采区防突设计说明书

河南煤业化工集团鹤煤公司 第六煤矿 209 采区防突设计 说 明 书 鹤煤公司六矿 二九年九月 河南煤业化工集团鹤煤公司 第六煤矿 209 采区防突设计 说 明 书 编 制：牛现伟 审 核： 总工程师： 鹤煤公司六矿 二九年九月 目 录 前 言 .1 第一章 地质概况 .5 第一节 地质构造 .5 第二节 煤层情况 .6 第三节 瓦斯地质 .7 第四节 矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题 .8 第二章 采区巷道布置及开采顺序 .10 第一节 生产能力、服务年限及开采顺序 .10 第二节 采区巷道布置及采煤方法 .11 第三节 采区供电及通讯 .12 第三章 采区通风 .17 第一节 概 况 .17 第四章 防突设计 .22 第一节 区域综合防突措施 .22 第二节 局部综合防突措施 .30 第五章 矿井安全监测监控 .48 第一节 概 述 .48 第二节 监测地点的确定 .48 第三节 井下各类传感器装备量 .49 第六章 突出事故处理预案 .51 第一节 突出特点 .51 第二节 突出事故处理预案 .52 第三节 矿井救护 .55 前 言 六矿井位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五 矿、三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。地理位置为：东径 11410371141328，北纬 35524935 5823。煤矿东距京广铁路 17km，北距安阳李珍铁路 20km，鹤 壁汤阴铁路与京广铁路相接，鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通， 交通便利。 六矿 1964 年投产，设计生产能力为 75 万 t/a，经改扩建后， 生产能力提高到 120 万 t/a，目前生产水平为二水平，核定生产能 力 130 万 t/a。依据煤矿安全规程第一百七十九条及防治煤 与瓦斯突出规定第十四条之规定，对我矿 209 采区编制防突专项 设计。 一、设计依据 1、 六矿 209 采区地质说明书 ； 2、 六矿 209 采区设计 ； 3、六矿 209 采区机电、通风等相关资料。 4、2009 年 8 月 1 日实施的防治煤与瓦斯突出规定 。 二、设计的指导思想 认真贯彻执行防治煤与瓦斯突出规定要求，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，做到突出矿井采掘 工作“不掘突出头，不采突出面”。 区域综合防突措施包括： 1、区域突出危险性预测； 2、区域防突措施； 3、区域措施效果检验； 4、区域验证。 局部综合防突措施包括： 1、工作面突出危险性预测； 2、工作面防突措施； 3、工作面措施效果检验； 4、安全防护措施。 我矿 209 采区执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下： 坚持“安全第一，预防为主”的方针，结合本矿井的地质特点 区 域 措 施 效 果 检 验 每 掘 10 到 50 m 进 行 区 域 验 证 工 作 面 预 测 工作 面措 施效 果检 验 执 行 安 全 防 护 措 施 后 采 掘 作 业 工作 面防 突措 施 执 行 安 全 防 护 措 施 后 采 掘 作 业 区 域 防 突 措 施 及设计情况，全面分析矿井建设与生产的安全技术条件，合理确定 本矿井的安全技术装备标准，提出切实可行的安全生产技术措施和 安全设施。真正做到为今后的安全施工和生产创造良好的条件，为 职工的生命安全及矿井的生产管理提供可靠的安全保障。 三、编制内容依据的法律、条例、规程、规范 1、 中华人民共和国煤炭法 2、 中华人民共和国矿山安全法 3、 煤矿安全监察条例 4、 煤矿安全规程 5、 煤炭工业设计规范 6、 矿井通风安全监测装置使用管理规定 7、 防治煤与瓦斯突出规定 四、设计的主要特点及安全评价 1、 1、本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，矿井设计有地面永久瓦 斯抽 放系统和井下移动抽放系统，实现瓦斯分源抽放和稳定抽放，从而 减小煤层瓦斯含量，减小煤与瓦斯突出强度，进而消除突出的危险。 2、 2、本设计依据新防治煤与瓦斯突出规定 ，防治煤与瓦 斯突出执行区域综合防突措施先行，局部综合防突措施补充的原则， 坚持做到不掘突出头、不采突出面。 3、 3、矿井建有监测监控系统，井下各工作地点配置了相关的 安全 仪器，能够对各作业地点进行监测、监控。 4、 4、井下电气设备选型，严格按照煤矿安全规程 ，采用 矿用防爆型电气设备，并配备有专用通讯设备。 5、 5、制定了防治煤与瓦斯突出事故预案，从而可以减少人员 伤亡 和财产损失。 根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，该设计对危害 六矿煤与瓦斯突出的各种因素进行了详细地分析研究，提出了相应 的安全防治技术措施。贯彻以“预防为主，防治结合”的安全方针， 矿井在施工和生产时要严格按煤矿安全规程及防治煤与瓦斯 突出规定执行，加强安全生产管理，充分利用、掌握好各种设备、 仪器，在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。 第一章 地质概况 第一节 地质构造 一、位置 根据矿井改扩建初步设计中开拓方式的采区划分，209 采区属 于二水平南翼采区，原名为南五采区，为规范采区编号，改为 209 采区。采区位于红旗桥保安煤柱边界以南。 采区范围 1、地面：汤鹤公路以南 100m，工业广场东南 500m。 2、井下位置及采区边界划分： 采区北部是红旗桥保安煤柱边界，上部为二水平 01 采区，南部 为原南六采区，深部以-450 煤层等高线为界。 3、采区走向、倾斜长度及标高：走向长度：600 米，倾斜宽平 均 320 米。标高：北上点-350 米，北下点-430 米，南上点-338 米， 南下点为-435 米。 二、地质构造 采区设计范围内地面堪探钻孔共 3 个，均揭露底板砂岩或砂质 页岩。 1、采区内主要断层：采区设计范围主要影响断层有三条，采区 上部及北部边界均有两条落差较大的断层，即 F876-10断层 （H=40m，65）和 F71-10断层（H=1520m，86） ，受该断层 影响，工作面采掘过程有可能揭露断层，2095 工作面北部受 6 F15-1 断层（H=40m，70）影响。 