綜采工作面巷道布置及瓦斯綜合治理設計說明書
目 錄
第一章 工作面概況及危險源分析 1
第一節(jié) 工作面概況 1
第二節(jié) 危險源分析及采掘工藝、采面生產(chǎn)能力確定 3
第二章 工作面工程 5
第一節(jié) 工作面巷道布置 5
第二節(jié) 巷道斷面支護 5
第三章 工作面各生產(chǎn)系統(tǒng) 8
第一節(jié) 主運輸系統(tǒng) 8
第二節(jié) 輔助運輸系統(tǒng) 8
第三節(jié) 通風系統(tǒng) 9
第四節(jié) 供電系統(tǒng) 15
第五節(jié) 供水及綜合防塵系統(tǒng) 18
第六節(jié) 排水系統(tǒng) 18
第七節(jié) 通訊系統(tǒng) 19
第八節(jié) 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng) 19
第九節(jié) 壓風自救系統(tǒng) 20
第十節(jié) 防滅火系統(tǒng) 22
第十一節(jié) 采面液壓系統(tǒng) 23
第十二節(jié) 采面照明系統(tǒng) 24
第四章 專項設計 25
第一節(jié) 防突設計 25
第二節(jié) 瓦斯抽放設計 30
第三節(jié) 水害防治專項設計 42
第五章 注意事項及主要安全技術措施 44
第一章 工作面概況及危險源分析
第一節(jié) 工作面概況
一、采面概況
采面位于己三擴大采區(qū)東翼下部，西起采區(qū)上山，東至9勘探線東200m處，南鄰正在回采的己15-13310采面，北部尚未開發(fā)。采面設計走向長1300m，南北傾斜寬186.5m，采高3.1m，可采儲量93.6萬噸。該采面標高－460～－570m，地面標高+74 ～ +76m，埋深534～645m。
二、煤層賦存情況
開采煤層屬半光亮型焦煤。根據(jù)己三擴大軌道上山和己15—13310采面機巷揭露的資料看，煤層厚度較穩(wěn)定，在2.2～ 3.5m之間，平均3.1m。煤層傾角東緩西陡,傾角10°～18°，平均11°。采面走向上呈里高外低，屬俯采，俯角2°左右。
三、地質(zhì)構(gòu)造
從目前周圍地質(zhì)資料揭露看，采面區(qū)域地質(zhì)構(gòu)造較簡單。己15—13310機巷在掘進過程中共揭露大小斷層5條，其中落差最大0.3米，最小0.2米。預計己15—13330采面不會有較大的地質(zhì)構(gòu)造出現(xiàn)。
四、頂?shù)装鍘r性
煤層直接頂為砂質(zhì)泥巖，厚約7.0米；老頂為淺灰色中粒砂巖；直接底為5～8米厚的砂質(zhì)泥巖。
五、水文
該采面水文地質(zhì)條件較簡單，煤層頂板中粗粒砂巖，含水層厚13米左右，砂巖裂隙較發(fā)育，富水程度較低，由于上部采面的回采，煤層頂板砂巖含水層多被疏放或疏干，在掘進過程中煤層頂板會有短時的滴淋水現(xiàn)象，一般不會造成大的水害威脅。該采面正常涌水量2～3m3/h，最大涌水量為 5m3/h。
己15－13330采面開采深度-460～-570m，最低開采深度-570m，10’-6孔水文觀測孔水位-310m，本采面屬帶壓開采，承壓水頭值2.6Mpa。（帶壓開采可行性分析詳見第四章第三節(jié)）
六、瓦斯
己15—13330工作面瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三擴大采區(qū)突出危險區(qū)在－450～－550，根據(jù)突出危險等級劃分，該工作面按突出危險管理。
七、地表
地面無高大建筑物及設施；地面水體主要有老湛河及水塘。
第二節(jié) 危險源分析及采掘工藝、采面生產(chǎn)能力確定
一、危險源分析
1、頂板
煤層直接頂為砂質(zhì)泥巖，屬II類頂板，中等穩(wěn)定；老頂為淺灰色中粒砂巖屬II類頂板。
2、水害
該采面水文地質(zhì)條件較簡單，煤層頂板中粗粒砂巖，含水層厚13米左右，砂巖裂隙較發(fā)育，富水程度較低。由于上部采面的回采，煤層頂板砂巖含水層多被疏放或疏干，在掘進過程中煤層頂板會有短時的滴淋水現(xiàn)象，一般不會造成大的水害威脅。
3、煤層自燃
采面煤層為自燃煤層，自燃發(fā)火期4—6個月， 需采取防滅火措施。
4、瓦斯
工作面瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三擴大采區(qū)突出危險區(qū)在－450～－550，根據(jù)突出危險等級劃分，該工作面按突出危險管理。
5、煤塵
煤塵爆炸指數(shù)25.47—26.78％，具有爆炸危險性。
二、采掘工藝
（一）回采工藝
工作面由于地質(zhì)構(gòu)造簡單，煤層賦存較穩(wěn)定。為實現(xiàn)高產(chǎn)高效，按綜采工作面布置，一次采全高。
1、落煤：選用MG200/475-W型雙滾筒采煤機落煤、裝煤，雙向割煤。額定能力900t/h。
2、裝煤：采用煤機滾筒的螺旋葉片配合運輸機的鏟煤板進行裝煤。
3、運煤：工作面采用SGZ—764/500型刮板運輸機運煤，額定能力1000t/h。運輸機道采用SZZ—764/200轉(zhuǎn)載機運煤，額定能力1000t/h。
4、支架選型：選用ZY5600-20/40型掩護式液壓支架。
5、工作面支護形式：液壓支架沿工作面傾斜方向成直線排列，中心距1.5m，伸出前梁及掩護梁的側(cè)護板，保持架間無間隙，前梁端面距不超過340mm。
6、端頭支護：上下端頭使用長3.6mπ型長鋼梁，長鋼梁間距0.2m，成對間距0.7m，一梁三柱，交替邁步前移，移動步距0.6m。
7、頂板管理：采用全部陷落法。
(二)掘進工藝
新開巷道均采用炮掘。
三、采面生產(chǎn)能力確定
Q＝L×D×m×γ×C＝178×3.6×3.1×1.31×0.95≈2500(t/d)
式中:
Q-------------工作面日生產(chǎn)能力，t/d
L-------------工作面長度m，取178
D------------工作面日推進度m，取3.6
m-------------煤層平均采高m，取3.1
γ------------煤的容重t/m3，取1.31
