围不小于7m，巷道下部煤层控制范围不小于3m；
（二）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；
（三）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；
（四）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；
（五）钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。
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图3-2 超前钻孔布孔示意图
3.3 掘进工作面措施效果检验
掘进工作面执行防突措施后，应根据防突规定对所列的方法进行措施效果检验。
煤巷掘进工作面防突措施效果检验，就是在所运用的防突措施影响范围内对煤巷掘进工作面突出危险性进行进一步预测。所以可选用实施工作面防突措施前煤巷掘进工作面突出危险性预测方法和指标，检验指标临界值与煤巷掘进工作面预测临界值相同。同时为保证效果检验的准确性，要求检验孔深度应小于或等于防突措施钻孔深度，检验孔打在措施孔之间，并尽量使其孔间距较大。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，同时工作面未发现如钻孔喷孔、顶钻等动力现象或突出预兆等异常情况，则措施有效；反之，判定为措施无效。必须重新实施防突措施，并再次进行效果检验，直至措施有效为止。
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煤巷前方的应力集中区一般从工作面前方5m处开始，距工作面5m之内，一般处于卸压状态。该卸压带有阻挡发生煤与瓦斯突出的作用，为打钻、冲孔等作业提供了安全屏障。所以为安全起见，当检验结果措施有效时，且检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度相等，掘进工作面允许的进尺量必须在巷道掘进方向留有足够的措施孔超前距，而当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，掘进工作面允许的进尺量必须在巷道掘进方向留有足够的措施孔超前距和不小于2m的检验孔超前距。
放揭煤炮时进行防突措施效果检验，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验，检验孔数均不得少于9个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。分别位于导峒的前、中和后部，其布置如图3-3：
图3-3 揭开煤层的检验孔布置
过煤门采用复合指标法及钻屑指标法进行效果检验，进行效检必须符合如下规定：
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（1）在掘进工作面打3个直径为42mm，深8～9.2m的钻孔，中孔沿掘进方向，两个边孔的终孔应位于巷道轮廓线以外4m。
（2）检验孔应尽可能布置在最软的软煤分层中，并应布置在措施孔之间，距措施孔不得小于0.3m，钻速为2m/min。
（3）中孔在2、4、6m处，边孔在3、5、7、9、11m处分别依次测定△h2。 （4）三个孔全部测定钻屑量和q值。钻孔深2m后，每1m测定一次钻屑量和q值。
（5）测定瓦斯涌出初速度时，测量室长度1.0m，并做到封严不漏气，封孔气压不低于0.2MPa，测定工作在2 min内完成。
3.4 掘进工作面安全防护措施
掘进工作面安全防护措施主要包括以下几方面： 1避难所：
a.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； b.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；
c.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。 2反向风门:
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a.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。
b.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时应设置至少三道反向风门。 c.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。 d.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。 3远距离放炮:
a. 起爆地点距工作面距离不得小于150m，并设有直通矿调度的电话；要求起爆地点必须在压风自救装置处（防突风门外可不受此限）。
b.远距离放炮时，回风系统必须断电撤人，指派专人负责，并放好警戒，严禁人员进入，进入工作面检查要在放炮30分钟后进行。
c.在放炮前必须预先通知回风路线内工作的所有人员，确保放炮时回风路线内无人。
4压风自救系统：
a.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；
b. 压风自救系统在距掘进工作面25-40m设置第一组，以后每隔50m设一组。每组压风自救袋个数不能少于10个，压缩空气供给量每个袋不得少于0.1m?/min。
c.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。
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0前言
0.1课程设计的目的和意义
目的：了解煤矿瓦斯灾害特征及机理。
掌握煤矿瓦斯灾害预防措施。 熟悉煤矿瓦斯灾害防治新技术。 熟悉煤层瓦斯抽放方法及原理。 掌握煤层瓦斯抽放设计及工程管理。
提高和培养学生文字编写、计算机应用的能力。
意义:《瓦斯灾害防治》课程设计是我们学习该课程结束后进行的一项实践环节，是课程体系的主要组成部分。其目的是通过课程设计使我们加深对《瓦斯灾害防治》，《防治煤与瓦斯突出规定》和其它相关课程所学专业理论知识的理解，了解瓦斯基础理论知识，综合应用理论解决实际问题，培养我们计算、绘图和设计能力，及解决实际问题的操作能力，为毕业设计以及毕业后从事瓦斯灾害防治工作奠定基础。