2、采区内褶曲：从煤层等高线可看出，209 采区煤层赋存为较 陡的向斜构造，向斜轴正位于采区走向中央，因此，褶曲构造对巷 道布置及采掘生产影响较大。 第二节 煤层情况 一、煤层 本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下 统山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二 1为主要 可采煤层，其次为太原组一 1 1 煤层，现分别详述如下： 二 1煤：位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为 黑色泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细中粗砂岩；煤层底板为泥岩 或砂质泥岩，老底为灰色细中粒长石碳砂岩。二 1煤煤厚 0.7217.5m，平均厚度 7.48m。黑色，强玻璃金刚光泽，以粉状、 碎块状煤为主，夹少量块状煤。 一 1 1 煤：位于山西组的底部，层位稳定，其顶板为太原组下部 的 L1石灰岩，底板为中石炭统本溪组铝质泥岩。一 1 1 煤煤厚 02.00m，平均厚度 1.35m，为局部可采煤层，偶含 12 层夹矸， 该煤层厚度变化大，属不稳定煤层。该煤为黑色，具有金刚光泽， 粉粒状及块状，有参差状断口，含较多的黄铁矿结核、透镜体及散 晶。 二、煤质 本区二 1煤灰分产率为 7.7033.38%，平均为 18.34%，瘦煤区 灰分产率为 11.1517.61%，属低、中灰分煤；全硫含量为 0.210.62%，平均 0.35%，属特低硫煤；含磷量为 0.0160.030%，平均 0.024%，属低磷煤；该煤可作炼焦配煤、动 力用煤和炼制型焦的原料。 本区一 1 1 煤灰分产率为 15.3433.66%，平均为 22.94%，属中 灰分煤；全硫含量为 1.665.23%，平均 2.96%，属中高硫煤；含磷 量为 0.0080.110%，平均 0.057%，属中磷煤；根据我国环保有关 规定，应在降灰、脱硫后使用，该煤可作合成氮肥、动力用煤或民 用燃料。 三、煤尘及煤的自燃性 1、煤尘 据本矿及相邻煤矿煤尘爆炸性测定，二 1煤具有爆炸危险性， 其爆炸性火焰长度为 555mm，抑制爆炸的最低岩粉量为 4570%； 根据鹤壁一矿资料，一 1 1 煤属爆炸危险性煤层，其爆炸火焰长度为 520mm，抑制爆炸的最低岩粉量为 30%，均属有爆炸危险性煤层。 2、煤的自燃倾向 六矿二 1煤为贫瘦煤和瘦煤，以往未进行煤的自燃倾向测定， 椐本矿采掘资料显示，井下煤层曾发生过自燃，发火期为 92157 个月，属易自燃发火煤层。 第三节 瓦斯地质 一、瓦斯 根据矿井地质报告，六矿从 1964 年投产至 1969 年，绝对瓦斯 涌出量为 16.3245.95m 3/min，相对瓦斯涌出量 14.6429.43m 3/t，矿井瓦斯等级为高沼气矿井。19702009 年， 绝对瓦斯涌出量为 19.6379.82m 3/min，相对瓦斯涌出量 12.5542.60m 3/t，并先后发生 33 次煤与瓦斯突出和 3 次瓦斯爆炸 事故，突出最大煤量 398.4t，突出最大瓦斯量 50052m3，矿井目前 矿井瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿井。 209 采区相对瓦斯涌出量 q 相 =0.0394H+0.065=0.0394573+0.065=22.64T(m3/t)，从采区上部已 采工作面和已掘煤岩巷看，不论采煤和掘进都有瓦斯超限影响生产 现象。 六矿二 1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构 造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在 向斜轴部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检 测、通风和防突工作，防患于未然。 二、瓦斯压力 由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工 作面（标高-300m） ，瓦斯压力为 1.1Mpa；北翼专用回风巷三横川 （标高-360m） ，瓦斯压力 1.6Mpa。已远远超出突出临界值 0.74Mpa。 三、煤层透气性 本井田煤层透气性系数为 0.0120.018m 2/atm2d，百米钻孔 自然瓦斯涌出量为 0.02m3/100mmin，瓦斯抽放困难。 四、坚固性系数 在突出点附近煤的坚固性系数 f 仅为 0.250.35，而在煤层的 正常区段坚固性系数 f0.6，在突出点前后的 10m 区域，煤层变软， f 值变小。 第四节 矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题 第六煤矿矿井地质报告河南省煤炭工业局豫煤行200270 号予以批准，可作为今后矿井生产的依据。在以后的生产过程中应 注意以下几个方面的问题： 1、断层影响带如裂隙带、次级裂隙带一般不太引人注意，易发 生突水，对矿井造成危害，在以后的开采时应特别引起注意。 2、封闭不良或未封闭的钻孔导水也是矿井开采的一大危害，它 往往成为沟通含水层的通道。因此深部新一水平其它原老钻孔的揭 露层位、部位，封闭情况等都要引起注意。 3、作为矿井涌水量最具随机性的成分是奥陶系水量和采空区的 水，它们具有来水量大和破坏性大的特点，开采时应慎重对待。 4、本区二 1煤为具突出危险煤层。大部分断层的结构面由于属 压扭性，构成了煤层瓦斯运移的阻气边界，从而使其附近瓦斯聚集， 含量较高，压力较大，开采中瓦斯动力现象增多，特别是小断层附 近，大断层的尖灭端，地层产状变化和向斜轴部附近等地带，煤层 瓦斯含量较高，瓦斯压力大，煤体坚固性系数低，煤与瓦斯突出的 危险性较大，应加强通风管理和瓦斯检测工作，防患于未然，并建 议进行专门矿井瓦斯评价和预测工作。 第二章 采区巷道布置及开采顺序 第一节 生产能力、服务年限及开采顺序 一、采区范围及储量 1、范围 西：以 F876-10断层为界 ； 东：以-470 等高线为界； 南：到 211 采区边界； 北：红旗桥保安煤柱边界。 2、储量 该区地质储量 212 万 t，煤柱损失 53 万 t，可采储量 159 万 t。 二、生产能力及服务年限 1、采区设计生产能力 209 采区的生产能力确定为 0.33Mt/a。 