煤矿专项防突设计

第一章瓦斯概述

一、矿井煤层特征及地质构造

一）、（1）煤层赋存情况

矿区含可采煤层1号、3号煤层，设计首先开采1号煤层。

（2）煤层厚度及其变化

1号煤层：位于龙潭组最上部，属较稳定煤层，煤层厚度0.63～13.76m，平均厚3.78m，含夹矸0～9层，单层厚度0.18～0.59米。

3号煤层：位于龙潭组上部，属较稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.84～5.03米，平均厚度2.10米，采用厚度0.77～4.53m，平均厚1.9m。

（3）煤类

井田内可采煤层均为肥煤。

（4）煤层顶底板

1煤层：岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩；底板岩性：岩性为0.5米左右的泥岩，其下为粉砂岩。

3煤层：以细砂岩为主；底板岩性：以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。

（5）地质构造及破坏程度

矿区位于照子河向斜北翼。为一单斜构造，地层走向北55°西，倾向南西，倾角58°左右。井田内共发现断层8条，均属逆断层，其中有四条是钻孔中发现的隐伏断层。

1煤层：位于龙潭组最上部，属较稳定煤层，煤层厚度0.63～13.76m，平均厚3.78m，含夹矸0～9层，单层厚度0.18～0.59米，煤层结构复杂，但矿区内全区可采。

顶板岩性：岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩

底板岩性：岩性为0.5米左右的泥岩，其下为粉砂岩。

3煤层：位于龙潭组上部，属较稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.84～5.03米，平均厚度2.10米，采用厚度0.77～4.53m，平均厚1.9m。

顶板岩性：以细砂岩为主。

底板岩性：以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。上距1号煤层7.81m。

5煤层：位于龙潭组中部，上距3号煤层约27m。属不稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.16～0.87米，平均厚度0.52米，为局部可采煤层。

顶板岩性：以细砂岩为主。

底板岩性：以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。上距3号煤层27m。

其余煤层不可采。

二）地质构造

煤层遭到地质作用(如褶曲、断层、破碎带及岩浆侵入等)破坏的地点，自燃发火比较频繁。原因是地质构造破坏处，煤质较松，有大量裂隙；围岩裂隙渗水，都使煤的氧化能力提高。岩浆侵入区，煤层受到局部干馏，煤的孔隙率增加，强度降低，自燃危险性也可能增大。该矿井地质总体复杂程度为简单，不易自燃。

二、矿井瓦斯赋存状况及各煤层瓦斯含量

由于贵州省地质矿产资源开发总公司2009年1月编制的《盘县鸡场坪乡云脚煤矿补充勘查地质报告》中，没有煤层瓦斯含量梯度、煤层瓦斯压力、瓦斯煤层透气性系数、瓦斯涌出量等其它资料，业主应委托有资质的单位，尽快对矿井各煤层进行瓦斯含量、瓦斯梯度、煤层透气性系数、煤层瓦斯压力等有关煤层瓦斯数据的测定工作，并根据瓦斯地质资料，制定矿井瓦斯管理措施和作瓦斯专项抽放设计，以指导矿井安全生产工作。

煤体之所以能够保存一定数量的瓦斯，主要与煤的结构状态有密切关系。煤是一种复杂的孔隙性介质，有着十分发达的、大小不同的孔隙和裂隙，具有巨大的自由空间和孔隙内表面积(煤体孔隙的内表面积，每克煤可达150－200m2。因此，成煤过程中生成的瓦斯就能以不同状态存在于这些裂隙和孔隙内。

煤矿矿井瓦斯通常是以如下两种状态存在于煤体之中：

1、游离状态(也称自由状态)

这种瓦斯以完全自由的气体状态存在于煤体或围岩的较大裂缝.

孔隙或空洞之中.游离瓦斯可以自由运动或从煤(岩)层的裂隙中散出来，因此表现出一定压力，煤体内游离瓦斯的多少取决于储存空间的大小，瓦斯压力及围岩温度等因素。

2、吸附状态(也称结合状态)

按其结合形式的不同，分为吸着和吸收两种状态。吸着状态是瓦斯气体分子在其与煤粒固体分十间的引力作用下，而被吸着在煤体孔隙的内表面上所呈现的状态，其形成一层很薄的吸附层，吸收状态是瓦斯分子进入煤体胶粒结构内部与煤分子结合而呈现的一种状态，以吸附状夺存在的瓦斯量的多少，取决于燥的结构物质、炭化程度等。

