瓦斯综合治理要求措施

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1、word矿业（集团）某某公司芦 岭 煤 矿二00六年度瓦斯综合治理措 施二00六年元月1 矿井概况芦岭矿位于市东南20km处，北距市（集团公司所在地）82km。矿井西临津浦铁路，距芦岭火车站9km，矿区专用铁路在此与津浦铁路接轨。2。矿井1959年12月始建，1969年12月投产，原设计生产能力为 150万t/a，服务年限66.1a。改扩建后矿井设计生产能力为240万t/a。矿井采用立井石门分水平开拓方式，全矿共有7座井筒，其中主井一座，副井三座，风井三座（东风井已停用）。沿井田倾斜方向共划分为三个开采水平，分别为-400m、-590m、-800m（暂定）。一、二水平设有井底车场、水平运输大巷

2、，并分别以石门与各采区连接。采煤方法为：走向长壁全部垮落采煤法、厚煤层低位人工简易放顶煤和综合机械化放顶煤开采方法。矿井通风方式为中央边界、西翼并列混合式，通风方法为抽出式。南风井装备有2台K4-27328型离心式风机，一台工作，一台备用，电机功率为1.25MW，风机风量为12265m3/min；西风井装备有2台BD-829型轴流式风机，电机功率为2500KW一台工作、一台备用，风机风量为9975m3/min。矿井主采煤层为、8煤层、9煤层和10煤层三层，7煤层局部可采。各主采煤层均具有煤尘爆炸危险性且具有自然发火倾向性，各煤层平均煤尘爆炸指数为34.67%，煤层自然发火期为24个月。芦岭煤矿

3、是煤与瓦斯突出矿井，矿井瓦斯涌出量为100.69m3/min，相对瓦斯涌出量为26.46m3/t。建矿以来，先后发生21起煤与瓦斯突出，其中伤亡事故三起造成22人死亡，最为严重的一起是2002年4月3日发生在II818-3#溜煤上山的特大煤岩与瓦斯爆炸事故，共突出煤岩量7000余吨，瓦斯123万方，死亡13人； 2003年5月13日，矿井又发生一起特大瓦斯爆炸事故，造成86名阶级兄弟遇难。瓦斯灾害十分严重。2005年在集团公司的正确领导下，在全矿干部职工的共同努力下，矿井瓦斯治理工作取得了长足的进步，2006年全矿干群一定要戒骄戒躁，做好充分准备，严格落实本措施中的各项规定，打好全年瓦斯治理攻

4、坚战。2006年瓦斯治理具体措施如下：2 矿井通风措施2.1 矿井目前通风系统概况目前矿井生产采区有81采区、82采区及88、88、810采区，准备采区有4及3采区。东部81采区主要通过-400大巷、-590东大巷进风，81回风上山、101轨道上山及东边界回风上山回风至南风井。中部82采区通过-400大巷、-590西大巷进风，82回风上山、104回风上山、102中部回风上山回至南风井。西部88采区及8采区通过西部井-320大巷、-400西皮大巷及-590西大巷进风，通过88人行上山及回风石门、88回风上山回至西风井。810采区通过-320大巷进风，通过西总回风巷回至西风井。矿井等积孔为7.76

5、m2，南风井等积孔为4.02m2,西风井等积孔为3.84m2。2.2 优化、简化通风系统05年，西部井风机进行了更换，同时新掘了二水平西部回风上山，西部通风系统改造基本完成。06年重点要对II82采区通风系统进行优化，并根据实际需要及时调整矿井、采区通风系统，坚决杜绝不合理的串联通风、扩散通风及采空区通风，确保通风系统合理、稳定、可靠。根据05年初规化将原来呆滞的各采区9煤进行回采，以收缩战线，简化通风系统，目前923以回采结束，821区段轨道巷已回收； 985工作面回采已结束， 983区段要尽快进行回收，914工作面还剩最后一个眼也将回采结束。06年矿井至少减少二个区段，通风系统将得到进一步

6、简化。2.3 通风设施质量上台阶为了使矿井主要进、回风巷之间联络巷的通风设施能够得到有效监护，确保矿井通风系统稳定，这些地点已安装了语音报警系统，06年要逐步推广到各采区车与所有区段过车风门，并必须保证井下所有风门闭锁装置能够正常使用，如有破坏严格按照芦岭煤矿通风设施管理办法执行。井下所有密闭墙厚度均要在500mm以上；要按要求设置正反向风门，防突区域的风门墙垛厚度必须在800mm以上，以提高矿井抗灾能力。另外，要推广使用可调节的调节风窗，保证矿井瓦斯治理与矿井风量调节需要。3 区域性瓦斯治理措施芦岭矿8、9煤层属突出煤层，瓦斯含量高，10煤随着开采水平的延伸，也可能存在突出危险，因此，10煤

7、必须按突出煤层进行管理。除10采区（在风-氧化带以上）外，其余采区均属于突出危险区，均必须采取防突措施及安全防护措施。所有入井人员必须佩带隔离式自救器。且所有井下工作人员，必须进行防突知识的培训，熟悉突出的预兆和防治突出的基本知识，经考试合格后，方准上岗，培训时间不得少于1个月。另外，除10采区的所有采掘工作面均必须按规定安设压风自救系统。且除10采区的所有掘进工作面的进风侧必须按规定设置至少2道反向风门。3.1 煤层瓦斯预抽除10采区以外，所有采区8、9煤开采前，必须进行煤体瓦斯预抽。3.1.1 矿井主采煤层瓦斯抽采难易程度2/MPa2d,瓦斯含量高，属于难抽放煤层，随着开采深度的增加，采掘

8、时瓦斯涌出量大，突出危险性增加。3.1.2 预抽工艺、预抽工程量、预抽率、预抽量及预抽瓦斯浓度预抽工艺：预抽采用底板双岩巷施工底板穿层钻孔。预抽工程量：底板穿层钻孔沿底板双岩巷每20m布置一钻场，每钻场施工一定数量的钻孔，钻孔控制整个开采煤层的全部围，穿透9煤和8煤。吨煤钻孔工程量为0.06m。预抽率、预抽量及预抽瓦斯浓度：预抽率30%以上，预抽时间1.0年以上。3.2 保护层开采开采保护层是解决区域性煤与瓦斯突出根本的首选的途径。因此具备开采保护层条件的应首先考虑开采保护层。根据矿井煤层赋存情况，7煤层薄且极不稳定，只在矿井投产初期中央局部采区的局部区段可采。因此，要开采解放层只能选择10煤

