質構造(煤層厚度、斷層、褶皺等)進行探測，沒有對B3、B4煤層進行層位探測;這樣易誤穿煤層和遇斷層造成突出。

⑸ 基本參數測定

據《規程》第二百零三條 有突出危險的新建礦井或突出礦井開拓的新水平的井巷第一次揭穿(開)各煤層時，必須測定煤層瓦斯壓力、瓦斯含量及其他與突出危險性相關的參數。

礦井進入新水平或新采區時，必須進行煤層瓦斯基本參數測定，B3、B4煤層未進行瓦斯基本參數測定，建議進行瓦斯壓力、瓦斯含量、煤層透氣性係數等瓦斯基本參數進行測定，為新水平新采區防突措施的製定及瓦斯抽放設計等提供基礎資料。

⑹ 防突人員培訓

突出礦井防治煤與瓦斯突出是技術性很強的工作，該礦的防突人員經過培訓拿證後，較少進行防突知識的培訓與更新，且防突人員不固定，不利於防突工作。

3.2.4瓦斯抽放係統

該礦未建立抽放係統。為了防治煤與瓦斯突出的需要，建議珙興煤礦建立地麵抽放係統。

3.2.5安全防護係統

⑴ 老區沒有壓風自救係統，新區沒有避難所，不符合《細則》第97條的有關規定，若發生瓦斯事故時，災變影響區域的人員無法就近避災。

⑵ 總回風巷道為專用回風巷道，對於突出礦井來說回風巷道不能行人、不能作為安全出口，現礦井隻有一個安全出口，不符合《規程》第十八條的規定。

⑶ 隔爆水袋位置不合理，數量不夠，安裝不符合要求，沒有專人定期維護。應按通風質量標準安設。

⑹ 隔爆水袋位置不合理，數量不夠，安裝不符合要求，沒有專人定期維護。

4 礦井采掘布置及通風係統調整

4.1開拓與開采

⑴ 煤層開采順序

鑒於B4煤層在B3煤層上部，煤層間距4.03~11.75m，平均為6.29m，屬近距離煤層群;B3煤層發生過煤與瓦斯突出，B4煤層未發生過煤與瓦斯突出，因此，礦井煤層群開采從資源利用等角度出發隻能采用自上而下的開采方式，B4煤層可以作為B3煤層的保護層開采，但應對B4煤層的突出危險性進行評價。

⑵ 開拓巷道布置

礦井老區采用平硐-暗斜井開拓，已形成了兩條暗斜井(人行巷、提升巷);新區采用明斜井開拓，斜井長度350m，現已在400m掘出了兩條斜井(回風上山、提升上山)、車場繞道和水倉、430m車場繞道、+427mB4回風巷。

礦井新區、老區隻有一個安全出口，不符合《規程》第十八條的規定，建議新區增加一條岩石行人上山，老區增加一條安全出口巷道，珙興煤礦應委托具有資質的設計部門進行安全技術經濟論證，確定安全出口的具體位置。

根據突出礦井的主要巷道應布置在岩層或非突出煤層中的要求， 在開采礦井現有水平北翼B3煤層前，采區進、回風巷布置在岩層中，岩石巷道與煤層垂距不得小於5m，並按開拓區超前準備區、準備區超前生產區即：“三區配套兩超前”的原則進行布置。

為了實現安全開采，應盡量減少石門揭煤次數、避免在地質構造帶揭煤，實行跨上山、石門無煤柱開采，充分利用開采B4煤層保護B3煤層開采。如果條件允許，應將石門揭煤地點布置在被保護區，或先掘出揭煤地點的煤層巷道，然後再用石門貫通，在貫通時，該巷道應超前石門貫通位置5m以上。

⑶ 采煤方法及煤巷工作麵布置

珙興礦把未發生過煤與瓦斯突出的B4煤層作為保護層開采 (對B3突出煤層進行保護)，但采掘工作麵布置不合理，在被保護的B3煤層布置的工作麵存在大部分未處於保護範圍內，如礦井南翼+460B3工作麵切眼位置已超出B4工作麵切眼平麵位置，B3工作麵回風巷平麵位置外錯B4回風巷平麵位置，B3工作麵處於B4工作麵保護範圍以外。另外，B4南采麵正在回采，B3南機巷在開始掘進的一段距離未在被保護範圍內作業。因此，建議把B3工作麵回風巷、切眼布置在B4工作麵保護範圍內;建議在今後采煤工作麵布置時，B3煤層工作麵采用內錯布置，使其進、回風巷道處於B4煤層采煤工作麵的有效保護範圍內。B4工作麵在回采中盡量不留設煤柱，不得不留設煤柱的地點必須在采掘工程平麵圖上標明煤柱的具體位置及範圍;盡量采用壁式采煤方法。

⑷ 煤巷掘進與支護方式

礦井煤巷工作麵采用木料點支柱，且支護間距較大，放炮容易崩倒支架引起冒落，而突出煤層支護不良發生冒頂往往易誘導突出。因此，建議礦井煤巷工作麵支架采用梯形工字鋼支護，最大空頂距不超過1.2m，必須連鎖，確保工程質量。

4.2通風係統調整

根據《規程》第113條，高瓦斯礦井、突出危險礦井、易自燃煤層的采區和低瓦斯礦井開采煤層群或分層開采聯合布置的采區，必須布置至少1條專用回風巷，以保證通風係統穩定，為采區內采掘工作麵布置獨立通風係統以及搶險救災創造條件。在專用回風巷內，不得運送材料，不得有供電設備，不得作為主要行人巷道。

