煤矿M5煤层瓦斯综合治理方案.doc

贵州省黔西南州兴仁县

M 5煤层瓦斯综合
防治方案

二0一二年三月

措施签字审批表

措施名称：####M5煤层瓦斯综合
防治方案

审核单位
签字人
签字时间
编 制 人

通 防 科

生 技 科

安 管 科

通防副总

矿 总 工

目 录
第一章 矿井煤层基本情况 4
第一节 井田概况 4
第二节 M5煤层地质、瓦斯等赋存情况 6
第二章 矿井安全生产系统 9
第一节 开拓开采 9
第二节 矿井通风系统 10
第三节 瓦斯防治和抽采系统 10
第四节 防灭火系统 10
第五节 电气系统 11
第六节 矿井提升系统 14
第七节 矿井运输和空气压缩机系统 14
第八节 安全监控和人员定位系统 15
第九节 矿山救护保健 15
第三章 M5煤层区域瓦斯防治方案 16
第一节 M5煤掘进工作面瓦斯防治方案 16
第二节 M5煤采煤工作面瓦斯防治方案 23
第四章 预防瓦斯超限、燃烧与爆炸综合瓦斯治理措施 27
第一节 上隅角、高位钻场抽放 27
第二节 预防瓦斯积聚的措施 29
第三节 预防火源产生的措施 36
第四节 预防矿井火灾 36
第五节 安全防护措施 39
第五节 矿井安全保障系统 43
第五章 矿井防突管理 44
第一节 防突组织管理 44
第二节 防突技术管理 45

第一章 矿井煤层基本情况
第一节 井田概况
原#####在2005年以前是一个年生产能力3万吨的小煤矿，2005年批准技改，进行改扩建，批准改扩建生产能力为30万吨/年。于2005年委托贵州煤矿研究设计院进行技改“开采方案”设计，设计能力为30万吨/年，2007年12月投产。矿井现为证照齐全的生产矿井，开采范围内可采煤层为M1、M2、M3、M4、M5、M7、M8煤层，开拓方案为平硐+斜井综合开拓，走向长壁采煤法。
#####依据“贵州省煤炭管理局《加快全省煤矿整合、技改和调整布局工作进度第二十一次调度会情况汇报》”的相关要求，将矿井井井型由原30万吨/年技改为90万吨/年。
一、交通位置
#####位于兴仁县城西北，直距约14公里，区内交通方便,煤矿东有兴仁县西环线通过，至潘家庄镇5公里,至兴仁县城26公里。兴仁有214国道至兴义市的顶效镇64公里。顶效为南（宁——昆（明）铁路中的一个重要车站。采出的煤炭多由汽车运至顶效站转火车销往广西省。见图1-1-1。
二、地形地貌
矿区地处贵州高原西北山区，以侵蚀、溶蚀地貌为主，岩溶及沟谷发育，地形切割较大，总体地势西北高南东低。海拔最高1887.60m,最低1315.00m。最大相对高差572.5m。一般海拔1500-1700m，相对高差200m。属低中山地形。矿井地面标高一般在1365m-1460m之间。
三、地面水系
矿区区域上处于珠江水系，地表水分别向东部、西北部、西南部径流，西北部属马岭河流域，东部及西南属北盘江流域。矿区外东面发育有一常年性河流，枯季流量约为6.00-15.00l/s，自北向南径流至猪场坝一带进入溶洞成为伏流，推测往南东后流出地面，注入北盘江；同时矿外区西北面也发育一常年性小溪流，其枯季流量约为0.00-2.23l/s，自北向南径流，汇入北盘江。区内地表水流量随季节性变化较大。
当地最低侵蚀基准面：+1315.00m左右。
四、气象特征
区内气候温暖湿润，大气降水充沛而且集中，霪雨季节长而频繁，湿度大，日照时数短，冬无严寒，夏无酷暑，四季分明，充分体现了低纬度高原山区的气候特征。区内属亚热带季风性湿润气候区。年均气温15.2℃，最高气温34.6℃，最低气温-7.8℃ 。最热为7月，月均气温22℃；最冷为1月，月均气温6.4℃。年均降雨量1327.9mm,最多年达1887.6mm；最少年仅960.4mm；5-9月为丰水期，占年降雨量的80％以上，年均蒸发量1368.1mm,年均相对湿度81％。

