【正文】 ，含煤系數(shù)為 %。 礦井開拓方式 永紅煤礦投產于 1981 年，原設計生產能力 210kt/a，現(xiàn)核定生產能力600kt/a，近幾年的實際生產能力已達到和超過 1000 kt/a。礦井總進風量為 8800～ 9100m3/min，總回風量 9100～ 9300 m3/min，其中，北區(qū)（新區(qū)）進風量 4500～ 4600 m3/min，回風量 4600～ 4700 m3/min ，回風井安設兩臺 BDK54－ 24 型主扇，電機功率均為 2 220kw； 南區(qū) （舊區(qū)）進風量 4300～ 4500 m3/min，回風量 4400～ 4600 m3/min，回風井安設有兩臺型號為 BDK54－ 22 型主扇，電機功率均為 2 160kw。 抽出瓦斯主要用于發(fā)電、民用和作鍋爐熱風爐燃料，目前，礦井已裝備 5 臺總功率為 2340 kw 的瓦斯發(fā)電機組，瓦斯利用率為 38～ 40%。井下解吸法測定煤層瓦斯含量的步驟如下： (1)選擇新暴露的采掘工作面煤壁，用煤電鉆垂直煤壁打一個 ∮ 42mm、孔深 10m 的鉆孔，當鉆孔鉆至 9m 時開始取樣，并記錄采樣開始時間 t1； (2)將采集的新鮮煤樣裝罐并記錄煤樣裝罐后開始解吸測定的時間 t2，用 FHJ2 型瓦斯解吸速度測定儀（圖 21）測定不同時間 t 下的煤樣累積瓦斯解吸總量 V0i，瓦斯解吸速度測定一般為 2 個小時，解吸測定停止后擰緊煤樣罐以保證不漏 氣，送實驗室測定煤樣殘存瓦斯量。 (5)根據(jù)煤樣損失瓦斯量、解吸瓦斯量及殘存瓦斯量和煤樣重量，求算煤樣的瓦斯含量： X=(V0+V1+V2)/G0 式中 Vo換算成標準狀態(tài)下的煤樣在井下測得的瓦斯解吸總量， ml； V1 換算成標準狀態(tài)下的煤樣取樣過程損失瓦斯量， ml； V2 換算成標準狀態(tài)下的煤樣殘存瓦斯量， ml； G0 煤樣 重量 ,g； X 煤樣瓦斯含量， ml/g。 圖 2－ 3 永紅煤礦 3 號煤層瓦斯含量與埋深關系散點圖 ● ――永紅礦瓦斯含量測值 ?――其它煤礦瓦斯含量測值 經回歸分析，包括周邊礦井在內的、永紅煤礦 3＃ 煤層瓦斯含量與埋深之間具有如下的統(tǒng)計規(guī)律： W=＋ ???????????? (2－ 1) 式中 W――煤層瓦斯含量， m3/； H――煤層埋藏深度， m。 區(qū)域預測的目的是：通過一定的技術手段來判別煤層有無發(fā)生瓦斯突出的危險性，當煤層具有瓦斯突出危險性時，進而預測出煤層的突出危險區(qū)和無突出危險區(qū)。 綜合指標法區(qū)域預測煤層突出危險性的臨界值按表 31 取值。煤破壞類型的判斷一般根據(jù)以下幾個方面進行：光澤，構造與構造特征，節(jié)理性質，節(jié)理面性質，斷口性質和強度。 三下山運輸巷（沿底掘進）、 3302 回采工作面（采底分層）觀察結果表明， 3＃ 煤層底部 軟煤分層呈細小的碎粒狀，顏色 暗淡，層理較紊亂無次序，節(jié)理不清，次生節(jié)理密度大，呈 現(xiàn) 粉碎煤或全粉煤的特性， 屬于Ⅴ類 破壞煤。測定結果顯示，軟分層平均堅固性系數(shù)： 3310 運輸巷 為 ，三下山運輸巷 為 ， 3302 回采面為 ； 軟分層瓦斯放散初速度： 3310 運輸巷 為 , 三下山運輸巷 為 ， 3302 回采面為 。 不同埋藏深度煤層瓦斯壓力反演結果見表 3－ 3。 基于預測的需要，將永紅煤礦井田內 3＃ 煤層未采區(qū)域劃分為三個區(qū)域――北部未采區(qū)域（簡稱北區(qū)，下同），西部未采區(qū)域（簡稱西區(qū)，下同）和南部未采區(qū)域（簡稱南區(qū)，下同）（見圖 3－ 3）。 ⑶為安全起見，建議在上分層工作面掘進順槽和進行回采時，應加強工作面前方的構造探測和煤層結構觀測，當發(fā)現(xiàn)工作面前方存在斷層、煤體結構異?；虺霈F(xiàn)構造軟煤時，必須采取“四位一體”的防突措施。 “四位一體”的綜合防突措施包括四個環(huán)節(jié)：采掘工作面作業(yè)前的瓦斯突出危險性預測（點預測）、防突措施（也稱消突措施）、防突措施效果檢驗和安全防護措施。在無突出危險工作面進行采掘作業(yè)時，可不采取防治突出措施，但必須采取安全防護措施。 ⑴鉆孔瓦斯涌出初速度法 采用鉆孔瓦斯涌出初速度法進行突出預測時，應按下列步驟進行。 