9、下解放层。以前考虑产量稳定及接替安排需要，一般是先开采8煤再回采9煤最后采10煤层。造成先开采10煤层作为下解放层的区域围相对缩小，甚至有的采区已不具备开采下解放层的条件，否则将破坏为开采上部8、9煤所施工的基本岩石巷道。但随着开采深度的增加，煤与瓦斯突出的日益严重必须寻求开采解放层作煤治理瓦斯突出的根本出路。近年来，我们选择82采区二区以下尚未准备8煤基本岩石巷道的新区段，尝试先开采10煤以下解放层。3.2.1 首个保护层开采工作概况矿井首个保护工作面1044工作面，走向长520m,倾斜宽163m，煤层倾角810平均采高2.1m，其与上部8、9煤平均层间距为70m，符合下保护层开采条件。该面

10、与2001年元4日开始回采至2001年12月11日回采结束。回采过程中由于地质构造留有35m煤柱。3.2.2 瓦斯治理情况考虑保护层工作面回采时，上部8、9煤卸压瓦斯通过裂隙下移至保护层工作面及本煤层瓦斯涌出量大，易造成保护层工作面瓦斯超限。设计时采用双风巷布置，两风巷水平间距10m，并在下风巷中，每间隔20m作一个顶板钻场，在钻场沿煤层走向工作面推进方向布置15个钻孔，抽放8、9煤卸压瓦斯，同时在上风巷老塘埋管边采边抽，以解决工作面中上部瓦斯超限问题。工作面自开切眼向前推至35m时瓦斯涌出量逐渐增大，该面回采时瓦斯时有超限，推进速度较慢。在随后回采的1046工作面，除采取1044工作的瓦斯治

11、理措施外，又增加了一条高位抽放巷，并在高抽巷向8、9煤层布置钻孔，钻孔与巷道相结合抽放，进一步拦截上部8、9煤下移瓦斯，取得了较好的效果。特别是在1048工作面的回采前又增加了机、风巷顺层孔抽放，地面钻孔抽放措施，使1048工作面回采过程中，工作面回风瓦斯最大不超过0.5%，治理效果十分明显。3.2.3 被保护层工作面准备情况1044保护层工作面对应被保护层工作面为826西延工作面，该区段工作面岩巷自03年元月份开始准备，由于受下部1044回采的影响，已掘进岩巷毁坏严重，经常出现前掘后修现象，因此掘进速度慢，设计所有工程06年5月底才能结束。826西延回采工作面预计06年12月投入生产。目前，

12、我矿已开始与煤科院合作，对保护层保护围进行考察对保护效果的各种参数进行测定。对瓦斯抽放方法进行改进，对留有煤柱未解突段进行解突处理。3.2.4 护层开采接替方向目前矿井已开采或准备的采区已无开采解放层的条件，下一步计划在未开拓的采区如83、86采区应先行开采10煤下解层，矿井三水平应全面推行10煤解放层开采，以彻底解决8、9煤突出问题。4 局部瓦斯治理措施芦岭矿的瓦斯综合治理措施早期主要概括为几个方面：前期预抽，掘进期间主要是迎头排放钻孔，回采期间主要是顺层孔抽放与风巷斜交钻孔抽放相结合，虽取得了一定的效果。但随着开采水平的延伸，采掘工艺的改革，采掘进度的加快，煤层瓦斯含量增大，突出危险性加大

13、，采掘时，瓦斯绝对涌出量增大，瓦斯综合治理的难度加大，以前的措施已不能满足生产和安全的需求，矿经过不断的改革、实践，在瓦斯综合治理方面又有进一步的创新。4.1 采煤工作面瓦斯综合治理措施芦岭煤矿采煤工作面瓦斯综合治理措施经过不断的改革创新和实践，形成了一套切实可行的瓦斯治理方案，可归纳为12个字：强化预抽、边采边抽、立体抽采。主采煤层8、9、10煤瓦斯含量不同，突出危险性不同，因此，其治理措施也应不同。8、9煤层属突出煤层，瓦斯含量高，突出危险性高，因此，在有7煤及10煤开采条件的区域，必须首先开采7煤或10煤作为保护层，对8、9煤层进行解突，对于无保护层开采条件的区域，由于8、9煤层层间距小

14、，平均3米，且9煤顶板破碎，首先开采9煤，对8煤层破坏严重，且开采时，8煤层瓦斯大量涌向工作面，防突及瓦斯治理难度大，因此，首先开采8煤顶分层，顶分层开采后，8煤剩余分层及9煤瓦斯含量大大降低，同时顶分层相当于开采了一层0距离的保护层，对对应的剩余8煤及9煤起到了解突的作用，顶分层开采结束后再对8煤进行分层回采，最后对9煤进行开采。4.1.1 8煤顶分层工作面瓦斯综合治理措施开采前强化抽放：8、9煤层联合集中布置，在9煤底板布置双岩巷，在底板双岩巷每隔20米布置一个底板钻场，每钻场施工钻孔，钻孔终孔间距10米，均匀布孔，钻孔施工至8煤顶板，钻孔孔径91mm以上，封孔深度8米以上，机械封孔，封孔

15、后合茬抽放；抽放要有一定的预抽期，必须1年以上，且预抽率必须在30%以上。工作面回采时，必须对预抽的效果进行经常性的检查，即工作面每推进50米，采用钻孔解吸指标法进行连续两次预测，第一次预测无突出危险，保留2米的预测孔超前距后向前推进，只有两次预测均无突出危险，方可进行下一个预测循环。如其中一次预测有突出危险，均必须采取防突措施，如排放钻孔、浅孔注水等，并经效果检验有效后保留2米的检验孔超前距向前推进，且该工作面视为突出危险工作面。工作面如遇地质构造，需加强突出危险性预测。顺层钻孔：在工作面机、风巷每1020米施工一组顺层钻孔，扇形布置，终孔间距5米，深度机巷顺层孔50米以上，风巷顺层孔30米