图1-1-1 交通位置图（比例：1：45万）
五、地震情况
据省地震局及1960年《中国地震》目录资料，兴仁县潘家庄镇1881—1955年间曾发生过4—4.8级的地震4次，出现屋舍震撼，居民惊骇眩晕不能自持等现象，震中位于北东向的坪上断层与北西西向的兴仁断层、屯脚断层和东西向的大垭口断层交切处，距煤矿约36km。据国家地震局建设部1992年颁发的《中国地震烈度区域图（1990）》，本区地震基本烈度为VI度。
六、矿井瓦斯
1、煤层瓦斯基本概况
原安全专篇按高瓦斯矿井设计。2009年11月26日#####在M5煤层发生了1次煤与瓦斯突出事故，煤炭科学研究总院重庆分院对#####进行了M1、M2、M3煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性鉴定， 2010年3月重庆煤炭科学研究分院完成并提交了《#####M1、M2、M3煤层瓦斯基本参数测定及煤层突出危险性鉴定报告》，鉴定结果为#####M1号煤层在标高+1433m以上不具有煤与瓦斯突出危险性，M2号煤层在标高+1415m以上不具有煤与瓦斯突出危险性，M3号煤层在标高+1390m以上不具有煤与瓦斯突出危险性。其中主采煤层M1号层埋深313m的瓦斯含量为5.23m3/t、瓦斯压力为0.58MPa，透气性系数为0.4458m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰减系数0.2871d-1；M2号层埋深420m的瓦斯含量为4.56m3/t、瓦斯压力为0.54MPa，透气性系数为0.1028m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰系数0.2871d-1；M3号层埋深446m的瓦斯含量为9.63m3/t、瓦斯压力为0.42MPa，透气性系数为0.0145m2/MPa2.d ,瓦斯流量衰系数0.3458d-1。
2、煤层自燃倾向性
根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的《#####M1、M2、M3煤层自燃倾向性鉴定报告》，M1、M2、M3煤层自然倾向性均为Ⅱ类，为自燃煤层；M5煤层自然倾向性均为Ⅲ类，为不易自燃煤层；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的《#####M6、M7煤层自燃倾向性鉴定报告》，M6、M7煤层自然倾向性均为Ⅱ类，为自燃煤层。（M6煤层为不可采煤层）
3、煤尘爆炸危险性
根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的《#####煤尘爆炸性鉴定报告》，M1、M2、M3 M5煤层的煤尘均无爆炸危险性；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的《#####M6、M7煤尘爆炸性鉴定报告》，M6、M7煤层的煤尘均无爆炸危险性。

第二节 M5煤层地质、瓦斯等赋存情况

一、M5煤层地质条件
M5煤层上距M4平均30.29m，下距M7平均33.84m；煤厚0～2.62m，平均厚1.71m；仅1个见煤点含夹石，厚0.37m，结构简单。煤层走向近南北，倾向西，倾角一般8—13°。该煤层层位稳定、对比可靠、大部可采，属较稳定煤层；顶板岩性为细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩，底板岩性为细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩。附煤层厚度等值线图。

宏观煤岩成分：亮煤为主，少量暗煤，夹镜煤条带。煤岩类型：半亮型，少量半亮~半暗型。煤层特低~高灰煤均有分布，但特低灰煤和低灰煤为主，部分中灰、高灰煤，灰分介于7.67-34.85%之间，平均18.78％。煤层真相对密度1.72 t/m3、视相对密度1.75 t/m3。附M5煤层煤质特征表1～3
二、M5煤层瓦斯压力、瓦斯含量
根据煤炭科学研究总院重庆分院提交的《#####煤层瓦斯参数测试》结果（埋深250米）： M5=0.773Mpa，M5=12.56 m3/t。
三、煤尘爆炸性
根据煤炭科学研究总院重庆分院2005年12月对#####各煤层作出的《煤尘爆炸性鉴定报告》，所采煤层的煤尘均无爆炸性，矿井按无煤尘爆炸性进行设计。 煤尘爆炸性鉴定报告表
煤层名称
工业分析（%）
爆炸性试验
爆炸性结论
水分
灰分
挥发分
焦渣
特征
火焰长度（mm）
抑制煤尘爆炸最低岩粉量（%）
Mad
Ad
Vdaf
M5
0.65
6.57
7.28
2
0
0
煤尘
无爆炸性

