采區(qū)區(qū)域防突畢業(yè)設計

1、<p><b>　　摘 要</b></p><p>　　煤與瓦斯突出，是在采掘過程中煤與瓦斯的突然噴出。這種噴出在短時間內產生很大的沖擊力量，從煤層深處排出大量的煤和瓦斯，并伴有強烈的聲響和較大的動力效應，例如摧毀巷道支護、破壞通風措施等。煤與瓦斯突出發(fā)生時，突出物能掩埋人體，涌出的大量瓦斯可以造成瓦斯窒息事故，甚至引起瓦斯爆炸。因此，煤與瓦斯突出是煤礦井下嚴重的自然災害之一。為了

2、減少和解除礦井瓦斯對煤礦安全生產的威脅，利用機械設備和專用管道造成的負壓，將煤層中存在或釋放出的瓦斯抽出來，輸送到地面或其它安全地點的做法，叫做瓦斯抽放。</p><p>　　本設計結合已學的瓦斯基本理論，根據**煤層瓦斯的賦存特征、瓦斯的地質特征、煤層瓦斯含量分布規(guī)律等相關資料，運用綜合分析法對該礦煤層瓦斯涌出量進行了實際檢測；并且通過對本采區(qū)的瓦斯涌出量預測以及對該采區(qū)的通風設計，瓦斯抽放設計與瓦斯管理的深入

3、了解，對該采區(qū)瓦斯防治工作進行了相關措施的設計。</p><p>　　關鍵詞：礦井；礦井通風；瓦斯；瓦斯涌出量；瓦斯抽放</p><p><b>　　Abstract</b></p><p>　　Coal and gas outburst, the spurt of coal and gas in mining process. The eje

4、ction force greatly in a short time, emit large amounts of coal and gas from coal seam depth, and accompanied by strong noise and large dynamic effects, such as destruction of roadway, ventilation measures damage. The oc

5、currence of coal and gas outburst, the bumps can be buried the body, a lot of gas emission can be caused by gas asphyxiation accident, even caused by gas explosion.Therefore, the coal and gas outburst is o</p><

6、;p>　　In order to relieve the mine gas of coal mine production safety threat reduction and negative pressure caused by the use of machinery, equipment and special pipes, the coal seam in the presence or the release of

7、gas pumping out,transferred to the ground or other place of safety practices, is called gas drainage.</p><p>　　This design is combined with the basic theory of gas already learned, relevant information accor

8、ding to the geologic characteristics of coal seam gas, nine coal mine of He-bi gas characteristics, coal seam gas content distribution, the actual detection of coal seam gas emission of the mine by using comprehensive an

9、alysis method; and the emission prediction of gas in this area and ventilation design the mining area, in-depth understanding of the design of the gas drainage and gas management, desi</p><p>　　Keywords: min

10、e；mine ventilation system；gas；gas flow volume；gas drainage</p><p><b>　　目 錄</b></p><p><b>　　前言1</b></p><p><b>　　1.礦井概況3</b></p><p>

11、;　　1.1 礦井位置3</p><p>　　1.2 井田構造3</p><p>　　1.3 煤層與煤質4</p><p>　　1.4 開拓方式5</p><p>　　1.5 采區(qū)概況5</p><p>　　1.5.1 采區(qū)位置5</p><p>　　1.5.2 采區(qū)巷道布置5&l

12、t;/p><p>　　1.5.3 煤層頂底板6</p><p>　　1.5.4 水文地質6</p><p>　　1.6 礦井通風6</p><p>　　2.瓦斯地質情況7</p><p>　　2.1 煤層瓦斯含量7</p><p>　　2.1.1 煤層瓦斯含量測定方法7</p>

13、;<p>　　2.1.2 煤層瓦斯含量測定結果9</p><p>　　2.2 煤層瓦斯壓力9</p><p>　　2.2.1 煤層瓦斯壓力測定方法9</p><p>　　2.2.2 測壓鉆孔的布置和煤層瓦斯壓力測定10</p><p>　　2.3 二1煤層瓦斯含量分布規(guī)律11</p><p>　

14、　2.4 瓦斯抽放系統(tǒng)13</p><p>　　3.區(qū)域綜合防突設計方案15</p><p>　　3.1 二1煤層突出危險性區(qū)域預測15</p><p>　　3.1.1 區(qū)域預測方法15</p><p>　　3.1.2 預測參數測定方法及測定結果16</p><p>　　3.1.3 區(qū)域預測參數取值原則18

15、</p><p>　　3.2 二1煤層區(qū)域預測結果19</p><p>　　3.3 區(qū)域防突措施20</p><p>　　3.3.1 石門揭煤區(qū)域防突措施21</p><p>　　3.3.2 采區(qū)區(qū)域防突措施23</p><p>　　3.3.3 保證區(qū)域防突措施的井巷工程26</p><p

16、>　　3.4 區(qū)域措施效果檢驗............................................................................................................28</p><p>　　3.5 區(qū)域驗證.............................................................

17、...............................................................30</p><p>　　4.安全防護措施33</p><p>　　4.1 基本安全防護措施33</p><p>　　4.2 個體防護34</p><p>　　4.3 防爆檢查35</p><

18、;p>　　4.4 突出煤清理35</p><p>　　4.5 監(jiān)測監(jiān)控35</p><p>　　4.6 專用回風巷的設置36</p><p><b>　　結論37</b></p><p><b>　　致 謝39</b></p><p><b>　　參

19、考文獻41</b></p><p><b>　　前言 </b></p><p>　　煤層瓦斯是地質作用的產物。礦井煤與瓦斯突出把瓦斯研究和地質研究密切的結合起來。運用地質學的基本原理和方法以及煤礦開采方面的技術理論，研究煤層瓦斯的賦存條件、運移和分布規(guī)律以及礦井瓦斯動力現象。</p><p>　　煤和瓦斯突出是人為因素和自然因素綜

20、合作用的結果。礦井瓦斯地質著重考查各種自然因素在煤與瓦斯突出中的作用，即著重研究瓦斯突出的地質條件，為瓦斯突出預測預報提供依據。煤礦瓦斯危險性預測主要包括瓦斯含量預測、瓦斯涌出量預測和瓦斯突出預測三個方面。礦井煤與瓦斯突出的研究對煤炭工業(yè)的意義重大：通過系統(tǒng)測定煤層瓦斯含量，進而預計礦井瓦斯涌出量。這對礦井通風量的確定，通風系統(tǒng)和通風方式的選擇等起重要作用，將直接影響礦井設計的合理性。目前我國已有煤與瓦斯突出礦井二百多對，其設計年生產能