C-------------工作面回采率，中厚煤層取0.95。
工作面日生產(chǎn)能力為2500t/d。
第二章 工作面工程
第一節(jié) 工作面巷道布置
工作面按走向長壁布置，采面布置四條巷道：從上至下依次為風巷、高位抽排巷、機巷高位預抽巷、機巷。機、風兩巷沿己15煤層布置，機巷按"機軌合一"布置。高位巷布置在己15煤層頂板10m處的巖層中。
第二節(jié) 巷道斷面支護
巷道斷面及支護：
（1）機巷：按"機軌合一"考慮，斷面規(guī)格寬×高＝4.3×3.0m，支護選用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。頂板錨桿采用φ20×2400mm高強錨桿，間排距650×700mm，兩幫采用φ20×2000mm等強錨桿，間排距700×700mm。錨索規(guī)格φ15.6×8000mm，呈121布置，間排距2600×2100mm。
（2）風巷：斷面規(guī)格寬×高＝4.0×3.0m，支護選用錨網(wǎng)索聯(lián)合支護。錨索呈121布置。頂板錨桿采用φ20×2400mm高強錨桿，間排距650×700mm，兩幫采用φ20×2000mm等強錨桿，間排距700×700mm。錨索規(guī)格φ15.6×8000mm，呈121布置，間排距2100×2100mm。
（3）高抽巷、機巷高位預抽巷：半圓拱斷面，規(guī)格寬×高＝3.0×2.5m，支護選用錨網(wǎng)支護。錨桿為φ20×2000mm等強錨桿，間排距700×700mm。
（4）切眼小斷面同風巷。
支護參數(shù)詳見斷面圖。巷道頂板破碎時，要挑掉復合頂。幫頂網(wǎng)要搭接牢靠，不留三角煤。
機巷支護斷面示意圖
風巷、切眼支護斷面示意圖
高位巷支護斷面示意圖
第三章 工作面各生產(chǎn)系統(tǒng)
第一節(jié) 主運輸系統(tǒng)
一、主運輸設備
工作面：刮板輸送機1部，型號SGZ—764/500；
機 巷：轉(zhuǎn)載機1部，型號：SZZ—764/200；帶式輸送機1部，型號：SSMB1000/2×132＋1×132；
己三擴大皮帶下山：帶式輸送機3部，型號SPJ－1000。
二、出煤系統(tǒng)
回采工作面→己15—13330機巷→己三擴大皮帶上山→己三中部運輸平巷→己三采區(qū)煤倉。
詳見生產(chǎn)系統(tǒng)示意圖。
第二節(jié) 輔助運輸系統(tǒng)
輔助運輸主要采用JD－11.4型調(diào)度絞車和JD-25型調(diào)度絞車對拉，相鄰絞車分別靠巷道兩幫布置，中對中相錯10m。
絞車窩尺吋必須保證絞車安裝后有1.2m2的操作空間；絞車最突出部位與巷幫的距離不小于250mm，與軌道不小于500mm。
輔助運輸系統(tǒng)：
己三大巷→己三軌道上山三片→己三擴大上部運輸平巷→己三擴大軌道上山→風巷片盤→己15—13330風巷→采面。
詳見生產(chǎn)系統(tǒng)示意圖。
生產(chǎn)系統(tǒng)示意圖
第三節(jié) 通風系統(tǒng)
掘進工作面配風量720m3/min，回采期間采煤工作面配風量2200 m3/min，具體計算如下：
一、 掘進工作面風機選型
1、己15-13330機巷、風巷
1）按瓦斯涌出量計算：
Q掘＝100QgK＝100×2.08×2＝416 m3/min
式中：Q掘—采面需風量, m3/min；
K—瓦斯涌出不均勻系數(shù),1.5～2.0，取2；
Qg—瓦斯絕對涌出量（日單進按5m），m3/min；
Qg＝q×T日/540
＝13.3×84.495/540
＝2.08 m3/min
式中：T日－日出煤量（按日單進5m計）,t/日；
T日＝5×4.3×3.0×1.31
＝84.495 t /日
2）按最大炸藥用量計算：
Q掘=（7.37～25）×A=25×4.9=122.5 m3/min
式中：A—一次最大炸藥用量，4.9Kg；
3）按同時工作最多人數(shù)計算：
Qc＝4N＝4×30＝120m3/min
式中：N－掘進工作面同時工作最多人數(shù)，按30人計算。
4）、按風速驗算：
15S掘＜Q掘＜240S掘
193.5＜Q掘＜3096
式中：S掘—巷道掘進斷面；
因為Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘進工作面配風量416 m3/min符合規(guī)定。
考慮風筒10％的漏風率，故選用2×30KW對旋式主副風機供風，Q吸>＝458 m3/min。
2、己15-13330高抽巷、機巷預抽巷
1）、按瓦斯涌出量計算：
Q掘＝100QgK＝100×0.48×2＝96m3/min
式中：Q掘—采面需風量, m3/min；
K—瓦斯涌出不均勻系數(shù),1.5～2.0，取2；
Qg—瓦斯絕對涌出量（日單進按5m），m3/min；
2）、按最大炸藥用量計算：
Q掘=（7.37～25）×A=25×10=250 m3/min
式中：A—一次最大炸藥用量，4.9Kg；
3）、按同時工作最多人數(shù)計算：
Qc＝4N＝4×30＝120 m3/min
式中：N－掘進工作面同時工作最多人數(shù)，按30人計算。
4）、按風速驗算：
15S掘＜Q掘＜240S掘
193.5＜Q掘＜3096
式中：S掘—巷道掘進斷面；
因為Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘進工作面配風量250 m3/min符合規(guī)定。
考慮風筒10％的漏風率，故選用2×15KW對旋式主副風機供風，Q吸>＝275 m3/min。
二、 采煤工作面風量計算：
1、 按瓦斯涌出量計算：
Qc＝100QgK＝100×（15.82－8）×1.3＝1016 m3/min
式中：Qc—采面需風量, m3/min；
K—瓦斯涌出不均勻系數(shù)，1.2～1.8，取1.3；
Qg—瓦斯絕對涌出量（采面日推進按4m）；
Qg=（13.3－2.24）×3.6×4×（183－40）/1440=15.82 m3/min；
8—各種抽放量總和，m3/min；
2、 按勞動氣象條件計算：
Qc＝Qk×Kt×Kh×K1＝330×1.36×2.16×1.1＝1066 m3/min
