滥坝煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计
一、矿井基本概况
1、煤矿位置、范围
织金县城关镇滥坝煤矿（整合）位于贵州省织金县城关镇，由原滥坝煤矿和原湘黔织安煤矿二家整合而成，隶属织金县城关镇所辖。其地理坐标为：北纬东经105°40′26″～105°41′18″，北纬26°37′15″～26°38′04″。
详见交通位置图
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2、地形地貌
矿区地势为中山地貌，北高南低，西高东低，区内海拔标高+1520～+1871.5m，最高点位于矿区东北部边界高山顶，海拔标高
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1871.5m，最低点位于矿区南东角1号拐点附近，海拔标高1520m，相对高差351.5m，矿区内含煤地层一般标高1550～1650m，矿区侵蚀基准面标高约为1500m。
3、煤系地层
区域范围内除上二叠统峨嵋山玄武岩组属火山喷发岩外，其余均为沉积岩。织金矿区晚震旦纪至第四纪沉积序列中，除缺失中、晚奥陶系、志留系、早、中泥盆系、晚三叠系、侏罗系、白垩系及晚第三系的沉积外，其余地层均有分布，以三叠系、二叠系、石炭系地层分布最广，发育最好，晚二叠系为区内主要成煤时期，晚二叠系早期有玄武岩流喷发。
煤矿区及周边出露的地层有二叠系中统茅口组、上统峨嵋山玄武岩组、龙潭组、长兴组、大隆组、三叠系下统飞仙关组及第四系。地层走向总体为南西～北东向，倾向北西，倾角6～28°，一般10～16°左右，由浅到深地层倾角逐渐变小。现由老至新分述如下
（一）茅口组（P2m）
主要分布在煤矿区外东南面，岩性以灰岩为主，分上下两段。上段：底部为薄～中层状燧石灰岩及硅质灰岩夹燧石层，为上下段的分段标志；下部以燧石灰岩为主，相变明显；上部为浅灰微带肉红色厚～块状生物灰岩，隐晶质，本段总厚约127～144m。下段：以灰～深灰色厚层状、块状灰岩为主，多含白云质斑块及少许燧石结核，下部夹白云岩。本段总厚约227～244m。
（二）峨嵋山玄武岩组（P3β）
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为晚二叠系早期的基性火山喷发物，仅出露于阿弓向斜北西翼12勘探线以西，厚约0～320m。为灰绿色玄武岩，块状，致密坚硬。具气孔、杏仁构造。其上一般有2～20m紫色、灰绿色凝灰岩与玄武岩过渡。
（三）龙潭组（P3l）
本煤矿区主要含煤地层，为一套以碎屑岩为主夹较多的泥岩、石灰岩、硅质岩、含菱铁质粉砂岩的含煤沉积。厚度247.74～351.30m，一般厚度285m左右。含煤层24～44层，一般30～33层。煤矿区范围内含主要可采煤层5层，为6、7、16、23、27号煤，其余均为零星可采或不可采煤层。分布于煤矿区东南部，与下伏玄武岩地层呈假整合接触。
龙潭组是典型的海陆交互相沉积，海相动物化石及植物化石都十分丰富。常见腕足类、瓣鳃类、海百合、螺等动物化石，代表浅海或滨海沉积；常见大羽羊齿、栉羊齿等植物化石，代表一种温暖潮湿的气候环境。
（四）长兴组（P3c）
以浅海相燧石灰岩为，夹钙质粉砂岩及泥岩，上部含一薄煤层（1号煤层）。本组厚度22.67～36.86m，一般厚度29m。
（五）大隆组（P3d）
由黑灰色中厚层状硅质岩夹数层高岭石泥岩组成，硅质岩单层厚度0.15～0.25m，坚硬性脆，菱面体节理发育。高岭石泥岩颜色鲜艳，为鸭蛋绿或黄绿色，呈鳞片状，单层厚度0.05～0.10m，底部为一层
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泥灰岩。产丰富的腕足、瓣鳃类等动物化石。本组厚度3.20～8.31m，一般厚5.5m。
（六）飞仙关组（T1f）
岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩为主。以岩石颜色、夹灰岩或泥灰岩的层数、灰岩发育程度等将飞仙关组分为六段，其中第一、三、五段以粉砂岩、泥岩为主，第二、四、六段以灰岩为主。其中，一段厚度115m，二段厚度142m，三段厚度50m，四段厚度100m，五段厚度80m，五段厚度103m。
（七）第四系（Q）
主要为坡积、崩积、残积亚粘土、粘土、冲积砂、砾石等松散沉积物。
4、地质构造
（一）区域构造
织金矿区大地构造单元属扬子准地台（Ⅰ级）、上扬子台褶带（Ⅱ级）、黔中早古拱断褶束（Ⅲ级）、纳雍织金凹褶断束（Ⅳ级）。矿区位于凹褶断束的东翼，作用于本区的主应力为北西、南东向，因而形成一系列轴向大致平行的，向北东45°左右方向展布的背、向斜。这些褶曲是织金矿区的主要骨干构造，控制了矿区规模，并具有下列特征：?它们大多表现为背斜紧凑，向斜开阔；?在靠近背斜轴的一侧发育与轴向平行的逆冲断层，这些逆冲断层发育较广阔，规模也较大，往往破坏背斜轴部或一侧；?在矿区东部，北东向平推的斜向断层较发育，一般规模也较大，它们斜切向斜或背斜，使其分为几段，
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这组断裂往往成为划分井田的边界构造。
阿弓向斜轴向北东40°，全长50余公里，为一北西翼陡、南东翼缓的不对称向斜，向斜被北东东向的斜向断层AF1、AF4、SF4、F21切成三个块段，从北到南分别为文家坝井田，大冲头井田和碾子边井田。
大冲头井田内的阿弓向斜轴向长8.5km2，轴向北东40°左右，向斜轴微起波状起伏，核部最新地层为T1f4。南东翼宽缓，飞仙关地层倾角5～13度，煤系地层10～13°;北西翼较陡°，飞仙关地层倾角20～30°，煤系地层25～35°；向斜轴部宽缓，地层倾角多在5°以内。
（二）矿区构造
滥坝煤矿范围位于阿弓向斜南东翼中段大冲头井田11～15勘查线之间。本核实报告的煤号及断层号均采用大冲头井田精查地质报告编号。
滥坝煤矿区内浅部发育有F19、SF4-2（F20）、F69、F74共4条正断层，无大褶皱发育，井下见个别小褶皱及小断层。
F19正断层：分布于煤矿区浅部中段含煤地层内，切割了16号煤～标五地层，区内延伸长度约0.21km，断层走向南西～北东，倾向北西，倾角约73°，断距约8m。断层南端交于F20正断层。
SF4-2（F20）正断层：分布于煤矿区西南角，切割了标五～27号煤地层，区内延伸长度约0.51km，断层走向南西～北东，倾向北西，倾角约52～62°，断距约5～13m。
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F69正断层：分布于煤矿区西南角，切割了14号煤～标五地层，区内延伸长度约0.13km，断层走向南西～北东,倾向北西，倾角约65～71°，断距约2～6m。
F74正断层：分布于煤矿区浅部东北段含煤地层内，切割了标五～14号煤地层，区内延伸长度约0.17km，断层走向南西～北东，倾向北西，倾角约50°，断距约2～3m。
总的说来，本矿井构造复杂程度类型应属中等。
5、煤层及煤质情况
煤矿区内主要可采煤层为6、7、16、23、27号煤层，由上到下分述如下：
（一）6号煤层
位于上煤组下标三石灰岩与标四石灰岩之间，为煤矿区最上一层可采煤层，大部分为粉煤，强度低，全层厚度0～3.13m，平均1.87m，煤矿区东北部（226号孔）不可采，含夹矸0～4层，一般0～1层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。
（二）7号煤层
位于龙潭组上段中下部，其上为标四灰岩，煤层厚度0～2.08m，平均厚度1.68m，含夹矸0～3层，一般0～1层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。
（三）16号煤层
位于龙潭组中部，煤层厚度0.88～2.32m，平均厚度1.60m，全区可采。含夹矸0～2层，一般0～1层，结构简单，较稳定，属全区
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可采煤层。
（四）23号煤层
位于龙潭组下段上部，全层厚度0～1.87m，平均1.30m左右，煤矿区东北部（225及226号孔）不可采，含夹矸0～4层，一般0～1层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。
（五）27号煤层
位于龙潭组下段中上部，煤层厚度0.71～2.04m，平均厚度1.22m，含夹矸1～4层，一般1～3层，结构较复杂，全区可采，属较稳定煤层。
综上所述，煤矿区6、7、16、23、27号煤煤层结构总体上较简单,煤层稳定类型均为较稳定型煤层。可采煤层特征见表。
可采煤层特征表
煤层 煤层 厚度 名称 （m） 平均 与下层 容重 煤层 厚度 层间距 （t/m3夹矸数 （m） (m) ） 稳 定 性 煤层 顶板 倾角 煤 种 岩性 （°） 底板 岩性 6号 0～3.13 1.87 7号 0～2.08 1.68 160.88～号 2.32 1.60 230～1.87 1.30 号 270.71～1.22 号 2.04 砂质泥泥岩、粉基本稳定1.46 8.4 0～1 6～28 无烟煤 岩或泥砂质泥大部可采 岩 岩 基本稳定深灰色1.52 99.5 0～1 6～28 无烟煤 泥岩 大部可采 泥岩 含线理粉砂岩、稳定全区状及透1.50 45.5 0～1 6～28 无烟煤 粉砂质可采 镜煤砂泥岩 质泥岩 基本稳定下标七1.48 21.8 0～1 6～28 无烟煤 根土岩 大部可采 石灰岩 稳定全区黑灰色深灰色1.50 0～3 6～28 无烟煤 可采 泥岩 泥岩