16、以上，封孔深度5米以上。高位钻孔：沿风巷每隔4060米施工一钻场，钻场施工至8煤顶板坚硬砂岩中，钻场采用ZSM-250型钻机施工钻孔，孔径钻孔终孔位于8煤顶板1520米围，钻孔终孔间距10米，91mm以上，沿煤层倾向控制工作面1/3长度1/3以上。老塘埋管抽放：沿工作面风巷上帮向老塘敷设一趟8吋瓦斯管路，管路伸入老塘2040米，管端距底板1200mm以上。回采过程中，必须每20米提前预埋管路，交替前进，以保证老塘埋管在2040米。老塘埋管主要抽放采空区瓦斯。主要解决采空区瓦斯向工作面涌出和老塘角瓦斯积聚的问题。回采过程中要加强上、下隅角的管理，减少向采空区漏风，上隅角要提前收一棚。且回采时，要

17、定期观测采空区的一氧化碳情况，定期取样化验，防止煤炭自然。同时，老塘埋管抽放，必须对进入老塘以及老塘外20米的管路用绝缘材料包裹，防止摩擦或碰撞产生火花引发瓦斯事故。地面压裂钻孔：在825-1工作面设计了4个地面钻孔，用于工作面回采期间的卸压瓦斯抽采，如实验成功，将在其他高瓦斯工作面推广。4.1.2 9煤工作面瓦斯综合治理措施开采前强化预抽，即底板穿层钻孔抽放。老塘埋管抽放：由于8煤回采的影响，9煤大量瓦斯得以释放，据实际统计，8煤回采后，9煤层残余瓦斯含量仅为原始瓦斯含量的40%左右，回采工作面的绝对瓦斯涌出量一般在5m3/min以下，靠通风方式通常可以解决回风瓦斯超限问题，但回采时，由于采

18、用的是“U型上行通风”，工作面上隅角往往容易出现瓦斯积聚，因此，在9煤回采工作面必须采取老塘埋管进行抽放，解决老塘角瓦斯积聚问题。由于工作面回采前进行了煤体瓦斯预抽，且8煤的开采，相当于9煤的一个近距离保护层，8煤开采后对9煤起到了消除突出危险的作用，因此，在8煤开采后的对应9煤开采区域，视为无突出危险工作面，且其解突效果经过科研部门的鉴定；但9煤开采时，不得突破对应的8煤开采区域，且如8煤回采时留有煤柱时，在8煤煤柱影响围必须采取防突措施，并经效果检验有效后方可回采。4.1.3 8煤分层工作面瓦斯综合治理措施开采前强化预抽，即底板穿层钻孔抽放。老塘埋管抽放：由于8煤顶分层回采的影响，8煤剩余

19、煤体大量瓦斯得以释放，剧实际统计，8煤顶分层回采后，8煤层残余瓦斯含量仅为原始瓦斯含量的40%左右，回采工作面的绝对瓦斯涌出量一般在5m3/min以下，靠通风方式通常可以解决回风瓦斯超限问题，但回采时，由于采用的是“U型上行通风”，工作面上隅角往往容易出现瓦斯积聚，因此，在9煤回采工作面必须采取老塘埋管进行抽放，解决老塘角瓦斯积聚问题。如工作面的瓦斯涌出量较大，靠通风方式及老塘埋管抽放不能解决时，需采取顺层钻孔、斜交钻孔等方式。由于工作面回采前进行了煤体瓦斯预抽，且8煤顶分层的开采，相当于下部煤体的一个0距离保护层，8煤顶分层开采后对8煤下部煤体起到了消除突出危险的作用，因此，在8煤顶分层开采

20、后的对应下部8煤开采区域，视为无突出危险工作面，且其解突效果经过科研部门的鉴定；但8煤下部分层开采时，不得突破对应的8煤顶分层开采区域，且如8煤顶分层回采时留有煤柱时，在煤柱影响围必须采取防突措施，并经效果检验有效后方可进行回采。4.1.4 10煤工作面瓦斯综合治理对于有10煤开采条件的区域，必须优先开采10煤作为8、9煤层的保护层，目前矿井已开采或准备的采区已无开采解放层的条件，下一步在未开拓的采区如83、86采区必须先行开采10煤下解层，矿井三水平应全面推行10煤解放层开采。保护层开采后，对被保护层能起到较好的解突效果，且大大降低被保护层的瓦斯含量，提高被保护层的煤层透气性系数，大大降低被

21、保护层的弹性能，但在保护层开采时，被保护层8、9煤的瓦斯通过顶、底板裂隙大量涌向保护层开采工作面，瓦斯治理难度加大，因此在保护层开采时，必须加强瓦斯综合治理。顶板高位瓦斯抽放巷：高位巷道主要抽采8、9煤卸压瓦斯，芦岭矿9煤与10煤层间距在60米左右，10煤开采时，在9煤顶板法距20米处布置一条顶板走向高位巷，布置在工作面上部30米处，同时在顶板高位巷向8、9煤施工钻孔，钻孔覆盖整个10煤开采区域，均匀布孔，孔底间距20米，钻孔主要起引流瓦斯的作用，给8、9煤卸压瓦斯提供流动通道，提高高位巷的抽采效果。高位巷要进行封闭，且封闭必须严密，高位巷出口设置至少两道封闭墙，墙体充填高份子材料如罗克休等，

22、高位巷敷设瓦斯管道，引出封闭墙外与抽放系统合茬抽放，封闭墙的管道必须使用花管。顺层钻孔：顺层钻孔主要抽采10煤本煤层瓦斯，在工作面机、风巷每1020米施工一组顺层钻孔，扇形布置，终孔间距5米，深度机巷顺层孔50米以上，风巷顺层孔30米以上，封孔深度5米以上。高位钻孔：高位钻孔主要抽采10煤采动卸压瓦斯，沿风巷每隔4060米施工一钻场，钻场施工至8煤顶板坚硬砂岩中，钻场采用ZSM-250型钻机施工钻孔，孔径钻孔终孔位于8煤顶板1520米围，钻孔终孔间距10米，91mm以上，沿煤层倾向控制工作面1/3长度1/3以上。老塘埋管抽放：沿工作面风巷上帮向老塘敷设一趟8吋瓦斯管路，管路伸入老塘2040米，