47

第二章 矿井安全生产系统
第一节 开拓开采
#####采用平硐—斜井开拓，主平硐、副平硐为底板穿层布置，排矸斜井布置于M6煤层露头线附近，回风斜井布置在M5煤层露头线附近。主平硐口标高+1371.0米，长度为2203米；副平硐口标高+1371.0米，长142米，与主平硐连通，连通后的平硐段采用机轨合一布置；排矸斜井井口标高+1452米，倾角25°，斜长194米，落底标高+1380米，与主平硐贯通；回风斜井口标高+1464米，倾角8°，斜长790米，落底标高+1380米，与主平硐贯通。将矿井划分1个水平，4个采区。即主平硐以上M4、M5、M6、M7煤层系统布置为一采区；主平硐以上M1、M2、M3煤层系统布置为二采区；主平硐以下水平M4、M5、M6、M7煤层划分为系统布置为三采区；主平硐以下M1、M2、M3煤层系统布置为四采区。
矿井共划分为二个水平，一水平标高为主平硐标高(1371m)，采用上下山开采。在下煤组内布置一辅助水平（即二水平），也采用上下山开采，水平标高为1156 m。
各煤组均采用上下山布置，水平内以煤组划分采区，共划分六个采区。其中上煤组划分为二个采区（二、四采区），下煤组划分为四个采区（一、三、五、六采区）。
采区巷道布置：矿井目前在一采区作业，以主平硐为中，双翼布置工作面。采区内布置运输上山、轨道上山和专用回风道。运输上山与主平硐之间采用煤仓中转。
回采工作面采用高档普采回采工艺，长壁后退式采煤法。采煤工作面顶板管理采用MG180/435-W型双滚筒采煤机采煤，DW—180/315单体支柱与HDJA—120型金属铰接顶梁配合支护顶板。3—4排控顶，柱距0.65m，排距1.2m，最大控顶距4.8m，最小控顶距3.6m，放顶步距1.2m
掘进工作面煤巷采用爆破落煤，锚网、钢梁和锚索联合支护；在地质复杂地段加套工字钢架棚加强支护。岩巷采用锚喷支护工艺。在地质复杂地段采用扎筋加强支护。
第二节 矿井通风系统
矿井通风方法为抽出式通风，通风方式为中央并列式。
主、副平硐和排矸斜井进风，回风斜井回风；风井安装了FBCDZ60—8—NO.27型隔爆对旋轴流通风机2台，1台工作1台备用。
采煤工作面采用全负压 “U”型通风；掘进工作面采用局部通风机压入式供风，均安设了“三专两闭锁”装置，并实现了双风机双电源和自动切换。
2007年3月由贵州煤矿矿用安全产品检验中心进行了主要通风机安全检验；矿井每年进行反风演习反风风量符合规程规定。
矿井总风量为4080m3/min，通风负压2300Pa，等积孔2.23 m2。

第三节 瓦斯防治和抽采系统

#####建立了瓦斯、二氧化碳等有害气体检查制度，配备了20名瓦斯检查员。
矿井在辅助工业场地内建立了永久高负压瓦斯抽放泵站，安装了2BEY型节能真空瓦斯抽采泵4台，2台高负压2台低负压，一套正常工作，一套备用，检测检验实测混合流量为60m3/min、吸入负压为27.6kPa；配套YB315L1-4矿用防爆电动机，功率为185KW（高负压）、160KW（低负压）；瓦斯抽采系统高负压抽放主管从辅助工业场沿回风斜井、采掘头面回风道敷设到采掘工作面。瓦斯管采用聚乙烯管，主管管径为0.4m，支管管径为0.3m、0.2m；抽放泵站的防爆、防回火及避雷等安全装置齐全，并设有浓度、温度、压力传感器。目前瓦斯抽放方式为：煤巷掘进采用条带抽放、边抽边掘，采煤工作面采用高位钻场抽放、本煤层抽放和采空区抽放。
采、掘工作面均为独立回风，安全防护措施基本齐全。

第四节 防灭火系统

根据煤炭科学研究总院重庆分院2010年3月份完成的《#####M1、M2、M3煤层自燃倾向性鉴定报告》，M1、M2、M3煤层自然倾向性均为Ⅱ类，为自燃煤层；M5煤层自然倾向性均为Ⅲ类，为不易自燃煤层；根据六枝工矿集团2008年7月份完成的《#####M6、M7煤层自燃倾向性鉴定报告》，M6、M7煤层自然倾向性均为Ⅱ类，为自燃煤层。（M6煤层为不可采煤层）
矿井建立了防灭火管理和火情监测分析预报制度，安装了束管监测系统，定期检查密闭区CO浓度。所有采掘头面和皮带机道设置灭火器材，开展防灭火预测预报工作，定期对矿井所有密闭墙实行检测；井下设有CO和温度探头，加强了工作面通风管理。
矿井地面设有2座800m3的生活、井下生产和消防洒水水池，井下消防和防尘用水共用一套管路系统，消防管路每隔50m设置有一个三通。
井下消防材料库主平硐，采用锚网喷；地面设有消防材料库。井下硐室用不燃性材料支护，防火门设置符合要求，电缆、皮带、风筒等均为抗静电、阻燃型，入井的轨道、管路、电缆均安设了防雷电设施；井口设有检身工专职对所有入井人员进行检身，严防烟火进入井下；矿井炸药库、抽放泵房、主要通风机房、变电所、井下机电硐室等均配置了灭火器材；其它火灾的防治措施及装备可靠；矿井工业广场构筑物分散布置，能满足防火间距要求。