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6、开拓、开采情况
根据矿井现状、地形地貌及煤层的赋存情况，本矿井采用平硐开拓方案。
根据该矿地形地貌及煤层的赋存情况，并经设计人员在织金县滥坝煤矿（整合）矿区范围内的现场调查，不能利用原滥坝煤矿和原湘黔织安煤矿的工业场地，主要是因为受矿区东面、西面、北面悬崖的影响（部分悬崖已经出现崩塌）。故井口位置及工业广场选在矿区东南面的田坝头附近。该工业场地靠近小溪，地势较平缓，投资新建双回路供电线路，利用通往该区的乡村公路，土地还未经征用。 采用平硐开拓，在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高处开掘主平硐（X=2946450，Y=35568112，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），主平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区运输下山，在运输下山与各区段运输巷标高处布置顶板绕道，沿16号煤层走向布置工作面运输巷。仍在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高距主平硐30m处开掘副平硐（X=2946428，Y=35568085，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），副平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区材料下山，材料下山与各区段顶板绕道相连。仍在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高距副平硐30m处开掘回风平硐（X=2946434，Y=35568033，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），回风平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区回风下山，在回风下山与各区段回风巷标高处布置顶板绕道，沿16号煤层走向布置工作面回风巷。用切眼贯穿形成系统，
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7、矿井通风、瓦斯情况
根据贵州省煤炭管理局文件黔煤行管(2007)54号《对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，原织金县滥坝煤矿瓦斯绝对涌出量9.76m3/min，瓦斯相对涌出量58.55 m3/t；二氧化碳绝对涌出量1.04m3/min，二氧化碳相对涌出量6.24 m3/t。
8、矿井煤与瓦斯突出情况
根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年2月提供的《织金县滥坝煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，该矿16号煤层+1460m以浅范围无突出危险性，但6、7、23和27号煤层未作煤与瓦斯突出危险性鉴定，根据《关于严格审查瓦斯灾害严重的煤矿建设项目安全设施设计的通知》（煤安监监察[2006]54号），该矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理，但16号煤层+1460m以浅范围无突出危险性。
9、其他
（1）煤层不易自燃和煤尘无爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室2003年11月提供的原织金县滥坝煤矿16号煤层的《煤尘爆炸性鉴定报告》，16号煤层煤尘无爆炸性,其他煤层未鉴定，建议及时补作，故按煤层有爆炸性进行设计。 根据贵州省煤田地质局实验室2003年11月提供的原织金县滥坝煤矿16号煤层的《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，16号煤层自燃倾向为二类（自燃煤层）,其他煤层未鉴定，建议及时补作，故按煤层容易自燃进行设计。
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（2）矿井无冲击地压和地温异常现象
贵州煤矿地质工程咨询与地质环境监测中心2007年3月提交的《贵州省织金县城关镇滥坝煤矿资源/储量核实报告》，矿区地温梯度每百米2.66℃，小于3℃，属地温正常区，未发现高温异常区。 矿井开采深度不大，但不排除发生冲击地压的可能性，故该矿在生产期间，应采取有效措施加强冲击地压的预测，发现有异常情况，必须采取措施及时进行处理。
二、矿井防突现状及存在的问题
1、矿井防突现状
矿井防突按《矿井开采方案设计》及《安全专篇》要求，在各工作面执行“四位一体”综合防突措施，即先进行突出危险性预测，如果不超标则在采取安全防护措施的前提下组织生产，超标则采取防突技术措施，之后进行效果检验。
矿井采取的抽放措施：在掘进工作面，如果存在突出危险性，则主要采用动压区浅孔抽放、边掘边抽等方法；在采煤工作面，主要采用本煤层预抽、上隅角抽放、采空区抽放、高位尾巷钻场抽放、高位巷抽放、动压区浅孔抽放等方法。
矿井老系统现有抽放泵两台，其中2BE1-253型高负压瓦斯抽放泵一台，功率95kw，实际抽放能力分别为：72m3/min。2BE1-353型低负压瓦斯抽放泵一台，功率132kw，实际抽放能力分别为：
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100m3/min。
2、防突存在的问题
1）管理力量薄弱，专业技术人员及有水平缺乏，技术力量不够。 2）防突人员经验缺乏，对防突工作操作水平等有待提高。 3）从业人员素质较低，防突意识观念淡薄，对煤层突出危险性安全防护措施不认真执行。
4）矿井效益差，矿井处于建设阶段，投入资金大，安全欠账多，对矿井防突投入心有余而力不足，影响矿井建设。
三、矿井采掘部署优化
1、矿井开采顺序及保护层位置选择
选择保护层必须遵守下列规定：
① 在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层的，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全的或可能破坏突出煤层开采条件的以外，必须首先开采保护层。有条件的矿井也可将软岩层作为保护层开采；
② 当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，应综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；
③ 当矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按《防突规定》的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；
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④ 应优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。
开采保护层区域防突措施应符合以下要求： ① 开采保护层时应同时抽采被保护层的瓦斯；
② 开采近距离保护层时，必须采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；
③ 正在开采的保护层工作面必须超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的3倍，并不得小于100m；
④ 开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。特殊情况需留煤(岩)柱时，应经矿技术负责人批准，并作好记录，将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，必须首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。
⑤ 当保护层留有不规则煤柱时，必须按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定其有效影响范围。在被保护层进行采掘工作时，还应根据采掘瓦斯动态及时修改。
⑥ 保护层和被保护层开采设计依据的保护层有效保护范围等有关参数应根据试验考察确定，并报矿技术负责人批准后执行。
⑦ 首次开采保护层时，可参照附录确定沿倾斜的保护范围、沿走向（始采线、采止线）的保护范围、保护层与被保护层之间的最大
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保护垂距、开采下保护层时不破坏上部被保护层的最小层间距离等参数。
附录：保护层保护范围的确定
