煤矿开采保护层方案设计

仁怀市xx
煤矿开采保护层设计方案
仁怀市xx煤矿
二0一二年四月五日
目录
第一节矿井概述 (1)
第二节区域突出危险性预测 (11)
第三节区域防突措施 (11)
第四节区域措施效果检验 (17)
第五节区域措施效果验证 (18)
前言
由于煤层的开采引起顶底板岩层移动，产生裂隙，使具有突出危险煤层中的瓦斯能够释放出来。

此外，由于煤层开采形成采空区，煤层顶板冒落，顶部煤层随着下沉，底部煤层向上发生膨胀变形，开采层顶底板煤层中承受的地应力减小，突出危险性变弱或消失。

这就是保护层开采消除突出危险的原理。

因此，有条件时，优先开采保护层是消除突出危险性最有效的区域性技术措施。

为了减少保护层开采时顶底板煤层中大量瓦斯涌向开采层，同时为了彻底消除突出煤层的突出危险性，必须对被保护层瓦斯进行抽放。

对没有保护层开采条件时，在采掘作业前预抽煤层瓦斯是优先选用的区域性防止突出技术措施。

可以通过岩巷工程或煤巷工程配合钻孔对煤层瓦斯进行大面积预抽，当煤层剩余瓦斯含量和压力降低到一定程度时，是能够消除煤层突出危险性的。

对永恒煤矿多煤层的开采，更有条件实施开采保护层，进行区域综合防突措施。

第一节矿井概述
矿井设计年生产能力为15万吨，井田面积为1.1044Km2，设计开采煤层四
层，即C
5、C
7
、C
10
、C
12
、煤层，其平均厚度分别为1.16m、3.5m、0.7m、1.5 0m、
1.00m，煤层平均倾角平均18°，煤种为无烟煤。

按开采方安设计，其煤炭利用储量为228.59万吨。

可采储量为169.81万吨。

服务年限为8.08年，矿井全员工效
1.53t/工，劳动定员327人。

一、交通位置
仁怀市xx煤矿位于仁怀市以南，隶属仁怀市五马镇管辖，矿山距五马镇5.5 Km，距仁怀市27 Km，距金沙电厂35km，距鸭溪电厂60km，距209省道约2km，交通较为方便。

二、井田边界及储量
1、井田境界
矿区范围由贵州省国土资源厅下发的采矿许可证(证C5200002009071120031081)划定，其矿区范围拐点坐标（北京坐标）见下表：
xx煤矿矿区范围拐点坐标表一览表
2、地质储量
贵州奇星资源勘查开发有限公司于2008年3月30编制了《贵州省仁怀市
xx煤矿地质勘查补充报告》，估算C
5、C
7
、C
10
、C
12
、C煤层煤炭保有总资源量为
606.4万吨（含公路压矿133.4万吨）。

其中：控制的资源量（332）为40.8万吨，推断的资源量（333）为338.2万吨（含公路压矿84.4万吨），预测的资源量（334）？为227.4万吨（含公路压矿49万吨）。

历年采空区为276万吨，如表。

变更后资源储量统计表单位（万吨）
三、煤层赋存特征
1、地层综合柱状图
2、地层
矿区内含煤地层从上到下有C
5、C
7
、C
10
、C
12
、四层为全区可采煤层。

C
5
：位于煤系中部，煤层层位稳定，无夹矸，属单层煤，煤层厚度 1.00～1.30m，平均厚度1.16米。

顶板都为泥岩、底板泥岩。

C
7
：位于煤系中部，煤层层位稳定，夹1～3层夹矸，煤层厚度1.50～2.50m，平均厚度1.95米。

顶板为粉砂岩、底板泥岩、粉砂岩；有底鼓现象。

C
10
：位于煤系中下部，煤层层位稳定，无夹矸，属单层煤，煤层厚度0.80～0.90m，平均厚度0.84米。

顶板为泥岩、底板泥岩。

C
12
：位于龙潭组下部，煤层层位稳定，夹矸层数多为1层，煤层厚度1.00～1.40m，平均厚度1.20米。

顶板为粉砂岩或泥岩、底板泥岩或细砂岩。

3、煤层特征见表
煤层特征表
4、煤质
各煤层均为变质程度较高的无烟煤，其中5号、7号煤层属低灰—中灰，低硫—中硫，高发热量无烟煤。

四、水文地质条件
1．地形地貌特征及地表水的补给、迳流、排泄
矿区在区域水文地质单元中处于补给区位置，地表水来源完全靠大气降水，矿区位于赤水河上游的五马河支流北东侧，属长江水系。