式中：Qk—基本風量，一般取330
Kt—工作面溫度系數(shù)，Kt=at-b，工作面溫度在20～26℃時，a=0.1,b=1.24，t取26℃,Kt=0.1×26-1.24＝1.36
Kh—采高系數(shù)，Kh＝C×H×ψ＝1.0×3.6×0.6＝2.16
式中：C—支護方式系數(shù)，綜采取1.0
M—采高，取3.6m
ψ—采面有效支護斷面系數(shù)，掩護式支架0.55～0.6，取0.6。
K1—采面走向長系數(shù)，1000m以上時，取1.1～1.4
3、 按同時工作最多人數(shù)計算：
Qc＝4N＝4×60＝240 m3/min
式中：N－工作面同時工作最多人數(shù)，按60人計算。
根據(jù)以上三種計算，取最大值，工作面風量確定為1016m3/min。
4、 按風速驗算：
Qmax=4×60Smin×K=4×60×3.6×3.64×0.75=2358 m3/min
Qmin=1/4×60Smax×K=0.25×60×3.6×4.24×0.75=172m3/min
式中：Smax、Smin為最大、最小有效通風面積 K-有效斷面積系數(shù) 取0.75
因為 Qmax＞Qc＞Qmin 故符合規(guī)定
三、通風系統(tǒng)路線
（一）、掘進通風：
1、機巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷口（局扇）→機巷→工作面。
乏風：工作面→己15—13330機巷→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地面。
2、高抽巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330風巷口（局扇）→高抽巷出煤道→高抽巷→工作面。
乏風：工作面→己15—13330高抽巷→高抽巷出煤道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地面。
3、風巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330風巷口（局扇）→風巷→工作面。
乏風：工作面→己15—13330風巷→己15—13330風巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地面。
4、己15-13330機巷高位預抽巷
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷高位預抽巷設備道（局扇）→己15－13330機巷高位預抽巷→工作面。
乏風：工作面→己15—13330機巷高位預抽巷→己15—13330機巷高位預抽巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地面。
詳見掘進期間通風系統(tǒng)示意圖。
掘進期間通風系統(tǒng)示意圖
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷設備道→機巷→工作面。
乏風：工作面→己15—13330風巷→己15—13330風巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地面。
詳見回采期間通風系統(tǒng)示意圖。
回采期間通風系統(tǒng)示意圖
一、掘進期間供電系統(tǒng)（詳見掘進期間供電系統(tǒng)圖）
二、回采期間供電系統(tǒng)（詳見回采期間供電系統(tǒng)圖）
第五節(jié) 供水及綜合防塵系統(tǒng)
一、供水系統(tǒng)
1、采面主要用水點
（1）機風巷凈化水霧、灑水滅塵 Q1=1000L/h
（2）泵站用水量 Q2=100L/h
（3）轉(zhuǎn)載點、架間噴霧 Q3=3000L/h
（4）煤機冷卻、噴霧 Q4=19200L/h
（5）輸送機冷卻水 Q5=12000L/h
Q =（Q1+Q2+Q3+Q4+Q5）•K=35300×1.2=42360L/h=42.36m3/h
式中：K—水量備用系數(shù)取1.2
2、供水管徑
Dp=√4Q/（π×3600Vp）=√4×42.36/（3.14×3600×2） =0.0866m=86.6mm
式中：VP—水速，取2m/s
故在風機巷各鋪設一趟4吋供水管道，掘進期間一次鋪設到位。
二、綜合防塵系統(tǒng)
防塵管路利用供水管路，每50m安設一個三通閥門。
掘進及回采期間，各轉(zhuǎn)載點要設噴霧；風、機巷各安設兩道凈化水幕，距工作面60～200m處安設隔爆水棚。
采面每隔10架設一個灑水噴頭。采煤機按規(guī)定安設內(nèi)外噴霧。
個人佩戴防塵口罩。
第六節(jié) 排水系統(tǒng)
采面總體呈里高外低，俯角約2°，掘進及回采期間工作面沒有積水。
己15-13310采面（自流）-→己三擴大采區(qū)水倉-→己三擴大軌道上山-→己三擴大上部運輸巷-→己三軌道上山-→己三大巷-→一水平中央水倉-→地面。
第七節(jié) 通訊系統(tǒng)
泵站列車、輸送機機頭、轉(zhuǎn)載機機頭、機尾分別設置電鈴、信號裝置。小絞車運輸設置聲光信號裝置。工作面刮板輸送機安設信號的間距不超過15米。
按照《煤（巖）與瓦斯（二氧化碳）突出防治細則》及《煤礦安全規(guī)程》第213條、第478條之規(guī)定，須安設電話地點：
1、機巷轉(zhuǎn)載機頭；
2、風巷切眼往外100m處；
3、瓦斯抽放泵站；
4、機巷外口；
5、乳化液泵站。
第八節(jié) 監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)
一、瓦斯檢測
1、掘進期間
風巷上掘進機，司機必須佩戴便攜式甲烷監(jiān)測報警儀。
巷道在掘進期間需安設兩個甲烷傳感器，報警值為0.8%，斷電值為0.8%其具體位置分別位于：
（1）距掘進工作面≤5m處；
（2）巷道回風口以里10～20m處。
2、回采期間
采煤機司機必須佩戴便攜式甲烷監(jiān)測報警儀。
己15—13330采面回采期間，共需要安設5個甲烷傳感器，報警值均為0.8%，斷電值均為0.8%，其具體位置分別是：
