县煤矿瓦斯防治方案样本.doc

大方县高店煤矿瓦斯防治方案大方县高店煤矿技术组二一二年元月十二日目 录前 言3一、问题提出3二、编制依据3第一章 矿井概况5一、矿井地理及交通位置5二、矿井证照情况5三、特种工程及专职安全员培训和配置情况5四、煤层赋存情况及层间距及顶底板力学性质5五、矿井开采技术条件6第二章、矿井各生产系统现实状况8一、矿井开拓系统8二、矿井供电系统9三、矿井通风系统11四、瓦斯抽采系统12五、瓦斯监控系统15六、矿井提升系统15七、矿井排水系统16八、矿井防尘、防火、供水16第三章、矿井采掘布署调整16一、开拓巷道调整及工程量162、采区巷道部署及工程量163、采区及采掘工作面接替次序174、采掘部署及采掘队伍安排175、采掘布署调整井巷工程统计表17第四章、矿井瓦斯治理方案18第一节、瓦斯治理方案18第二节、瓦斯抽采设计19一、抽采方案及方法19二设计区域及钻孔分布21三、钻场、钻孔部署21四、瓦斯抽采基础参数24五、钻机选择和钻孔施工26六、抽采管路32七、地面关键抽放设备选型34八、地面固定抽采站部署37九、抽采系统安全装置39十、矿井瓦斯抽采管理41第三节、防治煤和瓦斯突出44第一小节、区域性防突方法44第二小节、区域防突方法45第三小节、采掘工作面估计46第四小节、局部综合防突方法47第五小节 通风系统、通风安全设施施工和管理51第六小节 瓦斯监测52第七小节 自救系统52第八小节 启爆和瓦斯管理53第五章、整改完善各生产系统58一、完善通风系统58二、完善瓦斯抽采系统（已经验收）58三、完善防尘、防灭火及供水系统59四、完善监测监控系统59五、矿井供电系统59六、提升运输系统60七、矿井排水系统61八、矿山救护61第七章、保障方法61一、组织方法61二、制度建设及考评措施62三、质量确保体系62四、安全技术方法62五、质量标准化建设要求62第一章 矿井概况一、矿井地理及交通位置大方县高店煤矿在大方县大方镇金星村，距大方县县城约13km，二、矿井证照情况矿井始建于xxx年代初，为私营企业，矿井于xxx年 月开始建设， 年基础建成投产，六证齐全有效，现生产能力核定为 万吨/年，同意开采标高为 m，同意开采区内 、 煤层，已达成安全管理 级质量标准化矿井标准。三、特种工种及专职安全员培训和配置情况我矿立即送配多种特种作业人员,配置有专职安全管理人员 名（其中通风安全工程师 人、采掘工程师 人、地质测量工程师 . 人、机电工程师 人）,瓦斯检验员 名,电工 名,瓦斯监测电工 . 名,瓦斯监控员 名,防突效检工 名,绞车工 名,主扇司机 名.四、煤层赋存情况及层间距及顶底板力学性质井田内含煤可达 层，通常 层，呈 状、似 状产出，由下至上依次可分三个含煤组A、B、C。本区B煤组内由下至上为B1、B2、B3、B4，而许可矿山开采煤层为B3、B4煤层，局部可采B2、B1煤层未被同意开采，现对B3、B4煤层分述以下：B4煤层俗称“上连炭”，在宣威组第三段顶部，下距B3煤层1.38m3.78m，通常为2.43m,矿山井巷内仅1m1.5m,为复煤结构煤层.上部为黑色暗淡半暗煤和半亮光亮型煤间相互成;下部为线理状半暗暗淡型煤。煤层厚1.10m1.58m，平均1.29m。通常含12层夹矸，夹矸厚0.010.14m，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，其中一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩，具砂状结构，易于识别，此次在井巷中未见煤层夹矸。煤岩组分为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体，内生裂隙较为发育，质坚硬，呈块状。顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物化石碎屑或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。（2）B3煤层俗称“中连炭”，在宣威组第三段上部，上距B4煤层约1m1.5m,下距B2煤层约5m8m，三分性显著，中部为灰黑色、黑色半亮光亮型煤，上、下为半暗型煤；煤层结构单一，不含或偶含1层夹矸，煤层厚度1.201.51m，平均厚为1.37m，区内稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤条带，参差状断口，质疏松，外生节剪发育，易碎成小块。直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，不含动物化石，含灰色明状菱铁矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。五、矿井开采技术条件一、矿山水文地质条件矿区属长江上游一级支流长宁河水系，矿区坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高为+490m，将成为未来开采中地下水补给源；矿区西部锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地下水补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段井巷应采取保护方法。