矿区南西部外围有一条较大的河流—五马河，其流向为由南向北流。

地下水由南东向北西迳流。

矿区内地势总体为北东高南西低，地表水沿沟谷向北西排泄。

最终汇入赤水河。

2．地下水的补给、迳流、排泄
1）含水岩组的划分及特征
（1）含水层及特征
矿区内出露的地层有第四系（Q），三迭系：夜郎组沙堡湾段(T1y1)、黄村坝
段(T1y2) 、二迭系:长兴组（P
3c）、龙潭组（P
3
l）、茅口组（P
2
m）；其中Q、T1y2、
P 3c、P
2
m为含水层。

a.三迭系夜郎组黄村坝段(T
1
y2)
主要出露于矿区中部及南部，为碳酸盐岩岩溶水含水层，为灰色中至厚层灰岩，该组地层岩溶较发育。

厚125.24～136.18m，平均厚129.73m。

b.二迭系长兴组（P
3
c）含水层
主要出露于矿区北部及东部外围，上部为灰、深灰色薄至中厚层燧石灰岩夹泥灰岩；下部为深灰色薄至中厚层灰岩夹灰黄色泥（页）岩，该层厚50m左右,为岩溶裂隙水含水层。

c.二迭系茅口组(P
2
m)含水层
主要出露于矿区北部及东部外围，呈近北东－南西向带状分布,为碳酸盐岩溶水含水层，为含煤地层的直接底板，岩性主要为浅灰～灰色厚层状、块状细晶生物碎屑灰岩，含少量燧石结核。

顶部为5～8m厚的深灰含铁锰质、硅质灰岩灰岩，
厚度165～210m。

含腕足、蜓类化石。

该组地层岩溶强烈发育，富水性强。

C
12
煤层距底部茅口灰岩约15米的灰色粘土质泥岩。

因此，在侵蚀基准面以上该含水层对开采影响不大，但侵蚀基准面以下开采时，对矿井开采影响较大，在平硐以下开采过程中，必须加大水灾的防治工作。

(2）隔水层及特征
a.三迭系夜郎组沙堡湾段(T1y1)
灰、灰绿色泥岩，夹少量的泥质灰岩。

主要出露于矿区西北部，为碎屑岩裂隙水含水层。

b.二迭系龙潭组（P
3
l）
主要为灰、灰黄色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成，厚度约88～106m，平均94m。

含煤层、煤线13～16层，含可采煤层四层，
自上而下编号为C
5、C
7
、C
10
、C
12
、可采煤层总厚6.15m。

2）构造对地下水的影响
矿区范围内未见断裂构造。

3．地下水对矿坑的影响
地下水的主要补给来源是大气降水，但大气降水以集中降落形式为主，且由于矿区地形起伏大，地表排泄条件良好，绝大部份大气降水通过山坡直接向溪沟排泄，有一部份地表水渗入到第四系、茅口灰岩及断层形成地下水。

因此上述含
水层的地下水对矿井产生充水的可能性较大，在断层破碎带附近地下水对矿井产生充水造成矿区的煤层不能开采。

矿区南西部外围有一小河—五马河，区内标高为+610m；五马河是当地区域性的最低侵蚀基准面，地下水大部分排泄于五马河，排泄条件良好，但五马河从矿区外侧经过，与矿区有一定水力联系，因此，在开采最低侵蚀基准面标高610m以下时，易发生底板突水问题。

当开采标高在610m 以上时，虽然岩溶管道发育，地下水丰富，但由于煤层位于610米标高之上，在地貌上常呈峰岭,接受大气降水的补给有限，故该含水层地下水对矿井充水的可能性小，出现底板突水的可能性小。

4．采空区影响
永恒、双扶、湾头3家煤矿整合整合为永恒煤矿。

原矿区的采空区积水可能构成矿井充水因素。

因此，矿区采空区在大气降水后易形成老窑积水。

由于该区采空区围岩均为龙潭煤系地层，岩性主要为粉砂岩，属相对隔水层，透水性较差，故采空区积水无有效的透渗通道，一般均汇集着一定水量的老窑积水，对矿山开采潜在着老窑水突水的水灾隐患。