1.1 沿倾斜方向的保护范围
保护层工作面沿倾斜方向的保护范围应根据卸压角?划定，如图1.1所示。在没有本矿井实测的卸压角时，可参考表D.1的数据。
δδ2δ14δα3
A—保护层；B—被保护层；C—保护范围边界线
图1.1 保护层工作面沿倾斜方向的保护范围
表1.1 保护层沿倾斜方向的卸压角
煤层倾角?（） 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 o卸 压 角 ?（o） ?1 80 77 73 69 65 70 72 72 73 75 ?2 80 83 87 90 90 90 90 90 90 80 ?3 75 75 75 77 80 80 80 80 78 75 ?4 75 75 75 70 70 70 70 72 75 8O - 14 -
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1.2 沿走向方向的保护范围
若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分，则该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角?5?56°～60°划定，如图1.2所示。
A—保护层；B—被保护层；C—煤柱；
1—采空区；
E—保护范围；F—始采线、采止线
F E
E
B
?5 D ?5 C ?5 D ?5 A ?5 ?5 F E ?5 ?5 E F B 图1.2 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围 1.3 最大保护垂距
保护层与被保护层之间的最大保护垂距可参照表(1.2)选取或用
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式(1.1)、式(1.2)计算确定：
表1.2 保护层与被保护层之间的最大保护垂距
最大保护垂距（m） 煤层类别 上保护层 急倾斜煤层 缓倾斜和倾斜煤层 ?60 ?50 下保护层 ?80 ?100 下保护层的最大保护垂距：
'S下?S下?1?2 (1.1)
上保护层的最大保护垂距：
'S上?S上?1?2 (1.2)
''式中：S下、S上——下保护层和上保护层的理论最大保护垂距，m。它
与工作面长度L和开采深度H有关，可参照表1.3取值。当L?0.3H时，取L?0.3H，但L不得大于250m；
?1－保护层开采的影响系数，当M?M0时，?1?M/M0，当
M?M0时，?1?1；
M－保护层的开采厚度，m；
M0－保护层的最小有效厚度，m。M0可参照图1.3确定；
?2－层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以?表示在层间岩
?2?1。?2?1?0.4?/100，石中所占的百分比，当??50%时，当??50%时，
''表1.3 S上和S下与开采深度H和工作面长度L之间的关系
开采深度H (m)
'S下（m） 'S上（m） 工作面长度 L（m） 50 75 100 125 150 175 50 - 16 -
工作面长度 L（m） 75 100 125 150 200 滥坝煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计
300 400 500 600 800 1000 1200 70 58 50 45 33 27 24 100 125 148 172 190 56 85 112 134 155 170 40 75 100 120 142 154 29 67 90 109 126 138 24 54 73 90 103 117 21 41 57 71 88 100 18 37 50 63 80 92 16 67 50 39 34 29 25 23 76 58 49 43 36 32 30 83 66 56 50 41 36 32 87 71 62 55 45 41 37 90 74 66 59 49 44 40 1.0L0.8＝LLLLm250200m＝M /m00.4＝0400800＝＝m150100m50m1200开采深度 H/m 图1.3 保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围 1.4 开采下保护层的最小层间距
开采下保护层时，不破坏上部被保护层的最小层间距离可参用式(1.3)或式(1.4)确定：
当??60o时，H?KMcos? (1.3) 当??60o时，H?KMsin(?/2) (1.4)
式中：H－允许采用的最小层间距，m；
M－保护层的开采厚度，m；
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?－煤层倾角，度；
K－顶板管理系数。冒落法管理顶板时，K取10，充填法管理
顶板时，K取6。
本矿开采16层煤，其下部有23号、27号两层煤，设计16号煤层作为保护层先开采，保护层与被保护层之间的有效垂直距离见表。
保护层与被保护层之间的有效垂直距离
名称 缓斜及倾斜煤层 上保护层(m) <50 下保护层(m) <100 根据地质资料,本矿煤层倾角α=8-6°，为倾斜煤层。
本矿6号煤层下距23号煤层间距为45.5m，符合上保护层与危险层间距H1＜50m，所以保护层开采有效。
当6号煤层在回采完毕，23号煤层的突出危险则得到解放，消除突出危险，依次类推，由于提供的资料可靠性不高，实际操作中必须检验保护层的实际保护效果，必须采取防治突出的补充措施。
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2、开拓系统调整
矿井采用平硐开拓，在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高处开掘主平硐（X=2946450，Y=35568112，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），主平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区运输下山，在运输下山与各区段运输巷标高处布置顶板绕道，沿16号煤层走向布置工作面运输巷。仍在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高距主平硐30m处开掘副平硐（X=2946428，Y=35568085，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），副平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区材料下山，材料下山与各区段顶板绕道相连。仍在矿区东南面的田坝头附近+1525m标高距副平硐30m处开掘回风平硐（X=2946434，Y=35568033，Z=+1525m，α=134°，β=3‰），回风平硐掘至16号煤层，在16号煤层中沿16号煤层的倾向布置二采区回风下山，在回风下山与各区段回风巷标高处布置顶板绕道，沿16号煤层走向布置工作面回风巷。用切眼贯穿形成系统。 该矿三条井筒均为穿层平硐，硐口位于各煤层的地板，然后分别揭穿各煤层。
通风方式：矿井采用中央并列抽出式通风。
3、采煤方法及掘进工艺
（1）采煤方法
采煤工作面采用爆破落煤，其工艺过程为：打眼→爆破落煤→打铰接顶梁支护顶板→人工攉煤→回柱支柱。爆破落煤采高1.8m。每
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天一个循环，循环进度1m。
一、爆破落煤
工作面采用两台电煤钻分段同时打眼，为了不崩倒支架，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱的空挡。
炮眼深度1.2m，装药量根据煤质而定，一般情况下顶底眼装药量为400g，煤软时，每个眼可装药200g，每眼封泥长度不小于0.5m。
爆破方法：采用串联法连线，严禁采用并联连线爆破，一次装药，一次起爆，禁止一次装药分次起爆，每班放炮次数根据顶板情况而定。
二、运煤
工作面倾角较小，放炮后采用SGW-34型刮板运输机运煤，运输巷采用SGW-34型溜煤槽与皮带运输机联合运输。
三、工作面支护和采区处理
工作面使用单体液压支柱和铰接顶梁支护，顶上铺金属网，网与网搭接不少于50mm，每隔15m设木垛一个，采用正悬壁齐柱布置，最大控顶距为4排支柱，最小控顶距为3排支柱，排距1m，柱距为0.7m。
当工作面推进到第四排支柱时，对采区处理进行回柱放顶，使采区直接顶直接垮落。金属挡柱矸石，防止垮落矸石滚到工作下方。
正规循环生产能力 W=L×S×h×V×C
式中：W——工作面正规循环生产能力.t L——工作面长度80m S——工作面循环进尺1.0 h——工作面设计采高1.8m r——煤的视密度.取1.45t/m3
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c——工作面采出率90% 代入数据计算得：187.9t
（2）掘进工艺
1、巷道掘进采用人工打眼、放炮、出碴，沿中线施工，全断面一次爆破一次成巷，掘进与支护顺序作业。
2、施工前，首先按照测量部门给定的开门位置，建立供电、供风、供水、通讯及防尘系统。