0.2课程设计的对象和设计内容
设计对象：义安矿YX001工作面。
设计内容：掘进工作面区域综合防突措施和局部综合防突措施，采煤工作面区域综合防突措施和局部综合防突措施，采煤工作面回采过程中瓦斯综合抽放技术措施。
1
0.3 设计依据
（1）《防治煤与瓦斯突出规定》（2009）； （2）《煤矿安全规程》（2010）；
（3）《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）； （4）《煤矿瓦斯抽放工程设计规范》（GB50471-2008）； （5）《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）。
0.4 问题与建议
我国煤矿安全生产的形势严峻，瓦斯灾害事故频繁，问题是多方面的： 1我国煤矿安全技术与装备的研究水平还不够高：我国煤矿的自然条件复杂，虽然我国煤矿的瓦斯灾害防治技术，如煤与瓦斯突出预测及措施 等处于世界先进水平，但防灾抗灾的安全仪表和装备与国外相比差距较大，如安全仪表中的 初级仪表（敏感元件等）的加工水平大大低于国外先进水平，致使监测瓦斯数据的准确性和 可靠性不足。
2煤矿安全科技的投入严重不足：安全科研投入对煤矿安全生产的健康发展是必须的，也是至关重要的。近年国家对安全生产 监管部门和安全生产科研工作的直接投入不足。从国家和行业的层面上来看，随着国家机构 的改革，煤炭工业部和煤炭工业局的撤销，国家各类科技计划特别是科技攻关计划在煤矿安 全科技方面的投入大幅度减少。
3 矿井瓦斯科学管理模式亟待发展：传统的矿井瓦斯管理主要是由管理人员凭主观意识和经验进行工作。这种管理模式，由于受 管理人员的知识、经验和责任心的限制，很难适应矿井瓦斯灾害事故的复杂多变条件，这也 是瓦斯灾害事故多发的原因之一。
4瓦斯治理措施落实不到位导致事故多发，一些矿井“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的煤矿瓦斯治理工作体系没有真正建立起来。屯南煤矿瓦斯抽采没有达到基本指标标准要求，通风系统不合理
2
针对煤矿存在的这些问题，提出以下几点建议：
1加强矿井瓦斯科学管理模式的研究，借鉴国外先进的管理理论与经验，使我国煤矿安 全管理向科学化、现代化方向发展。
2加强煤矿瓦斯的基础理论研究，摸清瓦斯灾害事故发生的机理、发生演化过程，攻克 瓦斯灾害防灾、抗灾和救灾的重大理论问题及重大技术难题。健全和完善煤矿安全标准化体 系，重大技术与装备研发的实验条件，技术与产品质量监督检验条件，为煤矿安全形势的全 面好转提供技术基础。
3进一步落实领导干部下井带班制度。领导干部下井带班是促进煤矿安全生产工作的重要措施，有利于现场管理，有利于防止“三违”，有利于应急处置。在当前煤电油气相对紧张的情况下，落实领导干部下井制度，显得更为重要。
4健全事故分析制度。要改变目前事故查处重责任追究，轻事故深层次原因分析的现状。对一些重大事故，要组织专家研究分析事故发生在技术、规章标准、管理制度等方面的漏洞，提出相关对策建议，及时组织开展科研攻关、完善相关规章标准和管理制度。
1矿井和工作面概况
1.1 矿井概况
1.1.1 井田位置与范围
义煤集团洛阳义安矿业有限公司（以下简称义安矿）位于河南省洛阳市新安县正村乡，南距新安县城15km。义安矿是义马集团所属的大型煤矿之一，设计年生产能力为120万t。
井田交通便利。陇海铁路在井田以南15km处通过，郑州－潼关公路也在井田以南15km处通过。新安煤矿铁路专用线距本井田约5km。由新安县城至正村乡往北
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至北冶的公路由井田内通过，正村乡至石寺、仓头的乡级公路从井田西北部通过。具体交通位置如图1-1所示。
图1-1 义安矿交通位置示意图
义安矿北西以新安县石寺公司子崖煤矿、正村石泉煤矿、二道桥煤矿及新安煤矿深部边界（即二1煤层底板等高线-300m~-200m）为界；北东以31勘探线为界，南东以二1煤层等高线-600m标高为界；南西以19勘探线为界；走向长约6.3km，倾向宽5.5km，面积约28.744km2。井田地理坐标为东经：112°09′43?~112°14′45?，北纬：34°47′30?~34°51′41?。 1.1.2 矿井开拓与生产
义安井田位于新安煤田深部，二1煤层埋藏深度在550m~950m，采用立井开拓方式。井田开拓方式为一对立井两个水平上下山开拓全井田，一水平标高-318m，二水平标高-500m，井底车场位于二1煤层顶板。初期投产采区为11、12两个采区，一个炮采、一个综采两个工作面保证矿井设计生产能力。
-318m水平东西两翼布置胶带运输大巷、轨道运输大巷、回风大巷三条，层位位于二1煤层顶板10m左右的大占砂岩中，其中一条为专用回风大巷。采煤方法采用倾斜长壁采煤法，全部陷落法管理顶板。
4
1.1.3 煤层与煤质
本区含煤地层由老至新依次为太原组、山西组、下石盒子组及上石盒子组、地层总厚度582.25m；共划分8个煤段，含煤13层。区内可采煤层为二1、二2煤层。二1煤层全区可采，二2煤层为局部可采煤层，其它属不可采或偶尔可采煤层。 （1）煤层
二1煤层赋存于下二迭统山西组（P1s）下部，位于大占砂岩和二1煤层底板砂泥岩之间，上距砂锅窑砂岩约88.99m，下距L7灰岩12.60m。二1煤层层位稳定，井田内竣工的44个钻孔，其中见煤点42个，尖灭点1个，断失点1个，所穿见的见煤点中可采点41个，不可采点1个，煤层厚度0~14.30m，平均4.15m，属较稳定煤层。煤层结构较简单，一般夹矸1~2层。井田内二1煤层，层位稳定，结构较简单，顶底板条件较好，倾角6~10°，一般多在5°左右。
二2煤层位于山西组中下部，上距砂锅窑砂岩64.30m，下距二1煤层24.69m，煤层稳定。井田内竣工的44个钻孔，全部穿过二2煤层层位。其中见煤点32个，尖灭点12个。所穿见的见煤点中可采点15个，不可采点17个。煤层厚度0~2.63m，平均厚度0.69m。煤层结构简单，一般含夹矸1层，属不稳定煤层。二2煤层属局部可采煤层，煤厚变化规律不明显，可采区域主要位于井田中东部。 （2）煤质