（1）己15—13330風巷里口（距回采工作面10～15m）；
（2）己15—13330風巷外段（風巷回風道以里約10～20m）；
（3）己15—13330采面（距上出口15m）；
（4）己15—13330機巷（距采面5～10m）；
機巷、采面、風巷所有高、低壓電源必須由一個變壓器引出，若2個甲烷傳感器中有一個超限，都必須切斷所有電源。
二、頂板監(jiān)測
掘進期間，風機巷原則上每隔30～50m布設一個頂板離層觀測儀、一個巷道幫頂位移觀測站。及時掌握巷道壓力變化、巷道變形情況，以便調(diào)整支護參數(shù)或合理確定二次支護時間。
回采期間，采用KBJ-2004B型液壓支架監(jiān)測系統(tǒng)，一次布置五個點，分段檢測，在支架的上、下立柱高壓腔用φ10mm高壓管與分機進行連接，收集立柱的瞬時工作阻力數(shù)據(jù)。
第九節(jié) 壓風自救系統(tǒng)
一、壓風自救的安裝與調(diào)試與管理
一、壓風自救風量和風壓要求：
風壓不小于0.4MPa，風量不低于
Q=K1K2∑總q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2為漏風系數(shù)與備用系數(shù)
二、壓風自救管選擇
壓風自救管選用2寸無縫鋼管，對破損的壓風管必須更換或進行相應的處理，保證不漏氣。
三、壓風自救站設置
1、掘進期間：每隔50米安裝一組壓風自救，個數(shù)不少于5個，最后一組壓風自救距掌子頭25—40米，個數(shù)不少于15個，壓風自救安裝在支護良好且無雜物處，安裝高度距離巷道底板1.6—1.8米。
2、回采期間：
（1）機巷安裝一組壓風自救，安裝位置機巷切眼外100m處，個數(shù)25個。
（2）風巷
○1在切眼往外25～40m處安裝一組壓風自救，個數(shù)20個，
○2在回風口以里5m處安裝一組壓風自救，個數(shù)5個。
○3在風巷每組絞車處安裝兩個壓風自救。
四、壓風管路線路
1、機巷
軌道上山→機巷片盤→機巷；
2、風巷
軌道上山→風巷片盤→風巷。
五、壓風自救管理
施工單位指定專人對壓風管路進行檢查，確保管路不漏氣及壓風自救完好，并及時移動壓風自救，保證壓風自救與掘進工作面保持合適的距離，要對氣水分離器進行及時的放水和排油，保證管路的暢通和風流的清潔。
第十節(jié) 防滅火系統(tǒng)
該采面煤層為自燃煤層，煤塵爆炸指數(shù)25.47—26.78％，自燃發(fā)火期4—6個月， 需采取防滅火措施。
一、采空區(qū)注漿
１、日注漿量
QJ=(Qt+QS)M=(572.6+3149.3)*0.93=3461.4
式中：QJ－日注漿量，m3；
Qs－日注漿水量，m3；
Qt－日注漿土量，m3；
M－泥漿制成率；
QS=KSQtδ=1.1*572.6*5=3149.3
式中：KS－水量備用系數(shù)，m3；
Qs－日注漿水量，m3；
δ－漿水比的倒數(shù)；
Qt=KmlHC=0.25*3.6*3.6*186*0.95=572.6
式中：K－注漿系數(shù)；m－煤層采高，m；l－日推進度，m；H-采面傾斜長度，m；G-回采系數(shù)。
２、設備選擇
按照每天一個班注漿，則小時注漿量：QJ2=3461.4/8=432.7
實際工作流速
V=4 QJ2/(3600*3.14*d2)=4*432.7/(3600*3.14*0.0892)=1.72m/s>臨界流速
土水比1：5的輕亞粘土的臨界流速為1.18m/s
故注漿設備采用東風井注漿系統(tǒng)：東風井地面注漿站 → 東風井井筒 → 己三老總回→己三人行→己三上部運輸平巷 →己三擴大軌道上山→ 己15－13330風巷設備道→ 己15—13330風巷 → 采空區(qū)。
注漿主管路規(guī)格為4吋鋼管，風巷設備道及風巷為2吋鋼管，采空區(qū)2吋白膠管。每天一班注漿，隨采隨注。注漿管埋入采空區(qū)20－30米，放頂后即注。
第十一節(jié) 采面液壓系統(tǒng)
1、泵站開關列車設置在工作面機巷車場（車場距采面下出口不大于300m），不影響機巷正常通風、行人等，泵站列車放置地點保證支護完好。
2、乳化液泵站采用RW400/31.5X4A-F乳化液泵配XR-WS2500乳化液箱向采面供液。
3、乳化液泵站向采面敷設供液管（φ32mm）、回液管路（φ50mm）各一趟，在采面下端頭供、回液管路分別安設一個三通分別向采面液壓支架和乳化液鉆機供、回液。在供、回液管路的采面上、下端頭和采面中間各設置一個截止閥以備檢修和急用。
第十二節(jié) 采面照明系統(tǒng)
按照規(guī)程第473條規(guī)定，在采面、機巷轉(zhuǎn)載點、機頭硐室設固定照明，其中采面照明燈間距不得大于15m。燈具選用KBb－60型防爆螢光燈。
第四章 專項設計
第一節(jié) 防突設計
己15－13330采面開采深度-460～-570m，最低開采深度-570m，己15—13330工作面瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。煤層厚度較穩(wěn)定，在2.2～ 3.5m之間，平均3.1m。煤層傾角東緩西陡,傾角10°～18°，平均11°。己三擴大采區(qū)突出危險區(qū)在-450m水平以下，根據(jù)突出危險等級劃分，該工作面按突出危險進行裝備管理。
一． 工作面掘進期間防突措施：
A．己15—13330風巷
風巷在掘進期間沿空送巷，按突出威脅工作面管理，采取連續(xù)預測的防突管理方案。
每5m預測一次，預測孔深7m，預測不超允許進尺5m。
B．己15—13330機巷
1）直接執(zhí)行防突措施
①孔數(shù)：36個，分3排布置，每排12個;
②孔徑：φ89mm;
③孔深：15m;
④控制范圍：措施孔終孔控制到巷道上幫8m，下幫6m；
⑤措施孔執(zhí)行完畢，進行煤體注水，注水封孔深度不小于2米，注水效果以鄰孔出水或煤壁滲水為止。
2）效果檢驗
措施孔打完、注水滿足要求后，盡量在巷道軟分層中布置布置三個孔徑為42mm、孔深為7m的效檢孔，一個布置在斷面中間，平行于巷道方向，另兩個布置時各距幫0.5m，控制到巷道輪廓線外3m。在2m、4m、7m處測試q值或Cq 值，秤出每米鉆屑量。測試步驟和要求為：