游离状态与吸附状态的瓦斯并不是固定不变的，而是处于不断变换的动平衡状态，当条件发生变化，这一平衡就会遭到破坏。在压力降低.温度升高或煤体结构受到破坏时。部分吸附状态的瓦斯就转化为游离状态，这种现象叫解吸；反之，当压力增大或温度降低时，部分游离的瓦斯也会转化为吸附状态，这种现象叫吸附。

3、煤层瓦斯含量

地质报告未提供煤层瓦斯含量参数，本设计采用经验公式对各煤层的瓦斯含量进行计算：

W0＝ W 吸+W 游

W 吸＝()f f r n f 65.5100A W a/p p V e W --+0.146（）

（）

（1+0.31）100 W 游＝K P

100K γ孔压

式中：

W0——煤体的平均瓦斯含量m3/t；

K孔——煤体的孔隙率，查采矿设计手册表8－7－10得8%；

P ——煤层瓦斯压力，Mpa；因无实测资料，按“P＝（2.03～

10.13）H”公式计算，本矿取P=6H＝6×450＝2700Kpa＝2.7Mpa，

a、b——瓦斯吸附常数，a＝2.4+0.21 vr，b＝1－0.004 vr

Af ——煤的灰分，

Wf ——煤的水分，

vr ——煤的挥发分，

γ——煤的容重，t/ m3；

en ——温度系数；

K压——瓦斯压缩系数，查采矿设计手册表8－7－10得1.06；

计算得1号煤：W0＝11.29m3/t，3号煤：W0＝11.1m3/t

三、瓦斯涌出量预测及变化规律分析

1．瓦斯涌出量预测

因该矿为新建矿井，没有进行过瓦斯等级鉴定，不能直接利用邻近矿井鉴定资料作为设计依据，因此，本矿根据经验公式计算矿井开采煤层的瓦斯含量，再按AQ1018—2006标准预测矿井瓦斯涌出量，预测过程如下。

根据AQ1018—2006标准，采用分源法预测矿井瓦斯涌出量。

采用分源预测法对云脚煤矿矿井瓦斯涌出量进行预测，矿井瓦斯涌出量构成如下：

?????????????→?????????????????

已采区采空区瓦斯涌出量开采层(围岩)瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出矿井瓦斯涌出量煤壁瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出量掘进工作面瓦斯涌出量落煤瓦斯涌出工作面采空区瓦斯涌出量其他 （1）回采工作面瓦斯涌出量

q 采＝q1＋q2

q1＝K1·K2·K3·m

M ·（W0－WC ）

q2＝1()n oi ci i i mi W W M η=-∑

式中：q 采──回采工作面相对瓦斯涌出量m3/t ；

q1──开采层相对瓦斯涌出量m3/t ；

q2──邻近层相对瓦斯涌出量m3/t ；

K1──围岩瓦斯涌出系数，取1.25；

K2──工作面丢煤长斯涌出系数，用回采率的倒数计算，得1.25； K3──采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，按K3＝（L －2h ）/ L 计算，得0.91

m ──开采层厚度，m ；

M ──工作面采高，m ；

Wc ──煤层残存瓦斯含量，m3/t ；取2 m3/t

W0──煤层原始瓦斯含量，m3/t ；

mi ──第i 个邻近层煤层厚度，m ；

ηi ──第i 个邻近层瓦斯排放率；

则：q1＝1.25·1.25·0.91·3.78

3.78·（11.29－2）＝13.2m3/t

q2＝（11.1－2）·2

.12.1·0.6＝5.46 m3/t

q 采＝13.2+5.46＝18.66m3/t

（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测

q 掘＝q3＋q4

q3＝

021L D q υυ??- ? ??? q4＝()x C S W W υγ-

式中：q 掘──掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min ；

q3──掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min ；

q4──掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min ；

D ──巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m ； D ＝2 m ＝3.56m ； υ──巷道平均掘进速，m/min ；取υ＝0.0042

L ──巷道长度，m ；

0q ──煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2 min)；

按()200.026[0.00040.16]r x q V W =+?计算，得0.17

S ──掘进巷道断面，m2；

γ──煤的密度，t/m3；

则：q3＝3.56×0.0042×0.19×

400210.0042??- ? ???＝1.57m3/min q4＝6×0.0042×1.4×(11.29－2)=0.33m3/min

q 掘＝1.57+0.33＝1.9m3/min

（3）生产采区相对瓦斯涌出量

n n i i i i=110K q A 1440q A i q ='+∑∑掘采区（）

＝

q 区──生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t ；

K '──生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25

i q 采──第i 个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t ；

i

A 采──第i 个回采工作面日产煤量，t ；取425t i q 掘──第i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min ；