2、采区服务年限：T= ZAK= =3.7 年 式中：T采区服务年限，年； A采区设计生产能力，万 t/a； Z采区可采储量，万 t； K备用系数，取 1.3； 3、工作制度 按矿井设计规范规定，年工作制度 300 天，每天三班作业，每 天净提升时间 14 小时。 三、开采顺序 1、沿煤层倾斜方向，采用自上而下按阶段依次回采。 2、沿煤层走向，工作面采用后退式开采；先采顶分层，后才底 分层。 3、本区移交的首采工作面为 20911 工作面。 第二节 采区巷道布置及采煤方法 一、区段划分 本采区划分三个区段，工作面单翼布置，分别为 2091、2093、2095 共计 3 个工作面。 二、巷道布置 1、采区准备巷道 该区采用走向长壁法开采， 209 采区轨道、皮带、回风三条下 山开拓，皮带下山位于煤导底板岩石中，轨道下山沿煤层顶板掘进， 回风下山上部为煤巷，下部由于受断层影响布置在煤层顶板岩石中。 2、采区回采巷道 六矿开采二 1煤层，回采巷道设底板岩石抽放巷，沿煤层顶、 底板布置回采工作面顺槽，顺槽与底抽巷由岩石横川联系，回采巷 道采用单巷布置，区段（工作面）之间采用沿空掘巷方法布置，留 设煤柱 11.5m。 三、采煤方法 1、 1、开采条件 该区可采煤层为二迭系山西组二 1煤层，平均煤厚 7.36m。煤层 走向 变化较大，煤层走向变化范围 591。煤层倾角 14.223.8，平均倾角 18.5 2、 2、采煤方法 采用走向长壁、倾斜分层，全部垮落采煤法，高档回采顶分层， 回采高度 2.0m；底分层采用炮采放顶煤开采，回采高度 5.36m。 第三节 采区供电及通讯 一、采区供电 电力负荷统计 1、209 采区泵房主排水泵负荷: 泵房主排水泵装机容量为： N 总 =2132kw=264kw 最大涌水期负荷为（同时工作 2 台）： S1= nPecos=（2132/0.92）1=287KVA 式中：n工作台数； Pe单台水泵配套电机功率； cos配套电机功率因数，取 0.92； Kt同时系数，K t 取 1。 2、20911 工作面、下顺槽正常生产负荷： S2= kxPecospj= 0.5387.50.7=276.78KVA 式中：K X需用系数，取 0.5 cospj加权平均功率因数，取 0.7 Pe20911 工作面负荷，KW Pe =255+31.2+7.5+11.4+3X40+15+3X40=387.5KW 3、20931 煤巷掘进工作面、上顺槽负荷： S3= kxPecospj= 0.473.80.6=49.2KVA 式中：K x需用系数，取 0.4 cospj加权平均功率因数，取 0.6 Pe掘进工作面、上顺槽负荷，KW Pe =21.2+2*30+11.4=73.8KW 4、20931 煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷： S4= kxPecospj= 0.4102.40.6=68.2KVA 式中：K x需用系数，取 0.4 cospj加权平均功率因数，取 0.6 Pe掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷，KW Pe =21.2+2*30+40=102.4KW 5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷; S5= kxPecospj= 0.471.50.6=47.6KVA 式中：K x需用系数，取 0.4 cospj加权平均功率因数，取 0.6 Pe南翼三水平辅助回风巷掘进负荷; Pe=217+28+4+5.5=71.5KW 6、下山采区轨道提升绞车： S7= kxPecospj= 55/0.9=62KVA Pe =62KW Kx取 1。 7、主皮带上山运输机 S8= kxPecospj= 290/0.92=196KVA Pe=291=180KW Kx取 1。 通过以上计算，各负荷点负荷统计如下： 井下 209 采区变电所负荷: S =S2+S3+S4+S3 =287+276.78+49.2+68.2+47.6=728.78KVA 三水平中央变电所增加负荷:（轨道下山绞车、主皮带上山运输 机） S =S7+S8=62+196=258KVA 高压电缆选择： 1.09 采区变电所（南一变电所）高压电源电缆: S =728.78+287=1015.78KVA 其对应的负荷电流： I = 3SVe= 97.7A 根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算，选择 MYJV22 6KV350mm2电缆，其长时工作电流为 Ie=158A，由二水平中央变 电所直接供给 09 采区变电所（南一变电所） ，双回路 L=2600m。 当其中任一回路发生故障，另一回路均能担负 09 采区变电所（南一 变电所）承担的全部动力负荷 供电系统综述： 09 采区供电系统主要包括:南五水泵房、轨道下山绞车、皮带 上山运输机及担负的 20911 工作面、下顺槽、20931 掘进工作面动 力的供电。 在 09 采区变电所（南一变电所）内安装有 PBG 型高爆开关 8 台， 低爆馈电开关 17 台，开关型号为 KBZ-400,变压器型号分别为 KBSG- 500/6、KBSG-315/6、KBSG-200/6 共 3 台。 变电所动力负荷统计表 设备名称 台 数 电动机额定功率 （KW） 电压（V） 额定电流（A）/起动电流 （A） 电机功率合计 （KW） 刮板动输 机 1 2*55 660 2*63/2*441 110 刮板运输 机 2 2*40 660 2*45/2*261 80 11.4 绞 车 2 11.4 660 13.7/95.5 22.8 JD40 绞车 2 40 660 45/292.5 80 小皮带 2 15 660 17/119 30 乳化液泵 1 15 660 44.8/282.8 37 耙岩机 1 3.7 660 20/133 17 喷浆机 1 5.5 660 6.3/41 5.5 局 扇 2 28 660 31.2/218 56 水泵 2 132 660 155.2/931 264 变电所专用风机负荷统计表 设备名称 台 数 电动机额定功率 （KW） 电压（V） 额定电流（A）/起动电流 （A） 电机功率合计 （KW） 局 扇 2 28 660 31.2/218 56 二、通 讯 209 采区通讯系统利用在二水平大巷内安装 20 对防爆分线盒出 线。