二1煤为灰黑色、具玻璃光泽，多呈粉状产品，组织疏松。煤芯中含大量黄铁矿结核，但分布不均。宏观煤岩类型属半亮型煤。二1煤层原煤灰分大部分属于低中灰~中灰分煤，个别点灰分大于30%，属于中高灰分煤，全层平均灰分为21.42%。 二2煤层灰黑色，粉末状产出，组织疏松，呈粉状产出，属半亮型煤。二2煤层全层平均灰分为23.12%。二2煤的视密度为1.43t/m3，真密度为1.51t/m3。原煤全硫含量平均为2.23%，属中高硫煤。原煤经1.5比重液洗选后，浮煤全硫为1.23%。原煤磷含量为0.004~0.02%，属特低磷~低磷煤。原煤干燥基高位发热量平均为27.912MJ/kg（6668大卡/kg）。
综上所述，二1、二2煤层为低中灰、中高硫、特低磷、高发热量、粉状贫煤，一般以动力用煤和民用煤为主。
1.1.4 井田地质构造
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义安井田位于新安向斜北翼，构造简单，总体上为一单斜构造，褶皱宽缓，仅F29断层附近有较大起伏。地层倾向南东，倾角5~15°。二1煤层倾向100~155°，一般135°；倾角3~15°，一般4~7°。
F29断层为井田内发育的一条落差较大断层，断层位于井田中部，为一正断层，走向近南北，倾向西，倾角65~70°，落差5~30m（北大南小）。根据三维地震及瞬变电磁勘探资料，F29断层为强导（含）水，且F29断层存在分叉现象。 根据三维地震勘探成果资料：勘探面积5.41km2，新发现37条断层（含F29断层分叉3条断层），首采区域内断裂构造发育密度为6.8条/km2，平均落差4m（F29断层除外）。该矿大褶曲宽缓，小褶曲较为发育，煤层存在起伏现象。 综上所述，该矿构造复杂程度应属简单。
1.1.5 矿井通风与瓦斯 一通风情况：
义安矿通风方式为抽出式，目前为中央并列式通风系统，主、副井进风，中央风井回风。后期拟在井田深部边界附近，布置南风井，主、副井进风，形成中央分列式通风系统。
矿井通风机为BDK-8-№32型矿用对旋轴流通风机，风机叶片角为37.5o/32.5 o，风量Ｑ′＝158m3/s，负压H′＝1280Pa，静压效率η′＝72%。 二瓦斯情况
（1）义安矿地勘期间共采集瓦斯煤样7个，全部采用解吸罐采取。25014孔因为采样不合格，不予采用。另外6孔野外解吸瓦斯含量分布不均，最小为160mL，最大为1204mL。2602孔位于断层附近，储藏条件较差，瓦斯容易逸散，其中甲烷含量全区最低为61.81%，其余各孔甲烷含量均大于70%，瓦斯采样分析结果见表1-1所示。由瓦斯试验成果来看，全矿井总瓦斯含量4.02~12.19m3/t，平均为7.22m3/t，全部处于沼气带、氮气沼气带的范围，且沼气带、氮气沼气带相互穿插，分带与深度关系不明显。本区游离瓦斯占全部瓦斯含量的41.86~93.55%，平均70.06%。
表1-1 义安矿地勘期间测定的二1煤层瓦斯含量
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钻孔孔号 2101 2108 2203 采样深度 （m） 瓦斯成分 CO2 CH4 N2 瓦斯含量(m3/t) 4.02 7.74 6.56 6.46 6.36 12.19 工业分析(%) Mad Ad Vd 685.70~685.86 1.86 88.29 9.84 975.00~975.15 2.79 92.19 5.02 800.55~800.70 4.57 72.84 22.60 0.77 12.42 13.26 0.79 24.27 12.32 0.79 11.58 13.05 0.60 11.02 10.99 0.87 14.54 12.45 0.51 8.42 12.34 25015 856.58~856.73 5.68 79.55 14.77 2602 2802 656.15~656.30 2.34 61.81 35.85 548.65~548.80 1.84 95.57 2.59 （2）瓦斯含量、瓦斯压力测定情况
根据河南理工大学与义安矿合作研究的《洛阳义安矿业有限公司防治煤与瓦斯突出总体设计》报告，井下实测煤层瓦斯含量14个，结果见表1-2所示。其中二1煤10个，二2煤4个。其中FX004（12071）胶带顺槽开口32m处距二1煤法距8m右耳巷内、FX004（12071）轨道顺槽回风巷距开口10m两处所测含量因罐漏气而不可靠。由所测结果来看，可靠瓦斯含量在6.75~14.52m3/t之间，平均为9.8m3/t。其中二1煤层瓦斯含量为6.75~14.52m3/t；二2煤层瓦斯含量为9.40~9.76m3/t。 根据河南理工大学与义安矿合作研究的《洛阳义安矿业有限公司防治煤与瓦斯突出总体设计》报告，利用水泥砂浆和胶囊粘液封孔技术对二1煤层和二2煤层进行了瓦斯压力的测定，共测定了12个煤层瓦斯压力（其中二1煤层7个，二2煤层5个），其结果见表1-3。其中东胶带绞车窝机修硐室附近的瓦斯压力为剔除了水压后的估计压力。义安矿二1煤层瓦斯压力为0.29~1.51MPa；二2煤层瓦斯压力为0.42~0.93MPa。
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表1-2 义安矿瓦斯含量测定结果表
采样位置 西胶带大巷A8测点以西74.1m 西胶带大巷A8测点以东160m处 东胶带（东回胶联络巷口） 西轨道第一中部车场与西回大巷联络巷口西26m巷道拐点前10m 西轨道二2煤突出点后退70m，第二中部车场西48m处
瓦斯含量(m3/t) 12.61 9.76 9.55 9.30 煤层 二1 二2 二1 二1 14.52 二1 8
西胶带A14测点以西63.5m FD001(12011)胶带顺槽开口65m处 FD001(12011)专用回风巷开口15m处左帮顶下1.5m处开口 FD001(12011)轨道顺槽开口40m处左帮顶下1.5m处 西轨大巷距第一个岔口115m处左帮距底1.2m 处 FX004（12071）胶带顺槽开口32m处，距二1煤法距8m右耳巷内 FX004（12071）轨道顺槽回风巷距开口19.6m FD001(12011)轨道顺槽距开口118m左钻场 FX004（12071）轨道顺槽回风巷距开口10m
9.40 11.87 6.40 二2 二1 二1 7.90 二1 10.20 二2 二1 6.22 11.26 6.75 3.36 二1 二1 二2 表1-3 义安矿煤层瓦斯压力测定结果
编号 测压地点 封孔方式 压力值(MPa) 测定