第五节 电气系统

一、矿井主供电电源
#####建有35KV变电站，具备双回路供电电源。一回引自潘家庄110KV变电站，35KV架空线路，导线LGJ-95,供电距离8Km；二回引自高武110KV变电站，35KV架空线路，导线LGJ-95,供电距离9Km；变压器型号为ＳＺ９-3150/35两台。35KV变电站下设4个10KV配电所，①主平硐配电所，供主井工业广场及8号井生活区用电，10KV电缆线路，交联聚氯乙烯电缆MYJV22-3×50，长度300m；②井下中央变电所（1701变配电所）供井下全部用电，35KV变电站至1701变配电所采用10KV电缆线路，交联聚氯乙烯电缆MYJV22-3×70，长度1500m；③主扇风机房控制室；④瓦斯抽放站控制室。
二、地面变电所
①主扇风机供电。主扇风机控制室两路电源来自３５ＫＶ变电所风机一、风机二两路供电，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-3×70，长度500m专供2台2×355KW主扇用电；
②瓦斯抽放站供电。瓦斯抽放站控制室电源来自３５ＫＶ变电所瓦斯一、瓦斯二两路供电，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-3×70，长度500m；全部电气设备均采用防爆电气设备，10KV电缆线路；
③地面工业广场供电。由35KV变电所的地面一、地面二提供的两路10KV供电，采用两台Ｓ１１——６３０ＫＶＡ变压器，采用交联聚氯乙烯电缆MYJV22-3×70，长度500m；
④空气压缩机采用６６０Ｖ供电，电源由工业广场变电所实行双回路供电。
⑤35kV系统主接线方式为单母线分段，35kV配电装置为封闭式户内安装。开关柜“五防”保护功能齐全。
⑥井下局扇全部实行双风机双电源，三专两闭锁，风机电源一路来自1701变电所KBSG2—400/10-T供电，另一路来自135变电所KBSG2—400/10-T供电。
⑦10kV系统主接线方式为单母线分段连接，中性点不接地，矿井一级用电负荷通风机、采区变电所、瓦斯抽放站等设备均采用双回路，当任一回路停止供电时，另一回路能担负全部负荷。两回路电源线路上没有分接任何负荷。开关柜“五防”保护功能齐全。
三、地面站防雷设施
35kV架空线路全线设避雷线防雷，线路终端杆塔上装有避雷针； 35kV进出线的穿墙套管处装有户外过电压保护器；环路接地保护接地极。各高压配电柜上均装设有过电压保护器。安设有防雷电波侵入井下设施。
矿井监控系统、各主要设备设施均由黔西南州气象局下属的蓝天防雷公司设计、施工，并每年做一次检测。
通讯电缆在井口安装有防雷熔断器。入井轨道在井口设有绝缘。
四、井下安全供电
①井下供电为中性点不接地系统, 入井电源从地面35KV变电所的下井一路下井二路10 kV母线分段直接引入。
②安装入井的MYJV22-10 3×70mm2型10 kV交联聚氯乙烯铜芯电缆的热稳定性是设计选用值的1.4倍，选配的交联聚氯乙烯铜芯电缆热稳定性能优于设计要求。
③矿井备有地面供电系统和井下供电系统图。
④井下电缆选用与安装
按照设计选用了中煤的合格的有煤安标志的阻燃、交联聚氯乙烯绝缘钢带铠装聚氯乙烯护套电缆。移动变电站的10kV电源电缆选用 MYPTJ阻燃移动监视双屏蔽电缆，低压电缆选用MYP阻燃移动分相屏蔽橡套电缆。
⑤井下电气设备选用
井下变电所选用的BGP47-１０型高压配电装置，具有短路、过负荷和欠电压、漏电保护功能，选用的选择性单相接地保护装置型号为SDZB-L。
移动变电站选用带综合保护装置的矿用隔爆型真空馈电开关。其综合保护装置均具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功能和远程控制装置。
40kW及以上低压电动机选用QBZ型带综合保护装置的矿用隔爆真空磁力启动器，其综合保护装置均具有短路、过负荷、单相断线、漏电闭锁保护功能和远程控制装置。
照明选用ZBZ-2.5型照明信号综合保护装置，均具有漏电、短路、过负荷保护功能。
矿灯全部进行了编号，经常下井人员做到了专人专灯，矿灯均有短路保护器。
所有防爆电气设备全部具有“产品合格证”、防爆合格证、“煤矿矿用产品安全标志”证。
⑥井下电气保护
井下变电所的高压馈电线路上装有选择性单相接地保护装置；在供移动变电站的高压馈电线路上也装有选择性动作与跳闸的单相接地保护装置。
电气保护的设置符合AQ1055-2008第4.8.8条规定。
主接地极埋设于中央变电所后出口、和１３５变电所的后出口。主接地极材料几何尺寸符合《规程》规定，并按《规程》规定进行了接地电阻测量，符合要求。
工作面移动变电站及其它配电硐室电气设备、轨道运输充电站设备、掘进工作面等配电点电气设备均按规定设置了局部接地极，并按《规程》规定进行了接地电阻测量，符合要求。
#####主供电电源、地面变电所、地面站防雷设施、地面和井下供配电系统、井下安全供电系统，符合AQ1055-2008及《煤矿安全规程》的规定，符合批准的安全设施设计要求。