分别在 209 采区变电所、泵房、2091 工作面、下顺槽皮带巷、 轨道下山绞车房、皮带下山运输机驱动硐室、209 采区避难硐室、 2093 煤巷掘进头、南翼三水平辅助回风巷安装防爆电话各 1 部，共 计 9 部防爆拨号电话。 第三章 采区通风 第一节 概 况 六矿采用混合抽出式通风方式，主井、新副井、老副井、中央 风井进风，小庄风井、东风井回风。小庄风井主要承担南翼通风， 东风井主要承担东翼及北翼通风。采煤工作面采用 U 型通风，掘进 工作面采用压入式通风。 第二节 采区通风 一、通风系统 首采工作面 2091 通风线路：主、副井井底车场二水平南大 巷209 采区轨道、皮带下山209 轨道一车场2091 下顺槽 2091 工作面2091 上顺槽209 采区专用回风巷2109 回风巷 南翼流煤下山二水平南翼总回风下山小庄风井地面 二、风井数目、位置及服务范围 1、六矿由主井、新副井、老副井、中央风井进风，中央、小庄、 东风井回风，小庄风井主要承担南翼通风（209、211 采区） ，东风 井主要承担东翼、北翼通风（214、212、北四采区） 。 2、风井位置 小庄风井位于井田南部，井口坐标为： X=3972955，Y=516514，Z=163.225。 中央风井位于井田中央部，井口坐标为： X=3974956.496，Y=517193.297，Z=151.2。 东风井位于井田东部,井口坐标为: X=3976025，Y=518740，Z=175.5。 三、采掘工作面及硐室通风 1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风； 2、采煤工作面采用主扇风机，U 形通风方式，即一进一回。 3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门、风窗通风。 四、采区风量 209 采区按 1 个工作面生产，两个煤巷掘进面，一个岩巷掘进 面掘进，各采掘面风量计算如下： 采煤工作面所需风量计算 Q 采 =100q 采 KCH4 Q 采 回采工作面实际需要风量，m 3/min； q 采 回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝 对涌出量，m 3/min；矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对瓦斯 涌出量，不含瓦斯抽放量。 KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。 （正常生产条件下，连 续观测 1 个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量 的比值） 。 根据六矿统计资料采煤工作面 q 采 在 811m 3/min 取 q 采 =11m3/min Q 采 =100111.3=1430 取 Q 采 =1500m3/min 岩巷掘进工作面所需风量计算 Q 掘 =(7. 8 )/t 式中：Q 掘 -采用压入式通风时，稀释炮烟所需风量，m 3/min t-掘进巷道的通风时间，min，取 30； S-掘进巷道的净断面，m 3,取 10.85； L-掘进巷道的通风长度，m，取 500； P-风筒进出风量之比，取 1.5； A-同时爆破的炸药量，kg，取 18 kg。 Q 掘 =（7.8 /30=160m3/min 取 Q 掘 =200m3/min 煤巷掘进工作面所需风量计算 Q 掘煤 =100qK 式中：Q 掘煤 -煤巷掘进工作面所需风量 m3/min q-煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量 m3/min K-瓦斯涌出不均衡系数，K=1.8 根六矿收集资料，煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量在 1.122.36 m 3/min，取最大值 q=2.36 m 3/min Q 掘煤 =1002.361.8=423 m3/min 根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取 Q 掘煤 =450 m3/min 2 个煤巷掘进面共需配风 900m3/min。 抽放工作面和硐室实际需风量 根据规程要求和生产矿井的实际配风情况。抽放工作面和 硐室实际配风量如下： 抽放工作面配风量 600 m 3/min； 采区变电所配风 120 m 3/min； 井下火药库配风量 120 m 3/min； 充电硐室配风量 120 m 3/min； 采区绞车房配风量 120 m 3/min； 其他地点配风量 240 m 3/min； 风量合计： Q=1500+900+200+600+120+120+120+120+240=3920m3/min 五、通风设备 截至目前中央风井已停运。小庄风井于 1978 年投入运行，现安 装两台风机，1、2 号风机均为 AGF606-1.88-1.12 风机，1 号风机作 为备用风机。东风井于 1995 年投入运行，现安装两台 AGF606- 2.44-1.2 风机，现运行为 1 号风机，2 号风机作为备用风机。 小庄风井设反风道，东风井为反转反风，反风量可达到正常风 量的 40%以上。 六、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 矿井采用抽出式通风，从技术角度上讲有以下优点： 1、井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流 压力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全； 2、漏风量小，通风管理比较容易； 3、矿井风量按实际需要配风，并考虑漏风系数，保证了矿井生 产所需风量。 4、矿井有 3 个能通达地面的安全出口，安全出口间距离大于 30m，保证了人员撤出的安全性； 5、巷道内设置有常开风门，常闭风门，保证了风力的流向。 6、井下各掘进面均配有两部 215kw 的局部扇风机，并考虑了 风电闭锁及备用风机。 综上所述，六矿在通风方面，从系统、风量、通风设备、通风 设施等方面都作详细的考虑，因此六矿的通风系统近期是安全可靠 的。在实际生产中，应根据实际供风情况，确定采区的产量。 