21、力占全國年產量的十分之一。由于事先還不能準確的判斷突出的范圍和地點，已而直接影響到采取措施的針對性。同時，由于采取措施費工、費力，致使這一部分礦井開采速度慢，產能較低、更有一些礦井發(fā)生煤與瓦斯突出安全事故，從而束縛了礦井的生產能力，直接影響我國煤炭生產的經濟效益。從另外一個角度，瓦斯雖是礦井的有害氣體，但同時也是一種自然資源。通過礦井瓦斯抽放，可使其變害為利。我國撫順、山西等一些高瓦斯礦區(qū)現已經建立專門抽放瓦斯與合理利用瓦斯的系統(tǒng)，采取

22、了一系列的預抽措施，大大減少了礦井瓦斯危害。煤礦瓦斯研究的意義不止于此，隨著煤炭工業(yè)的</p><p>　　本設計從地質角度研究瓦斯賦存、運移的地質條件，查明影響煤層瓦斯分布的地質因素及其分布規(guī)律。在**教授的帶領下，及九礦34采區(qū)各級領導和技術人員的大力支持與配合下通過對鶴煤九礦34采區(qū)的現場實習，我順利完成了實習任務。進而為鶴煤九礦34采區(qū)煤與瓦斯突出防治和瓦斯的有效利用提供可靠的決策依據。最終我對鶴煤九礦的

23、相關地質資料進行了系統(tǒng)的收集，并進行整理，在導師指導下將設計編寫完成。</p><p>　　由于本人水平有限，設計中不足之處請老師指正。</p><p><b>　　1.礦井概況</b></p><p><b>　　1.1礦井位置</b></p><p>　　鶴壁煤電股份有限公司第九煤礦位于鶴壁礦區(qū)

24、北部，井田走向平均1.8km，傾斜長平均5.5km，面積10km2，礦井1958年建井，1960年投產，設計生產能力30萬噸/年，2009年10月完成改擴建工程，擴建設計生產能力60萬噸/年。</p><p>　　九礦位于鶴壁市北部邊緣地區(qū)，與安陽市安陽縣善應鎮(zhèn)接壤，距新市區(qū)45km，西依太行山，東臨京廣線、107國道和京珠高速公路，大白線公路穿越工人村，與安陽市、林州市相連接，6.4公里長的鐵路專用線，經鶴壁北

25、站可抵湯陰、鶴壁站與京廣線接軌，公路、鐵路運輸均十分便利(圖1-1)。</p><p>　　圖1-1 **交通路線圖</p><p><b>　　1.2 井田構造</b></p><p>　　鶴壁煤田位于太行山隆起東麓與華北沉降帶之間過渡地段的南段，為一寬緩的單斜構造，但被后期的北東向斷層所切割或呈截接復合，北東向構造破壞了煤田的完整性和連續(xù)性

26、，起著控制作用。切割抬起部分被剝蝕而殘缺不全，沉降部分埋藏較深，構造相對較為復雜。</p><p>　　九礦位于該煤田的北部，被第三、四系地層所掩蓋，為一向北東傾斜、波狀起伏的單斜構造。區(qū)內被F153斷層切割成南北兩個井田。北部 “豆馬莊一號及二號井田區(qū)”，被F155、F153兩條斷層所切割抬起，二1煤大部分被剝蝕，僅在井田北部二號井區(qū)有殘留，一煤組被保留。該井田為一向北東傾斜的寬緩向斜構造，伴有次級凹陷，大斷層

27、稀少，構造較為簡單。</p><p>　　南部為該礦二1煤生產區(qū)，為下降區(qū)。該區(qū)煤層埋藏較深，區(qū)域地層主要走向NE10°～30°，傾角10°～30°，煤系總的趨勢為單斜構造，以斷裂為主，伴有寬緩的褶曲。構造形態(tài)明顯受新華夏系控制，斷層以NE向高角度斜交正斷層為主。已采區(qū)揭露落差大于20m的斷層有10條，多為NE向；小型斷層107條，斷層走向多為NE方向，落差0.2～12m，

28、一般在1m左右，其中落差大于2m的18條，0.5～2m的有63條。除此之外，九礦在龍宮井田的延伸區(qū)(改擴建新區(qū))查明和基本查明的斷層有14條，其中9條為NNE向，5條為NW向，落差3～400m不等(圖1-2)。</p><p>　　圖1-2 九礦井田構造綱要示意圖</p><p><b>　　1.3 煤層與煤質</b></p><p>　　該礦

29、區(qū)含煤地層為石炭系太原組與二疊系山西組，可采煤層三層，現開采石炭—二疊系山西組二1煤層，九礦延伸區(qū)煤層厚度3.21～9.72m，平均7.19m，傾角20～25°，煤層自燃發(fā)火期175天，為不易自燃煤層。煤塵具有爆炸性，爆炸性指數為13.43～15.01%。煤層直接頂板砂質泥巖，平均5.27m；老頂為中粒砂巖，平均厚5.05m；煤層直接底為砂質泥巖或炭質泥巖，平均厚7.00m；老底為灰色中粒砂巖，平均厚10.70m。</p

30、><p>　　二1煤呈黑色，多為粉粒狀，偶見磷片狀及碎塊狀，呈玻璃光澤和金剛光澤，參差狀斷口，硬度小、易破碎，具條帶狀結構，容重1.33-1.49t/m3，平均1.40 t/m3。以亮煤和鏡煤為主，次為暗煤，屬光亮或半亮型?；曳?0.28～18.58%，平均14.03%；水分0.57～1.46%，平均1.00%，屬中低灰、特低硫、低磷、熱穩(wěn)定的高熔灰分中高發(fā)熱量之貧煤。</p><p><

31、;b>　　1.4 開拓方式</b></p><p>　　礦井采用立斜井多水平混合開拓方式，一水平即+15水平，二水平即-250水平，三水平即-420水平。在擴大區(qū)淺部北翼984-42和294鉆孔之間新鑿副立井，擔負輔助提升、人員上下和延深區(qū)進風的任務。井筒座標為：x＝3988680，y＝38513120，z＝+188m，井筒落底-420m。落底后做環(huán)形立式車場，布置主排水泵房、主變電所等硐室。出