5．充水因素
1）大气降水对矿床充水的影响
大气降水是矿区地下水的主要补给来源，因此，大气降水对矿床充水有着较
大的影响。

矿区主采煤层C
5、C
7
、C
10
、C
12
号煤层上覆地层厚度0～190m，覆盖厚
度均小于煤层开采安全深度，整个矿区煤层顶板均为不稳定顶板。

矿区大面积采煤时，顶板岩层将产生不同程度的岩层移动及变形，地面将产生采空塌陷、地裂缝、塌陷裂隙、冒落裂隙等，采掘系统上伏地面位处地势低洼处，大气降水及地表迳流向低势低洼处汇集后，经地裂缝、塌陷裂隙、冒落裂隙直接渗入采掘系统，形成矿坑涌水。

2）地表水对矿井充水的影响
矿区内属长江流域赤水河水系补给区，矿区内无大的地表水体, 矿区范围内主要地表河流为五马河，五马河在区附近标高为+610m；五马河为长流河,对低于610m标高的采矿活动有一定影响。

3）地下水对矿床充水的影响
对矿床充水影响较大的地下水为顶板煤系地层及间接顶板长兴灰岩、黄村坝
灰岩地下水，煤系地层及长兴灰岩、黄村坝灰岩的地下水通过采空塌陷裂隙、冒落裂隙直接进入矿井，形成矿井涌水。

4）老窑积水对矿床的充水的影响
矿区的采空区积水可能构成矿井充水因素。

因为矿区采空区在大气降水后易形成老窑积水。

当矿山进行生产时，在生产矿井掘进过程中，若沟通采空区积水，会形成突水，当突水量较大时，将产生采空区积水淹没矿井、冲毁矿井的采矿设备、造成人生伤亡及财产损失的安全事故。

5）构造破碎带对矿床充水的充水的影响
矿区内无构造破碎带构造，对矿井充水影响较小。

6）底板茅口灰岩对矿床充水的影响
矿区底部C12煤层下距茅口灰岩约15m，当煤层开采标高低于最低侵蚀基准面水位+610米标高时。

底板茅口灰岩对矿床充水影响较大。

5．涌水量预测
根据水文地质调查报告：大气降水入渗法计算公式为：
Q=2.74α*F*H
式中：Q：大气降水渗入量（t/d）
α:降水渗入系数，碎屑岩地区，植被中等发育，地形坡度中等，取值为0.02。

F：汇水面积（km2），以矿区地表分水岭围成的面积为汇水面积。

H:平均年降雨量（mm），采用当地气象站多年平均降雨量1035mm。

2.74:计算单位换算系数。

计算结果：Q=2.74α*F*H=2.74×0.02×1.1044×1035=62.64
根据计算结果，矿区矿坑涌水量为62.64 m3/d（2.61m3/h），该矿坑涌水量为一般矿坑涌水量，不含在特殊水文地质条件下的矿坑涌水量(例如矿井与五马河沟通、底板茅口灰岩突水等)；据调查，据永恒煤矿井下雨季最大涌水量72m3/d （3m3/h）。

6．水文地质条件
根据水文地质调查报告，总体上看，矿区矿坑涌水量较小，水文地质条件相对简单类型。

五、矿井瓦斯地质图
2010年6月仁怀市xx煤矿委托贵州兴源煤矿科技有限责任公司进进行了“仁怀市五马镇xx煤矿矿井瓦斯地质图编绘”。

六、矿井开拓方式
1、开拓方案综述
煤层底板，＋545m水平，采用斜井单水平上下山开拓方式，主斜井落平至C
13
即一水平标高，然后沿煤层走向布置＋545m轨道大巷与一采区轨道下山相连；进风斜井通过C
煤层进风斜巷、反石门与布置在＋550m进风大巷沟通，然后与12
一采区行人进风下山相连；回风巷通过+619回风大巷、暗斜井、＋550m回风石门、总回风大巷与一采区回风下山相连。