瓦斯涌出初速度及Cq預測（檢驗）步驟：
1）盡量在巷道軟分層中布置打孔徑為42mm的測試孔，鉆進速度控制在1m/min；
2）當測試孔深達到2m、4m、7m位置時，迅速拔出麻花鉆桿，用專用封孔器封孔，封孔后測量室長度為0.5米，鉆孔內(nèi)封孔膠囊的壓力達0.2Mpa；
3）在測試桿末端接上一煤氣表，測量1min內(nèi)煤氣表轉(zhuǎn)過的數(shù)值即為該鉆孔瓦斯用處初速度q值；
4）從麻花鉆桿打到2米到測試工序完成的時間間隔不超過2min，將第1分鐘測定的讀數(shù)（流量值）作為鉆孔瓦斯涌出初速度q1，之后測定第2、3、4、5分鐘的讀數(shù)，Cq=q5/q1。以后每鉆到4米、7米重復上述操作一次，同時測定其鉆屑量。
鉆屑量測定
鉆孔打至1米以后，收集鉆桿每打1米所排的煤粉，用彈簧稱稱出每米鉆孔所排的煤粉質(zhì)量，即為所測的鉆屑量，每一預測孔的每米最大鉆屑量即位該預測孔鉆屑量。
臨界值及判斷
qmax＜3.5（L/min） Smax＜5.0（Kg/m） 無危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＜5.0（Kg/m）Cq ＞0.62 無危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＜5.0（Kg/m）Cq ＜ 0.62 危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＞5.0（Kg/m） 危險
qmax＞4.0（L/min） Smax＞5.0（Kg/m） 危險
一次循環(huán)進行兩次效檢，第一次效檢不超允許進尺3米，第二次效檢不超允許進尺2米。
若第一次效檢超標，補打一排、12個15米深、孔徑89mm的措施孔，并進行煤體注水，直至再次效檢不超。若第二次效檢超標，必須重新執(zhí)行防突措施。
3)巷幫卸壓孔
在機巷掘進期間，在巷道兩幫緊跟掌子頭每兩米布置一個卸壓孔，卸壓孔深度8m，孔徑89mm，平行與煤層頂板布置。
4）前探孔
為避免掘進期間突然出現(xiàn)的地質(zhì)構(gòu)造，消除瓦斯動力現(xiàn)象或瓦斯超限，在掘進期間，由地測部門利用瑞力波進行前探，同時為確實掌握工作面前方的地質(zhì)情況，由防突隊使用SGZ－150型鉆機在工作面進行深孔前探，前探孔保證在50m，每個循環(huán)保留10m的深孔前探超前距。
前探時，若探到地質(zhì)構(gòu)造，必須停止施工，由地測分析構(gòu)造情況，然后在采取針對性措施后，再繼續(xù)施工。
5）機巷預抽巷穿層孔
在機巷預抽巷巷道下幫向機巷方向布置穿層孔，終孔控制在機巷兩幫，水平間距5m，孔徑φ75mm。機巷上幫孔：俯角38°，孔深33m，其中穿煤段7.6m；機巷下幫孔：俯角31°，孔深45.5m，其中穿煤段10m。
根據(jù)目前機巷預抽巷穿層孔抽放參數(shù)，抽放瓦斯?jié)舛?0％，抽放瓦斯純流量4m3/min，則機巷預抽巷抽放可解決瓦斯含量
Wg=1440×4/A=2.88m3/t
二．工作面回采期間的防突措施：
1)執(zhí)行前探、卸壓、抽放、注水孔
①孔數(shù)：在采面異常地帶執(zhí)行前探、卸壓、抽放、注水孔，布置2排，孔間距1.5m，排距0.6m，孔數(shù)根據(jù)異常帶長度確定;
②孔徑：φ89mm;
③孔深：15m;
2)預測預報
在全采面范圍內(nèi)，在兩排前探卸壓抽放注水孔中間布置一排預測預報孔，預測孔必須布置在煤體的軟分層中間，每隔10米布置一個直徑42mm，孔深7m預測孔，總計15個。
預測孔垂直于煤墻，具體要求見圖，預測工具有彈簧秤、煤氣表、秒表、測試桿。
操作步驟及要求如下：
A．瓦斯涌出初速度及Cq預測步驟：
盡量在軟分層中打預測孔，鉆進速度控制在1m/min；
1） 當預測孔深達到3.5m、7.0m位置時，迅速拔出麻花鉆桿，用專用封孔器封孔，封孔后測量室長度為0.5米，鉆孔內(nèi)封孔膠囊的壓力達0.2Mpa；
2） 在測試管末端接上一煤氣表，測量1min內(nèi)煤氣表轉(zhuǎn)過的數(shù)值即為該鉆孔瓦斯用處初速度q值；
3） 從麻花鉆桿打到3.5m、7.0m到測定完的時間間隔不超過2min，將第1分鐘測定的讀數(shù)（流量值）作為鉆孔瓦斯涌出初速度q1，之后測定第2、3、4、5分鐘的讀數(shù)，Cq=q5/q1。同時測定其鉆屑量。
B．鉆屑量測定
鉆孔打至1米以后，收集鉆桿每打1米所排的煤粉，用彈簧稱稱出每米鉆孔所排的煤粉質(zhì)量，即為所測的鉆屑量，每一預測孔的每米最大鉆屑量即為該預測孔鉆屑量。
C．允許進尺確定：
第一次測試不超允許進尺3.0m，第二次測試不超，允許進尺2.0m，保留2米超前，若預測超標必須執(zhí)行防突措施。
3)確定突出危險敏感指標臨界值：
qmax＜3.2 (L/min) Smax＞5.0 Kg/m 危險
qmax=3.2～4.0 (L/min)Smax＜5.0 Kg/m Cq＞0.65 無危險
qmax=3.2～4.0 (L/min) Smax＜5.0 Kg/m Cq＜0.65 危險
qmax＞4.0 (L/min)或Smax＞5.0 Kg/m 危險
三．安全防護
（一）、壓風自救
1．壓風自救的安裝與調(diào)試與管理
1) 壓風自救風量和風壓要求：
風壓不小于0.4MPa，風量不低于
Q=K1K2∑總q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2為漏風系數(shù)與備用系數(shù)
2）掘進期間：每隔50米安裝一組壓風自救，個數(shù)不少于5個，最后一組壓風自救距掌子頭25—40米，個數(shù)不少于15個，壓風自救安裝在支護良好且無雜物處，安裝高度距離巷道底板1.6—1.8米。
回采期間：風巷在風巷切眼往外25～40m處安裝一組壓風自救，個數(shù)20個，在回風口以里5m處安裝一組壓風自救，個數(shù)5個。同時在風巷每組絞車處安裝兩個壓風自救。機巷安裝一組壓風自救，安裝位置機巷切眼外100m處，個數(shù)25個。
3）壓風自救管選用2寸無縫鋼管，對破損的壓風管必須更換或進行相應的處理，保證不漏氣。