32、車場后沿煤層底板布置-420m水平軌道運輸大巷，平行布置膠帶運輸大巷和回風大巷。在-250m水平下山附近向上做膠帶上山、回風上山和原有系統(tǒng)溝通，向下沿F1斷層做軌道運輸、皮帶運輸和回風暗斜井，暗斜井至-560m水平落平后分別作皮帶大巷、軌道大巷和回風大巷。初期開采水平為-420m水平，以傾斜條帶法開采。采區(qū)劃分基本上是按水平由淺至深。</p><p>　　全礦有5個井筒，其中猴車斜井、膠帶斜井(原箕斗井)、軌道斜

33、井和新副井進風，新風井回風，其中新副井井筒直徑6m，斷面8m2，新風井即回風井直徑3.5m，斷面9.6m2，水平大巷均布置在煤層底板巖層中。</p><p><b>　　1.5 采區(qū)概況</b></p><p>　　1.5.1 采區(qū)位置</p><p>　　目標采區(qū)井下位置位于九礦三水平，面積不大，該采區(qū)西南部為F1斷層保護煤柱，西部為二水平五

34、采區(qū)，北部為九礦-420回風暗斜井保護煤柱。地面對應位置在花園農場及龍宮村附近，地形屬丘陵階地，高差不大，地面標高一般在+157～+225m之間，煤層底板標高為-420～-480m，該工作面煤層距地面垂深為607～705m，第三、第四系沖積層厚度一般在82～156m之間，該采區(qū)回采后塌陷區(qū)對地面建筑有一定影響。</p><p>　　1.5.2 采區(qū)巷道布置</p><p>　　-420m水

35、平和-560m水平均設有三條大巷，分別為軌道運輸大巷、膠帶運輸大巷和專用回風大巷，大巷平行布置、相互間距30m，為便于采區(qū)車場布置和通風，膠帶運輸大巷和專用回風大巷高于軌道運輸大巷5m。大巷均設在煤層底板中。</p><p>　　九礦開采單一煤層(二1煤層)，回采巷道不設巖石集中巷，沿煤層布置回采工作面順槽?；夭上锏啦捎脝蜗锊贾茫瑹o煤柱護巷，采用沿空送巷。</p><p>　　回采工作面上

36、下順槽均沿煤層單巷布置，相鄰區(qū)段采用沿空送巷，工作面運輸順槽與膠帶運輸大巷之間用溜煤眼聯系。</p><p>　　1.5.3 煤層頂底板</p><p>　　本采區(qū)煤層直接頂板為深灰色砂巖泥巖，厚度約8.61m，含苛達等植物化石碎片，偶見由硅質結核，裂隙內有方解石和黃鐵礦充填。老頂為灰褐色粗粒砂巖厚1.46m，以石英為主，次之長石，含白云母片，鈣泥質膠結，堅硬不易跨落。</p>

37、<p>　　煤層直接底板為灰黑色泥巖，厚度為8.16m，上部含較多植物根部化石，下部含羊齒等植物化石，夾煤線。老底為褐灰色中粒砂巖，厚11.93m，含石英、長石。暗黑色礦物和黑色泥巖包裹體，鈣質膠結，間夾0.1m菱鐵質泥巖。</p><p>　　采區(qū)西北部處于龍宮向斜軸部與龍宮背斜軸部之間，煤層頂底板受其影響預計局部凹凸不平，裂隙較發(fā)育，按《礦井地質規(guī)程》有關規(guī)定，煤層頂底板類型屬II類。</

38、p><p>　　1.5.4 水文地質</p><p>　　本采區(qū)掘進期間主要充水含水層為山西組砂巖含水層和太原群八層灰?guī)r含水層，隔水層為二1煤直接底板泥巖隔水層。二1煤層頂底板砂巖是二1煤采掘活動中最主要的長期充水水源，在巷道掘進期間，一般都有不同程度的頂板滴淋水，但水量不大，對掘進不會造成大的影響。但到了回采階段，當大頂初次來壓，大頂冒落后水量會有所增大，可能達到最大值。三四采區(qū)正常、最大涌

39、水量分別為59.4m3/h和118.8m3/h。</p><p><b>　　1.6 礦井通風</b></p><p>　　礦井通風方式為混合式，通風方法為機械抽出式。主井、副井、箕斗井和新副井進風，新風井回風。新風井裝備兩臺AGF606-2.2-1.3-2軸流式扇風機，配套電機800KW，風葉角度-7.5°，一臺運轉，一臺備用。礦井總進風量 6661 m3

40、/min，總回風量6745m3/min，礦井負壓2950Pa，等積孔2.4m2。</p><p>　　2011年3月初，新工業(yè)區(qū)的東風井投入運行后，將增加一個回風井。預計礦井總風量將達到10000m3/min，總回風量11000m3/min，礦井負壓2000Pa左右。</p><p>　　掘進工作面均采用局部扇風機進行通風。井下爆破材料發(fā)放硐室、電機車維修及充電硐室與采區(qū)變電所、絞車房等硐

41、室采用獨立通風，乏風直接引入回風流中。</p><p><b>　　2.瓦斯地質情況</b></p><p>　　2.1 煤層瓦斯含量</p><p>　　煤層瓦斯含量是指單位質量煤體所含有的瓦斯量(換算成標準狀態(tài)下的體積)，對原煤而言，瓦斯含量的常用計量單位為m3/t或ml/g，對可燃基而言，瓦斯含量計量單位常用m3/t.r。瓦斯儲量的大小標

42、志著瓦斯資源的多寡，同時亦是衡量有無開發(fā)利用價值的重要標志。</p><p>　　2.1.1 煤層瓦斯含量測定方法</p><p>　　井下解吸法測定煤層瓦斯含量：井下采集煤樣，實測煤樣的瓦斯解吸量，根據煤樣的井下瓦斯解吸規(guī)律推算煤樣采集過程中的損失瓦斯量，然后測定煤樣的殘存瓦斯量，最后根據煤樣的取樣損失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、殘存瓦斯量和煤樣重量計算煤層瓦斯含量。井下解吸法測定煤層瓦斯含

43、量的步驟如下：</p><p>　　(1)選擇新暴露的采掘工作面，在軟煤分層中用煤電鉆垂直煤壁打一個∮42mm、孔深10～12m的鉆孔，當鉆孔鉆至10m后開始取樣，并記錄采樣開始時間t1；或使用普通巖芯管采取煤樣。</p><p>　　(2)將采集的煤樣裝罐并記錄裝罐后開始瓦斯解吸測定的時間t2，用FHJ-2型瓦斯解吸速度測定儀(圖2-1)測定不同時間t下的煤樣累計瓦斯解吸總量V0i，瓦斯