区内地下水类型包含碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区关键地下水类型，矿区地下水关键为大气降水渗透补给，次为地表水补给，随深度增加水量减小；松散岩类孔隙水关键赋存于第四系残积层中，水量中等，对矿坑充水影响较小。另外老窑及采空区积水亦为矿坑充水水源，同时伴随浅部岩体塌陷，地表水也将成为矿坑关键充水水源。所以，该矿为裂隙型充水矿床，现在矿井涌水量为200m3/d，水文地质条件中等至简单。二、矿山工程地质条件本区属深丘低山工程地质区，区域稳定性很好。矿山煤层为缓倾斜煤层，顶板岩性关键由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩组成；底板岩性关键为粘土岩。所以，硐室围岩均属软质岩体，故本矿将主平硐及运输巷部署于围岩中是正确。因为岩层较缓，深部岩体中地压力较大，硐室顶板、帮壁岩石中节理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；底板饱水后产生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每三个月可达3040cm。硐室顶棚易产生冒落，直接冒落高度约30m，该矿也曾经发生过顶板冒落，造成了人员伤亡，所以，应加强采空区和硐室围岩管理。硐室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中等。三、矿山环境地质条件矿山地处地质灾难易发区，地质环境较为脆弱。据此次现场调查，矿区内还未发觉滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾难，但伴随开采进行，可能诱发地面地质灾难，地表水体（泉）疏干可能较为严重。我们提议矿山企业应按现行要求及矿山地质环境评价汇报中提出方法和提议，采取对应方法，做好矿山地质环境保护和地质灾难防治工作。四、其它开采技术条件1、瓦斯我矿于xxx年xx月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯等级判定，其判定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为：xxm3/min，相对瓦斯涌出量为：60.51 m3/t；矿井绝对二氧化碳涌出量为：6.328m3/min，相对二氧化碳涌出量为：21.26 m3/t；确定为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性：依据“3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”判定汇报，我矿B4、B3煤尘均无爆炸性危险。3、 煤层自燃发怒倾向性依据“3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”判定汇报，我矿B4、B3煤层均属不易自燃。4、地温本区属正常地温区，地温梯度约为3/100m，当井下通风时其巷内温度通常可控制在25左右。第二章、矿井各生产系统现实状况一、矿井开拓系统1)矿井开拓系统矿井开拓方法为平硐开拓，主井口标高+512.5m,风井标高为+632.00m，井筒支护为锚喷、发碹及工字钢架棚支护，断面S=10.1,对已采完和未使用井巷全部进行了封闭。2)采区巷道部署（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、井下最大班人数）矿井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分为二个阶段，即+515+555和+555+595阶段，下水平为+515至+425阶段。现在主采+515+555m阶段，阶段运输巷部署在煤层底板中，破石门进入B4、B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走向部署，工作面沿煤层倾向部署，阶段运输巷内设置车场形成运输系统。下水平设计部署3个阶段，每100m一个阶段，现正在施工下水平主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷道。采掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班通常 . 人，采煤工作面 人，井下大班最多人数 人左右。3)采掘布署开采次序分区段开采，采取采区前进，区内后退式开采，先采上解放层（B4煤层），后采下层B3煤层，B4煤层工作面形成时部署网格抽放对工作面进行预抽，然后再进行回采。采煤方法为：走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放炮落煤、人工装煤、工作面采取40型可弯曲刮板输送机运煤，煤炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平已回采结束）由人工推到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，再由机车运出地面；+515至+555水平直接由人工推到车场，再由机车运出地面。