4）施工單位指定專人對壓風管路進行檢查，確保管路不漏氣及壓風自救完好，并及時移動壓風自救，保證壓風自救與掘進工作面保持合適的距離，要對氣水分離器進行及時的放水和排油，保證管路的暢通和風流的清潔。
（二）．防突反向風門的設置：
防突反向風門嚴格按《防突細則》第95條規(guī)定進行設置
（三）避難硐室設置要求：
當巷道需要設置避難硐室時，嚴格按《防突細則》第97條以及集團公司<2006>100號文件的要求進行設置。
（四）、放炮管理
采用遠距離放炮時，放炮地點應設在進風側(cè)反向風門之外或避難所內(nèi)，放炮地點距工作面的距離不得小于300m。放炮員操縱放炮的地點，應配備壓風自救系統(tǒng)或自救器。
遠距離放炮時，回風系統(tǒng)的采掘工作面及其他有人作業(yè)的地點，都必須停電撤人，放炮30min后，方可進入工作面檢查。
第二節(jié) 瓦斯抽放設計
一、概況
依據(jù)渝煤科研[1989]124號文《關于礦突出煤層及突出礦井鑒定意見》和渝煤研科字[1997]第36號《五、八、十、礦突出礦井初步分級結(jié)果》，礦被鑒定為嚴重突出礦井，己15煤層為嚴重突出煤層，己16.17煤層為非突出煤層，綜合考慮本采區(qū)為突出采區(qū)。
采面位于己三擴大采區(qū)東翼下部，西起采區(qū)上山，東至9勘探線東200m處，南鄰正在回采的己15-13310采面，北部尚未開發(fā)。采面設計走向長1300m，南北傾斜寬186.5m，采高3.1m，可采儲量93.6萬噸。該采面標高－460～－570m，地面標高+74 ～ +76m，埋深534～645m。按突出危險等級劃分，采面屬突出危險工作面，必須嚴格按突出危險工作面管理。
二、抽放瓦斯的必要性
1、工作面可以供給的風量
Qg = 60L×H×Φ×v
式中：L—最小控頂距，M，ZY5600型支架L=3.616M；
H—采高，設計采高為3.1M；
Φ—有效斷面系數(shù)，Φ=0.6；
V —規(guī)程允許的最高風速，v = 4 m/s。
經(jīng)過計算，Qg=1614.18m3/min
2、采面瓦斯涌出量預測
（1）相對瓦斯涌出量
Qa=（Wa-Wc）×（L-Lh）/L
式中：Qa —工作面相對瓦斯涌出量，m3/t；
Wa—開采煤層原始瓦斯含量，Wa=22 m3/t
Wc—殘存瓦斯量，m3/t，一般取煤層瓦斯含量的10% ~ 15%，這里取Wc=3.3m3/t；
L—工作面采長m，L=186m；
Lh —機、風巷排放瓦斯帶的總寬度m，當煤的揮發(fā)分大于27%時，取Lh=26m。
經(jīng)過計算得，Qa=16m3/t。
（2）絕對瓦斯涌出量
Qy=Qa•A/1440=16×2000/1440=22.22（m3/min）
3、工作面所需風量計算
Qb=100Qy•Kw=100×22.22×1.6=3555.2（m3/min）
式中：Kw—工作面瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取Kw=1.6
從計算結(jié)果可以看出，工作面的需風量遠大于可以供給的風量，根據(jù)《規(guī)程》第145條規(guī)定，“一個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5 m3/min或一個掘進工作面瓦斯涌出量大于3 m3/min，用通風方法解決不合理時，必須建立地面永久瓦斯抽放系統(tǒng)或井下臨時抽放系統(tǒng)。因此，己15－13330采面建立瓦斯抽放系統(tǒng)是必須的。
四、抽放系統(tǒng)的選擇
根據(jù)高突工作面瓦斯綜合治理經(jīng)驗，對高突綜采工作面進行分源抽放。
1、通風方法可以解決的瓦斯含量
Wb=24×60Qg × C /（100A× Kw）+Wc
式中：Wb—通風方法可以解決的瓦斯含量，m3/t
C —規(guī)程允許的最高瓦斯?jié)舛龋?.0%
Qg—工作面可以供給的風量，Qg=1614.18m3/min
A —工作面日產(chǎn)煤量t，A=2000t；
Wc—殘存瓦斯量，m3/t，一般取煤層瓦斯含量的10% ~ 15%，這里取Wc=3.3m3/t；
Kw—瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取Kw =1.6
經(jīng)過計算可得，Wb=11.62m3/t。
2、本煤層抽放可以解決的瓦斯含量
己15采面機風兩巷各敷設一趟抽放管，抽放本煤層鉆孔，預抽率按20%計算，則本煤層抽放可解決瓦斯含量
We=20%•Wa=4.4（m3/t）
式中：We—本煤層抽放可解決瓦斯含量，m3/t；
Wa—開采煤層原始瓦斯含量，Wa=22m3/t。
3、機巷預抽巷穿層孔抽放可以解決的瓦斯含量
根據(jù)目前機巷預抽巷穿層孔抽放參數(shù)，抽放瓦斯?jié)舛?0％，抽放瓦斯純流量4m3/min，則機巷預抽巷抽放可解決瓦斯含量
Wg=1440×4/A=2.88m3/t）
4、通風、本煤層、機巷預抽巷穿層孔抽放解決瓦斯含量合計
W=Wb+We+Wg =11.62+4.4+2.88=18.9（m3/t）
計算結(jié)果表明，用通風方法、本煤層及機巷預抽巷穿層孔抽放合計可解決的瓦斯含量是18.9m3/t，而煤層本身的瓦斯含量是22m3/t。因此在采面回采時有必要采取其他抽放瓦斯措施。
5、抽排巷抽放
抽排巷抽放需要解決的瓦斯含量
Ws = Wa- Wb- We- Wg
=22-11.62-4.4-2.88
=3.1（m3/t）
6、按照以上計算結(jié)果，該采區(qū)各采面抽放系統(tǒng)必須建立三套抽放系統(tǒng)，即：1）本煤層抽放系統(tǒng)、2) 機巷預抽巷穿層孔抽放系統(tǒng)、3) 抽排巷抽放系統(tǒng)。
五、瓦斯抽放系統(tǒng)管徑選擇：
1、本煤層抽放管徑選擇
（1）本煤層抽放混合流量計算
本煤層抽放，百米鉆孔抽放量按0.02m3/min計算，取成孔率80%：
1）、機巷布置210個鉆孔，總長度12600米，封孔長8米，則抽放純流量
Q1=（12600 ×80% - 8 × 210）/ 100× 0.02
=（10080-1680）/100× 0.02＝1.68m3/min