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煤层 1 2 3 4 5 6 7 8 9 西胶带A8测点向西86.6m 西胶带A8测点向西74.1m 西胶带A8测点向东160m 西胶带A8测点向东175m 东胶带距东回胶联络巷口西18m 东胶带东回胶联络巷口处 西胶带A8测点东80m 西胶带A8测点东65m 西轨道二2煤突出点后退70m，第二中部车场西48m处（二1煤） 西轨道二2煤突出点后退70m，第二中部车场西48m处（二1煤） 西轨大巷第二车场内 FX004（12071）胶带顺槽开口12 32m处,距二1煤法距8m右耳巷内（二1煤）
1.1.6 矿井煤与瓦斯突出情况
义安矿目前共发生了3次瓦斯动力现象（其中在二1煤层发生2次，二2煤层发生1次）。2007年经河南理工大学工程技术研究中心鉴定，义安矿为突出矿井。
聚胺脂、水泥沙浆 0.60 二1 聚胺脂、水泥沙浆 聚胺脂、水泥沙浆 木塞、水泥沙浆 木塞、水泥沙浆 0.37 0.29 0.45 0.84 二1 二1 二2 二2 二1 二1 二2 二2 二2 聚胺脂、水泥沙浆 1.47 聚胺脂、水泥沙浆 1.51 胶囊黏液 胶囊黏液 木塞、水泥沙浆 0.84 0.93 0.42 10 11 聚胺脂、水泥沙浆 聚胺脂、水泥沙浆 0.80 0.34 二1 二1
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1.2 工作面概况
1.2.1 工作面位置范围
YX001采煤工作面为YX采区第一个综采工作面，位于YX采区东部，西至YX002工作面，东邻生活区保护煤柱尚未开采，上邻FX采区，下至工作面切眼。地表分布有竹园沟等村庄，只有少数民房。YX001采煤工作面倾向长度731m，走向长度131.3m，地面标高+381.5~+404.4m，工作面标高-316~-318m。该采煤工作面工业储量557195.5t，可采储量529335.7t。
1.2.2工作面煤层赋存情况
根据工作面掘进期间收集地质资料分析，该工作面煤层厚度较稳定，仅在轨道顺槽侧第四预抽巷以下至切眼轨道顺槽掘进中煤层厚度变化较大，煤厚1~9.7m，平均5.0m，受褶皱控制煤层产状及厚度变化较大。煤层倾角2~10°。该工作面的煤层厚度详细情况见YX001工作面煤厚实测图（图1-1）。
该区域二1煤层为黑色粉末状、属半亮型煤，煤层的结构简单，仅局部存在夹矸，夹矸多为一层厚度0~1.9m，岩性为泥岩、细砂岩。煤层富含FeS2结核，Ad=21.42%，Sd=2.23%。煤层不易自燃，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为55%。
该工作面二1煤层伪顶局部发育，直接顶为砂质泥岩，该岩层局部发育，厚度0~2.5m，平均1.0m；老顶为中~细粒石英砂岩（大占砂岩），厚2.5~17m，为本井田主要标志层之一。该工作面伪底不发育，直接底为粉（细）砂岩，厚度5m；老底为L7灰岩，厚8.0m，为本井田主要标志层之一。
1.2.3 工作面瓦斯地质情况
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在YX001工作面掘进过程中，采用井下直接法测定工作面煤层原始瓦斯含量值6个（见表1-4），其值域为5.65~12.88m3/t，平均值为8.44m3/t。
表1-4 YX001工作面原始瓦斯含量测定结果
测定地点 原煤瓦斯含量（m3/t） YX001胶带顺槽开口向里300m YX001胶带顺槽开口向里290m YX001轨道顺槽开口向里360m YX001轨道顺槽开口向里456m YX001胶带顺槽底排巷3#钻场右侧含量孔 YX001胶带顺槽底排巷2#钻场右侧含量孔 8.11 6.89 6.60 5.65 10.50 m 12.88 m 该工作面地质构造较简单，根据地面三维地震勘探资料，该工作面无断裂构造，仅有一条背斜。在掘进过程中，实际揭露断层7条，走向30~155°，倾向NE、NW, 倾角35~78°，落差0.9~2.8m。揭露断层对回采有一定影响。预计工作面内有隐伏地质构造，有待进一步揭露。
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2掘进工作面区域综合防突措施
2.1 区域防突措施
2.1.1 机巷区域防突措施
机巷采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。主要包括：巷帮钻场顺层钻孔抽放和工作面顺层钻孔抽放。YX001 机巷掘进期间每隔40m在主巷和巷帮施工深孔抽放钻孔，钻孔设计两排，每排17个，共计34个孔，钻孔孔径为Ф89mm，控制正前60m，控制巷帮15m范围内达到消突效果。区域防突措施钻孔布置见图2-1:
2.1.2 风巷区域防突措施
风巷采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。底板抽放巷距煤层10m，梯形断面，下宽3m、上宽2.5m、高2.5m。YX001 风巷外错布置底板瓦斯预抽巷，两巷平距（中到中）12m，预抽巷顶板距二1煤层底板8m左右，预抽巷每隔30m或36m布置一个钻场，钻场直墙半圆拱，锚喷支护，规格为宽4.5m，高3.2m，深4m。每个钻场内布置14或16个钻孔。预抽巷无钻场的按水力冲孔影响半径及控制范围均匀布置钻孔，保证YX001风巷及两侧各15m范围内达到消突效果。区域防突措施钻孔布置见图2-2：
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6000081、192、13、204、215、226、237、248、259、2610、2711、2812、2913、3014、3115、3216、3317、3430001500030003000300018 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 1000350030001 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 3000300010008008008008008008008008008008008008008008008008006030350030003000主巷及巷帮钻场防突钻孔布置图44186,6640000主巷及巷帮钻场防突钻孔平面图30003000150003000说明：1、图中尺寸单位为mm。2、钻孔参数中于腰线夹角要随时根据煤层赋存情况进行调整。3、深孔抽放钻孔施工完毕后，即时用2吋双抗管配合聚胺脂封孔合茬抽放，封孔长度不小于10米。200015001000100018 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 341 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17此为预想煤层底板45002600 图2-1机巷区域防突措施孔布置图（注：图中尺寸单位为mm）