礦井應盡快調整采掘部署，實現采區合理化通風，禁止突出煤層采掘工作麵串聯通風，加強通風設施管理，局部通風實行“三專兩閉鎖”(專用變壓器、專用電纜、專用開關;風電閉鎖、瓦斯電閉鎖);推廣應用“雙風機，雙電源”和自動分風裝置，采用符合《規程》要求的通風設備，並製定嚴格的通風管理製度。

4.3瓦斯抽采係統調整

珙興煤礦被定為突出礦井，應建立瓦斯抽采係統進行瓦斯抽放，認真執行先抽後采(掘)的瓦斯治理措施。

從礦井實際情況出發，礦井現使用移動式瓦斯抽放係統不能滿足礦井實際需要，必須建立地麵永久抽放係統。

礦井應盡早與具有國家許可資質的單位合作完成開采煤層的瓦斯基本參數測定、礦井瓦斯抽放與利用可行性論證，為防突措施的製定及瓦斯抽放設計等提供基礎資料。

地麵永久抽放係統必須按瓦斯抽放管理規範的要求安設，由具備相應資質的單位完成專門抽放設計後，再嚴格按其要求進行施工，抽放管質量要符合“雙抗”(抗靜電、阻燃)指標要求。

5礦井防治煤與瓦斯突出綜合技術方案

5.1 防突總體方案及管理原則

突出是一種複雜的礦井瓦斯動力現象，到目前為止，對各種地質、開采條件下突出發生的規律還沒有完全掌握。突出是危害礦井生產、安全、效益、發展、穩定和礦工生命安全的嚴重自然災害。防治突出是企業的戰略選擇，必須立足長遠，兼顧當前，標本兼治，形成開采關係合理、係統環節可靠、裝備安全可靠、防治措施有效，實現人、機、環境互動的安全生產大環境，從根本上消除突出危險，才能防止突出事故的發生，實現礦井本質安全生產和可持續發展。

礦井綜合防突，必須優化巷道布置與采掘部署，采取合理的開采工藝;建立包括突出危險性預測、防治突出措施、防突措施效果檢驗、安全防護措施等“四位一體”的綜合防突措施體係，見圖2所示。

根據綜合防突措施工藝流程，在采取防治突出措施時，珙興煤礦在今後的采掘中，為解放生產力、加快采掘進度、降低防突成本，建議礦井對B3(B4煤層未發生過突出)煤層首先進行突出危險性區域預測工作，在未進行區域預測以前，所有采掘區域都必須按突出危險區進行技術管理。

根據預測結果，可以把突出煤層分別劃分為突出危險區、突出威脅區和無突出危險區。在不同區域，其管理原則和方式如下：

(1)突出危險區

在突出危險區內進行采掘作業時，必須執行“四位一體”綜合防突措施，進行正規的日常預測循環作業，每個預測循環都要進行突出預測和效果檢驗(在嚴重突出危險區可以不進行預測，直接采取防突措施，但必須進行效果檢驗)，隻有當預測或措施效果檢驗結果不超標時，方可在執行安全防護措施的前提下進行采掘作業。當上循環采取了防突措施進尺到位後，預測無突出危險時也應采取防突措施，隻有連續2次預測無突出危險時該工作麵方可視為無突出危險工作麵。每預測循環應留有不小於2m的預測孔超前距;效果檢驗結果不超標時掘進工作麵的允許進尺量應同時保證留有5m的措施孔超前距和不小於2m的檢驗孔超前距，采煤工作麵應同時保證留有不小於3m的措施孔超前距和不小於2m的檢驗孔超前距。所有超前距均以最短鑽孔在采掘方向的投影孔深為準。

(2)突出威脅區

在突出威脅區內采掘作業時，根據區域突出危險程度，每推進30～100m，應用工作麵預測方法連續進行不少於兩次的區域預測驗證，並且預測工作從巷道開始掘進和工作麵始采即進行，其中任何一次驗證有突出危險時，該區域應改劃為突出危險區。同時，在威脅區采掘作業過程中，每個班都應密切觀察煤層軟分層厚度、煤層產狀、地質構造、炮後瓦斯湧出量等異常情況，當出現異常情況時，應立即停止采掘作業，通知有關人員進行突出危險性預測。

(3)無突出危險區

在無突出危險區內作業時，可以不采取防突措施。

5.2區域防突方案

珙興煤礦2003年曾發生突出，由於地質勘探程度較低，存在邊生產、邊建設情況，礦井瓦斯地質掌握程度較底;煤層突出危險的區域性分布規律也不清楚。因此，目前應首先加強礦井區域突出危險性預測工作。

圖2 珙興煤礦綜合防突工藝流程圖

5.2.1區域突出危險性預測

突出危險性區域預測的任務是確定井田、煤層和煤層區域的危險性，是在地質勘探、新井建設和新水平開拓時進行的。

5.2.1.1區域性突出危險預測方法

區域性預測方法主要有單項指標法、綜合指標法和地質統計法。單項指標法主要用於預測煤層的突出危險性，綜合指標法和瓦斯地質統計法主要用於突出煤層的區域性預測。珙興煤礦B3煤層已被鑒定為突出煤層，B4煤層至今未發生過突出，其突出危險性需進行評價。對於B3可以采用綜合指標法和瓦斯地質統計法對新采區的突出危險性進行預測。

⑴ 綜合指標法

綜合指標法是利用綜合指標D、K來預測煤層的突出危險性，其預測方法為：

⑴在岩石工作麵向突出煤層至少打兩個測壓鑽孔，測定煤層瓦斯壓力(P);