23、管端距底板1200mm以上。回采过程中，必须每20米提前预埋管路，交替前进，以保证老塘埋管在2040米。老塘埋管主要抽放采空区瓦斯。主要解决采空区瓦斯向工作面涌出和老塘角瓦斯积聚的问题。回采过程中要加强上、下隅角的管理，减少向采空区漏风，上隅角要提前收一棚。同时，老塘埋管抽放，必须对进入老塘以及老塘外20米的管路用绝缘材料包裹，防止摩擦或碰撞产生火花引发瓦斯事故。随着开采水平的延伸，10煤也可能存在突出危险，因此，10煤回采时必须按突出煤层进行管理，10煤工作面必须按突出危险工作面进行管理，严格执行“四位一体”防突措施，即工作面进行回采前，必须采取防治突出措施。如排放钻孔、煤体浅孔注水等，采取

24、防治突出措施之后，还要进行措施效果检验，经检验证实措施有效后，方可采取安全防护措施进行回采。每执行一次防治突出措施作业循环（包括措施、措施效果检验、回采作业）后，还必须再执行防治突出的措施，只有连续2次预测为无突出危险时，该工作面方可视为无突出危险工作面，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施。4.2 掘进工作面瓦斯综合治理芦岭矿掘进工作面的瓦斯综合治理前期主要是煤体瓦斯预抽与排放钻孔相结合，随着开采水平的延伸，煤层瓦斯含量及瓦斯压力增大，突出危险性增大，瓦斯综合治理的难度加大，以往的瓦斯综合治理措施已经不能满足安全和生产的需求，经过不断的改革创新，形成了一套较为完善的瓦斯综合治理措施，

25、即强化预抽、边掘边抽、排放钻孔、煤体注水等。掘进工作面瓦斯综合治理的难点和重点是8煤顶分层机巷及切眼掘进、8、9煤层石门揭煤工作面，风巷掘进采用沿空送巷，即利用上区段 开采后形成的卸压作用保护下区段风巷，但风巷必须布置在上区段卸压保护围，不得突破其保护围，10煤层按突出煤层进行管理，10煤机巷及切眼掘进工作面严格执行“四位一体”防突措施。4.2.1 石门揭煤工作面瓦斯综合治理措施预抽煤层瓦斯具体施工方法：石门在距煤层法距6米停头，并向后每隔5米左右各施工一个钻场，在迎头及后面的钻场中施工预抽钻孔；迎头施工30个抽放孔，两帮钻场各施工21个抽放孔，钻孔孔径91mm，终孔位于8煤顶板，控制石门周边

26、走向和倾向均为50余米，见图1。钻孔施工结束后与瓦斯抽放管路进行合茬抽放，抽放时间为12个月以上，抽放负压为1013KPa，并安装瓦斯计量装置进行计量，当预抽率达50%以上方可进行石门揭煤。卸压及拦截瓦斯钻孔经抽放效果检验，具备施工石门揭煤前的岩石段条件后，进点施工岩石段，施工至煤层法距5米处施工扩大棚，至距煤层法距3米处停头。停头后在扩大棚上部施工一定数量的排放钻孔，钻孔孔径91mm，终孔位置8号煤层顶板，控制石门周边走向5米，倾向10米（见图2）。钻孔呈扇形分布，覆盖在石门的上部；其作用其一在于施工钻孔过程中，能起到卸压的作用，因为石门在揭、穿煤层过程中，其压力主要来自于巷道的顶部，顶部煤

27、体一旦卸压，可大大降低突出的危险性。金属骨架金属骨架是用于石门在揭、穿煤层过程中加固煤体、阻止煤与瓦斯突出的一种超前支护，主要是预先加固了煤体，增加煤体的稳定性。骨架孔排放了一定数量的瓦斯和取出煤炭，缓和了其周围应力的紧状态，增加了煤体的坚固性，在巷道穿煤层过程中，它支承上方煤体的重力，阻止煤体的突然破坏和离层，抑制了突出的发动。芦岭煤矿采用直径42mm（与钻杆相同）厚铁皮（5mm壁厚）无缝钢管作为骨架管，可外开丝，并在骨架管前端焊上废旧钻头，利用钻机可直接推入孔并下到孔底（以避免人力下不到孔底），骨架管必须穿透8号煤层进入顶板0.5米。骨架管为两排，其水平、上下间距均为200mm，骨架管倾角

28、为石门的上山设计角度；每根骨架管注入一定数量的马丽散N（注液压力至少达到10MPa以上，位于煤层段均使用带花眼的骨架管，使得马丽散N很容易进入煤体），起到加固、加粗骨架管作用，以便能起到更大的支撑顶板作用。煤体固化由于8号、9号煤比较松软，为增加煤体的强度，采用注入马丽散N（浩珂伟博矿业工程生产）的方法，促使煤体增加强度。马丽散N是一种低粘度具有高度粘合力和很好机械强度的双组分合成高分子聚亚胺胶脂；采用高压灌注时，由于其初始粘度小，被高压推挤，可沿煤层裂缝延伸至所有裂隙（包括肉眼难以看见的裂隙及在高压作用下重新开的裂隙），然后发生膨胀和胶结作用，从而有效地加固煤体。产品固化后抗压介于2335M

29、Pa，粘结力介于510MPa，注入煤层裂隙后，其良好的柔韧性和粘结力，保证了当煤体受压变形时也不会裂开，很好地控制了石门在揭煤过程中的冒顶现象。根据经验，注马丽散N的钻孔不易太深，一般为810米，控制巷道周边5米就可，马丽散N的渗透半径为1米，每次孔深810米，可进尺67米，留34米的超前保护距离（见图4）。其凝结速度较快，一般几十秒即可，820分钟即可硬化。煤体注水煤体固化后，在石门中部布置一定数量的注水孔，孔径：75mm，孔深：穿透8号煤层，注水压力：68MPa，注水后煤体的水分不应小于4%，吨煤储量需注入钻孔的水量应达到0。020。04m3/t。注水防突机理：被水湿润的煤体，其力学性能发