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巷风大西回西轨道8000400030000131014116236000图2-2 YX001 风巷区域防突措施孔布置图(注：图中尺寸单位为mm)
2.2 区域措施效果检验
采用残余瓦斯含量作为检验指标对区域防突措施进行检验。根据《防治煤与瓦斯突出规定》，残余瓦斯含量临界值取为8m3/t，当残余含量小于8m3/t时且
轨道联巷大巷730000专用回风巷450030000YX001胶带顺槽底板瓦斯预抽巷690000YX001底板巷YX001胶带顺槽YX001底板巷YX001胶带顺槽36000128411#360002#3#4#955#6#7#8#379#10#11#12#13#121314485990001080006900071112二1煤层3900014#15#16#90009000巷道钻场
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检验期间无明显突出预兆时，视为无突出危险区，否则，为突出危险区，预抽措施无效。
2.2.1机巷区域措施效果检验 机巷采用顺层钻孔进行效果检验
对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点；
对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔30～50m至少布置1个检验测试点；
对穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围；
图2-3 顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施检验试点布置
2.2.2 风巷区域措施效果检验 风巷采用穿层钻孔进行效果检验。
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对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点；
图2-4 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施检验试点布置
图2-5 穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施检验测试点布置
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3 掘进工作面局部综合防突措施
3.1 掘进工作面突出危险性预测（区域验证）
在YX001工作面掘进期间，采用钻屑瓦斯解吸指标（△h2）、钻屑量（S）及钻孔瓦斯涌出初速度指标进行工作面突出危险性预测和防突措施效果检验，其临界值如表3-1所示。
表3-1 预测及效检指标临界值表
危险性 有突出危险 无突出危险 瓦斯涌出初速度 qmax≥3.5L/min 钻屑量 Smax≥6Kg/m 钻孔钻屑解吸指标 Δh2max≥200Pa Δh2max＜200Pa qmax＜3.5L/min Smax＜6Kg/m 当上述三项指标有一个或一个以上指标超标时，预测工作面有突出危险性或防治突出措施无效；当上述三项指标均不超标且工作面没有异常现象时，预测工作面无突出危险性或防治突出措施有效。
可采用下列方法预测煤巷掘进工作面的突出危险性： （一）钻屑指标法； （二）复合指标法； （三）R值指标法；
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（四）其他经试验证实有效的方法。
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体施工3个直径42mm、孔深9m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。
钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道两侧轮廓线外2～4m处。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表3-2的临界值确定工作面的突出危险性。
表3-2 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值 钻屑瓦斯解吸指标Δh2 Pa 200
钻屑瓦斯解吸指标K1 （mL/g?min） 0.5
12钻屑量 S （kg/m） （L/m） 6
5.4
如果实测得到的S 、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。 钻孔位置如图所示：
3#孔煤巷掘进工作面1#孔2#孔
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图3-1煤巷掘进工作面突出预测钻孔布置示意图
3.2 掘进工作面防突措施
因煤层为一般突出危险煤层，应采取短钻孔布孔方式，短钻孔布孔最佳钻孔施工长度(水平投影)为10m。孔径为100mm，根据有效影响半径确定钻孔间距，其钻孔布置如图1所示。短孔布置的优点是在留有5m措施超前距的条件下，在掘进过程中，始终处于两轮超前钻孔有效的控制范围内，安全才有保障。
前两轮残孔上一轮措施孔本轮措施孔5m10m措施超前距5m措钻孔长度10m孔巷道轮廓线外5m钻孔孔底间1～1.5m(有效影响半径采用0.5～0.75m)
煤巷掘进工作面采用超前钻孔(如图3-2)作为工作面防突措施时，应符合下列要求：