3、永久支护为工字钢支护，工作面临时支护必须采用前探梁支护，支护紧跟工作面。
4、采用“三八”作业方式，即二掘一支。接班后，班长必须行进行安全检查，发现隐患，必须立即处理，确认安全无误后，方可开工。然后进行打眼、装药、爆破等工作，当工作面炮烟吹散后，由班长、爆破员、瓦斯员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探梁，用刹顶木、木楔打紧背牢，然后进行出碴、支护等工作。掘进工艺流程为：交接班→处理安全→运料及检查后路支护情况→加固后路支护→打眼→装药、联线、设置警戒→爆破→敲帮问顶→处理安全→洒水、架设临时支护→出渣（煤）→架设永久支护→清理工作面。
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四、矿井防治煤与瓦斯突出技术方案
1、防突总体方案及管理原则
1）煤矿企业主要负责人及矿长是防突工作的第一责任人。 2）设置相应的防突机构、建立健全防突管理制度和各级岗位责任制。
3）根据矿井的实际状况和条件制定具体的区域综合防突措施和局部综合防突措施。
4）防突工作坚持“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则。未采取区域综合防突措施并达到要求指标的，严禁进行采掘活动，做到“不掘突出头，不采突出面”。
区域防突工作应当做到“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”。
2、区域防突技术方案
（1）区域突出危险性预测
1）对突出煤层进行区域预测。经区域预测后，突出煤层划分为突出危险区和无突出危险区。未进行区域预测的区域视为突出危险区。开拓前区域预测结果仅用于指导新水平、新采区的设计和新水平、新采区开拓工程的揭煤作业。
2） 开拓后区域预测应当主要依据预测区域煤层瓦斯的井下实测资料，并结合地质勘探资料、上水平及邻近区域的实测和生产资料等
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进行。
开拓后区域预测结果用于指导工作面的设计和采掘生产作业。 区域预测结果应当由矿技术负责人批准确认。
3） 经评估为有突出危险煤层的新井建井期间以及突出煤层经开拓前区域预测为突出危险区的新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业必须采取区域综合防突措施并达到要求指标。
经开拓前区域预测为无突出危险区的煤层进行新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业应当采取局部综合防突措施。
4） 经开拓后区域预测为突出危险区的煤层，必须采取区域防突措施并进行区域措施效果检验。经效果检验仍为突出危险区的，必须继续进行或者补充实施区域防突措施。
经开拓后区域预测或者经区域措施效果检验后为无突出危险区的煤层进行揭煤和采掘作业时，必须采用工作面预测方法进行区域验证。
所有区域防突措施均由矿技术负责人批准。 5） 区域防突措施应当优先采用开采保护层。
突出矿井首次开采某个保护层时，应当对被保护层进行区域措施效果检验及保护范围的实际考察。如果被保护层顶底板位移量大于千分之三，则检验和考察结果可适用于其他区域的同一保护层和被保护层，否则，应当对每个预计的被保护区域进行区域措施效果检验。此外，若保护层与被保护层的层间距离、岩性及保护层开采厚度等发生了较大变化时，应当再次进行效果检验和保护范围考察。
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保护效果检验、保护范围考察结果报矿技术负责人批准。 6） 根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法应当按照下列要求进行：
① 煤层瓦斯风化带为无突出危险区域；
② 根据已开采区域确切掌握的煤层赋存、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区域。在同一地质单元内，发生了突出（或有明显突出预兆）的位置以上20m（埋深）及以下的范围为突出危险区；此外，根据上部区域突出点（或具有明显突出预兆的位置）分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区边缘到构造线的最远距离，并结合下部区域的地质构造分布划分出下部区域构造线两侧的突出危险区(如图1)；
-3010-30032-350-3506-4004-4005-450-450
图1 用瓦斯地质统计法推测同一地质单元内
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下部区域的突出危险区域示意图
1—断层；2—突出点；3—上部区域突出点在断层两侧的最远距离线；4—推测下部区域断层两侧的突出危险区边界线；5-推测的下部区域突出危险区上边界线；6—突出危险区（阴影部分）
③ 在上述①、②项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的区域，应当根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表2预测。
表2 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值 瓦斯压力P（MPa） 瓦斯含量W（m3/t）
P﹤0.74
其他情况
W﹤8
区域类别 无突出危险区 突出危险区
7）进行开拓后区域预测时，还应当符合下列要求：
① 应主要依据井下实测的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数进行预测；
② 测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点应当在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
（2）区域性防突技术措施
1） 区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，对突出煤层较大
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范围采取的防突措施。区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。
开采保护层分为上保护层和下保护层两种方式。
预抽煤层瓦斯可采用的方式有：地面井预抽煤层瓦斯以及井下穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。
预抽煤层瓦斯区域防突措施应按上述列举的各类方式的优先顺序选取，或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。
5）采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应符合以下要求：
① 穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制区段内的整个开采块段和整条顺槽及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制顺槽外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m；均为沿层面的距离，以下同；
② 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与本条第（一）项中顺槽外侧的要求相同；
③ 顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整个开采块段的煤层；
④ 穿层钻孔预抽石门等揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应在
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揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门（井巷）揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应保持煤孔最小超前距15m；
⑤ 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，巷道两侧的控制范围与本条第①项中顺槽外侧的要求相同；
⑥ 当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或预抽防突效果无效范围的边界不得小于20m；
⑦ 特厚煤层分层开采时，预抽钻孔应控制开采的分层及其上部至少20m、下部至少10m（均为铅垂距离，且仅限于煤层部分）。
6）预抽煤层瓦斯钻孔应在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应根据实际考察的煤层有效抽放半径确定。
预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