支护采取单体液压支柱，排距1.0m,柱距1.0m,“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一准”作业方法。掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采取煤电钻打眼，全断面一次爆破（煤巷分次爆破）人工装矸，巷道支护采取11矿用工字钢架棚支护，棚距1.0m，不足一架料位置采取前探梁护顶；煤（矸）采取人工装运，岩巷掘进采取YT28凿岩机打眼，全断面一次爆破，装岩采取17型耙斗机，发碹作为永久支护，1T矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，二、矿井供电系统矿井采取双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电源，矿井关键设备有45KW绞车，11.4KW绞车，110KW固定空压机，25.5KW局部通风机等用电设备。矿井地面供配电采取10kV和660/220V两级电压，一、二级用电负荷采取双电源供电。当一回供电电源发生故障，另一电源可担负负荷用电。在矿井地面设有2座10/0.69/0.4kV变电所，在各变电所视其情况设置功率因数自动赔偿装置，主井工业广场地面变压器为SG-315/10/0.4，井下变压器为KBSG-400/10/0.69，风井变压器为SG-250/10/0.4，在变压器容量大于315kVA变电所低压侧均设置零序电流保护装置。地面照明电压为220V，采取三相四线制。矿井生产照明和生活照明分开供电,对移动设备供电回路设有漏电保护装置。住宅及办公室采取荧光灯；主通风机房、机修车间、木工房等机器房用白炽灯。矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明场所通常采取双电源自动切换照明装置来实现，部分场所采取应急灯作为应急照明。 矿井按煤和瓦斯突出矿井设计，局部通风机采取双电源供电，采取两台专用变压器、专用开关及专用电缆。掘进工作面中电气设备设有风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中一切电气设备电源。井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设固定照明，照明电压为127V，选择ZBX型矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具通常选择DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋转机械硐室选择DGS型矿用隔爆白炽灯。三、矿井通风系统1、主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、巷道阻力、通风设施xx煤矿采取中央边界抽出式通风，回风井口安装KZT60-16B型通风机(参数见下表)；一台运行一台备用,功率290KW，矿井总进风量类别型 号台风量（m3/min）静压（Pa）全压（Pa）功率（Kw）运行KZT60-16B1420724759053355952-3532290备用KZT60-16B1420724759053355952-35322902653m3/min，总回风2712 m3/min，等积孔1.62m2。主、风井口高差120m，通风机房安装有水柱计，矿井通风负压1.16KPa,自然风压对矿井通风系统有一定影响,矿井通风系统比较稳定，通风能力能满足安全生产需要，风机房有多种规章制度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。2、矿井风量及分配矿井设计需供风量2179m3/min，实际供风量2653m3/min，风量分配详见下表：序号需 风 地 点需 风 量实际供风量备 注1225252230035631742484208248522625061802007208250820825092502821020020011合 计3、掘进通风及部署情况掘进工作面采取压入式通风方法，掘进通风选择一台FDB-5型（25.5kw）配500胶质风筒为碛头供风，安设于回风口以外10米进风流中，在进风侧设置一组正反向风门(两正两反)，风筒口距碛头距离5m，局部通风机实现“三专两闭锁”,风机供风量满足生产用风需要。4、主通风和局部通风机供电a、还未完全实现“双风机双电源”供电。b、主扇电源不稳定，常常要切换至柴油发电机供电。四、瓦斯抽采系统1、抽采设备我矿选择2BE1-353-0型水环式真空泵作为抽采泵，电机功率110KW，相关参数见下表：型号转速r/min 轴功率kW 电机功率kW 配用电机380V极限真空度mbar 最大抽气速率 泵重(整机）kg m3/hm3/min2BE1-353-0 464（皮带） 81110Y315S-433mbar(-0.098MPa) 410068.339052、抽采管路抽采管路采取高压胶管将抽采钻孔导管和钻场汇流管紧密联结，做到密闭不漏气，高压胶管无120度以下急弯；汇流管和钻场瓦斯管连接，钻场瓦斯管和巷道中分区瓦斯抽采支管连接；和其它管路有显著区分和标志，抽采主管路设置在515m顶板巷，高度大于1.8m，并固定在巷道壁上，和巷道壁距离满足安装检修要求，瓦斯抽采管件外缘距巷道壁大于0.1m。