抽放瓦斯?jié)舛劝?0%計算
Qc1=16.8m3/min
2）風巷布置210個鉆孔，總長度12600米，封孔長8米，則抽放純流量
Q2=（12600 ×80% - 8 × 210）/ 100× 0.02
=（10080-1680）/100× 0.02＝1.68m3/min
抽放瓦斯?jié)舛劝?0%計算
Qc2=16.8m3/min
3）本煤層總抽放混合流量Q純=Qc1+ Qc2 =33.6 m3/min
（2）抽放管徑的選擇：
1）機巷、風巷抽放混合流量均為16.8 m3/min，則：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內(nèi)徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內(nèi)瓦斯流速，取經(jīng)濟流速v = 10 m/s。
經(jīng)過計算，d =0.189 m =189 mm，取內(nèi)徑200mm的8吋薄壁鋼管作為本煤層機巷和風巷的抽放支管。
2）本煤層總抽放混合流量Q純= 33.6 m3/min，則：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內(nèi)徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內(nèi)瓦斯流速，取經(jīng)濟流速v = 10 m/s。
經(jīng)過計算，d =0.267 m =267mm，取內(nèi)徑300mm的12吋薄壁鋼管作為本煤層抽放主干管。
2、機巷預抽巷抽放管徑選擇
1）機巷預抽巷抽放混合流量計算
機巷預抽巷抽放瓦斯純流量為4 m3/min，瓦斯抽放濃度一般取10％，則抽排巷混合流量為 ，
Qc=40 m3/min；
2）機巷預抽巷抽放管徑的選擇：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內(nèi)徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內(nèi)瓦斯流速，取經(jīng)濟流速v = 10 m/s。
經(jīng)過計算，d =0.29 m =290mm，取內(nèi)徑300mm的12吋薄壁鋼管作為抽排巷抽放主干管。
3、抽排巷抽放
1）抽排巷抽放需要解決的絕對瓦斯涌出量
Qc' =Ws•A / 1440
=3.1 ×2000 / 1440
=4.3（m3/min）
2）若抽排巷抽放濃度5%計算,混合瓦斯流量為: Qc" =4.3/0.05=86 m3/min，管內(nèi)流速取10 m/s ，則高位斜交孔抽放管內(nèi)徑
d " = 0.1457• =0.427m＝427mm
取內(nèi)徑500mm的20吋薄壁鋼管作為抽排巷抽放主干管。
六、瓦斯抽放泵的選擇:
1、抽排巷抽放阻力計算
1）摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=5160 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.973；
L— 管路長度，L = 1500m；
K— 系數(shù)，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內(nèi)徑，D=50cm。
經(jīng)過計算得Hm =1.77KPa
2）局部阻力
按經(jīng)驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×1.77=0.26KPa
3）管路總阻力
Hc=Hm+Hf=2.03kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，Hh=30kPa
Kb—泵的備用系數(shù)，取Kb=1.2
則 Hp=38.44kPa
5）抽放泵的額定流量
Qp=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯?jié)舛龋?%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量系數(shù)，取Kc=1.2
則Qp=1290 m3/min
根據(jù)計算，泵的額定負壓 Hp=38.44kPa，額定流量Qp=129m3/min，對照瓦斯泵性能參數(shù)表，選取淄博產(chǎn)的2BEC-42型水環(huán)真空泵。
2、本煤層抽放系統(tǒng)抽放瓦斯泵選擇
（1）本煤層抽放瓦斯
1）摩擦阻力
A、機巷本煤層支管摩擦阻力
Hm1=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm1 — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=1008 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 1000m；
K— 系數(shù)，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內(nèi)徑，D=20cm。
經(jīng)過計算得Hm1= 4.19KPa
B、風巷本煤層支管摩擦阻力與機巷本煤層支管摩擦阻力相等，則：
Hm1＝Hm2＝4.19 KPa
C、本煤層主干管摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=3024 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 500m；
K— 系數(shù)，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內(nèi)徑，D=30cm。
經(jīng)過計算得Hm4=2.48KPa
Hm＝Hm1+Hm2+Hm3+Hm4＝4.19+4.19+2.48＝10.86 KPa
2）局部阻力