应做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。
（3）区域性防突措施效果检验
1）开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦
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斯含量、顶底板位移量及其他经试验证实有效的指标和方法，也可结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。
当采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应根据实测的最大残余瓦斯压力或最大残余瓦斯含量按《防突规定》第四十三条第（三）项的方法对预计被保护区域的保护效果进行判断。若检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。
2）在煤巷掘进和回采工作面采用工作面预测的方法对无突出危险区进行区域验证时应当按下列要求进行：
① 在工作面进入该区域时应立即连续进行至少两次区域验证； ② 工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；
③ 在构造破坏带应当连续进行区域验证；
④ 在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。
3）当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。
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，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。
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3、局部综合防突措施
（1）掘进工作面的防突措施方案
1）工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要有以下方面：
① 煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等； ② 煤层赋存条件急剧变化； ③ 采掘应力迭加；
④ 在工作面出现喷孔、顶钻等动力现象； ⑤ 工作面出现明显的突出预兆。
在突出煤层，当出现上述第④、⑤情况时，应判定为突出危险工作面；当有上述第①、②、③情况时，除已经实施了工作面防突措施的以外，应视为突出危险工作面并实施相关措施。
工作面突出危险性预测（简称工作面预测）是预测工作面煤体的突出危险性，包括石门（井巷）揭煤工作面、煤巷掘进工作面和采煤工作面的突出危险性预测等。工作面预测应在工作面推进过程中进行。
采掘工作面经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。
未进行工作面预测的采掘工作面，应视为突出危险工作面。 2）煤巷掘进工作面突出危险性预测：
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的步骤： ① 在煤巷掘进工作面打3个直径为42mm、孔深8～10m的钻孔，
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滥坝煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计 钻孔布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面的中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处。如下图所示。 2-4m218-10m22 掘进工作面预测预报及效果检验钻孔布置示意图 1—巷道； 2—钻孔 ② 钻孔每打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每m的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标△h2或K1预测工作面的突出危险性。 采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，应根据实测数据确定，如无实测数据时，可按下表所列的指标临界值预测突出危险性。
用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值 △h2 Pa ≥200 ＜200 最大钻屑量Smax Kg/m ≥6 ＜6 L/m ≥5.4 ＜5.4 K1 危险性 ml/g.min1/2 ≥0.5 ＜0.5 突出危险工作面 无突出危险工作面 实测的任一指标Smax值、 K1或△h2值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。
3）采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，当预测为
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无突出危险性时，每预测循环应留有2m的预测超前距。
4）突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面；当措施无效时，仍为突出危险工作面，必须采取补充防突措施，并再次进行措施效果检验，直到措施有效。
无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。
5）工作面应保留的最小措施超前距为：煤巷掘进工作面5m，回采工作面3m；在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。
6）、煤巷及半煤巷掘进工作面防治突出的措施：
煤及半煤掘进工作面掘进过程中采用在巷道两帮掘钻场预抽的“先抽后掘”的局部防治突出措施，当采用此方法经效果检验无效后，再采用排放钻孔作为补充措施。“先抽后掘”掘进工作面必须实行“三专两闭锁”。
先抽后掘防治突出措施：
① 钻场规格为高×宽×深=2400mm×2400mm×3000mm，钻场间距根据钻孔成果确定，设计同一帮钻场间距为50米，两帮交错间距为25米，在巷道上、下两帮交错迈步掘进抽放钻场。
② 每个钻场设计4个直径为65mm、长为70m的抽放钻孔对工作面前方煤体瓦斯进行预抽。 超前排放钻孔防治突出措施：
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煤及半煤掘进工作面进行瓦斯抽放后，必须进行防突效果检验，若检验为无突出危险后，方可前掘。若防突效果检验有突出危险，则必须采取在掘进工作面施工超前排放钻孔的补充防突措施。施工方法：在巷道断面内按0.5m×0.5m的间排距布置，其终孔点间距按2m×2m进行布置，孔深12m，施工完后进行瓦斯排放，排放时间不得小于一个班，然后重新进行效果检验，检验为无突出危险后方可掘。施工单位必须严格控制掘进进尺，瓦检员现场监督。采取防突措施后，必须保证巷道掘进前方有不小于2m的保护距离。采用超前钻孔作为防治突出的措施时，应符合下列要求：
① 超前钻孔可适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层； ② 巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：近水平、缓倾斜煤层5m，倾斜、急倾斜煤层上帮7m、下帮3m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m；
③ 钻孔在控制范围内应均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放或排放半径确定；
④ 钻孔直径应根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42～75mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数；
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⑤ 超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定；
⑥ 必须对超前钻孔进行效果检验。如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其它补充措施；
⑦ 超前钻孔施工前应加强工作面支护。打好迎面支架，背好工作面。
7）地质构造带掘进防治突出措施
① 煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔进行排放。
② 在掘进过程中，若遇断层、褶曲等地质构造带落差较小，没有将煤层上下盘断开时，可按照本措施规定的掘进防护方法，进行正常的掘进。
③ 若遇断层完全将煤层上下盘断失时，则必须停止掘进，待采取措施查清断层落差及断失翼煤层位置后，方可按石门揭煤的要求另外编制工作面过断层安全技术措施掘进断层。