⑵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);

⑶將兩個測壓鑽孔所測得的堅固性係數最小值加以平均作為該煤層軟分層的平均堅固性係數;

⑷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(△P);

⑸按下列公式計算綜合指標D、K：

D=(0.0075H/f-3)(P-0.74)

K=△P/f

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;

P——煤層瓦斯壓力，取兩個測壓鑽孔實測瓦斯壓力的最大值，MPa;

△P——軟分層煤的瓦斯放散初速度指標;

f——軟分層煤的堅固性係數。

綜合指標D、K的突出臨界指標應根據本礦區實測數據確定，在沒有實測數據時，可參照表1所推薦的臨界值，確定煤層的區域突出危險性。

⑵ 瓦斯地質統計法

瓦斯地質統計法是根據已開采區域突出地點分布與地質構造(包括褶曲、斷層、煤層賦存條件變化、火成岩侵入等)的關係，結合未采區域的地質構造條件來大致預測突出可能發生的範圍。不同的礦區控製突出的地質構造因

表1 用綜合指標D和K 預測煤層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

無煙煤其他煤種

0.252015

素是不同的，有的礦區的突出主要受斷層控製，而另一些礦區的突出主要受褶曲或煤層的厚度變化控製。因此，各礦區可根據已采區域主要控製突出的地質構造因素，來預測未采區域的突出危險性。

采用瓦斯地質統計法進行區域預測時，應根據已采區域確切掌握的煤層賦存和地質構造條件與突出分布的規律，劃分出突出危險區域與突出威脅區域。劃分突出危險區一般應符合下列要求：

⑴ 在上水平發生過1次突出的區域，下水平的垂直對應區域應預測為突出危險區;

⑵ 根據上水平突出點分布與地質構造的關係，確定突出點距地質構造線兩側的最遠距離線，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推測下水平或下部采區的突出危險區域。

珙興煤礦煤層突出危險區域性預測是一項十分複雜、漫長的專業性極強的工作。礦井恢複生產後應加強礦井三維地震勘探，提前了解新采區的地質構造分布情況，同時利用鑽探等手段，探測巷道前方的地質構造情況，為突出危險區域性預測提供可靠依據，為此，礦井應注意收集以下有關資料。

⑴ 地質構造

珙興煤礦井田範圍內為單斜構造，在采掘過程中要根據揭露的地質情況 ，詳實收集構造帶位置、屬性(正斷層、逆斷層、褶曲)規模(斷距、走向變化範圍、傾角、長度等)、展布方向等資料，建立檔案，繪製地質構造圖。

⑵ 突出標誌性指標

突出標誌性指標主要包括突出點、預測指標分布、煤層厚度及軟分層指標、結構指標、煤柱影響範圍、突出危險帶分布規律等資料。

煤層厚度及其變化，軟分層厚度增大往往是突出的標誌;煤層結構是指煤層整體受破壞的程度，Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ類破壞煤具有突出危險傾向性;上部水平及鄰近區域有突出點，其對應下部水平開采範圍也具有突出危險;突出煤層在煤柱影響區內具有突出危險。

5.2.1.2突出危險區域性預測結果技術管理

煤層突出危險區域性預測可將突出煤層劃分為突出危險區、突出威脅區、無突出危險區。區域性突出危險劃分結果應按技術管理程序報相關部門審批後才能實施。

在有可靠預測資料後，由礦總工程師確定煤層在不同區域煤層的突出危險程度，並經上級行業管理部門審批後，在確認無突出的危險區內，可不采取防治突出的措施。

在突出威脅區內，根據煤層突出危險程度，采掘工作麵每推進30～100m，應采用工作麵預測方法連續進行不少於兩次區域性預測驗證，其中任何一次驗證有突出危險時，該區域應改化為突出危險區。隻有連續兩次驗證都無突出危險時，該區域仍定為突出威脅區。

在突出危險工作麵進行采掘作業前，必須采取防突措施，並經效果檢驗有效後，方可采取安全防護措施進行采掘作業。每執行一次措施、措施效果檢驗、采掘作業循環後，須再進行工作麵預測，如預測無突出危險，還須再執行防突措施，隻有連續兩次預測為無突出危險時，該工作麵可視為無突出危險工作麵。

在無突出危險工作麵進行采掘作業時，可不采取防突措施，但必須采取安全防護措施。

5.2.2礦井區域性防突技術措施

5.2.2.1區域性防突措施的選擇

目前普遍采用的區域性防突措施是開采保護層和預抽煤層瓦斯，其中開采保護層是最有效的一種防突措施。在突出礦井，單一突出煤層和無保護層可采的條件下，一般采用預抽瓦斯作為區域性防突措施。

根據珙興煤礦開拓部署情況，目前開采B3、B4兩個煤層，具備開采保護層為區域性防突措施的條件。

珙興煤礦現無礦井瓦斯抽放係統，暫不具備預抽防突的條件。為了有效防治煤與瓦斯突出的需要，珙興煤礦應盡快建立抽采係統，在抽采係統建好後可以在采掘工作麵可采用大麵積預抽煤層瓦斯作為區域性防突措施。在區域預測為有危險的回采工作麵回采前，布置抽放鑽孔進行大麵積預抽，從而消除或降低突出危險性，預抽煤層瓦斯消除突出危險原理見圖3。