第六节 矿井提升系统

我矿提升采用斜井方式，位置设于5#井排矸斜井机轨巷。
1、提升物料：绞车采用型号为JYB-40×1.25提升绞车，上口有足够的过卷距离，声光信号、语音报警齐全可靠，一坡三档和跑车防护装置齐备灵敏， 并定期进行试验，有 “正在行车，不准进入”的醒目标志，严格执行“行人不行车、行车不行人”制度。主要用于提升我矿5#井物料。
2、提升矸石：胶带机采用型号为SJ650/2×30胶带输送机, 安装了堆煤、速度、跑偏、烟雾、超温自动洒水、防撕裂及胶带张力下降保护、胶带机沿线还设有人员安全保护紧停装置。并定期对保护进行试验。主要用于提升我矿井下岩巷掘进矸石。

第七节 矿井运输和空气压缩机系统

一、轨道设置
主要运输系统采用600mm轨距，30kg/m轻轨轨道。顺槽采用22kg/m钢轨。道岔采用与钢轨相对应的型号。
运输系统轨道设置符合批准的安全设施设计要求。
二、人员输送
矿井暂时没有安装人员输送系统。
三、运煤系统
1352工作面出煤经型号为SGB-620/40T的刮板输送机转载至型号为DTS80/40/2×40的带式输送机送入煤仓，从煤仓下部由主平硐一部型号为DTL100/801×160D的带式输送机运至井口。该胶带机具有堆煤、速度、跑偏、烟雾、超温自动洒水、断电保护、防撕裂、及胶带张力下降保护；保护装置由电控系统集中控制，它与液压自动拉紧装置电控连接，能实现综合控制。
平巷运煤系统设备选型、运输能力、安装数量、安全保护、符合批准的安全设施设计要求。
四、空气压缩机系统
#####地面有三台压风机，二台运转，另一台备用，型号EGFD110/6157，能力每分钟达20m3/min。完全可以满足生产的需要。空气压缩机装有润滑油低油压和超温保护、排气超温保护、排气压力超压保护，空气压缩机储气罐上装有安全阀。空气压缩机主干管选用Φ165无缝钢管。支管选用DN50无缝钢管。