30、生很大变化，其塑性提高，从而使应力分布均匀化，弹性潜能降低，其释放的速度变小，大大减少了突然释放弹性潜能。水进入了煤体的孔隙，降低了瓦斯放散初速度，增加了瓦斯流动的阻力，削弱了瓦斯在突出过程中的作用。另外，煤体注水后，还能降低煤尘，提高作业环境的空气质量。排放钻孔煤体注水后，在石门中部布置一定数量的排放钻孔，孔径：75mm，孔深：穿透8号煤层，孔底间距：2米，控制围：巷道周边35米。通过大量地施工排放钻孔（呈网格排列），使石门周围一定围的煤体发生收缩变形，煤体的透气性增大，煤体的力学强度增高，从而消除了石门揭、穿煤层的突出危险。分段检验预抽达到规定时间和抽放率后，必须对预抽的效果进行检验，检验

31、有效后方可向前施工；法距3米处施工金属骨架、煤体固化、煤体注水、卸压钻孔，措施执行完毕后再次进行检验，检验有效后方可进行震动放炮揭开煤层；施工至9煤顶板后再次停头，执行金属骨架、煤体固化、煤层注水、排放钻孔等措施，然后再次进行效果检验，检验有效后方可进行穿8煤施工；穿煤层施工期间，如有异常，需立即停头采取措施，并经效果检验有效后方可继续施工。检验无效必须采取补充措施，直至有效后方可继续施工，预测及检验采取钻屑解吸指标法，测试h2及K1值，其临界值h2为120Pa（湿煤样），160 Pa（干煤样），K1值为湿煤0.3mL/(g.min1/2),干样0.4mL/(g.min1/2)。4.2.2 8

32、煤顶分层机巷及切眼掘进工作面瓦斯综合措施机巷及切眼掘进采取前期预抽、边掘边抽及迎头排放钻孔相结合的措施，前期预抽是根本，迎头排放钻孔是基础，边掘边抽钻孔是有力屏障，抽放方法为：钻孔施工完毕，联入地面抽放系统抽放。4.2.2.1 前期预抽 即在底板双岩巷利用底板穿层钻孔抽放，抽放孔眼均匀布置，控制整个开采区域，抽放时间1年以上，预抽率30%以上。4.2.2.2 排放钻孔排放钻孔布置：每循环18个钻孔，其中3个预测孔，3个效果检验孔，排放孔控制围：巷道两侧3m，顶到8煤顶板，底到底板，控制前方15m。施工前，首先进行突出危险性预测，测试钻屑解吸指标，无论预测有、无突出危险性，均施工完全部排放孔，并

33、经效果检验有效后保留5m的超前距向前施工。掘进施工必须均衡作业，每小班进尺不得大于1.5m。严格控制掘进距离，标点进尺，严防超掘。加强排放孔施工质量的验收和把关，打钻验收由安监员、测气员、掘进班队长现场验收并签字。4.2.2.3 边掘边抽钻孔钻场及钻孔布置：钻孔控制围两侧巷道轮廓线外15m，上部到顶板，下部到底板，前方30m。钻场间距20m40m，钻孔压茬10m。钻场瓦斯管理：钻场采用木棚支护，上净宽2300mm，下净宽3100mm，净高2000mm,腿窝深200mm，棚距500mm。钻场深度3m，钻场钻孔施工结束后用煤填实，补齐U型钢腿子，连好网。钻场外要留放水装置，并定期放水，定期进行抽放

34、参数的检查，并挂钻场牌板。钻场采用地面永久抽放系统进行抽放，抽放必须安设自动计量装置，并定期调校。加强钻孔施工质量的验收和把关，打钻验收由安监员、测气员、掘进班队长现场验收并签字。4.2.3 10煤掘进工作面随着开采水平的延伸，10煤瓦斯含量及瓦斯压力增大，也可能存在突出危险性，10煤按突出煤层进行管理，因此10煤机巷及切眼掘进时，必须严格执行“四位一体”防突措施，即工作面进行掘进前，必须采取防治突出措施。如排放钻孔、煤体浅孔注水等，采取防治突出措施之后，还要进行措施效果检验，经检验证实措施有效后，方可采取安全防护措施进行掘进。每执行一次防治突出措施作业循环（包括措施、措施效果检验、回采作业）

35、后，还必须再执行防治突出的措施，只有连续2次预测为无突出危险时，该工作面方可视为无突出危险工作面，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施。4.2.4 9煤掘进工作面由于8煤回采后再开采9煤，8、9煤层层间距平均3米，9煤厚度平均3米，8煤回采后对9煤起很好的保护作用，9煤层大量瓦斯得以释放，9煤层的弹性能得以释放，8煤保护围的9煤突出危险消除，且9煤采掘时，瓦斯涌出量大大降低，一般在3m3/min以，9煤掘进时，靠通风方式可以解决。但9煤的掘进工作面必须布置在8煤的保护围，且8煤回采是不得留有煤柱，在8煤煤柱影响围掘进时，必须采取补充防突措施，并经效果检验有效后方可进行掘进施工。4.2.