判斷突出危險性的鉆孔瓦斯涌出初速度臨界值（ qm） 表 4－ 2 煤的揮發(fā)分 Vdaf(%) 5～ 15 15～ 20 20～ 30 ＞ 30 qm（ l/min） ⑵鉆屑指標法 采用鉆屑 指標法 預測進行突出預測時，應按下列步驟進行 : ① 在工作面斷面 軟分層中 水平布置 3 個直徑 42mm 、孔深 10m 的預測鉆孔 （圖 4－ 4） ， 1 個鉆孔位于工作面中部，平行 于 巷道掘進方向 ， 另 2 個鉆孔布置在巷幫，開孔距巷幫 ，終孔控制巷道輪廓線外 2m ，與巷道夾角 15176。 鉆屑解吸指標預測工作面突出危險臨界值 表 43 △ h2（ Pa） 最大鉆屑量 k1 危險性 Kg/m L/m ml/() ≥ 200 ≥ 6 ≥ ≥ 突出危險工作面 ＜ 200 ＜ 6 ＜ ＜ 無突出危險工作面 采煤工作面瓦斯突出危險性預測 原則上，采煤工作面突出危險性預測可使用煤巷掘進工作面突出危險預測方法，但我國一般都采用鉆孔瓦斯涌出初速度法。 采掘工作面 防突措施 區(qū)域防突措施 能起到大面積防突作用的措施稱為區(qū)域性防突措施，區(qū)域防突措施需要在采掘工作面作業(yè)前較長一段時間采取，常用的有開采解放層、預抽煤層瓦斯和煤層注水等， 根據(jù)永紅煤礦 3＃ 煤層的賦存條件和采掘巷道布置格局，建議將預抽煤層瓦斯作為采掘工作面的區(qū)域防突措施。如果無實際考察數(shù)據(jù)時，可參用下列指標之一確定： ①預抽煤層瓦斯后，煤層的殘余瓦斯含量應小于始突深度的煤層原始瓦斯含量。 預抽鉆孔可以采用正向平行鉆孔或斜向平行鉆孔方式布置（ 圖 4－ 6），鉆孔間距需要根據(jù)煤層透氣性、預抽時間和需要的抽放率確定。布置超前鉆孔應遵循以下原則： ⑴超前鉆孔直徑為 75mm 或 89mm，地質條件變化劇烈地帶也可采用直徑 42mm 的鉆孔；鉆孔超前于掘進工作面的距離不得小于 5m；若超前鉆孔直徑超過 120mm時，必須采用專門的鉆進設備和制定專門的施工安全措施； ⑵鉆孔應盡量布置在煤層的軟分層中； ⑶超前鉆孔的控制范圍，應控制到巷道斷面輪廓線外 2～ 4m （包括巷道斷面內的煤層）； ⑷超前鉆孔數(shù)應根據(jù)鉆孔的有效排放半徑確定，鉆孔的有效排放半徑必須經實測確定； ⑸ 煤層賦存狀態(tài)發(fā)生變化時，應及時探明情況，再重新確定超前鉆孔的參數(shù)； ⑹必須按照《防治煤與瓦斯突出細則》第 35 條的規(guī)定對超前鉆孔進行效果檢驗。 目前，我國絕大多數(shù)突出礦井采用超前排放鉆孔作為煤巷掘進工作面消突措施；但從使用情況來看，無論是小直徑密集排放鉆孔還是大直徑排放鉆孔，都存在措施工程量大、占用掘進時間長、措施效檢超標率高的缺點，其后果是煤巷掘進速度低、礦井采掘抽平衡失調。 ⑴鉆孔施工 如圖 4－ 7 示，用煤電鉆在煤巷掘進工作面正前方布置 3 個直徑42mm、深 8－ 10m 的鉆孔 。永紅煤礦裝備有瓦斯抽放系統(tǒng)，建議采用本煤層瓦斯預抽和邊采邊抽措施作為回采工作面防突措施。 防突措施效果檢驗 煤巷掘進工作面防突措施效果 檢驗 煤巷掘工作面執(zhí)行防治突出措施后，需進行措施效果檢驗，檢驗方法應與預測方法相同。如果在掘進斷面上無法辨認措施孔位置時，可參照措施孔的施工記錄布置檢驗孔，若檢驗指標小于該煤層突出危險臨界值，則認為措施有效，反之措施無效，必須再采取補充防突措施，直至措施有效后，方可進行掘進作業(yè)。檢驗指標小于該煤層突出危險臨界值時，則認為防突措施有效，反之認為防突措施無效，則必須再采取補充防突措施。 安全防護措施 在突出煤層中進行掘進作業(yè)時，必須采取如下的安全防護措施： ⑴礦井應裝備壓風自救系統(tǒng)，并按《煤礦安全規(guī)程》和《防突細則》有關規(guī)定在采 掘巷道內 設立 避難 所和壓風自救 峒室 ； ⑵采掘工作面巷道的進風側應設立兩道堅固的反向風門； ⑶采掘工作面應實施 遠距離放炮 （距離不得小于 300m） ， 放炮地點應設在進風側反向風門之外或避難 峒室 內； ⑷井下 作業(yè)人員必須配帶隔離式自救器 ； ⑸其余參考《防突細則》執(zhí)行。硬煤屬于Ⅱ類破壞煤，軟煤分層 屬于Ⅴ類 破壞煤。 ⑺為安全起見，建議在上分層工作面掘進順槽和進行回采時，應加強工作面前方的構造探測和煤層結構觀測，當發(fā)現(xiàn)工作面前方存在斷層、煤體結構異?；虺霈F(xiàn)構造軟煤時，必須采取“四位一體”的防突措施。 附錄：項目承擔單位資質證書