第八节 安全监控和人员定位系统

矿井安全监测监控系统设计采用重庆煤科院KJ90型矿用综合安全监测监控系统，该系统有煤安MA标志，由地面中心站、服务器、井上下分站、各种智能传感器、断电器、传输电缆和系统软件等组成。该系统装备有监控主机2台(1台主用、1台备用)，监测分站7个，其中地面设有三个分站，分别设在风机房、调度机房和瓦斯抽放泵站内。主要通风机房、风硐、瓦斯抽放泵站及进、回风井筒设有瓦斯、风速、流量、温度、负压、一氧化碳、设备开停及开关等传感器。井下设有四个分站，分别设在井下1701中央变电所、135变电所、215车场、主平硐迎头，设有瓦斯、温度、开关、风速、一氧化碳及设备开停等传感器。对井下各工作地点的安全情况进行全天24小时的监测监控。在参数超限和设备故障时，能及时报警、显示和存储，必要时还可实现超限自动断电。并已实现了监控数据与县煤监局监控中心联网。
矿井建立了专门的安全监控管理机构监控中心有专门的安全监控设备检修室并按规定配置了检修仪器仪表。管理制度、操作规程、技术资料和监测报表等完善。并根据有关规定将传感器定期送有资质的部门校检。
该矿有矿井通风检测、矿井气体检测、矿井粉尘检测、矿山压力及地质测量、矿井救护等仪器仪表与设备共计201台（套），并经过强制计量检定。建立有安全检测仪器仪表的计量检定、维修、发放、管理制度。
矿井安装KJ133C人员定位系统，能够及时定位作业人员情况。

第九节 矿山救护保健

一、矿山救护
#####2008年3月成立救护中队，下辖3个救护小对，在编队员共32人，设置中队长、书记、技术员。负责矿山各类灾害事故的救护及抢救灾害事故中抢险救灾。救护中队建立了较完善的管理制度。救护队的主要装备符合《矿山救护规程》的配置要求。
二、矿山保健
按#####安全专篇设计要求，在矿井井口按工作类别分别布置了浴室、更衣室、矿灯房等，设有食堂和班中餐发放室等。
#####在矿井口设有急救站，配备了医药箱、包扎、消炎等用途的基本药品以及急救器材、急救装备等。已设置相关医务人员，每天确保有2人(1名医生，1 名护士）在岗。配置了相应的医药、医疗器具和病床等，基本满足医疗急救的需要。
入井人员佩带符合规定的矿灯和自救器，穿戴符合规定的矿帽、工作服、矿用胶鞋和其他特殊防护装置。

第三章 M5煤层区域瓦斯防治方案

第一节 M5煤掘进工作面瓦斯防治方案

一、M5煤掘进工作面瓦斯涌出量计算
q绝＝n·m·V·qv(2-1)+s·V·γ（W0-Wc）
式中：q绝――掘进工作面煤层瓦斯涌出量，m3/min；
n――暴露煤面个数，单巷掘进时取2；
m――煤层厚度,m；
V――平均掘进速度，m/min；
qv――煤壁瓦斯涌现初速度，m3/m2，
由式qv＝0.026［0.0004(Vr)2+0.16］·W0；
Vr――煤的挥发分；
W0――煤层瓦斯含量，M5煤层为12.56m3/t；
s――掘进巷道断面积，m2；
L――巷道长度，m；
γ――煤的容重，t/m3；
Wc――煤层残存瓦斯涌出量，m3/t，根椐《矿井瓦斯涌出量预测方法》AQ1018-2006选取。
根椐以上公式，己知n＝2，m＝3.08m，V＝0.003m/s，γ＝1.45，Vr＝6.7，
W0＝12.56m3/t，s＝8.4，L＝400，Wc＝6
计算得Q掘＝1.76m3/min，虽然预测掘进工作面绝对瓦斯涌出量未超过3m3/min，但由于我矿M5煤为突出煤层，因此采掘作业前应采取区域防突措施。
二、区域防突措施
1、巷道掘进布置顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯
煤巷掘进时，应执行预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。在煤巷掘进工作面迎头向掘进巷道前方煤层施工扇形钻孔，每个循环施工9个钻孔。长钻孔长度60m，每个循环间距40m，要求钻孔控制掘进巷道外侧的范围是：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。由于该矿是缓倾斜煤层，要求钻孔控制掘进巷道外侧的范围是：巷道两侧轮廓线外至少各15m；以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。
每个循环施工9个钻孔，即在巷道中部1个，巷道两侧各布置4个，孔深至少60m，以保证钻孔终点位置距掘进工作面迎头水平距离为60m，其中，中部为0#钻孔，左侧为1#～4#钻孔，右侧为5#～8#钻孔，终孔位置均落在工作面前方距迎头垂距60m的垂线，1#～4#钻孔距巷道左侧轮廓线的距离分别为3m、7m、11m、15m，5#～8钻孔距巷道右侧轮廓线的距离分别为3m、7m、11m、15m；中部0#钻孔与掘进方向一致（如图3-2-8）。
以上钻孔倾角原则上须保证钻孔在煤层内，钻孔倾角与巷道底板平行或根据煤层的厚度略有上、下倾角，方位角指与巷道中线的夹角，当掘进工作面抽放钻孔个数较多时，为扩大抽放区域面积，提高抽放效果，抽放钻孔应以巷道中线为基准，向周围煤体呈放状排列。
三、预抽煤层瓦斯效果检验
1、效果检验指标
采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标或其他经试验（应符合《防突规定》第四十二条要求的程序）证实有效的指标和方法进行措施效果检验。我矿现已购买了重庆煤科院生产的DGC煤层瓦斯含量测定仪，因此采取直接测定煤层残余瓦斯含量做为预抽煤巷条带煤层区域防突措施效果检验指标。
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-1)
区域类别
﹤0.74
﹤8
无突出危险区
≥0.74
≥8
突出危险区
2、效检点的布置方式和要求
对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。
采用直接测定煤层残余瓦斯含量进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：
（1）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；
（2）各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。
3、效检结果划分
对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应符合《防突规定》第四十二条确定的临界值进行评判。即：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；但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻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内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
若效果检验为突出危险区应继续进行抽放直至措施有效为止；若效果检验措施有效，同时采取钻屑指标法进行连续区域验证，只有经区域验证无突出危险性后，同时在采取安全防护措施下方可进行掘进作业。
四、区域验证
采用重庆煤科院生产的WTC瓦斯突出参数测定仪，测定钻屑瓦斯解吸指标K1和钻屑量S，其临界值K1＜0.5和S＜6Kg为无突出危险工作面，其临界值K1≥0.5和（或）S≥6Kg为突出危险工作面。
钻屑指标法预测突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g•）
钻屑量 Skg/m）
0.5
6