5.2.2.2 開采保護層

開采保護層是各國普遍采用的、最簡單、最有效、最經濟的區域性防突措施。一般是在突出礦井的煤層群中首先開采非突出危險煤層或突出危險性相對較小的煤層。開采保護層後，對有突出危險的煤層產生保護作用，使之消除或減少突出危險性，達到防止煤與瓦斯突出的目的。保護層消突原理見圖4。

珙興煤礦開采近距離煤層群，B4煤層下距B3煤層4.03~11.75m，平均間距為6.29m，其煤層厚0.93～1.40m，平均厚1.29m;B3煤層厚度為1.13～1.41m,平均厚1.3m;煤層傾角12～14°。該兩煤層聯合開采，首采B4煤層，B4煤層開采後對B3煤層存在卸壓保護作用，建議該礦開采保護層。

圖3　預抽煤層瓦斯消除突出危險原理圖

⑴ 保護層的作用範圍

⑴ 保護層與被保護層之間的有效垂距

開采保護層後，開采層周圍的岩層和煤層向采空區方向移動、變形，根據卸壓程度的大小，在垂直保護層層麵方向可劃分為三個帶：⑴岩石混亂移動帶

圖4 開采保護層消突原理圖

(冒落帶);⑵岩石完整性破壞移動帶;⑶岩層彎曲帶(彈塑性變形帶)。因此，保護層的有效層間垂距，在不配合人工抽放瓦斯時，實際上就是第Ⅲ帶的邊界到保護層的層間垂距，在抽放瓦斯時，有效層間垂距可擴大。

保護層的有效層間垂距應根據礦井實測資料確定，對暫無實測資料的礦井可參照見表2確定。

珙興煤礦開采近距離煤層群，煤層屬緩傾斜煤層，B4煤層開采後，即便不抽放B3煤層瓦斯，也位於有效層間垂距內。

表2 保護層的有效層間垂距

煤層傾斜未抽放瓦斯(m )結合抽放瓦斯(m)

下保護層上保護層下保護層上保護層

急傾斜50408060

緩傾斜和傾斜803010050

⑵ 沿走向的保護範圍

對停采的保護層工作麵，停采時間超過3個月，且卸壓比較充分，該工作麵的始采線、停采線及所留煤柱對被保護層沿走向的保護範圍，在沒有實測資料時，可暫按卸壓角56°～60°劃定。本設計按60°劃定沿走向的保護範圍。

⑶ 沿傾斜的保護範圍

保護層沿傾斜的保護範圍，可按卸壓角劃定，卸壓角的數值同煤層傾角、開采深度、地層岩性等因素有關。

各種條件下的卸壓角，最好通過實地考察確定。在沒有實測資料時，可按《細則》表17中選取。珙興煤礦B3煤層傾角12°～14°本設計按煤層傾角14°考慮，則沿傾斜上、下方向的卸壓角δ4、δ3均為75°。

⑷ 保護層回采工作麵超前被保護層掘進工作麵的距離

為了保證被保護層掘進工作麵的安全，保護層回采工作麵必須超前被保護層的掘進工作麵。根據《細則》的規定，其最小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。珙興煤礦開采近距離煤層群，B4煤層下距B3煤層4.03~11.75m，平均間距為6.29m，則B4煤層采煤工作麵應超前B3煤層掘進工作麵30 m以上。

⑵ B3被保護層卸壓瓦斯抽放

開采近距離B4保護煤層過程中，為防止B3被保護煤層的瓦斯大量湧入保護層造成瓦斯超限，必須抽放B3被保護煤層的卸壓瓦斯。針對珙興煤礦煤層賦存特點及不同開采深度下煤層瓦斯含量及壓力大小，淺部采區可采用在距離B3煤層15m左右的工作麵底板布置單條岩巷上向穿層鑽孔抽放B3被保護層卸壓瓦斯(見圖5);珙興煤礦在深部開采煤層時，B3、B4煤層瓦斯含量、壓力會增大，B3煤層突出危險性會更嚴重，B4煤層可能會具有突出危險性，在深部嚴重突出危險區布置雙條岩巷上向穿層鑽孔抽放B3被保護層卸壓瓦斯，同時施工穿層密集鑽孔預抽B4煤層掘進巷道條帶內煤層瓦斯以消除或降低B4煤層掘進突出危險，見圖5、圖6。

圖5 工作麵單條岩巷穿層鑽孔抽采B3煤層卸壓瓦斯示意圖

圖6 工作麵雙岩巷穿層鑽孔預抽瓦斯區域防突措施示意圖

珙興煤礦可根據不同開采深度的B3煤層突出危險程度、瓦斯含量與壓力等選用預抽模式。

5.2.2.3 預抽煤層瓦斯

突出煤層經預抽瓦斯後，該煤層瓦斯壓力降低，瓦斯含量減少，瓦斯潛能得到釋放;同時，煤體發生收縮變形，地應力降低，透氣性增大，減少了產生突出的應力作用。另外，煤的機械強度也相應提高，增強了煤體的抗破壞能力。因此，該項措施可以減小或消除突出危險。目前，預抽煤層瓦斯的基本模式有3種：一是順煤層長鑽孔預抽;二是穿層網格預抽;三是前兩者的組合應用。但無論何種預抽模式，都要為預抽提供必要的空間和足夠的預抽時間，才能保證取得較好的防突效果。

⑴ 煤平巷掘進工作麵條帶預抽

珙興煤礦采用炮掘，掘進速度較慢，采用一般的短鑽孔抽放瓦斯技術，鑽孔施工次數較多，影響掘進速度。所以，可采用長鑽孔預抽瓦斯和頂底板穿層預抽方法。施工長鑽孔預抽瓦斯可以對掘進麵前方的地質構造進行提前探測，消除或減小突出危險性，同時減少掘進中的瓦斯湧出量。