第四章 防突设计 六矿二 1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构 造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在 向斜轴部及其附近、断层附近等地掘进采煤时，应加强瓦斯涌出检 测、通风和防突工作，以防患于未然。六矿 209 采区防突设计坚持 区域防突措施先行，局部防突措施补充的原则。 第一节 区域综合防突措施 一、区域突出危险性预测 六矿 1970 年 9 月 25 日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次 煤与瓦斯突出，突出点标高约为-190m，埋深 340m，突出煤量 30t， 瓦斯量不详，1970 年被定为煤与瓦斯突出矿井。截止到目前，共突 出 33 次。2008 年 10 月 13 日，2143 1综采工作面发生了自建矿以来 最大的一次煤与瓦斯突出事故，突出煤量 398.4t，瓦斯量 50052m3。统计 33 次突出，平均突出煤量 76.9 吨、平均突出瓦斯量 7200m3；统计 33 次突出，煤巷掘进工作面共发生 29 次，横川揭煤 3 次，采煤工作面 1 次；突出多发生在地质构造附近，如断层，煤 层变薄带，向斜轴部；多数突出发生在放炮后，即放炮震动引起； 突出前均有明显的突出预兆，主要表现为响煤炮、煤层层理紊乱、 煤强度变软，有时出现支架歪扭变形；突出时一般伴随有动力现象， 且随着突出强度增加，动力现象逾为明显。建矿以来发生的瓦斯事 故 11 次，共死亡 34 人，其中突出 4 次，死亡 18 人。 由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工 作面（标高-300m） ，瓦斯压力为 1.1Mpa；北翼专用回风巷三横川 （标高-360m） ，瓦斯压力 1.6Mpa。已远远超出突出临界值 0.74Mpa。 二、区域防突措施 区域防突措施选择 区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类，本井田主 要可采煤层为山西组二 1 煤，属单一煤层，无保护层，因此选择预 抽煤层瓦斯。 瓦斯抽放 1、抽放方法的选择 209 采区区域防突措施采取穿层孔预抽煤层瓦斯及顺层钻孔预 抽煤层瓦斯区域防突措施两种方法。 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯 我矿 209 采区在每个工作面底板岩石中均布置有底板抽放巷， 即 2091 底板抽放巷、2093 底板抽放巷、2095 底板抽放巷（即南翼 三水平辅助回风巷北段） ，通过对底板岩石抽放巷的布置为实现穿层 钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯创造了条件。 为使预抽瓦斯措施取得良好的效果，穿层钻孔一般采用网格式 布孔方式。网格式穿层钻孔的钻孔间距，一般采用 1010m(走向 倾向)的网格间距布孔,根据煤层透气性及采掘接替所允许的预抽时 间,网格间距可适当增加或减小,如采用 55。 顺层钻孔预抽煤层瓦斯 此种布孔方式适用于无底板岩巷的巷道布置方式，目的是为了 防治采煤工作面的突出。钻孔从下顺槽打上向孔，从上顺槽沿煤层 打下向孔。在煤层内掘进巷道及开钻场时，都必须采取防突措施。 钻孔孔径一般为 75100mm，孔间距 23m，孔深要求能控制采煤工 作面整个长度。 2、抽放钻场、钻孔布置 钻场布置、间距尺寸及支护方式、抽放时间 在瓦斯抽放巷道，煤巷掘进和工作面均按一定的间距和形式布 置有瓦斯抽放钻场，钻场的支护方式与所在巷道的支护方式相同， 在巷道掘进的过程中同时准备好。岩巷中，同侧钻场间距为 1530m，两侧钻场相互错开，钻场内布置 2035 个钻孔，呈扇形 布置。煤层巷道中每隔 1.22.0m 布置一个钻孔。开采煤层预抽瓦 斯时间应大于 9 个月，煤层瓦斯预抽率应大于 30%，并应合理安排 掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。 钻孔参数 钻孔直径 根据实际抽放经验，设计抽放瓦斯钻孔直径 90mm。 单个钻孔长度 根据工作面长度及邻近矿经验，确定单个钻孔长度为 6075m。 钻孔间距 根据采掘工程布置，结合实际经验，确定工作面顺槽抽放瓦斯 钻孔间距为 1.53m。 孔口负压 根据实测效果及抽放量，设计确定抽放瓦斯钻孔孔口负压 20KPa。 回采面钻孔布置 在工作面上、下顺槽沿煤层倾向打瓦斯抽放钻孔，孔与孔平行 或交叉布置，孔间距 1.53m。生产中可根据实际抽放效果调整钻 孔布置，但必须保证上、下顺槽的钻孔孔底之间交叉长度不小于 5m。 岩石集中巷钻孔布置 为使预抽与其措施取得良好的防突效果，穿层孔一般采用网格 式布孔方式，钻孔间距，一般采用 1010m（走向倾斜） 。 采空区瓦斯抽放布置 采空区瓦斯采用插管抽放法，即在顶板冒落之前，把抽放瓦斯 管直接插入采空区进行抽放，瓦斯管的末端约 2m 长的一段要有孔眼， 同时要尽量靠近煤层顶板，使其处于高浓度瓦斯带。 高位抽放钻孔布置 在工作面回风顺槽每隔 100m 布置一个钻场，向工作面方向打高 位抽放钻孔，以抽放工作面上顺槽裂隙带瓦斯。每个钻场布置 58 个抽放钻孔。钻孔深为 120m130m。 3、封孔方式、材料及工艺 钻孔封孔应满足密封性能好，操作便捷，封孔速度快，造价低 的要求，对所有抽放钻孔设计选用聚氨脂封孔。封孔方式为卷缠药 液法。封孔深度：煤孔大于 5m，岩孔大于 3m，保证封孔严密。 2091 工作面抽放瓦斯参数确定 2091 工作面走向长度为 585m，倾斜长度 105m ，煤层厚度 8.27m。根据百米钻孔抽放瓦斯流量统计，确定该采区原始计算依据 为：百米钻孔抽放流量为 0.017m3/hmmin。 1、抽放钻孔及长度 抽放钻孔孔径：采用 ZY200 型抽放瓦斯钻机打孔，孔径为 90mm。 抽放钻孔长度：上向孔 65m，下向孔 45m，上向孔与下向孔重 合交叉 5m。 2、抽放钻孔间距确定 河南理工大学研究人员对 209 采区瓦斯含量进行了测定，测 定值 17.07m3/t。 工作面预抽瓦斯量 根据公司要求，瓦斯预抽率按 30%，由公式得知，采煤工作面 开采前预抽出瓦斯量： Qr=SH（WW C）30% 式中：Q r采煤工作面预抽瓦斯量， m 3； L采煤工作面走向长度， 取 585m； S采煤工作面倾斜长度， 取 105m； H采煤工作面煤层厚度, 取 8.27m； 煤层容重，取 1.4 t/m3 ； W采煤工作面煤层瓦斯含量；取 17.07 m3/t ； Wc采后吨煤残存瓦斯含量，取 4 m3/t; Qr=5851058.271.4（17.074）0.30=2788531m 3 百米钻孔抽出瓦斯量 Qb=1440qbT=14400.017270=6610m3 式中：Q b百米钻孔抽出瓦斯量， m 3； qb百米钻孔抽放瓦斯流量， 0.017m 3/hm.min T预抽期，根据该采区瓦斯含量大煤层埋藏深，突出危险 性大等特点，预抽期定为 9 个月，即：270 天。 