36、5 岩巷掘进工作面岩巷设计时，必须严格控制巷道距突出煤层顶（底）板的最小法线距离，保证最小法距必须大于10米。地质部门在设计前，根据已有的勘查资料准确掌握该区域的详细地质情况：地质构造、煤岩赋存、瓦斯赋存等，并提供该区域详细的地质说明书。施工时，遇到异常（地质构造、瓦斯变化异常）时，必须停止作业，汇报地质、技术、调度等部门，打钻探明层位，并严格钻孔资料移交制度：a.钻孔施工时，必须严格记录岩芯资料，见煤后，打钻施工人员通知地质科，地质人员现场收尺。b.钻孔资料经施工人员、施工钻机班长、施工队长、施工单位技术员、分管区长、区长、地质跟班签字后交地质科。c.地质人员根据钻孔资料分析煤层赋存及其与岩

37、巷掘进工作面的相对位置，作出准确的地质剖面图，如可继续向前施工，下书面联系单（经总工程师签字后）给出可进尺距离。如突出煤层距岩巷掘进工作面的法距小于等于5米时，应以书面联系单通知技术、调度、安监、通风等相关部门，有技术部门编制专门的防突措施设计（联系单及防突措施设计必须经总工程师签字），由防突部门采取防突措施，并经效果检验有效预留适当安全距离后继续向前施工，效果检验单由防突部门的测试工经测试后以书面形式下达给施工单位、安监处、通风区（效果检验单必须经矿总工程师签字）。设计人员根据地质说明书及地质图严格控制法距，确保法距在10米以上，当由于条件不许可，不得不进入距突出煤层法距小于等于5米地段时，

38、必须编制专门的防突措施设计与巷道设计一同报批。布置双岩巷的矿井，距突出煤层较远的巷道必须先施工，且超前于距突出煤层近的巷道的超前距应大于200米。地质、技术、施工单位必须及时认真填图，准确掌握施工进度。地质、技术人员必须经常下井，认真搞好地质剖面，掌握层位变化，掌握不准时，必须停头打钻，并严格执行钻孔移交制度。岩巷掘进工作面防治煤与瓦斯突出措施设计应说明以下容：a.准确的地质资料：即岩巷掘进工作面与煤层的相对位置，构造情况。b.如须穿煤，用远距离放炮或震动炮揭穿或揭开煤层。c.在须防突地点测定煤层瓦斯压力或预测突出危险性。d.预测有突出危险时，采取防治突出措施，其措施必须有专门设计。e.实施防

39、治突出措施后必须经效果检验，只有经检验有效后方可继续施工。f.在巷道与煤层连接处加强支护，支护形式必须明确。5 完善制度，加强现场瓦斯管理措施5.1 “一通三防”报表审查瓦斯日报每天由通风区打印，通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题及时处理，并向矿调度所汇报；瓦斯日报每天报送矿总工程师和矿长审阅并签字，对重大通风、瓦斯问题应制定措施，进行处理。5.2 瓦斯检查、汇报制度测气员必须严格执行一班三检制度，对有采掘工作面和可能涌出、积聚瓦斯或二氧化碳的峒室和巷道，包括一些设置栅栏的地点，每班对进回风侧、老塘角、冒高的地点瓦斯二氧化碳、温度、风筒末端距离等至少检查三次，有煤（岩）与

40、瓦斯（二氧化碳）突出的采掘工作面，都必须设专人随时检查瓦斯和二氧化碳，且安设瓦斯自动检测报警断电装置，真正做到无瓦斯超限作业，掘进头停电撤人，对无人工作的工作面，每班至少在进、回侧检查一次。严格执行巡回检查和请示汇报制度，发现险情按“一停止，二汇报，三处理”的原则办事。每班每次检查结果都要计入检查手册，填写瓦斯牌板和向通风调度详细汇报，做到“三对口”；对于瓦斯超限停止工作的采掘工作面，瓦斯检查员必须将检查结果向矿调度所汇报。瓦斯检查员在巡回检查中，要随时对通风设施、局部通风机风筒等进行检查，发现问题及时汇报处理。瓦斯检查员必须在井下指定地点交接班，做到交接详细清楚，且互相签字认可，高瓦斯区域现

41、场交接班。放炮员必须随身携带便携式瓦斯报警仪，实现放炮前后检查瓦斯。同时制定了防止测气员空班漏检的措施，并且严格执行。瓦斯检查员弄虚作假，不到现场，伪造情况汇报者，一经发现一律开除。 5.3 岩巷掘进瓦斯管理瓦斯检查员要加强岩巷瓦斯检查，发现瓦斯涌出异常必须立即停头、撤人；放炮员发现炮眼瓦斯变化异常或迎头出现煤线的一律停止放炮并停止做其它有关工作，待地质部门探明情况并以书面材料形式通知允许进尺，方可工作。5.4 瓦斯分析会制度瓦斯分析会每天7：50由矿总工程师主持召开，各生产单位与通风、防突值班人员参加，对当日出现的瓦斯问题进行认真分析，提出解决方案，确保瓦斯问题不过班，减少了安全隐患。5.5

42、 瓦斯监测监控目前矿井安全监控系统为KJ90，所有采掘工作面均必须按规定安设瓦斯传感器。现共安装分站54台，瓦斯传感器87台，断电仪50台，CO传感器6台，开停、馈电传感器51台，地面泵房、井下移动泵及井下管路抽放监控共安装抽放系统110个探头，必须根据生产需要及时更换、增设，所有设备的报警电、断电点、断电围、复电点、信号遥传必须符合规定。全矿目前在用瓦斯便携仪850台，班队长以上干部、电钳工、瓦斯检查员等下井必须携带瓦斯便携仪，过期或不足的部分由通风区及时联系增补或更换。要保证系统能够传输到各职能科室和矿领导办公室，中心站机房工作人员如发现瓦斯波动在0.3时，必须立即汇报矿调度所，由调度所通

43、知矿值班人员或总工程师采取措施进行处理。5.6 打钻联合收尺制度为防止打钻过程中出现弄虚作假现象，施工顺层孔、高位孔、防火孔必须由生产单位班队长、测气员、安监员现场验收方可生效，底板钻孔施工过程中，中1孔收尺必须由安监员，通风区、防突区跟班干部现场跟班，确保中1孔施工到位，以后每孔长度必须超过中1孔长度，且收尺由安监员、测气员现场验收，地面由中心站通过工业电视监控收尺。5.7 采煤工作面瓦斯管理措施 为减少瓦斯积聚和超限所造成的影响，通风部门必须确保该工作面的通风系统稳定可靠、配风合理，工作面风量不少于作业规程规定风量。 加强通风设施管理、维护，风门必须连锁、完好，确保正常使用，任何人不得损坏