44、解吸速度測定一般為2個小時，解吸測定結束后擰緊煤樣罐并保證不漏氣。</p><p>　　1—水箱 2—量管 3—螺旋夾 4—吸氣球 5—溫度計 </p><p>　　6—彈簧夾 7—膠管 　8—16號胸骨穿刺針頭排氣 9—密封罐 </p><p>　　圖2-1 瓦斯解吸速度測定儀與密封罐示意圖</p><p&

45、gt;<b>　　(3)損失量計算</b></p><p>　　將不同解吸時間下測得數據按下式換算成標準狀態(tài)下的體積Voi:</p><p><b>　　公式（2-1）</b></p><p><b>　　式中：</b></p><p>　　Voi----換算成標準狀態(tài)下的解吸

46、瓦斯體積，ml； </p><p>　　Vi-----同時間解吸瓦斯測定值，ml；</p><p>　　P0-----大氣壓力，Pa；</p><p>　　hw-----量管內水柱高度，mm；</p><p>　　Ps-----hw下飽和水蒸汽壓力，Pa；</p><p>　　tw-----量管內水溫，℃；</p

47、><p>　　設煤樣解吸測定前的暴露時間為t0(t0=t2-t1)，不同時間t下測得的Voi值所對應的煤樣實際解吸時間為t0+t；將全部測點繪在坐標紙上，將剛開始測點具有明顯直線關系段延長與縱坐標軸相交，直線在縱坐標軸上的截距即為損失量瓦斯，如圖2-2所示。</p><p>　　圖2-2 瓦斯損失量計算圖</p><p>　　(4) 將解吸測定后的煤樣連同煤樣罐送實驗室

48、測定煤樣中的殘存瓦斯量、水分、灰分和煤樣可燃質重量。</p><p>　　(5) 根據煤樣損失瓦斯量、解吸瓦斯量及殘存瓦斯量和煤樣可燃質重量，求算煤樣的瓦斯含量：</p><p><b>　　公式（2-2）</b></p><p>　　式中：V0——換算成標準狀態(tài)下的煤樣在井下測得的瓦斯解吸總量，ml；</p><p>

49、　　V1——換算成標準狀態(tài)下的煤樣取樣過程損失瓦斯量，ml；</p><p>　　V2——換算成標準狀態(tài)下的煤樣殘存瓦斯量，ml；</p><p>　　G0——煤樣重量，g.r；</p><p>　　X ——煤樣瓦斯含量，ml/g.r。</p><p>　　2.1.2 煤層瓦斯含量測定結果</p><p>　　利用上述

50、方法，在實習中對二1煤進行了煤層瓦斯含量進行了補充測定，測定地點和測定結果如表2-1所示。</p><p>　　2.2 煤層瓦斯壓力</p><p>　　煤層瓦斯壓力是標志煤層瓦斯流動和賦存狀態(tài)的一個重要參數。在研究煤與瓦斯突出、瓦斯涌出、瓦斯抽放時，瓦斯壓力都是一個關鍵因素。</p><p>　　2.2.1 煤層瓦斯壓力測定方法</p><p

51、>　　實習中主要采用注水泥砂漿封孔，主動式測壓方法，測壓方法如圖2-3所示。</p><p>　　鉆孔施工結束后，將測壓管安裝在鉆孔預定的封孔深度，在孔口用木楔堵塞固定測壓管，測壓管采用4′ 鍍鋅鑄鐵管，用注漿泵一次連續(xù)將水泥砂漿注入孔內。經24小時后上壓力表，觀察、記錄壓力值變化到穩(wěn)定。</p><p>　　2.2.2 測壓鉆孔的布置和煤層瓦斯壓力測定</p><

52、;p>　　測壓地點布置在石門或堅硬致密的巖石巷道中，周圍無采動影響，避開斷層和裂隙，以免封孔不嚴造成漏氣。根據九礦的實際采掘情況，我們選取-420軌道運輸大巷2#和4#鉆場以及-420膠帶上山拐角作為測壓點，每個地點施工2個測壓鉆孔，對二1煤層進行瓦斯壓力測定，測定結果如表2-2。在2#和4#鉆場的測壓數據中，分別采用每個測壓地點2個瓦斯壓力數據的較大值作為分析研究的采用數據。</p><p>　　表2-2

53、 二1煤層瓦斯壓力測定表</p><p>　　實測鉆孔瓦斯壓力恢復曲線如圖2-4。2#A孔和4#B孔測壓所獲得的壓力恢復曲線符合煤層瓦斯壓力恢復特性表明所測壓力是真實的瓦斯壓力結果可以利用。</p><p>　　圖2-4 4#B孔瓦斯壓力恢復曲線</p><p>　　2.3 二1煤層瓦斯含量分布規(guī)律</p><p>　　實習中實地考察并結合相

54、關資料分析確定了以下結論：九礦區(qū)內(34采區(qū))二1煤層瓦斯含量分布不均，個別測點值波動較大?？傮w表現為以下幾個特征：</p><p>　　(1)二1煤層瓦斯成份較高(＞80%)，處在CH4帶內。</p><p>　　(2)九礦區(qū)二1煤層傾角大，進入延伸區(qū)后，煤層傾向近北北東，傾角變緩，煤厚變化不大，煤層頂板、底板多為泥巖、砂質泥巖等較致密巖石，阻礙了瓦斯垂向逸散，瓦斯主要沿煤層向上部運移，

55、煤層瓦斯含量梯度變緩。</p><p>　　(3)隨二1煤層埋藏深度增大，瓦斯含量增高。九礦34采區(qū)二1煤層瓦斯含量與埋藏深度散點關系圖如圖2-5所示。</p><p>　　圖2-5 煤層埋深、底板標高與瓦斯含量關系散點圖</p><p>　　經回歸分析，瓦斯含量(W)具有隨埋藏深度(H) 增大、底板標高(H)減小而增大的整體趨勢。兩者之間具有如下形式的線性統(tǒng)計規(guī)律

56、，相關系數的平方分別為0.7835、0.7457，相關性比較明顯，而煤層埋藏深度對瓦斯含量的影響比底板標高大。</p><p>　　埋藏深度與瓦斯含量關系：</p><p>　　W = 0.0101H + 3.793</p><p>　　底板標高與瓦斯含量關系：</p><p>　　W =- 0.0102H + 5.9161</p>

57、;<p><b>　　式中：</b></p><p>　　W——煤層瓦斯含量，m3/t.r；</p><p>　　H——埋藏深度或底板標高，m。</p><p>　　九礦延伸區(qū)由于煤層傾角變緩，煤層頂、底板巖性和煤層厚度變化不大，瓦斯沿煤層傾向向淺部逸散路徑增大，加上延伸區(qū)煤層變質程度(PM)增高和埋藏深度增加等原因，延伸區(qū)瓦斯變