A 0──生产采区日产煤量，t ；取472t 则： 1.25472q ???区（18.6425+1440 1.92）＝＝35.4m3/t

（4）矿井瓦斯涌出量

n

i i i=1n i i=1K q Ao Ao

q ''∑∑区井（）＝

式中：K ''──已采采空区瓦斯涌出系数，取1.2

i q 区──第i 个采区相对瓦斯涌出量，m3/t ；

1.2472q ?井（35.4472）＝＝4

2.5m3/t

本矿设计一个采区、一个工作面达产，故q 井＝42.5m3/t ，按年产15万吨计算，预测矿井绝对瓦斯涌出量为13.9m3/min ，工作面绝对瓦斯涌出量为5.5m3/min 。以此预测的瓦斯涌出量来计算矿井需风量。

根据以上预测结果，应为高瓦斯矿井。预测结果准确性不高，故

矿井建成投产后必须坚持一年一度的瓦斯等级鉴定工作，为通风、安全管理提供可靠依据。

瓦斯涌出形式：瓦斯涌出分为普通涌出和特殊涌出，普通涌出就是瓦斯从煤层表面非常微细的缝隙中缓慢、均匀而持久地涌出，首先是游离瓦斯涌出，而后是吸咐瓦斯解吸转为游离瓦斯涌出，这是该矿瓦斯涌出的主要形式。特殊涌出就是瓦斯在瓦斯压力及地应力作用下的煤与瓦斯突出和瓦斯喷出，该矿处在划定突出区域内，因此必须采取四位一体综合防突措施，确保安全生产。

瓦斯等级：

该矿为新建矿井，没有进行过瓦斯等级鉴定，由上面根据AQ标准进行预测结果可得，矿井相对瓦斯涌出量为：42.5m3/t，绝对瓦斯涌出量为：13.9m3/min，属高瓦斯矿井，由于该矿处在黔安监办字〔2007〕345号文－《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》划定的突出危险矿区，故本次按煤与瓦斯突出矿井进行设计管理。

2、随着开采深度的增加，对瓦斯等级变化的预测

在矿井投产初期，瓦斯主要来源于掘进；矿井生产中期，瓦斯涌出以回采区为主；矿井生产后期，老空区瓦斯占相当比重。同时，随着开采深度的增加，不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层及围岩的瓦斯涌出量的增高，矿井的瓦斯平衡也会发生有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。矿井一般在浅部开采时，通风条件较好，瓦斯不易聚集。但随着开采深度的增加，尤其在深部，通风较困难，

瓦斯易于聚集。因此，除加强监测工作外，更应加强机械通风工作，切实加强井下通风管理及预防工作。所以在今后的生产过程中应注意观察瓦斯涌出情况，掌握本矿的瓦斯涌出规律，同时观察是否有瓦斯动力现象的发生。

四、瓦斯灾害治理措施选择

根据《煤矿安全规程》（2006版）第145条规定，有下列情况之一，必须建立地面永久瓦斯抽放系统。

（1）1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min，或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法不能解决瓦斯的问题的。

（2）矿井绝对瓦斯涌出量达以下条件的：

a、大于或等于40m3/min；

b、年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；

c、年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；

d、年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min；

e、年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。

（3）开采有煤与瓦斯突出煤层的。

根据本章第一节预测结果，本矿井相对瓦斯涌出量为：42.5m3/t，矿井按有突出危险性进行管理，故须进行瓦斯抽放设计，因此，瓦斯灾害治理的措施除风排外，还必须采取瓦斯抽放措施。

第二章防突措施

一、煤与瓦斯突出可能性分析

1．煤层特征及地质构造

（1）煤层赋存情况

矿区含可采煤层1号、3号煤层，设计首先开采1号煤层。

（2）煤层厚度及其变化

1号煤层：位于龙潭组最上部，属较稳定煤层，煤层厚度0.63～13.76m，平均厚3.78m，含夹矸0～9层，单层厚度0.18～0.59米。

3号煤层：位于龙潭组上部，属较稳定煤层，煤层偶含夹矸1层，全层厚度0.84～5.03米，平均厚度2.10米，采用厚度0.77～4.53m，平均厚1.9m。

（3）煤类

井田内可采煤层均为肥煤。

（4）煤层顶底板

1煤层：岩性为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩；底板岩性：岩性为0.5米左右的泥岩，其下为粉砂岩。