抽采管路分岔处均设置有和安装地点管径相匹配控制阀门，主管上阀门设置在井下关键分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域正常抽采；抽采管路安装平直，拐弯处设有弯头，无急弯死弯，并保持一定流水坡度（通常为3）；抽采钻场、门框架、低洼处均设置有放水器；抽采管路跨越巷道时全部设置有门框架，门框架设置全部不影响抽采、行车和行人安全；抽采管接头、接口做到紧密不漏气；回风巷、回风石门等平巷安设管路，均设有管子架，管子架距离小于 5m，并把接好管子用卡子等固定在管子架上。管路距离巷道底板全部大于300mm。在提升下山巷、回风上山、总回风巷等倾斜巷道中安设管路，均采取防滑装置（或管卡）将管子固定在巷道支架或巷道壁上。管卡间距为1520m(巷道倾角30)；且提升下山巷抽放管路和矿车最外缘间隙全部大于800mm；瓦斯抽采管路和电缆线分别敷设在巷道两侧。抽采主管、干管及其和钻场连接处装设有瓦斯检测和计量装置。3、抽采管材抽采管材全部选择PE管作为矿井瓦斯抽采管。抽采主管 PE1.0/355 (公称压力1.0MPa,壁厚26.1mm, 公称外径355mm、内径302.8 mm)抽采干管 PE1.0/315 (公称压力1.0MPa,壁厚23.2mm, 公称外径315mm、内径268.6mm)抽采支管 PE1.0/160（公称压力1.0MPa,壁厚11.8mm, 公称外径160mm，内径136.4mm）3、抽采孔部署依据矿井煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数等，确定矿井抽采瓦斯基础参数。抽采钻孔孔径：设计矿井和*矿区相邻,煤层硬度系数和煤层透气性系数比较靠近，现*矿区各煤矿瓦斯抽采钻孔孔径为64mm，抽采效果很好，而且施工方便，速度快；所以，设计确定矿井瓦斯抽采钻孔孔径为64mm。抽采半径：依据该矿煤层透气性系数和参考*矿区抽采实际，初步确定：B4煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径1.5m；B3煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径3m；矿井实施抽采过程中，应依据煤层瓦斯地质改变情况、抽采时间等原因，合理调整钻孔抽采半径，总结出适合本矿瓦斯钻孔抽采半径。正常生产期间，在部署B4、B3煤层巷道时，同时在巷道上下帮按每30m间距部署一个钻场，在每个钻场中沿煤层部署10-20个顺层抽放钻孔，部署底板巷道时也是按30m间距在上下帮分别部署钻场，进行底板预抽，在部署采煤工作面时还要按3m间距沿工作面倾斜方向部署抽放钻孔，其深度以距回风巷保持10m距离为准，瓦斯抽放钻孔部署后立即进行瓦斯抽放，抽放时间以实际检测达成预抽效果后才能撤消，现在有在藉抽放钻孔300个以上。五、瓦斯监控系统监测系统主机：KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各2台）， 一台工作，一台备用，监控系统于*年*月份升级完成，KFD-3分站6台，瓦斯传感器KG9701，20台， CO传感器1台，负压传感器一台，风速传感器2台，风门开关传感器12套，设备开停传感受器12台。采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感器。采煤工作面回风巷甲烷传感器报警浓度1.0CH4，断电浓度1.5CH4，复电浓度0.55，突出威胁。估计为突出威胁时，每个估计循环应留不少于2米超前距；估计预报判定工作面前方为突出危险，则必需采取钻孔排放方法，消除其潜在突出危险。二、掘进工作面估计1）、突出危险性估计。（1）、采取钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度（qmax）和钻屑量（Smax）估计突出危险性。参数以下表。参数名称单 位突出危险性突出危险突出威胁最大钻屑量（Smax）Kg/m66最大瓦斯涌出初速度qmaxL/minm55（2）、估计钻孔部署：钻孔部署在煤体相对较软软煤分层中，深度不低于8-10m，直径42，通常不少于3个，平行于巷道掘进方向，上、下帮各1个，中间一个，控制巷道轮廊线外,上帮大于5m，下帮大于3m。第四小节、局部综合防突方法一、石门揭煤防突方法我矿石门（断层）揭煤均采取震动性放炮揭煤防突技术方法。（一）、突出危险性估计及方法效果检验采区石门（断层）揭煤采取钻孔法估计预报和方法效果检验。1、在巷道顶板距煤层法向距离不少于10m处，施工地质钻孔，地质孔参数由矿技术人员负责设计，采集煤芯测定P、f 值，计算综合指标K值作为突出危险性判别指标。K30突出危险K30无突出危险同时掘至距煤层底板法向距离不少于10米时，施工队必需将岩石炸药更换为3煤矿安全炸药，并严格按防突管理相关要求和方法及实施。2、若综合指标K值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于5m时，必需立即在碛头施工抽放钻场，并停头，同时安排在碛头施工抽放孔，预抽揭煤点煤层瓦斯。