58、化梯度與老區(qū)將會明顯不同，具體表現為延伸區(qū)瓦斯含量比九礦礦區(qū)(34采區(qū))大，瓦斯含量梯度小于九礦礦區(qū)(34采區(qū))，瓦斯變化梯度如圖2-6。</p><p>　　圖2-6 延伸區(qū)瓦斯含量與埋深關系散點圖</p><p>　　(4)延伸區(qū)煤層瓦斯含量受斷層控制比較明顯，井田內斷層為壓扭性斷層，靠近F7斷層附近瓦斯含量明顯增大。(如1503鉆孔煤層埋藏深度為752.15m，其瓦斯含量為27.21

59、m3/t，明顯高于同深度1103鉆孔(21.61m3/t)，984-17鉆孔埋深578.89m，瓦斯含量為19.79m3/t，而984-27孔埋深為600.02m，含量(8.57m3/t)卻遠小于984-17孔。)另外九礦延伸區(qū)多發(fā)育NW向斷層，由于斷層切割在地塹內瓦斯含量較高，在地壘處瓦斯含量較低。(如1101孔，處于地壘塊段，埋深696.07m，瓦斯含量僅為8.83m3/t。)注：括號內容為參考九礦現有資料所得。</p>

60、<p>　　(5)煤層夾矸厚度對瓦斯賦存影響比較明顯，夾矸層數越多，厚度越大，瓦斯含量越小。(如1501孔煤層四層夾矸厚1.15m，埋藏深度為697.56m，瓦斯含量僅為8.41m3/t；1102孔二層夾矸厚0.2m，埋藏深度729.10m，瓦斯含量為16.85m3/t；0901孔含二層夾矸，厚0.19m，埋藏深度799.58m，含量為19.85m3/t；均低于同深度其它鉆孔瓦斯含量值)(圖2-7、圖2-8)。</p

61、><p>　　圖2-7 九礦延伸區(qū)夾矸分布圖</p><p>　　圖2-8 局部鉆孔含量異常變化曲線</p><p><b>　　2.4瓦斯抽放系統(tǒng)</b></p><p>　　礦井共有二個瓦斯抽放泵站，一個在地面，另一個在井下-420大巷附近。抽放管路主管為φ12吋鋼管，長度950ｍ，其余為φ10吋聚乙烯管1340 m、φ

62、10吋鋼管470m、φ8吋聚乙烯管1535m。</p><p>　　地面瓦斯抽放泵站，配備CBF360-2BV3型抽放泵2臺，一臺運轉、一臺備用。帶抽3102工作面和31011上下順槽本煤層鉆孔瓦斯。目前，帶抽鉆孔長度172304 m，其抽放參數為：濃度17%、純量10.8m3/min、負壓28.7kPa。</p><p>　　-420瓦斯泵房安裝4臺2BEC42型瓦斯泵。帶抽3102埋管

63、和3102高位裂隙抽放系統(tǒng)，抽放瓦斯排入-420回風上山。埋管抽放系統(tǒng)：瓦斯?jié)舛?.3%、純量0.72m3/min、負壓37 kPa；裂隙抽放系統(tǒng)：瓦斯?jié)舛?0%、純量6.1m3/min、負壓35.7 k Pa。2011年新建地面瓦斯抽放系統(tǒng)，2013年新建-530井下移動抽放系統(tǒng)。</p><p>　　3.區(qū)域綜合防突設計方案</p><p>　　區(qū)域綜合防突措施包括下列內容：區(qū)域突出危

64、險性預測、區(qū)域防突措施、區(qū)域措施效果檢驗和區(qū)域驗證。</p><p>　　3.1 二1煤層突出危險性區(qū)域預測 </p><p>　　**自1980年以后加強礦井地質構造與煤層瓦斯分布規(guī)律研究，加強了礦井瓦斯監(jiān)測，對開拓部署、巷道布置、采煤方法和掘進工藝等進行了改造，該礦20多年來從未發(fā)生煤與瓦斯突出、瓦斯爆炸事故。近年來，隨著開采深度的增大，在采掘過程中出現了瓦斯異常涌出現象，工作面上隅

65、角和回風巷瓦斯超限，甚至造成局部瓦斯聚集，構成了礦井安全生產的重大隱患。尤其進入延伸區(qū)后，煤層瓦斯含量增大，在斷層附近構造軟煤發(fā)育，因此有必要對深部二1煤層瓦斯突出危險性進行評價。</p><p>　　3.1.1 區(qū)域預測方法

66、

67、 </p><p>　　綜合指標法包括D、K兩個預測指標，表3-1為《防

68、治煤與瓦斯突出細則》提供的綜合指標法預測煤層突出危險性的臨界值,研究表明：只有當D、K值同時達到或 超過臨界值時，煤層才具有突出危險性，否則為無突出危險性。</p><p>　　D、K值的計

69、算公式如下：</p><p>　　D=（0.0075H/f-3）(P-0.74)</p><p><b>　　K= △P/f</b></p><p>　　式中：D—煤層突出危險性綜合指標；</p><p>　　K—煤層突出危險性綜合指標；</p><p><b>　　H—開采深度，m；&

70、lt;/b></p><p>　　P—煤層瓦斯壓力，預測區(qū)煤層瓦斯壓力最大值，MPa；</p><p>　　f—軟分層煤的平均堅固性系數；</p><p>　　△P—軟分層煤平均瓦斯放散初速度指標。</p><p>　　3.1.2 預測參數測定方法及測定結果</p><p>　　為了區(qū)域預測九礦(34采區(qū))二1

71、煤瓦斯突出危險性，按照《防治煤與瓦斯突出防治細則》提供的方法，對目標煤層堅固性系數(f)、瓦斯放散初速度(△P)和瓦斯壓力(p)進行了實測。</p><p>　　(1)煤的堅固性系數(f)</p><p>　　煤的堅固性系數(f)采用落錘法測定，測定器具為搗碎筒和計量筒，測定步驟如下：</p><p>　?、僭?4采區(qū)煤層厚度的上、下部各采集直徑為100mm煤兩塊，

72、重量約1.5～2.0kg，用塑料袋密封,作好標記待送實驗室。</p><p>　　②將井下煤樣用手工破碎成20～30mm粒度的煤樣，分成50g一份，每5份為一組(250g)，共需3組(750g)。</p><p>　　③將每份煤樣放入搗碎筒內后，把2.4kg的重錘提高到600mm高度并使之自由落體，每份煤樣落錘沖擊3次。</p><p>　　④每組煤樣搗碎后，經過篩