具体操作：
①、由地质部门提出前探钻孔设计，抽放队施工两个前探钻孔，以确定断失翼煤层的位置及厚度。
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②、工作面距离断失煤层3m时，施工不少于2个穿透煤层的钻孔，进行突出危险性预测。预测方法与上述相同。若预测为无突出危险，可直接用远距离放炮的方法揭露对盘煤层。
③、若预测为有突出危险，则必须施工抽放钻孔，进行瓦斯抽放，抽放孔要求布置到对盘煤层中掘进轮廓线外3～5m。孔底间距不大于2m。施工抽放孔个数与正常掘进期间的抽放孔个数相同。
④、抽放孔施工好后，抽放时间不得小于一个班，抽放完毕后必须进行效果检验，效果检验有效后可用远距离放炮的方法揭露对盘煤层。若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮揭空对盘煤层。
④ 若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行
8）巷道采用超前钻孔和预抽瓦斯的措施进行防突。在生产过程中，矿井要加强瓦斯管理，收集突出危险性煤层掘进巷道的突出危险性预测指标、防治突出措施的效果等基础资料，通过不断的实践，如果采取的超前钻孔和预抽瓦斯的措施效果不明显，则要采取其它局部防突措施。
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（2）采煤工作面的防突措施方案
1）突出煤层的每个煤巷掘进和采煤工作面都应编制工作面专项防突设计，报矿技术负责人批准。当实施过程中煤层赋存条件变化较大或巷道设计发生变化时，还应作出补充或修改设计。
2）煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计应至少包括以下内容： ① 煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况； ② 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施；
③ 工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标以及预测、效果检验钻孔布置等；
④ 防突措施的选取及施工设计； ⑤ 安全防护措施； ⑥ 组织管理措施。
3）矿井各煤层采用的煤巷掘进和采煤工作面各种局部防突措施的效果和参数等都要经实际考察确定。
4）对采煤工作面的突出危险性预测，可参照《防突规定》第七十四条所列的煤巷掘进工作面预测方法进行。但应沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，深度5～10m，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。
6）判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。
7）采煤工作面防治突出的措施：
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采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯、松动爆破、注水湿润煤体或其它经试验证实有效的防突措施。
① 采煤工作面的松动爆破防突措施适用于煤质较硬、围岩稳定性较好的煤层。松动爆破孔间距根据实际情况确定，一般2～3m。孔深不小于5m，炮泥封孔长度不得小于1m。应适当控制装药量，以免孔口煤壁垮塌。松动爆破时应按远距离爆破的要求执行。
② 采煤工作面浅孔注水湿润煤体措施，可用于煤质较硬的突出煤层。注水孔沿工作面每隔2～3m打一个，孔深不小于4.0m，向煤体注水压力不得低于8Mpa。发现水由煤壁或相邻注水孔中流出时，即可停止注水。注水后必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。注水孔超前工作面的距离不得小于2m。
③ 采煤工作面超前钻孔防治突出措施，用于煤层松软或煤层透气性好的采煤工作面。沿工作面每隔2～3m打一个，孔深不小于8.0m，进行瓦斯压力释放和瓦斯排放。瓦斯压力释放和瓦斯排放后，必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。效果检验孔深超前工作面的距离不得小于2m。采用超前钻孔作为防突措施时，应符合下列要求：
a、超前钻孔可适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层； b、超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75～120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m；若超前钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；
c、钻孔应尽量布置在煤层的软分层中；
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d、超前钻孔的控制范围，应控制到巷道断面轮廓线外3～5m； e、超前钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径决定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定；
f、煤层赋存条件发生变化时，应及时探明情况，再重新确定去超前钻孔的参数；
g、必须按照规定对超前钻孔进行效果检验。若措施无效，必须补打钻孔或采取其他补救措施；
h、超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。
④ 采用瓦斯抽放作为采煤工作面防突措施必须满足： a、采用抽放措施时控制范围为工作面前方20m以上。 b、必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。
8）对采煤工作面防突措施效果的检验应参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。但应沿采煤工作面每隔10～15m布置一个检验钻孔，深度应小于或等于防突措施钻孔。
如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。
当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔深度相等，则可在留足防突措施超前距（见《防突规定》第六十条）并采取安全防护措施的条件下回采。当检验孔的深度小于防突措施钻孔时，则应在留足所需的防突措施超前距并同时保留有2m检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。
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9）在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面和回采工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可预测为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的条件下进行采掘作业；否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。
（3）石门（井巷）揭煤工作面防突措施技术方案
1）石门（井巷）揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。石门（井巷）工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。
2）揭煤作业前应编制石门揭煤的专项防突设计，报矿技术负责人批准。石门（井巷）揭穿突出煤层的专项防突设计至少应包括下列主要内容：
① 石门（井巷）揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况；
② 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施；
③ 控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施，测定煤层瓦斯压力的钻孔等工程布置、实施方案；
④ 揭煤工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标，预测及检验钻孔布置等；
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⑤ 工作面防突措施；
⑥ 安全防护措施及组织管理措施； ⑦ 加强过煤层段巷道的支护及其他措施。 3）石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定：
① 石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯压力或与此石门工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前探钻孔共用。