2、井口位置及特征表
共三条井筒，即主斜井、进风斜井、回风井。

主斜井担负煤炭、矸石、设备、材料及人车等的提升及进风任务，进风斜井担负进风、行人、管路铺设等任务；回风井专任回风用，井筒特征见表。

井筒位置及特征表
3、水平划分及标高
矿井划分为一个水平，水平标高为+545m。

4、大巷布置
矿井有布置了三条大巷，即+545m轨道大巷、+550m进风大巷、555回风大巷。

5、采区划分及布置
该矿采用单水平下山开采，沿+545m轨道大巷将矿井布置为2个采区开采。

6、煤层开采顺序依次为C
10、C
5
、C
7
、C
12
被保护煤层必须处于保护范围内且
应等开采岩层移动稳定后时开采，平硐暗斜井布置。

工作面为走向长壁后退式开采方法，即由采区边界向采区主要巷道方向推进
七、矿井通风方式及通风系统
矿采用斜井开拓。

采用中央分列式通风方式，通风方法为抽出式。

主斜井、进风斜井进风，回风井专门回风。

选用FBCDZ-6-№2×45kw型防爆轴流式通风机二台，一台工作，一台备用。

风量18.9～42.1m3/s，负压98～1746Pa。

电机功率N=45kw×2，型号YBFe250M-6。

掘进工作面采用局部通风机进行压入式通风，选用YBDN05.6/2×11Kw压入式对旋轴流局部通风机，功率为2×11kw，风量为350～230m3/min；采用直径为500mm的矿用阻燃风筒。

1、采煤工作面通风线路为：
矿井以主斜井和进风斜井、风井为总回风构成的分列式通风系统，首采工
作面通风路线为二条：一条为主斜井→+545m 水平轨道大巷→轨道上山→石门平巷→采面运输巷→采煤工作面→采面回风巷→区段回风石门→回风上山→+555m 水平回风大巷→回风暗斜井→+619m 水平回风大巷→引风道→地面。

另一条为进风斜井→暗斜井→+550
进风大巷 → 二联络巷→+545m 水平进风大巷→轨道上山→区段轨道石门→采面运输巷→采煤工作面→采面回风巷→区段回风石门→回风上山→+555m 水平回风大巷→回风暗斜井→+619m 水平回风大巷→引风道→地面。

2、掘进工作面通风线路为：
11202运输巷掘进：主斜井→+545m 水平轨道大巷→区段轨道石门→11202运输巷掘进工作面→回风石门→+555m 水平回风大巷→回风暗斜井→+619m 水平回风大巷→引风道→地面。

11202风巷掘进：主斜井→+545m 水平轨道大巷→行人上山→区段回风石门→11202回风巷掘进工作面→回风绕道石门→+555m 水平回风大巷→回风暗斜井→+619m 水平回风大巷→引风道→地面。

八、瓦斯、瓦斯参数、煤尘、煤的自燃 1、矿井瓦斯
整合前原xxx 煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定情况见下表。

xxxx2006年度瓦斯等级情况表
根据计算，容易时期各煤层最大相对瓦斯涌出量为25.23m 3/t ；困难时期各煤层最大相对瓦斯涌出量为42.64m 3/t ；
2、c12瓦斯基础参数
3、煤尘爆炸性和煤的自燃性
1）煤尘
根据贵州省煤田地质局实验室提交的C5、C7、C10、C12煤层煤尘爆炸性鉴定报告； C5、C7、C10、C12煤层煤尘均无爆炸性。

2）煤层自燃
根据贵州省煤田地质局实验室提交的C5、C7、C10、C12煤层自燃倾向性鉴定报告； C7、C10、C12煤层自燃倾向性为Ⅱ级，按自燃煤层进行设计与管理；
由于本矿经鉴定为煤与瓦斯突出矿井，按煤与瓦斯突出进行设计和管理。

成立专门通风、防突机构，矿井必须坚持一年一度的瓦斯等级鉴定工作，以指导矿井安全生产。

虽然自建矿以来未发生过大事故，但矿井存在着顶板、水、瓦斯等灾害的威胁，煤矿职工的素质也有待于提高，为落实“安全第一，预防为主”的安全生产方针，全面有效地抓好矿井安全生产管理，特制定矿井瓦斯治理方案
第二节区域突出危险性预测
若已确切掌握各煤层突出危险区域的分布规律，并有可靠的预测资料的，区域预测工作可由矿技术负责人组织实施；否则，应当委托有煤与瓦斯突出危险性鉴定资质的单位进行区域预测。

区域预测结果应当由煤矿企业技术负责人批准确认。

突出危险区的新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业，必须采取区域综合防突措施并达到要求指标。

经开拓前区域预测为无突出危险区的煤层进行新水平、新采区开拓、准备过程中的所有揭煤作业应当采取局部综合防突措施。

第三节 区域防突措施
区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，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。

一、开采保护层 1、保护层选择
根据防突规定：区域防突措施应当优先采用开采保护层，突出危险区的煤层不具备开采保护层条件的，必须采用预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行区域措施效果检验。