73、分，把粒度為0.5mm以下的粉煤倒入計量筒內，輕輕敲打使之密實，插入具有刻度的活塞尺，量出粉煤高度I。</p><p>　　⑤按下式計算每組煤的堅固性系數f值:</p><p>　　f=20n/I 公式（3-1）</p><p>　　式中：f 為煤的堅固

74、性系數；</p><p>　　n為每次試樣的沖擊次數；</p><p>　　I 為試樣的篩下粉煤計量高度，mm。</p><p>　?、?組煤所測f值的算術平均值即為測定地點煤樣的堅固性系數。</p><p>　?、吒髂繕嗣簩訄怨绦韵禂禍y定結果見表3-2。</p><p>　　(2)煤的瓦斯放散初速度(△P)</

75、p><p>　　瓦斯放散初速度測定需要用專用的△P測定儀在實驗室測定，主要測定步驟為：</p><p>　?、僭谛卤┞睹罕诿娌扇∶簶?50g，并注明采樣地點、層位、采樣時間等。</p><p>　?、趯⑺擅簶舆M行粉碎，篩分出粒度為0.2～0.5mm的煤樣，每一個煤樣取2個試樣，每個試樣重3.5g。</p><p>　?、郯?個試樣用漏斗分別裝入

76、△P測定儀的2個試樣瓶中。</p><p>　?、軉诱婵毡脤υ嚇用摎?.5h。</p><p>　?、菝摎?.5h后關閉真空泵，將甲烷瓶與試樣瓶連接，充氣(充氣壓力0.1MPa)使煤樣吸附瓦斯1.5h。</p><p>　　⑥關閉試樣瓶和甲烷瓶閥門，使試樣瓶和甲烷瓶隔離。</p><p>　　⑦開動真空泵對儀器管道死空間進行脫氣，使U型管泵

77、真空計兩端泵面相平。</p><p>　　⑧停止真空泵，關閉儀器死空間通往真空泵的閥門，打開試樣瓶的閥門，使煤樣與儀器被抽空的死空間相連并同時啟動秒表計時，10s時關閉閥門，讀出汞柱計兩端汞柱差P1(mm),45s時再打開閥門，60s時關閉閥門，再一次讀出汞柱計兩端汞柱差P2(mm)。</p><p>　　⑨瓦斯放散初速度△P=P2-P1，同一煤樣的兩個試樣測出的△P值之差不應大于1，否則

78、需要重新測定。</p><p>　　各目標煤層瓦斯放散初速度△P測定結果見表3-2。</p><p>　　表3-2 煤層瓦斯f值、△p測試結果</p><p><b>　　(3)瓦斯壓力</b></p><p>　　利用2.1.2瓦斯壓力測定的方法及所測定的結果(如下表3-3)。</p><p>

79、　　表3-3 二1煤層瓦斯壓力測定表</p><p>　　3.1.3 區(qū)域預測參數取值原則</p><p><b>　　(1)煤層瓦斯壓力</b></p><p>　　根據煤層實測瓦斯壓力控制點和用朗格繆爾方程反算出的各瓦斯含量控制點所對應的瓦斯壓力，采用內插和外推的方法繪制了瓦斯壓力分布等值線，從瓦斯壓力等值線圖中查取二1煤層被預測區(qū)域的煤層

80、瓦斯壓力。</p><p>　　(2)煤的堅固性系數</p><p>　　取表3-2中對應煤層堅固性系數實測最小值。</p><p><b>　　(3)煤層埋藏深度</b></p><p>　　按二1煤層被預測區(qū)域實際埋藏深度取值。</p><p>　　(4)瓦斯放散初速度取表3-2中對應煤層瓦斯

81、放散初速度實測最大值。</p><p>　　3.2 二1煤層區(qū)域預測結果</p><p>　　根據《防治煤與瓦斯突出細則》，按照前面的預測方法和預測參數取值原則，對各目標煤層未采區(qū)域進行了突出危險性區(qū)域預測。在預測中，根據被預測區(qū)域計算獲得的D、K預測指標，按下列原則確定煤層突出危險性： (1)當D≥0.25、K≥15，預測為突出危險區(qū)；</p><p>　　(

82、2)當D≥0.25、K＜15，預測為突出威脅區(qū)；</p><p>　　(3)當D＜0.25、K＜15，預測為無突出危險區(qū)；</p><p>　　(4)當 P≤0.74MPa，預測為無突出危險區(qū)。</p><p>　　經過預測計算，并結合《鶴壁煤電股份有限公司第九煤礦二1煤層煤與瓦斯突出鑒定報告》研究表明：</p><p>　　(1)通過對二1

83、煤層3套煤樣測定煤體堅固性系數，得出二1煤層煤體堅固性系數f值為0.21～0.24，達到發(fā)生突出煤體結構的臨界值。</p><p>　　(2)通過對二1煤層3套煤樣測定瓦斯放散初速度ΔP，得出二1煤層瓦斯放散初速度ΔP值為13.5～18，達到發(fā)生突出的臨界值。</p><p>　　(3)井下實測目前最深部二1煤層瓦斯壓力為1.12MPa，大于《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》突出危險性臨界值0.74

84、MPa。</p><p>　　(4)通過井下現場觀測，二1煤層煤體破壞類型主要為Ⅱ類和Ⅲ類，局部達到Ⅳ類，總體為Ⅱ～Ⅳ類，具備了發(fā)生煤與瓦斯突出的煤體結構條件。</p><p>　　(5)測定二1煤層目前開采水平淺部(標高-400～-420m)瓦斯含量為7.45～13.58m3/t，部分瓦斯含量大于《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》突出危險性臨界值8m3/t。</p><p>

85、;　　結論：鶴煤九礦二1煤層(34采區(qū)煤層)鑒定為突出煤層，鶴煤九礦為突出礦井。</p><p>　　根據鶴壁煤電股份有限公司第九煤礦二1煤層煤與瓦斯突出危險區(qū)域預測報告資料，-470m底板等高線以淺為無突出危險區(qū)，-470m以深為突出危險區(qū)。并進一步結合前面3.1.4 一小節(jié)中對二1煤層區(qū)域預測結果可以確定九礦(34采區(qū))二1煤層具有突出區(qū)域危險性。結合礦井各地區(qū)情況，規(guī)劃如下：</p><