44、通风设施。 强化瓦斯监测监控和瓦斯检查管理制度，对工作面设备、回风等必须按规定安设自动断电报警装置，一旦有瓦斯超限情况，能自动断电报警，工作面作业人员按措施撤离，严禁瓦斯超限作业。上隅角必须按规定悬挂便携仪。 严格执行煤矿安全规程中有关瓦斯管理、瓦斯检查制度和“一炮三检”、“三警戒”及“三人连锁放炮”制度。工作面必须按规程规定进行打眼、装药、放炮。 工作面风流中瓦斯浓度达到0.8时，必须停止用电煤钻打眼；放炮地点附近米以风流中瓦斯浓度达到.时，严禁放炮；工作面及其它作业地点风流中，电动机或其开关安设地点附近米风流中瓦斯浓度达到.时，必须停止工作、切断电源、撤出人员、进行处理。 加强工作面机、风

45、巷的维护、清理，确保通风断面符合要求。 凡进入该工作面人员必须随身携带隔离式自救器。施工人员必须自觉爱护瓦斯自动监控设备，自动报警断电仪及时校验，保证灵敏可靠。5.8 掘进工作面瓦斯管理措施 所有掘进工作面均采用双对旋局扇，一台使用一台备用，局扇采用双“三专”供电。并按规定闭锁，风筒吊挂整齐，逢环必挂，严禁脱节漏风；局扇设专人看管，挂牌留名，风筒末端距严格5、8、10米要求管理。 局扇必须上架，安装消音器，垫高不的小于300mm。 测气员严格执行瓦斯检查制度，杜绝空班漏检。当巷道回风瓦斯浓度达到0.8或掘进工作面风流中瓦斯浓度0.8时，都必须立即停止工作，撤出人员，切断电源进行处理；只有待瓦斯

46、浓度降为0.8以下经测气员许可方可恢复施工。 严格落实岩巷掘进防突管理规定，一旦迎头发现煤线或炮眼瓦斯增大，立即停止放炮。 因停电、检修或其它原因停风，恢复通风时，必须严格执行三级排放制度，严禁私自排放瓦斯。 巷道设置2台瓦斯浓度报警断电仪，具体要求：T1距迎头不大于5m，吊挂在风筒另一侧，棚梁下不大于300mm，距帮不小于200mm；T2距回风口1015m，报警浓度均为0.8。断电浓度T1、T2均为大于等于0.8。断电围：掘进头及回风路线所有非本质安全型电器设备。复电浓度T1、T2均小于0.8。 迎头必须按规定悬挂一台瓦斯便携仪随时监测瓦斯情况，一旦报警，立即停止作业，严禁瓦斯超限作业。 所

47、有人员必须经过防突知识培训，熟悉瓦斯突出预兆、避灾路线。 钻场施工与迎头不得同时施工，钻场打钻与迎头施工不得平行作业，钻场抽放钻打完后，必须封闭后迎头方可继续向前施工。6 综合防尘措施为了配合瓦斯治理工作，尽量消除粉尘危害，矿专门制定了综合防尘管理制度和防尘管理奖罚办法，各有关单位必须严格落实相关规定。6.1 健全机构矿设立综合防尘领导小组，通风区有专业防尘技术人员，专职防尘队伍人数充足，采掘等有关单位设有专、兼职防尘员。6.2 加强管理必须实行计划管理，通风区每月要有详细的作业计划和工作总结，矿要有防尘计划和年度计划。防尘齐抓共管责任制要落实到位，采掘、机电、运输、修护、安监、通主部门责任制

48、要落实，防尘各工种，采掘专、兼职防尘人员要有综合防尘岗位责任制，各责任制中要有严格的奖惩制度和考核办法。 采掘工作面、新采区要有防尘方面的设计，要有防尘系统、防尘设施的投产验收记录，凡不合格的，一律不准投产。 通风区建立测尘制度，对井下计划测尘点每旬测尘一次，并向矿长、总工程师、工会、安监等提交测尘报告，每月向职工公布，不合格限期整顿。必须加强防尘系统图、防尘设施台帐、煤层注水台帐、测尘台帐、防尘管路台帐、采、掘面防尘措施台帐、防尘设施管路检查记录、冲洗巷道记录、隔爆措施记录、防尘旬报、月报、粉尘作业人员健康档案等防尘资料管理。6.3 完善系统矿井、采区和采掘工作面必须按规定安设防尘管路系统和

49、各种综合防尘设施，同时要加强采掘工作面防尘管理，加强煤层注水工作，保证防尘设施的正常使用，消除井下煤尘堆积、飞扬现象。7 防灭火措施矿井主采的8、9煤层均为易燃发火煤层,自燃发火期为2-4个月,10层煤不自燃。矿井建立了完善的灌浆防灭火系统，在东西风井分别建立了两个地面灌浆站，利用4台Y160M3/4型搅拌机制浆，分别向东部采区和西部采区灌浆。灌浆管路的主干管为4吋，支管2吋。南风井干管理3450m，支管9400m，西风井干管1200m，支管6600m。灌浆支管接入了所有的采空区，并正常使用。矿上还成立了由25人组成的防火喷浆队，专门对井下过煤段和密闭进行防火喷浆。7.1 回采及收作工作面的防

50、火措施 用老塘埋管、工作面洒浆和上风巷施工顶板孔灌浆相结合的方式进行灌浆，浆的土水比控制在1:5左右。 加强顶板管理，老塘悬顶面积不得超过规定，顶板要铺设双抗网；加强封闭，所有的封闭墙均应采用瓦石结构，重点地点进行预注罗克休或凝胶；采取均压等措施，以减少采空区漏风。 在工作面的上风巷距第一汇风点10-15m处安设CO传感器，对CO指标值实行远程监控。工作面收作后在收作线预留老趟2吋注浆管路并及时封闭，喷浆堵漏。 加强防火预测预报，每周对所有的采空区的气体参数及封闭墙完好情况进行一次全面的检查，发现问题及时采取措施处理；重要地点敷设束管进行实时监测，对重点封闭样定期进行取样化验如需要进行采空区抽