（一）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
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d. 压风自救系统主管路直径不得小于3寸，压风自救系统必须派专人维护，确保压风自救系统完好。
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4 采煤工作面区域综合防突措施
4.1 采煤工作面区域防突措施
采煤工作面区域综合防突措施是指在突出煤层进行开采以前，对突出煤层较大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。 预抽煤层瓦斯可采用的方式有：地面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（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽巷条带煤层瓦斯等。
预抽煤层瓦斯区域防突措施应当按上述所列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。
预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当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，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。 从迎头沿掘进方向布置了25个顺层钻孔，终孔位置控制巷帮轮廓线外20m,沿掘进前方60m，钻孔采用聚氨酯和水泥砂浆封孔，封孔段长度8m，封孔后与高负压连网抽放。
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预抽钻孔如图4-1和图4-2所示：
图4-1 地面钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施
图4-2 穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施
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4.2 采煤工作面区域措施效果检验
预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察（应符合本规定第四十二条要求的程序）确定的临界值进行评判。在确定前可以按照如下指标进行评判：可采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验，并且煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；也可以采用钻屑瓦斯解吸指标对穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验，如果所有实测的指标值均小于表4-1的临界值则为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。
表4-1 预测煤层突出危险性的单项指标
煤层突出危煤的破坏类瓦斯放散初煤的坚固性煤层瓦斯压煤层瓦斯压险性 突出危险 型 Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ 速度Δp 10 系数f 0.5 力p/Ma 0.74 力m3/t 8 但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、钻杆及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m以内的预抽区域判定为措施无效，所在区域层仍属突出危险区。
当采用煤层残存瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。
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图4-3 检验钻孔的布置
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5 采煤工作面局部综合防突措施
5.1 采煤工作面突出危险性预测（区域验证）
应对各煤层发生煤与瓦斯突出的特点和条件试验确定工作面预测的敏感指标和临界值，并作为工作面突出危险性的主要依据。实验应由具有突出危险鉴定资质的单位进行 ，在实验前和应用前应当由煤矿企业技术负责人批准。 可采用下列方法预测煤巷掘进工作面的突出危险性： （一）钻屑指标法； （二）复合指标法；
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（三）R值指标法；
（四）其他经试验证实有效的方法。
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体施工3个直径42mm、孔深9m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道两侧轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表3-2的临界值确定工作面的突出危险性。
表5-1 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值 钻屑瓦斯解吸指标Δh2 Pa 200
钻屑瓦斯解吸指标K1 （mL/g?min0.5
12钻屑量 S （kg/m） （L/m） 6
5.4
）
如果实测得到的S 、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。 采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应当向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。 钻孔应当尽量布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔开孔口靠近巷道两帮0.5m处，终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。 各煤层采用复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表5-2的临界值进行预测。