86、p>　　(1)-420水平以上已無大塊儲量可采，剩余25煤柱I2網下放頂煤工作面和小的邊角煤柱工作面，瓦斯含量低，加上附近開采和巷道掘進期間釋放作用，危險性進一步降低，不在考慮區(qū)域防突措施，執(zhí)行安全防護措施。</p><p>　　(2)34采區(qū)正在掘進準備34011工作面，按突出危險區(qū)管理。</p><p>　　(3)-470m標高以下其他區(qū)域按突出危險區(qū)管理，凡突出危險區(qū)嚴格進行區(qū)

87、域治理和局部治理。</p><p><b>　　3.3區(qū)域防突措施</b></p><p>　　區(qū)域防突措施是指在突出煤層進行采掘前，對突出煤層較大范圍采取的防突措施。區(qū)域防突措施包括開采保護層和預抽煤層瓦斯兩類。區(qū)域防突措施應當優(yōu)先采用開采保護層，對于確實不具備開采保護層條件，必須采用預抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施，并且應對每個預抽區(qū)域都進行區(qū)域措施效果檢驗。</p

88、><p>　　結合鶴壁煤電九礦實際情況，九礦屬于單一煤層開采，因此，九礦三水平-470m以深采區(qū)均采用預抽煤層瓦斯的區(qū)域防突措施。</p><p>　　預抽煤層瓦斯可采用的方式有：地面井預抽煤層瓦斯以及井下穿層鉆孔或順層鉆孔預抽區(qū)段煤層瓦斯、穿層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯、順層鉆孔或穿層鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯、穿層鉆孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區(qū)域煤層瓦斯、順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯等。&

89、lt;/p><p>　　采用井下穿層鉆孔、順層鉆孔預抽的五種預抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施，在《防突規(guī)定》中按照其正常實施的安全性、效果可靠性排序列出；同時，防突專項設計與開采設計是對應關系，防突設計是在開采設計的基礎上進行的；因此，在條件允許的情況下，應優(yōu)先采用排在前面的方式，或一并采用多種方式的預抽煤層瓦斯措施。</p><p>　　因此，接合**34采區(qū)的實際采掘計劃，在制定**34采區(qū)區(qū)域防

90、突措施時，在條件允許的情況下，同時或在不同的階段分步實施兩種或多種方式的預抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施，以便提高區(qū)域防突措施的效果和可靠性。</p><p>　　**在開展區(qū)域防突的實踐過程中，總結出了適合自身條件的方法，通常情況下，**煤巷掘進工作面(順槽掘進)采用順層鉆孔預抽區(qū)段煤層瓦斯區(qū)域防突措施或穿層鉆孔預抽煤巷條帶瓦斯區(qū)域防突措施，具體實施方法：當待掘巷道附近有已掘巷道時，采用順層鉆孔預抽區(qū)段煤層瓦斯區(qū)域防突

91、措施，在已掘巷道沿煤層方向施工抽放鉆孔，預抽待掘巷道煤層瓦斯；當待掘巷道附近沒有已掘巷道時，采用穿層鉆孔預抽煤巷條帶瓦斯區(qū)域防突措施，在待掘巷道煤層底板下方合適位置，沿掘進方向開設底板抽放巷，在底板抽放巷中施工穿層鉆孔，預抽待掘巷道煤層瓦斯；有些煤巷掘進工作面在采用上述措施外，在掘進時，在煤巷兩幫實施掛耳抽放，即采用順層鉆孔預抽煤巷條帶瓦斯區(qū)域防突措施。**回采工作面，通常采用交叉鉆孔或網格抽放的區(qū)域防突措施。</p>&

92、lt;p>　　**采用上述區(qū)域防突措施，可以確保安全，滿足采掘接替，減少井巷工程，降低成本。</p><p>　　3.3.1 石門揭煤區(qū)域防突措施</p><p>　　(1)按《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》的相關規(guī)定設計：穿層鉆孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施在揭煤工作面距煤層的最小法向距離7m以前實施(在構造破壞帶應適當加大距離)。鉆孔的最小控制范圍是：石門和立井、

93、斜井揭煤處巷道輪廓線外12m(急傾斜煤層底部或下幫6m)，同時保證控制范圍的外邊緣到巷道輪廓線(包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線)的最小距離不小于5m，且當鉆孔不能一次穿透煤層全厚時，保持煤孔最小超前距15m(見圖3-1)。</p><p>　　圖3-1 穿層鉆孔預抽石門（含立、斜井等）揭煤區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施</p><p>　　(2)石門揭煤工作面可選擇如下防突措施：</p&g

94、t;<p>　?、兕A抽瓦斯、排放鉆孔防突措施</p><p>　　在34采區(qū)石門和立井揭煤工作面采用預抽瓦斯、排放鉆孔防突措施，鉆孔直徑為75～120mm。石門揭煤工作面鉆孔的控制范圍是：石門的兩側和上部輪廓線外至少5m，下部至少3m。立井揭煤工作面鉆孔控制范圍是：近水平、緩傾斜、傾斜煤層為井筒四周輪廓線外至少5m；急傾斜煤層沿走向兩側及沿傾斜上部輪廓線外至少5m，下部輪廓線外至少3m。鉆孔的孔底間

95、距應根據實際考察情況確定。</p><p>　　揭煤工作面施工的鉆孔應當盡可能穿透煤層全厚。當不能一次打穿煤層全厚時，可分段施工，但第一次實施的鉆孔穿煤長度不得小于15m，且進入煤層掘進時，必須至少留有5m的超前距離(掘進到煤層頂或底板時不在此限)。預抽瓦斯和排放鉆孔在揭穿煤層之前應當保持自然排放或抽采狀態(tài)。</p><p><b>　?、谒_孔</b></p

96、><p>　　水力沖孔措施一般適用于打鉆時具有自噴(噴煤、噴瓦斯)現象的煤層。石門揭煤工作面采用水力沖孔防突措施時，鉆孔應至少控制自揭煤巷道至輪廓線外3～5m的煤層，沖孔順序為先沖對角孔后沖邊上孔，最后沖中間孔。水壓視煤層的軟硬程度而定。石門全斷面沖出的總煤量(t)數值不得小于煤層厚度(m)乘以20。若有鉆孔沖出的煤量較少時，應在該孔周圍補孔(見圖3-2)。</p><p><b>

97、　　③金屬骨架措施</b></p><p>　　石門和立井揭煤工作面金屬骨架措施一般在石門上部和兩側或立井周邊外0.5～1.0m范圍內布置骨架孔。骨架鉆孔應穿過煤層并進入煤層頂(底)板至少0.5m，當鉆孔不能一次施工至煤層頂板時，則進入煤層的深度不應小于15m。鉆孔間距一般不大于0.3m，對于松軟煤層要架兩排金屬骨架，鉆孔間距應小于0.2m。骨架材料可選用8kg/m的鋼軌、型鋼或直徑不小于50mm鋼管