在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m 及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。

当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层。

当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；优先选择上保护层。

在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。

遵循以上原则，结合仁怀地区C 7、C 5煤层已发生过煤与瓦斯突出事件，C 10、C 12、C 13至今还未发生过突出现象的实际情况，因此首先开采下保护层，因C 10煤层距C 5、C 7煤层较近，C 7为保护效果最好的煤层，且不会破坏上C 7煤层。

2、保护范围确定
xx 煤矿可采煤层5层(即C 5、C 7、C 10、C 12、煤层)，为缓倾斜薄及中厚煤层，C 10距上解放层C 5煤层34m ；C 10号距上解放层C 7煤层16m ；C 10距下解放层C 12号煤层5m ；C 10距下解放层C 13号煤层12m 。

保护层有效保护范围的确定一般应依据矿井实测资料进行，由于缺乏实测参数，这里仅按照经验方法进行预测。

1）保护层与被保护层之间的有效垂直距离见下表。

由于井田内C 10距上解放层C 5煤层34m ；C 10号距上解放层C 7煤层16m ；C 10距下解放层C 12号煤层5m ；C 10距下解放层C 13号煤层12m ，先开采C 10煤层能做为C 5、C 7、C 12、C 13煤层的解放层。

2）沿走向解放范围的确定
对停采的保护层采煤工作面，停采时间超过3个月、且卸压比较充分，该采煤工作面的始采线、采止线及所留煤柱对被保护层沿走向的保护范围可暂按卸压角56°
～60°划定。

如下图3-2-1所示。

图
1—保护层；2
3）沿倾斜解放范围的确定
保护层沿倾斜方向的保护范围，可按卸压角划定。

卸压角的大小应采用矿井实测数据，因无实测数据，参照《采矿工程设计手册》3281页表7-6-6。

结合该矿实际，取δ1=73°，δ2=87°，δ1=75°，δ2=75°。

计算得出本设计矿井C 10煤层一个采面的解放范围为：C 5煤层58m ；C 7煤层64m ；C 12煤层68m ；C 13煤层64m ；如下图3-2-2所示。

图3-2-2 沿倾斜保护范围示意图
68 64
保护层C10煤层
被保护层C7煤层
被保护层C5煤层
被保护层C12煤层
被保护层C13煤层
1 8
1
6
5
7
70
73
°
8
7
°
7
5
°
75°
64
58
3、开采保护层区域防突措施应当符合下列要求：
1）开采保护层时，同时抽采被保护层的瓦斯；
2）开采近距离保护层时，采取措施防止被保护层初期卸压瓦斯突然涌入保护层采掘工作面或误穿突出煤层；
3）正在开采的保护层工作面超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层层间垂距的3倍，并不得小于100m；
4）开采保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。

特殊情况需留煤(岩)柱时，经煤矿企业技术负责人批准，并作好记录，将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。

每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。

当保护层留有不规则煤柱时，按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定煤柱影响范围。

在被保护层进行采掘工作时，还应当根据采掘瓦斯动态及时修改。

二、预抽煤层瓦斯
预抽煤层瓦斯可采用的方式有：地面井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、穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯等。

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。

（一）回采工作面抽放
1．抽放巷道选择
本矿首采11201工作面，掘进面为11202掘进面。

11201回采工作面在运输顺槽采用先抽后采、边采边抽高负压顺层抽放瓦斯，回风顺槽采用钻场低负压抽放采空区裂隙带瓦斯及采空区埋管抽放采空区瓦斯相结合的抽放方法。

2．采面运输、回风顺槽钻场布置、钻孔参数确定
（1）运输顺槽钻场布置
在11201工作面运输顺槽向煤层倾斜方向每隔5m布置平行钻孔，以及每隔25m向上下各布置2个穿层钻孔抽放邻近层C7、C5、C12煤层瓦斯；其穿层钻孔以打穿C7、C5、C12煤层为准；并通过抽放瓦斯管路将抽出的瓦斯排放到地面空气中安全放空。