⑴ 煤平巷條帶預抽瓦斯

煤平巷條帶預抽瓦斯模式主要有兩種：

① 平巷掘進工作麵條帶預抽瓦斯防突主要是在平巷掘進前先掘進一(或兩條)條底(頂)板巷，在底(頂)板巷內向即將施工的運輸(回風)平巷施工條帶鑽孔，見圖6、圖7;采用φ75～φ90mm的孔徑，鑽孔終孔間距3m，鑽孔控製煤巷上幫輪廓線外10m、煤巷下幫5m。

② 石門揭穿煤層後，施工順煤層走向鑽孔，見圖8。初步設計順煤層掘進條帶鑽孔長40~100m，采用φ75～φ90mm的孔徑，鑽孔間距暫定為3m;鑽孔控製煤巷上幫輪廓線外10m、煤巷下幫5m。封孔方式采用聚氨酯或水泥漿封孔，深度應大於6m，以保證抽放效果。掘進條帶首次施工順層預抽長鑽孔時，必須先采取鑽孔法預測或超前鑽孔排放、效果檢驗等技術措施，取得不低於5m的安全屏障後方可施工。如果因工作麵接替等原因，使得預抽時間較短，應該適當增加鑽孔密度。

該礦可根據煤層各區域突出危險性的嚴重程度選擇煤平巷預抽瓦斯方法。在煤層突出危險性不是很嚴重的區域，可選擇方法②;在突出危險性嚴重區域可選擇①。

⑵ 煤層上山、切眼條帶預抽

在煤層巷道掘進時，先掘進運輸巷，在運輸巷掘進超過煤層上山或切眼輪廓線外5m以上時，可施工平行鑽孔預抽(排放)煤層上山(或切眼)輪廓線外5m內的瓦斯，鑽孔間距1.5m，鑽孔長度根據工作麵長度確定，鑽孔直徑75mm，見圖9。封孔方法同上。

實施鑽孔預抽煤層瓦斯後，在掘進過程中采取工作麵預測、超前排放鑽孔、措施效果

圖8順層鑽孔條帶預抽瓦斯示意圖

圖9 上山、切眼預抽條帶瓦斯鑽孔布置示意圖

檢驗及安全防護等“四位一體”的綜合措施。

⑵ 采煤工作麵預抽防突方案

方案一 順層鑽孔預抽煤層瓦斯

珙興煤礦有B4保護層可開采，B3煤層工作麵布置在保護範圍內時基本可以消除突出危險性;如因地質構造及煤層賦存發生變化，B4煤層在開采中留有煤柱，在煤柱影響區采用大麵積預抽的方法，消除或削弱煤柱影響區的突出危險性，即利用工作麵進風巷向煤層打鑽孔預抽煤層瓦斯;鑽孔布置方式選擇平行方式，鑽孔應控製整個預抽區域並均勻布孔(見圖11)。鑽孔孔底間距根據抽放影響半徑確定(抽放影響半徑應根據實際考察確定)。目前鑽孔間距可暫按3m間距考慮，鑽孔直徑為75～90mm，鑽孔施工深度應根據工作麵的寬度確定，以能控製整個工作麵不留空白帶為準。

方案二 底板穿層鑽孔預抽煤層瓦斯

隨著開采深度的增加，煤層瓦斯壓力、瓦斯含量也會增大，因此，深部B4煤層可能具有突出危險性，直接采保護層會存在危險，可采用底板巷穿層鑽孔網格式或順煤層鑽孔大麵積預抽煤層瓦斯的方法消除或削弱B3、B4煤層的突出危險性，(見圖6、圖10)。

施工完鑽孔後，立刻封孔進行抽放，封孔方法可采用聚氨酯或水泥漿封孔，封孔深度不小於6m。抽放後應對抽放參數進行準確計量，以作為抽放效果評價的依據。

圖10 底板巷預抽煤層瓦斯鑽孔布置示意圖

圖11 順層鑽孔預抽煤層瓦斯鑽孔布置示意圖

5.2.3區域性防突措施效果評價

不論是掘進工作麵還是回采工作麵，在采取了以上長鑽孔預抽瓦斯措施，經過幾個月的抽放後，能否達到消除突出危險的目的，需要進行效果評價，即進行一次區域突出危險性預測。隻有當掘進巷道的抽放條帶(鑽孔控製範圍)或回采工作麵區域經評價確認無突出危險後，方可按照無突出危險區進行管理。

5.2.3.1 預抽瓦斯防突的有效性評價指標

按照《煤礦安全規程》第一百九十條的規定，預抽瓦斯後必須對預抽防突效果進行檢驗，其有效性指標根據礦井實測資料確定，無實測資料時，可參照以下指標之一確定：

⑴ 殘餘瓦斯含量。

殘存瓦斯含量與殘餘瓦斯壓力是一項絕對指標。對於特定的礦井、煤層和區域，存在一個最小的突出瓦斯壓力(煤層始突深度瓦斯壓力)，當瓦斯壓力小於煤層最小的突出瓦斯壓力時，一般不會發生突出，大於該值時認為具有突出危險性。根據《中華人民共和國安全生產行業標準煤礦瓦斯抽采基本指標AQ1026——2006》，突出煤層工作麵采掘作業前必須將控製範圍內煤層的瓦斯含量降到煤層始突深度的瓦斯含量以下或將瓦斯壓力降到煤層始突深度的煤層瓦斯壓力以下，若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa(表壓)以下。所以，經過長鑽孔預抽瓦斯後，采用MT/T77 煤層氣測定方法(解吸法)和MT/T638煤礦井下煤層瓦斯壓力的直接測定法就測定出殘存瓦斯含量和殘存的瓦斯壓力，用殘存瓦斯含量和殘存瓦斯壓力與始突深度的煤層瓦斯含量與始突深度的瓦斯壓力進行比較，當殘存瓦斯含量小於始突深度的瓦斯含量或8m3/t、殘餘瓦斯壓力小於始突深度的瓦斯壓力或0.74MPa時，可以認為抽放有效，達到了消除突出危險的目的，否則無效，應繼續抽放或按照突出危險區進行管理。