按經(jīng)驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×10.86=1.629KPa
3）管路總阻力
Hc=Hm+Hf=12.72 kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，Hh=30kPa
Kb—泵的備用系數(shù)，取Kb=1.2
則 Hp=51.26kPa
5）抽放泵的額定流量
Qp=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯?jié)舛龋?0%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量系數(shù)，取Kc=1.2
則Qp=50.4m3/min
根據(jù)計算，泵的額定負壓 Hp=51.26kPa，額定流量Qp=50.4m3/min，對照瓦斯泵性能參數(shù)表，選取淄博產(chǎn)的2BEC-353型水環(huán)真空泵。
（2）機巷預抽巷穿層孔抽放瓦斯
1）摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=40×60=2400m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 1500m；
K— 系數(shù)，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內(nèi)徑，D=20cm。
經(jīng)過計算得Hm =35.63KPa
2）局部阻力
按經(jīng)驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×35.63=5.34KPa
3）管路沿程阻力
Hc=Hm+Hf=40.97 kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）*Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，取Hh=30kPa
Kb—泵的備用系數(shù)，取Kb=1.2
則 Hp= 85.16kPa
5）抽放泵的額定流量
Q=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯?jié)舛龋?0%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量系數(shù)，取Kc=1.2
則Qp=60m3/min
根據(jù)計算，泵的額定負壓 Hp=85.16kPa，額定流量Qp=60m3/min，對照瓦斯泵性能參數(shù)表，選取淄博產(chǎn)的2BEC-353型水環(huán)真空泵。
根據(jù)高突工作面瓦斯綜合治理經(jīng)驗和有關要求“在同一個抽放瓦斯泵站內(nèi)應使用同一型號瓦斯泵”，再者本煤層抽放和機巷預抽穿層孔抽放都具有高負壓、低流量的特點。因此在瓦斯抽放泵站將兩個抽放系統(tǒng)并聯(lián)在一臺抽放瓦斯泵。依據(jù)以上計算，泵的額定負壓 Hp=85.16kPa，額定流量Qp=110.4m3/min，對照瓦斯泵性能參數(shù)表，選取淄博產(chǎn)的2BEC-42型水環(huán)真空泵。
七、建立己三擴大泵站
為了提高抽放效果，己三擴大需要實行分區(qū)抽放，即建立己三擴大泵站，依據(jù)以上計算和選型該泵站必須安裝二臺2BEC-42 型抽放瓦斯泵，分別抽放本煤層、機巷預抽穿層孔和抽排巷。
根據(jù)《規(guī)程》第146條規(guī)定：“抽放瓦斯泵及其附屬設備，至少應有1套備用?！币虼耍喝龜U大抽放瓦斯泵站需要安裝三臺2BEC-42 型抽放瓦斯泵。
八、泵站供電、排水的確定
泵站供電從己三擴大變電所供給電源，同時實現(xiàn)雙回路供電系統(tǒng)。
供水從己三擴大軌道水管上接入泵站，排水通過水溝直接排入二水平大巷排水溝。
第三節(jié) 水害防治專項設計
1、煤層頂板砂巖水：
己三擴大采區(qū)煤層頂板細～中粗粒砂巖含水層厚約13米，裂隙較發(fā)育，富水程度中等。由于上部采面的回采，己15煤層頂板砂巖含水層多被疏放或疏干，在回采過程中不致造成大的水害威脅。
2、己組煤層底板灰?guī)r含水層
⑴、己15-13310采面開采深度-460～－570m，根據(jù)10’-6水文觀測孔水位-310m，己15-13310采區(qū)采面屬帶壓開采，承壓水頭值2.6 Mpa。
⑵、底板隔水巖柱厚度、巖性。
己15-13310煤層底板到寒武系灰?guī)r頂板，包含數(shù)層灰?guī)r、泥巖、砂質(zhì)泥巖和砂巖，其巖性組合復雜，組成了己組煤底板隔水巖組，厚度85米。
⑶、水害評價
根據(jù)斯列沙遼夫公式計算
計算公式如下：
式中：H——隔水底板臨界厚度，（m）；
L——周期來壓前，工作面的最大控頂距離，（m）；
P——底板含水層水壓，（t/m2）；
Kp——底板巖石抗張強度，（t/m2）；
γ——底板巖石容重，（t/m3）。
t臨：隔水巖柱的臨界水壓值。
計算結(jié)果:H臨=9.0米﹤H實=85米
t臨=231 Mpa﹥t實=2.6 Mpa.
突水評價：無突水可能。
第五章 注意事項及主要安全技術措施
工作面在掘進及回采前，施工單位必須編制施工、防突等各項安全技術措施報批。施工期間遇如下情況須及時補充措施：過斷層及薄煤帶、老空不及時冒落時的強制放頂、回收煤體中鉆桿、采面冒頂?shù)取?BR>一、掘進期間
1、巷道及硐室在掘進時，嚴格執(zhí)行瓦斯綜合治理措施。
2、巷道施工時必須堅持“有疑必探、先探后掘”的原則，預防水、瓦斯等災害的發(fā)生。
3、掘進期間過斷層、過老巷，地測部門應及時下發(fā)地質(zhì)預報。
4、完善頂板檢測裝置，及時掌握頂板壓力變化。
二、回采期間
1、工作面按突出危險綜采工作面管理，必須嚴格執(zhí)行瓦斯綜合治理措施，確保安全生產(chǎn)。
2、完善采面頂板檢測裝置，及時掌握頂板壓力變化。
3、回采期間應采取措施防止采空區(qū)自然發(fā)火。
4、回采期間過斷層前地測部門應及時下發(fā)地質(zhì)預報。