51、放，必须定期取样化验分析。对局部高温地点采取插管或直接打钻灌浆等措施消除高温。7.2 防治高冒处的措施高冒处具有点多面广，不易发现问题，当发现问题后由于现场条件差，不具备运料和处理条件、处理困难等特点，主要采取以下措施： 当巷道一旦发生高冒，必须建立专门台帐，现场预埋观察孔和措施孔，设点挂牌，按巡回检查； 对高冒点的处理，主要采用预先充填罗克休、矸石或对高冒点前后进行喷浆； 调整高冒巷道的通风系统，使巷道保持良好的通风，避免氧化热量积聚达到着火点。附件：芦岭煤矿瓦斯抽采系统现状1 地面永久抽采系统1.1 概况芦岭矿第一套矿井永久瓦斯抽放系统于1973年建成投入使用，安装了SZ-4型水环式真空泵

52、2台（其中一台备用），额定抽放能力27m3/min，地面抽放管路管径250mm，抽放矿井东部1采区和中部2采区瓦斯，主要是采用底板穿层钻孔预抽8、9煤层瓦斯的方式，作为区域性防突措施，降低回采时的瓦斯涌出量。随着开采深度的增加，产量的增加，抽放能力不能满足生产的需要，先后两次对抽放系统进行扩容改造，目前已在南风井建立两套瓦斯抽放系统，安装两趟于529mm瓦斯抽放管路、四台水环式真空泵，其中， 2BE3-420-2BY3型水环式真空泵2台，配132kW防爆电机2台，（一台运转，一台备用，额定能力提高到120m3/min）， CBF410-2BG3型水环真空泵2台，配160kW防爆电机2台（一台运

53、转，一台备用，额定能力为120m3/min）。1.2 矿井瓦斯储量3,根据矿井瓦斯抽采率预计矿井瓦斯可抽量为2419 Mm33,二水平瓦斯可抽采量为817.5 Mm3, 三水平瓦斯可抽采量为1496.6 Mm3。1.3 永久抽采系统1.3.1 瓦斯抽采管路现状矿井共敷设瓦斯抽采管路22000m，其中一期工程系统9700m，二期工程系统12300m。管径529mm无缝钢管3800m，地面管和立井；管径450mm玻璃钢管5200m，西大巷；管径350mm无缝钢管1650m，地面钻孔；管径300mm无缝钢管2250m，8回风上山；管径300mm玻璃钢管2500m，一期工程东、西大巷；管径200mm无

54、缝钢管1600m，采区上山和区段；管径150mm无缝钢管5000m，区段；管路布置的最大长度为9700m；其中管径529mm的2250m，管径450mm的5200m，管径300的800m，管径150mm的1450m。管路材质：地面和采区均为无缝钢管，井下大巷均为玻璃钢管。孔口负压：目前井下穿层预抽钻孔孔口负压14kPa左右，最高地点达到25kPa。管路密封性能：管路安装完后投入使用前，均进行了正压密封性能实验，采用井下压风对管路密封性能进行检查。1.3.2 永久抽采系统管网一期工程抽采系统管网：地面管路（529mm）1048地面钻孔（377mm）地面管路（529mm）新副井井筒（350mm）-

55、590西大巷（300mm）82人行（200mm）82三区段底板钻场（150mm）地面管路（529mm）新副井井筒（350mm）-590东巷 （300mm）81人行（200mm）81四区段底板钻场（150mm）二期工程抽采系统管网：地面管路（529mm）新副井井筒（529mm）-590西大巷（450mm）82人行（200mm）824-2工作面（200mm）地面管路（529mm）新副井井筒（529mm）-590西大巷（450mm）1048高位抽放巷（300mm）地面管路（529mm）新副井井筒（529mm）-590西大巷（450mm）88回风上山（300mm）88一区段底板钻场（150mm）2 井

56、下临时抽采系统2.1 临时抽采设备现在井下临时抽采系统共有3处。抽放设备：914工作面2台，型号为SK-25，额定抽放能力为25m3/min，一台运转，一台备用；922工作面2台，型号为2BE1 253-0，额定能力为40 m3/min，一台运转，一台备用；8810-2工作面2台，型号为2BE1 253-0,额定能力40 m3/min，一台运转，一台备用。2.2 三处临时抽采系统914工作面一处，2台SK-25型抽放泵，互为备用，进、出口瓦斯管路为200mm，主要抽采914工作面老塘角。922工作面一处，2台2BE1 253-0型抽放泵，互为备用，进、出口瓦斯管路为200mm，主要抽采922工

57、作面老塘角。 8810工作面一处，2台2BE1 253-0型抽放泵，互为备用，进、出口管路为200mm，主要抽采8810-2工作面老塘角。3 2002年-2005年矿井抽采量：年 份抽采量（万m3）矿井抽采率(%)2002302003352004402005424 钻孔施工情况4.1 钻机装备情况芦岭矿现有各类钻机31台，其中MKD-5S型6台，ZSM-250型5台，MYZ-150型4台，SK-150型2台，TXU-75A型5台，LB-11型1台，FIVS/L型8台。4.2 底板穿层预抽钻孔和顶板高位钻孔施工情况根据我矿底板穿层钻孔的施工深度和岩石硬度，煤层瓦斯压力和含量等情况，普遍采用MKD

58、-5S型钻机施工。该钻机设计施工深度300m，在我矿实际施工深度为40120m，钻孔直径91mm，钻孔穿煤层段108mm。我矿目前共有MKD-5S型钻机6台，基本满足生产需要。高位钻孔施工采用ZSM-250型钻机，该钻机设计施工深度300m，在我矿实际施工深度60120m，钻孔直径108mm。我矿目前共有ZSM-250型钻机5 台，基本满足生产需要。4.3 煤层钻孔施工情况我矿煤层瓦斯含量高，煤层透气性低，煤层松软，煤层钻孔施工难度大，易出现卡钻、顶钻、抱钻现象，煤层钻孔施工深度在40m左右。施工钻机主要有MYZ-150型、德国产FIVS/L型风动钻机、SK-150型；德国哈泽玛格公司生产的LB-11型钻机正在实验当中。目前，我矿共有钻机16台，月进尺22000m左右，2005年打钻进尺312020.2m，钻机台月效率1600m。39 / 39