⑵ 瓦斯預抽率。

瓦斯預抽率應大於30%，用該指標時，采掘過程中必須用工作麵預測方法進行經常性複驗。

瓦斯預抽率計算公式：

式中：Q噴——打鑽中各鑽孔噴出的瓦斯總量，m3;

Q湧——打鑽中、連接抽放管路前各鑽孔湧出的瓦斯總量，m3;

Q抽——抽放的瓦斯總量，m3;

Q儲——鑽孔控製範圍內的煤層瓦斯儲量，m3;

Q噴、Q湧可根據施工鑽孔和連接抽放管路前巷道風流中的瓦斯湧出增加量估算,也可以忽略不計。

殘餘瓦斯含量可以通過瓦斯儲量減去瓦斯抽放量和鑽孔瓦斯湧出量等計算獲得。

建議礦井可先采用瓦斯預抽率、殘餘瓦斯壓力指標，結合地質構造、軟分層厚度及其分布、瓦斯湧出量、抽放量衰減情況等指標進行預抽防突效果評價。

瓦斯預抽率用於評價預抽防突效果是合適的，但是，其臨界值采用30%是否符合珙興煤礦的實際，有待進一步考察確定。因為，瓦斯預抽率是一個相對的指標，並非絕對的指標，瓦斯含量、瓦斯壓力的分布是不均勻的，有些區域比較大，而有些區域相對較小，瓦斯預抽率達到30%時，殘餘瓦斯含量和殘餘瓦斯壓力在有些區域可能已遠小於突出的最小瓦斯含量和最小瓦斯壓力，而在有些區域，殘餘瓦斯含量和殘餘瓦斯壓力尚未達到消除突出危險的程度。所以，不同礦井、煤層和區域，評價突出危險性時其瓦斯預抽率指標臨界值應有所不同。目前，珙興煤礦在未進行考察前，可以先按照《煤礦安全規程》的規定，瓦斯預抽率不能小於30%。

⑶ 殘餘瓦斯壓力

殘餘瓦斯壓力是一項絕對的指標。對於特定的礦井、煤層和區域，存在一個最小的突出瓦斯壓力，當瓦斯壓力小於煤層最小的突出瓦斯壓力時，一般不會發生突出，大於該值時認為具有突出危險性。所以，經過長鑽孔預抽瓦斯後，可以計算出殘餘瓦斯含量，進而計算出殘存的瓦斯壓力，用殘存瓦斯壓力與最小突出瓦斯壓力進行比較，當小於最小突出瓦斯壓力或0.74MPa時，可以認為抽放有效，達到了消除突出危險的目的，否則無效，應繼續抽放或按照突出危險區進行管理。最小突出瓦斯壓力可以通過煤層軟分層的堅固性係數計算得到，或根據《細則》選擇0.74MPa。

5.2.3.2 預抽瓦斯防突效果評價方法

(1) 防突效果有效性評價範圍

防突效果有效性評價範圍是指抽放鑽孔控製範圍，即鑽孔有效影響範圍。

(2) 有效性評價條件

抽放瓦斯後進行效果評價時，評價範圍內必須保證抽放鑽孔的均勻布置，且工作麵內沒有未抽放的空白地帶，否則，評價結果不能作為整個工作麵的評價結果。

(3) 抽放計量

施工完抽放鑽孔、封孔和連接抽放管路後，應對評價範圍內的所有鑽孔瓦斯抽放總量進行累計計量，統計出瓦斯抽放總量。采用孔板、皮托管、均速管等流量計進行測量，換算成標準狀態下的抽放總量。

(4) 指標計算

采掘前，計算評價範圍內的煤層瓦斯儲量、瓦斯抽放總量以及施工鑽孔和連接到抽放管路前的鑽孔瓦斯湧出量。然後，計算出評價範圍內的瓦斯預抽率和殘存瓦斯含量，通過實驗室測定的瓦斯解吸常數a、b等，反演計算出評價範圍內的殘餘瓦斯壓力。

(5) 綜合評價

在計算了評價範圍內的瓦斯預抽率和殘餘瓦斯壓力指標後，結合地質構造情況、鑽孔實際施工情況、鑽孔瓦斯抽放量衰減情況等進行預抽防突有效性綜合評價。當沒有地質構造、鑽孔布置均勻、無鑽孔空白帶的情況下，而且評價指標小於其臨界值或抽放量已經衰減到很小、無繼續抽放價值時，可以認為，抽放措施有效，鑽孔有效控製區域為無突出危險區或突出威脅區。但在采掘過程中，應采用工作麵預測指標進行經常性驗證工作。