98、，其伸出孔外端用金屬框架支撐或砌入碹內。插入骨架材料后，應向孔內灌注水泥砂漿等不燃性固化材料(見圖3-3)。揭開煤層后，嚴禁拆除金屬骨架。</p><p>　　圖3-2 水力沖孔工藝流程示意圖</p><p>　　1—逆止鉆頭；2—套管；3—鉆桿；4—三通；5—安全密封卡頭；6—鉆機；7—尾水管接頭；</p><p>　　8—排煤膠管；9—2寸膠管；10—閥門；11

99、—壓力表；12—供水管；13—射流管；14—排煤管；</p><p><b>　　15—煤壁</b></p><p>　　圖3-3 石門揭煤工作面金屬骨架布孔圖</p><p><b>　?、苊后w固化措施</b></p><p>　　石門和立井揭煤工作面煤體固化措施適用于松軟煤層，用以增加工作面周圍

100、煤體的強度。向煤體注入固化材料的鉆孔應施工至煤層頂板0.5m以上，一般鉆孔間距不大于0.5m，鉆孔位于巷道輪廓線外0.5～2.0m的范圍內，根據需要也可在巷道輪廓線外布置多排環(huán)狀鉆孔。當鉆孔不能一次施工至煤層頂板時，則進入煤層的深度不應小于10m。</p><p>　　各鉆孔應當在孔口封堵牢固后方可向孔內注入固化材料?？梢愿鶕⑷雺毫ι叩那闆r或注入量決定是否停止注入。</p><p>　

101、　固化操作時，所有人員不得正對孔口。</p><p>　　在巷道四周環(huán)狀固化鉆孔外側的煤體中，預抽或排放瓦斯鉆孔自固化作業(yè)到完成揭煤前應保持抽采或自然排放狀態(tài)，否則，應打一定數量的排放瓦斯鉆孔。從固化完成到揭煤結束的時間超過5天時，必須重新進行工作面突出危險性預測或措施效果檢驗。</p><p>　　3.3.2 采區(qū)區(qū)域防突措施</p><p>　　(1)34采區(qū)正

102、在掘進準備34011工作面，進行分層開采。</p><p>　　①順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施</p><p>　　在34011工作面上順槽施工順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施。順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應控制的條帶長度不小于60m，巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m(見圖3-4)。</p><p>　　圖3-4 順層

103、鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施</p><p>　?、诖鱼@孔預抽下順槽條帶瓦斯</p><p>　　在34011底板抽放巷施工穿層鉆孔預抽34011下順槽正前和兩側煤體瓦斯，要求穿層鉆孔超前煤巷正前61m，控制上順槽兩幫輪廓線外各16m(見圖3-5)。</p><p>　　圖3-5 34011底板抽放巷施工穿層鉆孔預抽下順槽瓦斯</p><

104、;p>　?、?4011回采工作面采用順層鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施。</p><p>　　在工作面上、下順槽均勻布置順層平行鉆孔和偽傾斜鉆孔，可按三花眼方式布置，順層平行鉆孔和偽傾斜鉆孔上下排距不小于0.5米，水平面上呈15～20°，兩組鉆孔在空間形成立體交叉，上排、下排鉆孔終孔位置分別控制在距煤層頂、底板2m左右(見圖3-6)。</p><p>　　圖3-6 順

105、層平行交叉鉆孔布置示意圖</p><p>　　(2)采煤工作面防突措施</p><p>　　采煤工作面也可采用超前排放鉆孔和預抽瓦斯作為工作面防突措施。</p><p>　　要求：鉆孔直徑一般為75～120mm，鉆孔在控制范圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鉆孔數；超前排放鉆孔和預抽鉆孔的孔數、孔底間距等應當根據鉆孔的有效排放或抽放半徑確定（見圖3-7）。

106、</p><p>　　圖3-7 采煤工作面防突措施鉆孔布置示意圖</p><p>　　(3)掘進工作面防突措施</p><p>　　有突出危險的煤巷掘進工作面應當優(yōu)先選用超前鉆孔(包括超前預抽瓦斯鉆孔、超前排放鉆孔)防突措施。</p><p>　　煤巷掘進工作面采用超前鉆孔作為工作面防突措施時，應當符合下列要求：</p><

107、;p>　　①巷道兩側輪廓線外鉆孔的最小控制范圍：近水平、緩傾斜煤層5m，傾斜、急傾斜煤層上幫7m、下幫3m。當煤層厚度大于巷道高度時，在垂直煤層方向上的巷道上部煤層控制范圍不小于7m，巷道下部煤層控制范圍不小于3m；</p><p>　?、阢@孔在控制范圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鉆孔數。預抽鉆孔或超前排放鉆孔的孔數、孔底間距等應當根據鉆孔的有效抽放或排放半徑確定；</p>&l

108、t;p>　?、坫@孔直徑應當根據煤層賦存條件、地質構造和瓦斯情況確定，一般為75～120mm，地質條件變化劇烈地帶也可采用直徑42～75mm的鉆孔。若鉆孔直徑超過120mm時，必須采用專門的鉆進設備和制定專門的施工安全措施；</p><p>　?、苊簩淤x存狀態(tài)發(fā)生變化時，及時探明情況，再重新確定超前鉆孔的參數；</p><p>　?、葶@孔施工前，加強工作面支護，打好迎面支架，背好工作面

109、煤壁。</p><p>　　煤巷掘進工作面超前鉆孔布置見圖3-8。</p><p>　　圖3-8 煤巷掘進工作面超前鉆孔布置示意圖</p><p>　　3.3.3 保證區(qū)域防突措施的井巷工程</p><p>　　為防止出現采掘接替脫節(jié)，本防突設計制定了防突工程的計劃和實施，將防突工程與礦井采掘部署、巷道擴修、地區(qū)接替等統(tǒng)籌安排，確保在突出煤層

110、采掘前實施區(qū)域防突措施。**2011-2013年礦井鉆孔工程量如(3-4)表所示。</p><p>　　表3-4 **2011-2013年礦井鉆孔工程量表</p><p>　　3.4區(qū)域措施效果檢驗</p><p>　　對預抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施進行檢驗時，可以按照如下指標進行評判：可采用殘余瓦斯壓力指標進行檢驗，如果沒有或者缺少殘余瓦斯壓力資料，也可根據殘余瓦斯含