所施工抽放孔呈网络状均匀部署（55），终孔间距为2-3m, 控制揭煤点四面不低于5m。只有经检测揭煤点煤层瓦斯预抽率达成25%以上时，方可恢复施工，继续往前掘进。不然必需采取延长抽放时间或补打抽放孔等补救方法。3、恢复施工起，施工队必需实施“探三掘一”探掘方法。4、石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于3.0m或1.5m处，分别进行突出危险性估计，估计参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，判别指标（见石门揭煤估计工作指标表）。石门揭煤估计工作指标测试参数单位突出危险性突出危险无突出危险最大钻屑量SmaxKg/m6.06.0最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min.m5.05.05、在煤层赋存稳定，确定无突出危险情况下，可采取“五步法”方法揭煤，若已揭开煤层，且还未全断面揭穿煤层全厚，则必需施工顺层估计孔，估计煤层突出危险性，测试参数及工作指标按和石门揭煤估计工作指标相同。6、在上述钻孔资料分析煤层赋存不稳定，结构复杂或钻孔施工中出现喷孔及估计中任一参数超标，均预报为突出危险，则必需采取施工抽（排）放钻孔防突方法，并进行方法效果检验，只有经检验证实方法有效后，方可采取“五步法”防突方法揭煤。二、掘进工作面防突方法（一）、突出危险性估计和方法效果检验对于B4煤层掘进工作面和B4层煤柱下未受卸压保护B3煤层掘进工作面，掘进前，均采取钻孔法估计预报工作面前方煤体突出危险性，若经估计为无突出危险，可留不少于5.0m安全屏障组织生产；若经估计为突出危险，必需采取防突技术方法后，并经方法效果检验为无突出危险，方可按技术责任人审批防突方法效果检验汇报单要求组织生产。(1)钻孔部署1、在煤层赋存稳定，煤体结构未遭到破坏正常煤层中掘进，部署三个孔，见图2，估计孔控制巷道断面及其轮廓线外不少于2.0m。2、受地质结构影响，煤层增厚或变薄地带，但类煤在0.5m以下，类煤在0.3m以下时，或在估计煤和瓦斯突出集中带掘进时，部署35个估计孔，当任一估计参数超标则停止估计，立即实施防突技术方法，其中一个估计孔为探清前方煤层情况，部署于煤层底板周围，兼作摸岩孔，若探得前方煤层发生改变，则立即实施防突技术方法。3、煤层赋存发生极大改变，或类结构煤大于0.5m及以上，类煤大于0.3m及以上和施工中出现卡钻、喷孔、煤体变冷、施工中瓦斯忽大忽小等突出预兆时，则不管测试参数是否超标立即实施防突技术方法。(2)估计参数及工作指标估计方法采取钻孔法，估计参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，按（石门揭煤估计工作指标表）判定工作面危险性。(3)出现下列情况时，均视为突出危险1、因断层、褶曲结构致使煤层增厚、变薄，且类煤达0.5m及以上，类煤达0.3m及以上时。2、施工中出现喷孔、卡钻、煤体变冷等突出预兆时。3、炮后30分钟瓦斯涌出量成倍增加时。4、煤层赋存（如煤厚、倾角）发生急剧改变时。(4)工作面一旦有突出危险，必需立即实施防突方法，并经方法效果检验证实方法是否有效。检验孔控制巷道断面及轮廓线外不少于3.0m，严重突出危险地带控制轮廓线外不少于4.0m，检验孔参数工作指标按石门揭煤估计工作指标表实施，只有经检验为无突出危险后必需留足不少于5.0m安全屏障，按矿技术责任人审批防突方法效果检验汇报单要求组织生产。（二）、治理突出技术方法超前抽（排）放钻孔方法作为该区掘进工作面关键局防技术方法。1、深孔超前抽（排）放钻孔方法在已确定严重突出危险地带，掘进工作面掘进前，可采取该方法。超前孔孔长不少于30米，孔径52-84mm。依据掘进工作面实际条件，能够在碛头上直接施工或在其巷道两侧钻场施工。2、小直径超前排放钻孔在煤层松软、有自喷能力地段，采取该方法。钻孔深912m，孔径42mm，通常部署一排孔，当煤厚大于1.8m时，采取双排孔。钻孔控制范围为巷道断面轮廓线外不少于3.0m ,在严重突出危险地带，控制巷道断面及轮廓线外不少于5.0m。三、回采工作面防突方法（一）、突出危险性估计和方法效果检验对于B4煤层回采和B4煤层煤柱下回采时，回采前均采取钻孔法估计。若经估计工作面为无突出危险，则可留不少于2.0m安全屏障，并按矿技术责任人审批突出危险估计预报汇报单要求组织生产；若估计工作面为突出危险，必需采取防突方法并进行方法效果检验，然后可留不少于2.0m安全屏障，并按矿技术责任人审批防突技术方法效果检验汇报单要求组织生产。1、钻孔部署估计孔通常情况下沿工作面每隔5-10m部署一个孔并垂直于工作面，在煤层赋存不正常地段，则必需有针对性地在地质结构及非原生结构煤位置部署估计孔。检验孔部署在参数超标估计孔周围或方法孔之间，对有喷孔、响煤炮等突出预兆方法孔必需进行针对性检验。2、估计、检验参数及工作指标按（石门揭煤估计工作指标表）实施。3、估计、检验及方法孔孔长为8-12m，孔径42mm，其超前距离不得少于2.0m。（二）、防治突出技术方法有突出危险回采工作面可采取在机、风巷施工顺层抽（排）放