在巷道迎头布置三个预测预报钻孔，中间钻孔深度为9m，两帮钻孔深度为10m。钻孔应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3m处，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1。钻孔施工机具为风动防突钻机，钻孔直径为42mm麻花钻杆。

煤层钻屑指标法预测图
预测预报钻孔参数表
钻孔
编号
钻孔长度
（m）
钻孔方位角
( °)
钻孔倾角
( °)
备注
1
9
0°
平行于煤层顶板
巷道中心线方位角设为 0°，左孔为负度，右孔为正度。
2
10
-25°
平行于煤层顶板
3
10
+25°
平行于煤层顶板
五、区域验证结果的处理
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。同时还应保留2米的突出预测超前距。若区域验证为有突出危险或钻孔过程中发现了突出预兆，应当执行局部综合防突措施。
六、局部防突措施
1、当掘进工作面任何一次预测指标（K1值）或（S值）大于或等于规定的临界值，或有突出预兆（喷孔、顶钻、夹钻、煤炮声等）时，则判断该工作面有突出危险，应立即停止掘进作业，实施防突措施直至措施有效为止。
2、根据兴源煤矿科技有限公司，为我矿编制的《防治煤与瓦斯突出专项设计》采用超前排放钻孔作为防突措施。即：在掘进工作面施工三排共30个钻孔，钻孔上下间距0.4米，左右间距0.5米，终孔间距1.5米；钻孔直径为φ75mm，控制巷道前方15米，巷道两帮轮廓线5m。

瓦斯排放钻孔技术参数表
钻孔编号
开孔位置
钻孔长
度(m)
钻孔方
位角（°）
钻孔倾角
备注
距中心（m）
距底板（m）
1
2.1
0.70
5.2
+73°
平行于煤层顶板
巷
道
中
心
方
位
角
设
为
0
度
，
左
帮
为
正
度
，
右
帮
为
负
度

2
2.1
1.1
5.8
+59°
平行于煤层顶板
3
2.1
1.5
6.7
+48°
平行于煤层顶板
4
1.75
0.70
7.4
+42°
平行于煤层顶板
5
1.75
1.1
9.3
+36°
平行于煤层顶板
6
1.75
1.5
10.5
+31°
平行于煤层顶板
7
1.25
0.70
12.1
+29°
平行于煤层顶板
8
1.25
1.1
13.1
+26°
平行于煤层顶板
9
1.25
1.5
14.8
+23°
平行于煤层顶板
10
0.75
0.70
16.3
+23°
平行于煤层顶板
11
0.75
1.1
16
+20°
平行于煤层顶板
12
0.75
1.5
15.6
+15°
平行于煤层顶板
13
0.25
0.70
15.4
+11°
平行于煤层顶板
14
0.25
1.1
15.1
+6°
平行于煤层顶板
15
0.25
1.5
15
0°
平行于煤层顶板
16
0.25
0.70
15
0°
平行于煤层顶板
17
0.25
1.1
15.1
－6°
平行于煤层顶板
18
0.25
1.5
15.4
-11°
平行于煤层顶板
19
0.75
0.70
15.6
-15°
平行于煤层顶板
20
0.75
1.1
16
-20°
平行于煤层顶板
21
0.75
1.5
16.4
-23°
平行于煤层顶板
22
1.25
0.70
14.8
-23°
平行于煤层顶板
23
1.25
1.1
13.1
-26°
平行于煤层顶板
24
1.25
1.5
12.1
-29°
平行于煤层顶板
25
1.75
0.70
10.5
-31°
平行于煤层顶板
26
1.75
1.1
9.3
-36°
平行于煤层顶板
27
1.75
1.5
7.4
-42°
平行于煤层顶板
28
2.1
0.70
6.8
-48°
平行于煤层顶板
29
2.1
1.1
5.8
-59°
平行于煤层顶板
30
2.1
1.5
5.2
-73°
平行于煤层顶板