② 在石门工作面掘至距煤层10m(垂距)之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶(底)板小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。
③ 地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层20m(垂距)之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切的掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等；
④ 在石门工作面距煤层5m(垂距)以外，至少打2个穿透煤层全厚的测压钻孔，测定煤层瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得小于5m。
⑤ 为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶(底)部两侧补打3个小直径(42mm)超前钻孔，其超前距不得小于2m。当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防
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止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m(垂距)。
⑥ 石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱的尺寸应根据防突措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。采用震动放炮措施时，石门掘进工作面距煤层的最小垂距是：急倾斜煤层2m、倾斜或缓倾斜煤层1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加厚度。
4）石门、斜井揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向距离5 m（地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离）以前进行。
5）采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，应由工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔测定煤层瓦斯压力P。近距离煤层群的层间距小于5m或层间岩石破碎时，应测定各煤层的综合瓦斯压力。
测压钻孔在每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f，把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度Δp，则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。综合指标D、K的计算公式为：
D?(K?0.0075H?3)?(P?0.74) （1） f?p （2） f式中 D—工作面突出危险性的综合指标；
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K—工作面突出危险性的综合指标； H—煤层埋藏深度，m；
P—煤层瓦斯压力，取各个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值，MPa；
△p—软分层煤的瓦斯放散初速度； f—软分层煤的坚固性系数。
各煤层石门揭煤工作面突出预测综合指标D、K的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表1所列的临界值进行预测。
当测定的综合指标D、K都小于临界值，或者指标K小于临界值且式（1）中两括号内的计算值都为负值时，若未发现其他异常情况，该工作面即为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。 表1 石门揭煤工作面突出危险性预测综合指标D、K参考临界值
综合指标 D 0.25
综合指标 K 无烟煤 20
其它煤种 15
6）采用钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时，由工作面向煤层的适当位置至少打三个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或△h2值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。
各煤层石门揭煤工作面钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表2中所列的指标临界值预测突出危险性。
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表2 钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的
参考临界值
煤样 干煤样 湿煤样
Δh2指标临界值(Pa)
200 160
K1指标临界值（mL/g?min2）
0.5 0.4
18）当预测为无突出危险工作面时，可掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层；否则必须采取工作面防突措施。
9）当预测为突出危险工作面时，必须采取工作面防突措施，直到经措施效果检验有效后方可掘进至远距离爆破前的工作面位置。然后，在该位置采用与措施效果检验相同的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安全防护措施的条件下用远距离爆破揭穿煤层；否则，应采取补充措施。
10）石门揭煤工作面的防突措施包括预抽瓦斯、排放钻孔、水力冲孔、金属骨架、煤体固化或其它经试验证明有效的措施。金属骨架、煤体固化措施，应在采用了其他防突措施并检验有效后方可在揭开煤层前实施。斜井揭煤工作面的防突措施应参考石门揭煤工作面防突措施进行。根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为5m，金属骨架、煤体固化措施为2m。当井巷断面较大、岩石破碎程度较高时，还应适当加大距离。
预抽瓦斯措施的要求是：
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a、煤层透气性较好，并有足够的抽放时间(一般不小于3个月)时，可采用瓦斯抽放措施；
b、抽放孔控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定,但必须控制到巷道轮廓线外8m以上(煤层倾角>80时,底部或下帮5m)的煤层内；控制范围的概念都指与最外轮廓线平行的平面上的投影距离：钻孔必须穿透煤层的顶(底)板0.5m以上.若不能穿透煤层全厚,必须控制到工作面前方15m以上。
c、抽放钻孔的直径为75～100mm，钻孔孔底间距一般为2～3m； d、在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值下，认为防突措施有效。
排放钻孔措施的要求是：
a、在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；
b、排放钻孔应布置到石门周界外3～5m的煤层内；
c、排放钻孔的直径为75㎜～100mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于2m。
石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少5m，下部至少3m。急倾斜煤层沿走向两侧及沿倾斜上部轮廓线外至少5m，下部轮廓线外至少3m。钻孔的孔底间距应根据实际考察情况确定。
其它工作面防突措施时，必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。前探支架措施应配合其他措施一起使用。
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但下山掘进时不得选用水力冲孔、水力疏松措施；倾角8°以上的上山掘进工作面不得选用松动爆破、水力冲孔、水力疏松措施。
预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应保持自然排放或抽采状态。
11）对石门和其他揭煤工作面进行防突措施效果检验时，应选择《防突规定》第七十一条所列的钻屑瓦斯解吸指标法或其它经试验证实有效的方法，但所有用钻孔方式检验的方法中检验孔数均不得少于5个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。
12）如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未发现其他异常情况，则措施有效；反之，判定为措施无效。