建議珙興煤礦盡快進行瓦斯預抽防突效果評價指標及其臨界值研究，尋求符合礦井實際的評價方法、指標及其臨界值。

在綜合評價為突出危險區或突出威協區二次驗證為突出危險工作麵時應采用局部防突措施。

5.3局部防突方案

雖然珙興煤礦開采了保護層，但在開采過程留有煤柱或在開采時B4煤層有突出危險性，則在煤柱影響區和有突出危險性的B4煤層中掘進巷道時，必須采取“四位一體”的局部防突措施。

5.3.1突出危險區掘進工作麵的防突措施方案

5.3.1.1掘進工作麵突出危險性預測

⑴ 預測方法

工作麵的突出預測方法采用《細則》第38條規定的鑽屑瓦斯解吸法。突出預測指標建議采用鑽屑瓦斯解吸指標K1和鑽粉量S，預測儀器采用WTC突出危險參數儀。指標測定方法按照“WTC突出危險參數儀使用說明書”和《細則》的要求操作。每個鑽孔在鑽進過程中，從第2m開始，每1m測定一次鑽粉量，每2m測定一次鑽屑瓦斯解吸指標K1，根據工作麵鑽孔的最大鑽粉量S和最大K1值預測工作麵突出危險性。測定結果可按表3填寫。如果采用其它預測指標，參照其說明書和《細則》的要求操作。

⑵ 預測鑽孔布置

在工作麵布置3個預測鑽孔，鑽孔要求盡量布置在軟分層中，如果沒有軟分層，鑽孔布置在巷道煤層中部。一個鑽孔位於巷道工作麵中部並平行於掘進方向，其它鑽孔開孔於距巷幫0.5m處，終孔點位於巷道輪廓線外2～4m，孔深8～10m，孔徑Φ42mm(見圖12)。用煤電鑽和配套的螺旋麻花鑽杆施工。

⑶ 預測敏感指標和臨界值

珙興煤礦突出預測敏感指標及其臨界值尚未考察，所以，目前宜采用《細則》推薦的指標及其臨界值進行突出危險性預報，待在今後的防突實踐中考察確定出符合礦井實際的敏感指標及其臨界值後再使用。目

表3 珙興煤礦突出危險性預測(效果檢驗)單

巷道名： 位置： 時間： 次數

突出預兆、措施執行情況(詳細的噴孔、夾鑽等動力現象位置)：預測鑽孔布置及斷麵結構示意圖、措施示意圖、檢驗孔布置：

鑽孔編號考 察

指 標鑽 孔 深 度(m)

12345678910

1S(kg/m)

K1(ml/g.min1/2)

2S(kg/m)

K1(ml/g.min1/2)

3S(kg/m)

K1(ml/g.min1/2)

工作麵突出危險性分析:允許進尺:

防突隊負責人:

技術負責人或總工程師：

預測人員： 部門負責人： 安檢科：

圖12 煤巷掘進工作麵預測孔布置示意圖

前，建議采用鑽屑瓦斯解吸指標和鑽粉量指標，其臨界值參照《細則》為：K1=0.5 mL/g·min1/2 ， S=6.0 Kg/m。

⑷ 突出危險性預報

工作麵危險性預報不僅僅依靠預測指標一種方法，而應采用綜合判斷方法。

當工作麵任意一個預測鑽孔、任意一項指標、任意一次測定結果大於(或等於)其臨界值，該工作麵判定為突出危險工作麵。

當掘進工作麵出現下列情況之一者，應視為突出危險工作麵：

①工作麵處於地質構造帶，包括斷層、褶曲等、火成岩侵入等;

②煤層賦存條件發生急劇變化的區域，如煤層厚度、走向、傾角出現急劇變化等

③采掘應力疊加的區域;

④在打鑽過程中出現噴孔、頂鑽等動力現象;

⑤ 工作麵出現明顯突出預兆。

在威脅區采掘作業中，建議當軟分層厚度大於等於0.2m或出現其它異常情況(煤層層理紊亂、打鑽中有動力現象或瓦斯湧出異常等)時，應該采用突出預測指標進行突出預測，根據預測結果判定突出危險性。

每次預測(或效果檢驗)後，必須填寫突出危險性預測(檢驗)報告單，待有關人員審查、簽字後，分別交有關部門執行和存檔，突出危險性預測(檢驗)報告單可參見表3。

預測為無突出危險工作麵，在采取安全防護措施的前提下掘進，許掘距離為以最短預測鑽孔在巷道掘進方向上的投影長度減去2m為準。掘進到位後，再進行突出危險性預測。

5.3.1.2防突措施

根據珙興煤礦的實際情況和具體裝備條件，煤巷掘進工作麵的目前防突措施以排放鑽孔超前排放為主，也可采用其它經驗證有效的方法執行局部防突措施。

⑴ 煤平巷防突措施

排放鑽孔可采用Φ42mm～90mm的鑽孔，但為了提高瓦斯排放效果和減少排放時間，應盡量采用Φ75～90mm的排放鑽孔。當采用小直徑鑽孔時設計孔徑Φ42mm，孔深10～15m，終孔間距按排放鑽孔有效影響半徑考慮(應實際考察確定);若施工Φ75mm鑽孔，鑽孔終孔間距可先設計為1.3m，孔深12～15m，排數為1排，若煤層變厚超過2m，按2排設計，開孔間距0.5m，鑽孔終孔點控製巷道斷麵輪廓線外3～5m。鑽孔布置可參照圖13;

當采用其它大孔徑鑽孔時，除了鑽孔終孔間距適當加大、排數適當減少(應實際考察確定，如為Φ90mm的排放鑽孔，可暫定孔間距1.5m，排數為1排。)外，其它參數與小直徑排放鑽孔相同。