工作面钻孔总长度 LZ=100Qr/Qb=1002788531/6610=42186m 钻孔间距 由于钻孔长度平均为 55m，则钻孔总数 n= LZ/67.5=42186/55=767 个 钻孔间距 R=2L/（n2）=2585/（7672）=1.53m，取 R=1.2m 实际布置抽放孔数 N=2L/R =2585/1.2=975 个 预抽工作面实际钻孔总长度 Ls=55N=55975=53625m 3、每分钟应抽瓦斯量 qmin =QbLs/100=0.01735595/100=6.05m3/min 4、抽放管路混合流量 管路内抽放瓦斯浓度按 40%预计，则混合流量。 Qh= Qmax/0.4=6.05/0.4=15.125m3/min 瓦斯抽放设备及抽放管路 六矿在 1990 年扩建时就建立了瓦斯抽放系统；2002 年又对瓦 斯抽放系统进行了系统改造，改造内容包括：把地面泵站的 SK 42 抽放泵换成两台 2BEC52 型真空泵，流量 200m3/min；把 二 水 平 大 巷 中 6 、 8 的 抽 放 管 全 部 换 成 12 、 16 无 缝 钢 管 ； 增 加 了 孔 板 流 量 计 及 放 水 器 等 设 施 。 另外，井下增加了移动瓦斯抽放泵站，以提高瓦斯的抽出率， 增加抽放量。 抽放系统利用已有移动瓦斯抽放泵站，管路引自209采区皮带下 山，服务2091底板抽放巷，2093底板抽放巷及2091工作面上下顺槽。 主管路：3259无缝钢管，L=250m。 支管路：1506无缝钢管，L=1830m。 闸阀：Dg300，2个；Dg=150，10个。 放水器：80个。 六矿的瓦斯抽放系统基本上能满足要求。 三、区域措施效果检验 每次区域防突措施采取完毕后，由科研院校按规定进行区域效 果检验（直接测定残余瓦斯含量，临界值为 8m3/t） 。 四、区域验证 在区域效果检验参数（残余瓦斯含量）符合规定（小于 8m3/t） 后，由通风区进行区域验证。 区域验证时，必须连续进行 2 次区域验证，且第一次区域验证 必须保留 2m 的验证超前距，只有当验证指标不超时方可进入掘进。 1、区域验证采用复合指标法，即同时测定钻孔瓦斯涌出初速度 q(临界值为 4.5L/min)和钻屑量 S(临界值为 5.0kg/m)，测量气室长 度为 1m。 (1)在煤巷掘进工作面布置 3 个直径为 42mm、深度为 8m 的钻 孔，验证钻孔中间孔布置在巷道中部，并平行于掘进方向，两侧孔 距巷帮 0.5m（具体布置见附图） ，钻孔应尽量布置在软分层中。 (2)三个验证孔每钻进 1m 测定该 1m 段的全部钻屑量 S 和钻孔瓦 斯涌出初速度 q 值，测定位置为 3m、4m、5m、6m、7m、8m 处，两侧 钻孔终孔点控制巷道断面两侧轮廓线外 2m。 (3)钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后 2min 内完成。 (4)三个验证孔中，任何一个验证孔的任何一个测定深度的单项 参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果 所测参数小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。 (5)采用复合指标法验证掘进工作面的突出危险性时，首次区域 验证必须保留不少于 2m 的超前距。 2、在区域效果检验不超标的范围内进行的两次区域验证参数均 不超标时，则在采取安全防护措施的情况下进行掘进作业。掘完区 域防突措施循环之后，再按区域防突措施要求施工抽放钻孔、区域 效果检验、区域验证，以此类推。 施工单位负责通知通风区进行区域验证,由施工单位技术主管负 责掌握掘进进度及区域验证位置，由开拓科、地测科、通防科、安 检科监督落实。 3、区域验证人员在参数测定过程中要做好以下准备工作： 给水柱计注水，并将两侧液面调整至零刻度线。 检查仪器的密封性能，一旦密封失效，需更换新的“O”型密 封圈。 喷咀应保持清洁，节流孔无杂物堵塞，保持气流畅通。 测完后要对封孔器进行放气，不准硬拉。 4、若区域验证指标不超规定，每次掘进前还至少打 1 个超前距 不少于 10m 的超前钻孔，以探明地质构造和观察突出预兆，只要超 前钻孔发现突出预兆，则自超前钻孔开钻位置向前掘进区域防突措 施控制范围内执行局部综合防突措施。 5、在构造破坏带连续进行区域验证。 6、区域验证指标参数超标时，则自超标点位置起开始执行局部 综合防突措施。 第二节 局部综合防突措施 区域验证超标后，采取工作面突出危险性预测、工作面防突措 施、工作面措施效果检验、安全防护等局部综合防突措施。 一、工作面突出危险性预测 煤巷掘进工作面突出危险性预测 煤巷掘进工作面采用复合指标法预测突出危险性，按下列步骤 进行： 1、在煤巷掘进工作面布置 3 个直径为 42mm、深度为 8m 的钻孔， 采用倒三角形布孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮 0.30.5m,终孔应尽量布置在软分层中,两侧钻孔终孔点应分别控制 到巷帮两侧及顶板轮廓线外 24m。 2、预测孔每钻进一定深度测定一次钻屑量 S 和钻孔瓦斯涌出初 速度 q 值，测定位置为 3m、4m、5m、6m、7m、8m 处；测定 q 值及 S 值。 3、三个预测孔中，任何一个预测孔 S 值或 q 值超过或等于临界 值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值 时，判定该工作面无突出危险工作面。 4、参数的临界值暂按下表执行,以后应根据实际情况调整： 钻屑量 S 值 （kg/m） 钻 孔 瓦 斯 涌 出 初 速 度 q（L/min） 突出危险性 5 4.5 突出危险工作面 5 4.5 无突出危险工作面 5、当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有不小于 2m 的预测超前距。 采煤工作面突出危险性预测 采煤工作面突出危险性预测采用复合指标法。 