抽放瓦斯效果达到规定要求后可进行回采。

穿层钻孔布置见3-2-3示意图。

（2
a．钻孔直径：设计考虑60～110mm；
b．钻孔长度：60m，一般沿层钻孔考虑工作面长度的70～90%（该矿首采工作面11001工作面倾斜长度为70m）；穿层钻孔以穿透各煤层顶板为准；
c．钻孔间距：5m；
d．抽放负压与封孔长度：抽放管口负压保证大于13KPa；封孔长度既应保
证不吸入空气又应使封孔长度尽量短，对于煤孔应不小于4～10m，岩孔应不小于2～5m。

e．排放时间Tj（临界值）Tj=3/β。

（3）回风顺槽抽放顶板裂隙带瓦斯抽放钻孔参数设计
回采时应利用回采工作面前方超前卸压效应边采边抽本煤层瓦斯，以提高煤层瓦斯抽放效率。

采面顺层及裂隙带瓦斯抽放钻孔布置见3-2-4示意图。

顺槽钻场抽采
图3-2-4 采面顺层及顶板裂隙带瓦斯抽放钻孔布置示意图
抽放负压选用6.7KPa。

钻场沿钻孔方向长度为5m，宽度1.8m，高度1.8m。

钻场间距为80m，前后钻场内钻孔长度95m，交叉15m。

在工作面超前布置顶板钻场，钻孔方向与工作面推进方向相迎，钻孔位于冒落带以上的裂隙带范围内，长度80～100m，前在工作面推至钻孔之下即可进行采空区抽放，在工作面推过钻场后，还可以将钻场密闭接入管路进行“巷抽”，其钻场、钻孔布置详见图4-5-1B。

（4）封孔方式、材料及工艺
钻孔封孔可采用水泥砂浆人力进行封孔。

封孔材料为水泥砂浆，其配比为：硅酸盐水泥、砂子与水混合搅拌而成。

水泥标号为525硅酸盐水泥、砂子颗粒直径为0.5～1.5mm，水砂比为1：2.4～2.5。

钻场内钻孔与瓦斯管联接见示意图3-2-5。

放水器
钻场集中联接器
顺层钻孔
瓦斯管
封堵材料
胶管
抽放瓦斯支管
顺层钻孔
穿层钻孔
穿层钻孔
图3-2-5 钻场内钻孔与瓦斯管联接示意图
封孔方法：封孔前用水或压风将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，然后放入套管（孔内抽放管）。

套管直径25～108mm ，封孔长度3m 以上。

往孔内送泥可用专用工具或将水泥做成圆柱形状分次送入，每送泥0.3～1.0m 放入一个木塞，并用力捣实，直至封完钻孔。

套管顶端应钻5～10直径为10mm 的筛孔，以免煤、岩屑及杂物堵塞。

挡采直径要略小于钻孔直径。

（二）掘进工作面边掘边抽
根据永恒煤矿掘进工作面瓦斯涌出实际情况，初期在掘进工作面可采用边掘边抽方式。

采用边掘边抽时, 抽放钻孔布置方式如图3-2-6。

图3-2-6 掘进工作面边掘边抽瓦斯钻孔布置示意图
钻孔布置参数如下：
钻孔长度 43m ； 钻孔直径 ∮75mm ； 相邻孔间夹角 3°～5°； 钻场间距 50m ； 钻场内钻孔数 3个； 封孔深度 5m ； 封孔方式 聚胺脂封孔。

在煤巷掘进工作面后5m处的巷道两帮各施工一个钻场。

钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求，选用钻机的外形尺寸及钻杆长度而定。

根据该矿的具体情况，每组钻场在煤巷两侧错开布置，其规格为：4 ×4×2m，相邻两组钻场之间的间距为40～50m。

在每一钻场内，沿走向布置3个边掘边抽钻孔，即左、右钻场各三个，孔深50m左右。

（三）瓦斯抽放控制范围必须达到：
1、石门(井筒)揭煤工作面控制范围应根据煤层的实际突出危险程度确定，但必须控制到巷道轮廓外8m以上(煤层倾角大于8°，底部或下帮5m。

钻孔必须穿透煤层的顶(底)板0.5m以上。

若不能穿透煤层全厚，必须控制到工作面前方15m以上。

2、煤巷掘进工作面控制范围为巷道轮廓外8m以上(煤层倾角大于8°，底部或下帮5m)及工作面前方10m以上。

3、采煤工作面控制范围为:工作面前方20m以上。

第四节区域措施效果检验
1)开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、顶底板位移量及其他经试验证实有效的指标和方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标；本矿若采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量检验时，应当根据实测的最大残余瓦斯压力或者最大残余瓦斯含量的方法对预计被保护区域的保护效果进行判断。

若检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。

见下表3-3-1。

表3-3-1 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值
2)对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揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验，如。