圖13 排放鑽孔平麵布置示意圖

排放孔應盡量布置在軟分層當中。在煤層賦存狀況發生變化時應根據實際情況調整設計參數，並加強防突措施。

施工完所有排放鑽孔後，應排放不少於2個小時(今後應進行考察確定)後，再進行措施效果檢驗，當檢驗指標超標時，措施無效，必須采取防止突出的補充措施，直到效果檢驗指標降到臨界值以下為準。

⑵ 煤上山防突措施

煤層掘進上山或切眼時，煤體自重可以會增加掘進工作麵的突出危險性，為了削弱或消除上山掘進時煤層的突出危險性，在采取條帶預抽瓦斯後，可采取“四位一體”防突措施掘進，防突措施可采用排放鑽孔，鑽孔控製巷道輪廓線外5m以上，鑽孔布置可參照圖13實行。

⑶ 邊掘邊抽

邊掘邊抽掘進巷道前方煤體瓦斯如圖14，從圖中可以看出，邊掘邊抽主要起著阻隔巷道兩幫煤體瓦斯向掘進工作麵空間湧出。因此，邊掘邊抽適用於瓦斯湧出量較大的區域。同一幫鑽場間距應根據施工抽放鑽孔的鑽機能力確定，間距小了則鑽場個數增加，導致工程量增加，間距大了鑽機施工能力達不到則容易形成空白地帶，往往更容易導致突出等瓦斯事故，同一幫鑽孔中前一組鑽孔終孔點應超過後一組鑽場不小於10m。在平巷掘進時，上幫抽放孔控製範圍為巷道輪廓線外10m，下幫抽放鑽孔控製範圍為巷道輪廓線外6m。上山掘進時，兩幫抽放鑽孔均控製到巷道輪廓線外6m。

圖14 邊掘邊抽鑽孔布置示意圖

5.3.1.3防突措施效果檢驗

采取了防突措施後，經過一段時間的排放，必須進行措施效果檢驗，檢驗方法與其預測方法一致。工作麵的檢驗孔深應小於或等於措施孔深，並應布置在措施孔之間。若檢驗值均不超過指標臨界值，當檢驗孔孔深等於措施孔孔深(均為投影孔深)時，則留足措施孔5m超前距(投影);當檢驗孔孔深小於措施孔孔深，且兩孔投影孔深的差值不小於3m時，可保留2m的檢驗孔(投影)超前距。若任一檢驗值超過指標臨界值，則認為防突措施無效，必須采取補充防突措 。

施，並經措施效果檢驗有效後，方可在采取安全防護措施的前提下進行采掘作業。

檢驗指標和臨界值與預測時相同。

5.3.2采煤工作麵的防突措施方案

5.3.2.1工作麵突出危險性預測

(1)預測鑽孔布置

在采煤工作麵，每隔10~15m布置一個預測孔，鑽孔應盡量布置在軟分層之中。若工作麵存在地質構造或地質異常變化帶，應在地質構造和地質異常帶附近適當增補預測孔，預測孔深不宜過長，應控製在10m以內，孔徑Φ42mm。用煤電鑽和配套螺旋鑽杆施工，預測鑽孔布置參見圖15。

(2)預測方法、指標和臨界值

預測方法與指標臨界值應根據礦井實際情況考察確定，未試驗考察之前，可參考煤巷掘進突出預測指標。

當采煤工作麵預測無突出危險時，在采取安全防護措施和留有不小於2m的預測孔超前距的前提下，直接進尺(見圖16);當采煤工作麵預測有突出危險時，應在預測有突出危險的鑽孔到預測無突出危險的鑽孔之間實施排放鑽孔等措施，經措施效果檢驗有效後，推進進度必須同時滿足留有不少於3m的措施孔超前距和不少於2m的檢驗孔超前距;在地質構造複雜帶，應留5m以上的安全超前距。

當防突措施無效時，不論措施孔還留有多少超前距，都必須采取防治突出的補充措施，隻有經措施效果檢驗有效後，方可在采取安全防護措施的前提下進行回采作業。

5.3.2.2防突措施

雖然采煤工作麵在回采前，已經在進、回風巷施工鑽孔進行了區域性瓦斯抽放，但在回采過程中，可能因為抽放效果的不佳或在局部地點鑽孔控製不到位或因地質構造的影響，而在采煤時措施效果檢驗指標超標，此時，應采取局部防突措施進行防突。局部防突措施可選用排放鑽孔、鬆動爆破、煤層注水或

其它經驗證有效的方法，目前宜采用排放鑽孔排放為主的執行局部防突措施，條件具備時可試驗煤層注水或鬆動爆破局部防突措施。

可采用小直徑排放鑽孔進行超前排放，采用小直徑排放鑽孔時需要布置1～2排(根據煤層厚度情況確定，2m以下布置1排，2m 以上2排)，鑽孔深10～15m，孔徑Φ75~90mm，應實際考察確定，如為Φ75mm的排放鑽孔，可暫定孔間距1.3m，如為Φ90mm的排放鑽孔，可暫定孔間距1.5m，其它參數與小直徑排放鑽孔相同。地質條件變化劇烈地帶也可以采用Φ42mm的排放孔，孔間距可暫定為0.6m。鑽孔布置方式參見圖17。

如果僅是個別檢驗鑽孔超標，則在超標鑽孔兩邊一定範圍內(應超過兩邊不超標的檢驗孔外5m以上)施工補充防突措施。