采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出危险性 预测方法，沿采煤工作面每隔 1015m 布置一个预测钻孔，孔深根 据工作面条件确定，但不得小于 6m。当预测为无突出危险工作面时， 每预测循环应留有 2m 的预测超前距。 本节中有关参数应在实践中不断完善。 二、工作面防突措施 石门和其它岩巷揭煤措施及防止误揭煤的措施 1、石门和其它岩巷揭煤措施 石门揭穿突出煤层、即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入 顶（底）板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制设 计，报公司总工程师批准。揭穿突出煤层应按下列顺序进行： 探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置； 在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性； 预测有突出危险时，采取防治突出措施； 实施防突措施效果检验； 用远距离放炮揭开或穿过煤层； 在巷道与煤层连接处加强支护； 穿透煤层进入顶（底）板岩石。 在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门 应布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再与石 门贯通。 石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯 通位置 5m 以上，并保持正常通风。 石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容： 突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤 层瓦斯压力的钻孔布置； 揭穿突出煤层的防治突出措施； 准确确定安全岩柱厚度的措施； 安全防护措施。 石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定： 石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦 斯压力或预测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，报矿总工程师批准； 在石门工作面掘至距煤层 10m（垂距即石门顶板距煤层底板 的法线距离）之前，至少打两个穿透煤层全厚进入顶（底）板不小 于 0.5m 的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。 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，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角的变化、 地质构造和瓦斯情况等； 在石门工作面距煤层 5m（垂距即石门顶板距煤层底板的法线 距离）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压（预测）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。 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） ； 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 的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。 石门掘进工作面揭煤时距煤层的最小垂距是：急倾斜煤层 2m、 倾斜和缓斜煤层 1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。 石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采 取防治突出措施，经效果检验有效后可用远距离放炮揭穿煤层；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 炮揭穿煤层。 2、预抽瓦斯、排放钻孔措施的要求是： 预抽瓦斯措施的要求： 煤层透气性较好，并有足够的抽放时间（一般不少于 3 个月） 时，可采用预抽瓦斯措施； 抽放钻孔布置到石门周边外 35m 的煤层内； 抽放钻孔的直径为 7590mm，钻孔孔底间距以抽放半径的 2 倍为宜； 在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下， 认为防突措施有效。 排放钻孔措施的要求： 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 ； 排放钻孔应布置到石门周边外 35m 的煤层内； 排放钻孔的直径为 7590mm，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； 在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以 下，措施有效。 3、防止误揭煤的措施 在岩巷掘进过程中做好地质工作，做到“有疑必探，先探后掘” ， 必须按以下措施实施，防止误揭煤。 在突出煤层顶底板岩层中掘进巷道时，至少每掘进 40m 要施 工地质探测钻孔控制层位，防止瓦斯异常涌出或误揭突出煤层；用 穿层钻孔掩护掘进。 在岩巷掘进工作面距煤层垂距 5m 时，应在岩巷掘进工作面顶 （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） 。 4、石门揭煤及煤巷的支护形式 石门揭煤及煤巷的支护采用锚网加梯形棚（U 型棚）联合支护， 以防冒顶、空顶、空帮。 煤巷掘进工作面防治突出措施 根据六矿瓦斯地质条件，适宜采用边掘边抽与超前排放钻孔相 结合、高压注水与边掘边抽相结合的防突措施。 1、采用“边掘边抽”及“超前排放钻孔”防突措施，上、下帮 掘钻场进行抽放，窝头打 80mm 超前排放孔。 钻场布置在巷道上、下帮,一般错口布置，钻场间距 30m 左右， 钻场规格一般为 2.6m2.6m 梯形断面，钻场深度 4m,每个钻场布置 1527 个钻孔。平行于巷道方向，孔深 60m 以上，施工结束后及时 抽放。 