3煤层：以细砂岩为主；底板岩性：以泥岩、粉砂质泥岩为主（少量泥质粉砂岩、粉砂岩）。

（5）地质构造及破坏程度

矿区位于照子河向斜北翼。为一单斜构造，地层走向北55°西，倾向南西，倾角58°左右。井田内共发现断层8条，均属逆断层，其中有四条是钻孔中发现的隐伏断层。

2．煤层瓦斯含量、涌出量及瓦斯突出等参数

（1）煤层瓦斯含量、涌出量情况

根据本章第一节采用经验公式计算结果：1号煤层瓦斯含量为11.29m3/t，3号煤层瓦斯含量为11.1m3/t。

本矿设计一个采区、一个工作面达产，预测矿井相对瓦斯涌出量q

井＝42.5m3/t，按年产15万吨计算，预测矿井绝对瓦斯涌出量为13.9m3/min ，工作面绝对瓦斯涌出量为5.5m3/min。

（2）瓦斯突出等参数

根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2008年4月8日提供的《六枝特区联兴煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，19#煤层破坏类型属Ⅱ类构造煤；煤层瓦斯压力为0.13Mpa；煤体坚固性系数为1.17；瓦斯放散初速度为23.17mmHg。鉴定结果为：19#煤层1578米以上区域无突出危险。18#煤层破坏类型属Ⅱ类构造煤；煤层瓦斯压力为0.12Mpa；煤体坚固性系数为1.22；瓦斯放散初速度为22.69mmHg。鉴定结果为：18#煤层煤层1588米以上区域无突出危险。故本次按煤瓦斯突出矿井设计和管理。该未进行煤与瓦斯突出鉴定，没有瓦斯突出等参数。

（3）矿区及邻近矿井煤与瓦斯突出情况

技改前该矿未发生过煤与瓦斯突出，周边邻区生产的盘县鸡场坪乡椅棋煤矿开采时也未曾发生煤与瓦斯突出现象。

3．该矿井煤与瓦斯突出的可能性

本矿在建井过程中还未发生过煤与瓦斯突出，周边邻区生产的盘

县鸡场坪乡椅棋煤矿开采时也未曾发生煤与瓦斯突出现象，本矿技改前也未发生煤与瓦斯突出动力现象。但不排除煤与瓦斯突出的可能性，因此本次按煤瓦斯突出矿井设计和管理。

二、矿井设计中的防突措施

1、突出资料来源及可靠性评价

本矿井地质报告未对煤与瓦斯突出危险进行评价，又未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定。

2、确定为突出煤层的依据

该矿还未作煤与瓦斯突出危险性鉴定，设计通过邻近矿区及对比矿井的类比分析，以及本矿井的煤与瓦斯突出危险性分析，认为本矿井具有煤与瓦斯突出的危险性的可能性。依据黔安监办字〔2007〕345号文－《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，云脚煤矿属煤与瓦斯突出矿区，故按煤与瓦斯突出矿井设计。

3．设计中防突措施

（1）煤层开采顺序

井田内的可采煤层2层，煤层开采顺序为由上至下依次开采。

（2）矿井开拓方式和采区布置

矿井采用斜井开拓，布置主斜井、副斜井、回风井三个井筒，三个井筒均布置在岩石中。

为防止误穿煤层，掘进中应加强地质工作，采用地质雷达、钻探控制、地质素描分析预测与区域地质预测相结合等方法，控制并保持掘进工作面与煤层或构造薄弱带的净岩柱满足设计要求。

（3）采煤方法和工作面布置

设计移交采区采用伪倾斜柔性掩护式支架采煤方法回采，冒落法管理顶板。设计配备一个炮采工作面。

（4）矿井通风方式和通风系统

矿井通风系统为：新鲜风流从主斜井、副斜井进入，经1#运输石门、运输顺槽进入工作面，清洗工作面后的乏风风流经回风顺槽、工作面回风道、进入回风井，从回风井排至地面。通风系统简单、可靠。

回风斜井为专用的回风巷。各采掘工作面均为独立通风系统，无串联通风。

掘进工作面利用局部通风机压入式通风，使用长距离通风的抗静电、阻燃性能风筒、双风机双电源并能自动切换和“三专两闭锁”（专用变压器、专用开关、专用回路，风电闭锁、瓦斯电闭锁）。

（5）其它措施

①设计选用的机电设备为矿用防[隔]爆型或本质安全型，均满足《煤矿安全规程》第444条的有煤与瓦斯突出危险矿井机电设备选型要求。

②在具有瓦斯突出危险煤层采掘工作面附近、爆破时撤离人员集中地点设有直通矿调度室的电话，并设置有供给压缩空气设施的避难硐室和压风自救系统。工作面回风系统中有人作业的地点，也设置压风自救系统。