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表5-2 复合指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值 钻孔瓦斯涌出速度q (L/min) 5 （Kg/m） 6 钻屑量S （L/m） 5.4 如果实测得到的指标q、S的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
采用R值指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标。
钻孔应当尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m收集并测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进后2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。
根据每个钻孔的最大钻屑量Smax和最大钻孔瓦斯涌出初速度qmax按式计算各孔的R值：
R＝ (Smax-1.8) (qmax-4)
式中 Smax—每个钻孔沿孔长的最大钻屑量，L/m； qmax—每个钻孔的最大钻孔瓦斯涌出初速度，L/min。
判定回采工作面突出危险性的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按以下指标进行预测：
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当所有钻孔的R值有R﹤6且未发现其他异常情况时，该工作面可预测为无突出危险工作面；否则，判定为突出危险工作面。
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。
图5-1 回采工作面预测钻孔的布置
5.2 采煤工作面防突措施
根据回采工作面的特点，回采工作面的放图促使通常可以分为两类，一类是直接在回采工作面内采用的措施，另一类是在回采工作面的顺槽中沿煤层采用的防突措施。前者如超前钻孔，预抽瓦斯，松动爆破、水力冲孔、水力疏松，钻孔一般顺煤层成单排控制，孔间距一般大于1m，钻孔深度不小于5m。由于是 在回采工作面内采用的措施，因而措施的控制范围一般较小，效果也较差。后者如排放瓦斯钻孔、预抽瓦斯、长钻孔控制卸压爆破等，其特点是在顺槽中沿煤层倾斜方向布置钻孔，可以与现在工作面前方是煤层卸压和排放瓦斯，对回采工作面的影响小，防突范围大，措施效果较好，但在突出煤层中打长钻孔比较困难。
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工作面防突措施不同于区域防突措施，它的作用在于使工作面前方小范围内煤体丧失突出危险性，其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。工作面防突措施仅在预测有突出危险的采掘工作面应用。
预抽瓦斯是在石门轮廓线外一定范围内的煤层中，打若干排(或圈)抽放瓦斯钻孔，然后对抽放钻孔进行封孔，并使钻孔与瓦斯抽放管道系统相连接，借助于机械真空泵(或矿井的抽放系统)所造成的负压抽取煤层中的瓦斯。
预抽瓦斯和超前排放钻孔，核心技术都在于预抽钻孔的布置方式及施工。采用预抽煤层瓦斯防治突出措施时，钻孔封堵必须严密。封孔深度应不小于3m，钻孔孔口抽放负压不应小于13kPa，并应使波动范围尽可能的降低。 煤层采用预抽瓦斯和超前排放钻孔防治突出措施应遵守下列要求： (1)煤层透气性较好，矿井有抽放设备或系统，并有足够的抽放时间(一般不应小于3个月)；
(2)抽放钻孔孔底应布置到规定要求的范围内；
(3)抽放钻孔优先选用孔径75～120mm；钻孔孔底间距一般为2～3m；但由于各矿煤层抽放有效影响半径和抽放装备不同，各矿应根据实际考察情况确定抽放钻孔的孔底间距，以达到最佳抽放效果。
（4）采用抽放方法抽放煤层瓦斯的效率要比自然排放方法排出煤层中的瓦斯效率要高，在同一条件下揭开(穿)突出煤层的时间要短。
（5）揭煤工作面施工的钻孔应尽可能穿透煤层全厚。当不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段施工，但第一次实施的钻孔穿煤长度不得小于15m，以保证能有效排除揭煤工作面前方煤体中的瓦斯，降低瓦斯压力，消除突出危险性；同时在进入煤层掘进时，必须至少留有5m的超前距离（掘进到煤层顶或底板时不在此限）。以保证作业时具有足够的安全屏障。
(6)每施工完一个钻孔，必须要用聚氨酯封孔，封孔深度不得小于8米，确保严密不漏气。
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。
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图5-2 采煤工作面防突措施钻孔布置示意图
5.3 采煤工作面措施效果检验
在实施钻孔法防突措施效果检验时，分布在工作面各部位的检验钻孔应布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。
工作面防突措施效果检验必须包括以下两部分内容：
（一）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等)，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断;
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（二）各检验指标的测定情况及主要数据。
工作面回采过程中必须对工作面突出危险性进行循环校检，选取钻屑量s和钻屑解析指标K1(△h2)或s和钻孔瓦斯涌出初速度q进行效果检验。其临界值为：S临=6Kg/m、K1临=0.5mL/(g.min1/2), △h2临=200pa,q临=4L/min。沿采煤工作面每隔10～15m布置一个检验钻孔，孔深8~10m， 当检验孔的投影孔深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至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。