掘进工作面正前布置 3246 个超前钻孔，孔深 18 米，孔径 80mm，钻孔控制范围到轮廓线处 37m，钻孔施工完毕后，如效检 不超，即可进行掘进。 掘 进 钻 场 防 突 措 施 ， 采 用 超 前 钻 孔 防 突 措 施 ， 即 向 巷 帮 打 32 个 超 前 钻 孔 ， 孔 深 15m， 孔 径 80mm。 钻 孔 控 制 范 围 在 钻 场 巷 道 轮 廓 线 外 3 7 米 。 超前钻孔必须留有超前距，钻孔超前工作面距离不得小于 5m，钻孔施工结束后，掘进最大允许长度为最浅钻孔中线方向长度 减去 5m（自窝头位置起） 。 超前钻孔施工结束后，必须将“钻孔参数单”及时送生产科、 地测科、防突办。三科室及时分析钻孔情况，防突办下发掘进通知 单，经矿总工批示后，分送施工单位、安检科、通风区。 严格执行验孔制度，超前钻孔完毕后，防突办防突员必须及 时到现场验孔，验孔时，施工钻孔单位跟班人员必须在现场，验孔 个数不得少于总孔数的 50%。确认合格后，在钻孔纪录单上签字； 不合格的，重新布孔，进行补打，直到超前钻孔数量、质量合格为 止。 严格边掘边抽钻孔管理。 钻孔封孔深度不得少于 8m。 孔口负压不得低于 13KPa。 每一抽放钻场安设孔板，每三天至少进行一次参数测定，做 好记录，并报矿总工审阅。 2、高压注水防突措施 高压注水孔布置方式五花眼，注水孔数为 5 个，钻孔直径为 42mm。底排两个注水孔距巷道底板 1m，间距 22.5m，上排两个 注水孔距下排注水孔 1m，深度为 9m；中心孔布置在巷道中线位置， 距巷道顶板 1.5m，平行于掘进方向，深度为 9m。终孔分别控制到巷 道顶部及两帮轮廓线外 1m。注水顺序为：先左（右）帮孔，后右 （左）帮孔，然后再注中间孔。高压注水后，孔底前方一般有 1.22m 作用影响区，因此在防突措施有效前提下，每循环允许掘 进 4m，并留有 5m 的措施超前距离。 注水压力为 1214Mpa。 注水流量为 Q50L/min；总注水量不得超过 2.5m3，单孔注 水时间不得超过 1.5 个小时。 封孔深度为 3m，封孔段长度为 1m。 注水终止条件为：当注水压力下降幅度超过 30%或注水期间 瓦斯浓度超过 1.5%；工作面煤体外移量达到 300mm；煤壁及钻孔出 水严重等现象时，即可停止注水。 注水期间，严禁任何人进入反向风门以里。 开始注水时，初次给压不能超过 12Mpa，在前 35 分钟必须 缓慢增压，直到最大值 14Mpa，注水期间严禁人员进入掘进工作面。 高压注水泵附近设置卸压三通阀，调整该阀可保证压力平缓 上升和减压。当高压管路处于承压状态时，禁止连接、拆卸和修理 高压管件。 注水管路必须安装闸门、压力表和流量表，安装位置在反向 风门外进风侧。 注水结束后，人员进入掘进工作面时，严禁面对注水器行走， 防止注水器突然卸压喷出打伤人。 在第一次执行上述措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放 或其它防治突出措施，在工作面前方形成 5m 执行措施的安全屏障后， 方可进入正常防突措施施工。 采煤工作面防治突出措施 1、区域防突措施：因为单一煤层，只能采用采前区域抽放作为 区域防突措施。区域防突措施必须满足残余瓦斯含量降至 8m3/t 以 下，钻孔措施布孔均匀，消除空白带。 2、采面防突措施： 必须及时维修突出煤层采煤工作面进、回风道，保持畅通。 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 23m 打一个，孔深不小于 3.0m，向煤 体注水压力不得低于 8MPa。发现水由煤壁或相邻注水钻孔中流出时， 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。 防止采掘应力叠加的措施 在同一突出煤层的同一区段的集中应力影响范围内，不得布置 2 个工作面相向回采或掘进。突出煤层的掘进工作面，应避开本煤 层采煤工作面的应力集中范围。 1、在一个或相邻的两个工作面中，在同一区段的突出煤层中进 行采掘作业时，相向（背向）回采和相向（背向）采掘的两个工作 面的间距均不得小于 100m。 2、相向掘进的两个工作面间距不得小于 60m，并且在小于 60m 前实施钻孔一次打透，只允许一个方向掘进。 3、突出煤层双巷同向掘进的两个工作面间的错茬距离必须保持 50m 以上，一个工作面放炮时，另一个工作面必须停电、撤人。 4、突出煤层掘进工作面不得进入本煤层回采工作面的采动应力 集中区，不得在应力集中区和地质构造复杂区贯通。 三、工作面措施效果检验 掘进工作面效果检验 采用复合指标法（钻孔瓦斯涌出初速度 q、钻屑量 S）对煤巷掘 进工作面突出危险性进行效果检验，按下列步骤进行： 1、在煤巷掘进工作面布置 3 个直径为 42mm、深度为 8m 的钻孔， 中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮 0.30.5m。效检孔布置 在措施孔中间。如掘进断面有软分层，钻孔应尽量布置在软分层中。 2、三个效检孔每钻进一定长度测定一次钻屑量 S 和钻孔瓦斯涌 出初速度 q 值，测定位置为 3m、4m、5m、6m、7m、8m 处。 3、用专门的封孔器封孔，封孔后测量气室长度为 1m。 4、钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后 2min 内完成。 5、三个效检孔中，任何一个效检孔的任何一个测定深度的单项 参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果 所测参数小于临界值时，判定该工作面为无突出危险工作面。 6、两参数的临界值按下表规定执行。 判断突出危险性的两参数临界值 钻屑量 S 值 （kg/m） 钻 孔 瓦 斯 涌 出 初 速 度 q（L/min） 突出危险性 5 4.5 突出危险工作面 5 4.5 无突出危险工作面 7、采用复合指标法效检掘进工作面的突出危险性时，每效检循 环必须留有 2m 的效检超前距。 8、若检验指标小于该煤层突出危险临界值，则认为措施有效， 可进行掘进作业。 采煤工作面效果检验 工作面采用复合指标法进行措施的效果检验，临界值定为钻孔 瓦斯涌出初速度 q 值 4.5L/min，钻屑量 S 值 5kg/m。 1、效检孔布置在措施孔之间，工作面每隔 1015m 面设置一个 效果检验孔，方位垂直于煤壁，倾角平行于回采方向。 。 2、效检孔深为 6m，在