13）采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层2m，其它煤层1.5m。要求立井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层1.5m，其它煤层2m。如果岩石松软、破碎，还应适当增加法向距离。
14）在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层顶（底）板，则仍应对前方煤体参照煤巷掘进工作面的方法执行局部综合防突措施，直至进入煤层顶（底）板2m以上。
15）当石门、斜井揭穿厚度小于0.3m的突出煤层时，可直接用远距离爆破方式揭穿煤层。
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4、矿井安全防护措施
（1）震动性放炮
1）掘进工作面震动性放炮
煤巷掘进工作面采用松动爆破防突措施时，应符合下列要求： ① 松动爆破钻孔的孔径一般为42mm，孔深不得小于8m。松动爆破应至少控制到巷道轮廓线外3m的范围。孔数应根据松动爆破的有效影响半径确定。松动爆破的有效影响半径应通过实测确定；
② 松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5～6m； ③ 松动爆破按远距离爆破的要求执行。
为降低放炮诱发突出的强度，可根据情况在炮掘工作面安设挡栏。挡栏可用金属、矸石或木垛等构成。金属挡栏一般是由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m，槽钢彼此用卡环固定，使用时在迎工作面的框架上再铺上金属网，然后用木支柱将框架撑成45度的斜面。一组挡拦通常由两架组成，间距为6～8m。可根据预计的突出强度在设计中确定挡栏距工作面的距离。
2）回采工作面震动性放炮
松动爆破孔沿采煤工作面每隔2～3m打一个，孔深不小于3m，炮泥封孔长度不得小于1m。措施实施后，必须经措施效果检验有效后，方可进行采煤。采用松动爆破防治突出措施的超前距离不得小于2m。采用深孔松动爆破措施，可使用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。
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采用深孔松动爆破防突时，应符合下列要求：
①深孔松动爆破的孔径为42mm，孔深不得小于8m。深孔松动爆破应控制到巷道轮廓线外1.5～2m的范围。孔数应根据松动爆破有效半径确定。采用深孔松动爆破防突措施，在掘进时必须留有不小于5m的超前距；
②深孔爆破的有效影响半径，应进行实测；
③深孔松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5～6m，每个药卷(特制药卷)长度为1m，每个药卷装入一个雷管。装药必须装到孔底。装药后应装入不小于0.4m的水炮泥，水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的封口泥炮；
④在装药和填充炮泥时，应防止折断电雷管的脚线；
⑤深孔松动爆破后，必须规定进行措施效果检验。如措施无效，必须采取补救措施。
⑥深孔松动爆破时，必须执行撤人、停电、设警戒、远距离放炮、反向风门等安全措施。
（2）远距离放炮
井巷揭穿突出煤层和突出煤层的炮掘、炮采工作面都必须采取远距离爆破安全防护措施。
石门揭煤采用远距离爆破时，必须制定包括爆破地点、避灾路线及停电、撤人和警戒范围等的专项措施。
在矿井尚未构成全风压通风的建井初期，在石门揭穿有突出危险
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煤层的全部作业过程中，与此石门有关的其他工作面都必须停止工作。在实施揭穿突出煤层的远距离爆破时，井下全部人员必须撤至地面，井下全部断电，立井口附近地面20m范围内或斜井口前方50m、两侧20m范围内严禁有任何火源。
煤巷掘进工作面采用远距离爆破时，爆破地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中或避难所内，放炮地点距工作面的距离由矿技术负责人根据具体情况确定，但不得小于300m；采煤工作面放炮地点到工作面的距离由矿技术负责人根据具体情况确定，但不得小于100m。
远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于40min。
采掘工作面远距离放炮规定：
?采煤工作面放炮地点原则上为采面下出口机巷往外50-100米，工作人员躲炮在机巷压风自救袋处，严禁在采面内部放炮。
?掘进工作面放炮时，放炮员、瓦检员应在避难硐室或防突措施批准的放炮处（要有压风自救系统）放炮外，其它人员一律撤到反向风门以外新鲜风流中。
（3）避难硐室或压风自救系统
突出煤层的采掘工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。根据具体情况设置其中之一或混合设置，但掘进距离超过500m的巷道内必须设置工作面避难所。
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工作面避难所设在采掘工作面附近和爆破工操纵放炮的地点。应根据具体条件确定避难所的数量及其距采掘工作面的距离。工作面避难所应满足工作面最多作业人数时的避难要求，其他要求与采区避难所相同。
压风自救系统的要求是：
① 压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面顺槽内的压缩空气管道上；
② 在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面25～40m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。在长距离的掘进巷道中，应根据实际情况增加设置；
③ 每组压风自救装置应可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
防突采掘工作面设置压风自救系统的规定：
① 采煤工作面风巷距上出口25～40米设置1组压风自救袋，机巷放炮撤人处安设一组压风自救袋，两处自救袋个数按工作面最多人数确定。
② 进工作面距掌子头25-40米设置1～2组压风自救袋，距掌子头200～300米处，再设1～2组压风自救袋。每处压风自救袋的数量按工作在最多人数确定。
③ 压风自救的安装位置必须是支架完好、无空帮空顶，地点宽敞的人行道侧。
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④ 必须加强压风自救管理，及时维修移动，保持清洁、完善好有。
有突出煤层的采区必须设置采区避难所。避难所的位置应根据实际情况确定。避难所应符合下列要求：
① 避难所必须设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高不得低于2m，深度应满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少应能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护必须保持良好，并设有与矿(井)调度室直通的电话；
② 避难所内必须放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，应有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；
③ 避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。
（4）反向风门
在突出煤层的石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧必须设置至少2道牢固可靠的反向风门，风门之间的距离不得小于4m，但不得大于5m。
反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应
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设置至少三道反向风门。
反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、溜子道等，必须设有逆向隔断装置。
人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢；工作面放炮和无人时反向风门必须关闭。
（5）注意事项
1）震动放炮的专门设计，必须符合要求：震动放炮必须编制专门设计，经矿技术负责人批准后报上一级管理部门备案；
2）在有突出危险的采区和工作面，电器设备必须有专人负责检查、维护，并每旬检查一次防暴性能，严禁使用防暴性能不合格的电器设备。
3）突出矿井每一入井人员，必须随身携带隔离式(压缩氧和化学氧)自救器。
4）按要求设置防突安全设施，并保证正常使用。
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