若预测或检验指标超标，由采煤队沿工作面倾向方向在全工作面范围内每5m施工一个超前排放钻孔，钻孔深度应大于20m，孔径108mm。采取防突措施后，其排放时间应超过4小时方可进行效果检验。
校验为无突出危险工作面时，工作面允许推迟距离必须同时保证在沿工作面走向方向留有不少于100m（补充措施不小于3m）的措施孔超前距和不少于2m的校检超前距。
图5-3 钻孔控制范围与间接计算残余瓦斯含量检验示意图 5.4 采煤工作面安全防护措施 避难所应当符合下列要求： 37
（一）避难所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。避难所内支护保持良好，并设有与矿(井)调度室直通的电话；
（二）避难所内放置足量的饮用水、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，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；
（三）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 压风自救系统的要求是：
（一）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；
（二）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；
（三）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。
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6 采煤工作面瓦斯综合抽放措施
在采煤工作面回采过程中，执行边采边抽强化措施、上隅角埋管抽放措施和风巷高位钻孔抽放措施。
采煤工作面的瓦斯抽放应该按照“大流量、多抽泵，大管径、多回路”的原则完善瓦斯抽采系统。泵和管网的能力要留有足够的富裕系数，泵的装机能力应为需要抽采能力的2～3倍。选择高负压大流量水环式真空泵，配齐配全各类抽采钻机和必要的移动抽采泵，逐步淘汰玻璃钢瓦斯抽采管路。瓦斯利用矿井应根据
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不同的抽采方法和抽采瓦斯的浓度，实现分系统抽采，既满足安全需要，又符合利用要求。到2006年，所有高瓦斯矿井必须建立完善的地面永久瓦斯抽采系统。
在采煤工作面回采过程中，执行边采边抽强化措施(图6-1)、上隅角埋管抽放措施(图6-2)和风巷高位钻孔抽放措施(图6-3)。
YX001采煤工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。轨道、胶带顺槽相向施工平行钻孔，孔径Φ89mm，钻孔间距根据煤层厚度设计为0.7m或1.4m；胶带顺槽抽放钻孔孔深70m，右偏8°；轨道顺槽抽放钻孔孔深70m，左偏8°； 工作面切眼抽放钻孔深度73~75m。
一、边采边抽强化措施：抽采采煤工作面前方卸压煤（岩）体的瓦斯或厚煤层开采时抽采未采分层卸压煤体的瓦斯。
工作面两巷为边掘边抽，在巷道两侧每30m交替掘进一个钻场，当钻场滞后于工作面后，在回采侧钻场中施工走向方向上的本煤层扇形预抽钻孔，每个钻场设计钻孔9个，钻孔深度为55～100m（图6-1），钻孔角度则按设计在现场进行调整，工作面形成后在回采侧预抽钻场间补钻场施工本层抽放钻孔。抽放浓度36％～65％，抽放量最高为6.5m3/min，一般为2.5 m3/min。
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图6-1 边采边抽钻孔布置平面图
二、上隅角埋管抽放措施：
（1）、YX001采煤工作面机巷联络巷埋管抽放瓦斯。根据俯采空区高，工作面低，瓦斯向压力低的地方汇集的特点，沿切眼上帮铺设一趟Φ169mm的管路至轨巷上口（见图6-2）。工作面周期来压后高浓度瓦斯逐渐积聚到预埋管管口附近，抽放效果尤为显著，随着工作面向远方推进，顶板逐渐下沉压实，抽放量越来越小。为了减少机巷漏风将采空区高浓度瓦斯带到轨巷上隅角，根据工作面的推进度和瓦斯超限情况，适当调整抽放负压，加大对预埋管的抽放力度，且规定浓度低于30％时立即停止抽放，同时每天对抽放管内瓦斯取样分析，观察密闭内CO情况，预防因抽放时间较长，抽放量大，在工作面推进速度慢时抽放瓦斯而引起煤层自燃、发火造成事故。此方法抽放量达11.34 m3/min，抽放浓度为57.3％，最高达到83.2％。
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2）、YX001采煤工作面轨巷埋管及设挡墙抽放瓦斯。工作面回采前，沿轨巷铺设一趟Φ273mm的管路至轨巷上口，作为回采期间抽放上隅角瓦斯的预埋管（见图2）。工作面周期来压后，上隅角瓦斯浓度开始超过1.5％，于是用编织袋装煤泥在轨巷上隅角砌双层隔截挡墙拦截采空区瓦斯并打开预埋管进行抽放，轨巷上隅角瓦斯仍然出现超限现象。工作面每推进1.2m需要设一组双层挡墙，但上组挡墙必须保留；挡墙设置与轨巷帮成120°夹角，每组挡墙必须堆码严实至巷顶并用湿黄泥堵漏，新挡墙施工一般采用调整风障角度来解决瓦斯超限问题，风障的设置一般不超过三层且与挡墙成60°以上的夹角，可根据现场进行调整，使挡墙瓦斯降到1.5％以下。施工轨巷挡墙的同时，在机巷上隅角施工一组单层挡墙井在墙体上铺风带，以减少墙体漏风将采空区高浓度瓦斯带向轨巷上隅角形成瓦斯积聚。此方法抽放浓度为12％～20％，抽放量为7.9 m3/min（未计入YX001采煤工作面绝对瓦斯量中）。
图6-2 埋管的布置
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三、用边采边抽强化措施钻场施工高位钻孔：指在风巷向开采煤层顶板施工的抽采钻孔（进入裂隙带）。
图6-2 钻场施工高位钻孔
为了解决高瓦斯矿井综采工作面上隅角瓦斯积聚的问题,通过采用高位瓦斯钻孔配合上隅角埋管抽放方法进行综采工作面的瓦斯抽放。
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