瓦斯排放钻孔示意图

3、施工超前排孔前，必须加强工作面支护；钻孔应均匀布置在煤层中，软分层煤层中可适当增加钻孔数。
七、局部防突措施效果检验
1、施工完瓦斯排放钻孔，经排放8小时后，进行防突措施的效果检验，即在措施孔之间布置3个检验孔，检验孔的深度应小于或等于措施孔的深度（取10m），直径为φ42mm，控制两帮轮廓线外3m。效检孔应尽量布置在钻孔密度相对较小，孔间距相对较大的位置。在地质构造复杂的地带应根据实际情况适当增加效检钻孔。其检验的方法、临界指标与预测预报一致。当效检不超标（即措施有效）时，应保留不小于5m的超前距；同时保留2m检测孔投影孔深超前距的条件下；采取安全防护措施后方可掘进。

第二节 M5煤采煤工作面瓦斯防治方案

一、采煤工作面瓦斯涌出量预测
a：采煤工作面本层瓦斯涌出量
Q本层＝K1·K2·K3··(W0-WC)
式中：q本层――开采本煤层瓦斯涌出量，m3/t；
K1――围岩瓦斯涌出系系，取1.1～1.3，全部陷落法取1.3；局部充填法取1.2；全部充填法取1.1；
K2――工作面丢煤瓦斯涌出系数，回采率的倒数计算；
K3――采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，查相关标准；采用长壁后退式回采时按下式计算：K3=(L-2h)/L
L――工作面长度，m；
h――掘进巷现预排等值宽度，m。查表取。
m――煤层厚度，m；
M――工作面采高，m；
W0――煤层原始瓦斯含量，m3/t
Wc――煤层残存瓦斯涌出量，m3/t，根椐《矿井瓦斯涌出量预测方法》AQ1018-2006选取。
b ：单个邻近层瓦斯涌出量计算
由公式q邻=(W0-WC)η
式中：q邻――邻近层对开采层瓦斯涌出量，m3/t；
W0――邻近层原始瓦斯含量, m3/t；
WC――邻近层残存瓦斯含量, m3/t，查表选取8；

m邻――邻近层煤层厚度，m；
M――开采层工作面采高，m；
η――受采动影响煤层瓦斯排放率，查表取；
①M5煤层本层瓦斯涌出：
矿井的各种参数，取K1＝1.3，K2＝1.05，K3＝0.84，L＝95，h＝9.8，m＝3.08，M＝2.5，W0＝12.56，Wc＝6.0。
得：Q本层＝8.72（m3/t）
②邻近层向M5煤层瓦斯涌出量：
己知，M4煤层：W0=20.24m3/t，m=1.02m,M=2.5m, 查表得Wc=6m3/t，η=0.75；
M6煤层：W0=15.97m3/t，m=1.02m,M=2.5m, 查表得Wc=6m3/t，η=0.56；
M7煤层：W0=14.32m3/t，m=2.18m,M=2.5m, 查表得Wc=6m3/t，η=0.10；
含量为根椐上式求得：M4煤层q4邻=4.36m3/t，M6煤层q6邻=2.28m3/t。
M7煤层q7邻=0.73m3/t。
得：q邻= 4.36+ 2.28+0.73=7.37(m3/t)
③采煤工作面瓦斯涌出
由以上计算可知: q总=q本层+ q邻=8.72+7.37=16.08(m3/t)，预测回采工作面相对瓦斯涌出量大于8 m3/t，因此应采取本煤层抽放措施。
二、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施
采煤工作面采用预抽瓦斯作为工作面防突措施，钻孔直径为75mm，钻孔在控制范围内