③该矿井采用斜井开拓方式，井筒均布置在岩石中。

④开采突出危险的煤层时，采掘工作面必须独立通风，严禁任何两个工作面之间串联通风。

⑤在突出危险区域，掘进工作面进风侧必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。反向风门的距离工作面的设置距离，应根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定。

综上所述，矿井开拓方式、煤层开采顺序、采煤方法、采区布置、工作面布置和矿井通风方式及通风系统等方面设计均符合有关防突规定。

此外，煤层的采掘工作面严禁使用风镐落煤。高瓦斯区域、煤与瓦斯突出危险区域煤巷掘进工作面，严禁使用钢丝绳牵引的耙装机。因此，设计煤巷掘进头不配备风镐和耙装机。在没有完全掌握有突出危险性煤层中使用掘进机械作业的防突规律、防突技术和防突措施之前，不得在有突出危险性煤层中使用机掘。另外，矿井必须制定矿井灾害事故应急救援预案，并且不断完善和更新。

三、综合防突措施

采取“四位一体”综合防突措施：突出危险性预测；防治突出措施；防治突出措施的效果检验；安全防护措施。

一）、煤与瓦斯突出危险性预测

矿井突出危险性预测分为区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。

1．区域性突出危险性预测

矿井区域性突出危险性预测的指标有煤的破坏类型、瓦斯放散初

速度指标(AP)、煤的坚固性系数(f)和煤层瓦斯压力(P)以及D值、K 值。各指标临界值应根据该矿井实测资料确定，迎春煤矿现无实测资料时，可参照《防治煤与瓦斯突出细则》提供的数据进行预测，具体详见表3－5－1、表3－5－2。煤层全部指标值达到或超过临界值时，该煤层即为突出煤层。

表3－5－1 区域性预测煤层突出危险性单项临界指标表

煤层突出危险性

煤的破坏

类型

瓦斯放

散

初速度

△P

煤的坚

固性系

数f

煤层瓦

斯压力

（Mpa）

突出危险

ⅢⅣ

Ⅴ

10 0.5 0.74

表3－5－2 用综合指标D和K预测煤层区域突出危险性的临界

值

煤层突出危险性综合指标D 煤的突出危险性综合指标K 无烟煤其它煤种

0.25 20 15

（1）石门揭煤工作面突出危险性预测

石门揭开煤层前，本措施采用钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性，具体操作步骤和方法为：在石门工作面距所揭煤层最小垂距5m时，打至少两个、直径为75mm的预测钻孔（不能利用探煤钻孔作预测钻孔），在其钻进煤层时，用1～3mm的筛子分钻屑，测定其瓦

斯解吸指标K1值（△h2值）。钻屑瓦斯解吸指标的临界值，以矿上

实测数据为准。目前，矿上无实测数据，根据《防治煤与瓦斯突出细

则》提供的数据，参照表4所列指标临界值预测突出危险性。当指标

超过表3－5－3中的任一临界值指标时，该石门工作面就视为突出危

险工作面。

表3－5－3 钻屑解吸指标临界值表

钻屑解吸指标临界值

钻屑种类

△h2（Pa）K1（mL/g·min1/2）干煤200 0.5

湿煤160 0.4

（2）煤巷掘进工作面突出危险性预测

煤巷掘进工作面，该矿采用钻屑瓦斯解吸指标法预测突出危险

性。操作步骤和方法为：

在煤巷掘进工作面至少打2个直径为42mm、孔深8～10m的预测

钻孔，钻孔布置见图1；钻孔每钻进1m测定一次钻屑量，每隔2m测

定一次钻屑解吸指标，根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax

和钻屑解吸指标K1（或△h2）预测工作面的突出危险性。钻屑瓦斯

解吸指标预测突出危险的临界值，应根据现场测定资料确定。目前矿

井无实测资料，可参照表3－5－4的数据确定工作面的突出危险性。

当实测至的任一指标Smax值、K1值（或△h2）等于或大于临界值时，

该工作面预测为突出危险工作面。当预测为无突出危险工作面时，每

预测循环应留2m的预测超前距离。

表3－5－4 用钻屑解吸指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值表

△

h2

最大钻屑量K1

危险性Pa Kg/m L/m

m L/

（g．min1/2）

≥

200 ≥6

≥

5.4

≥0.5

突出危险工

作面

＜

200 ＜6

＜

5.4

＜0.5

无突出危险

工作面

(3)回釆工作面突出危险性预测

可采用煤巷掘工作面的预测方法，沿工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，孔深不小于9m。当实测的钻屑解吸指标K1(或△h2)值超过表3－5－3的指标时，该工作面预测为突出危险工作面，反之工作面无突出危险性。预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留2m的预测超前距离。

二）、防治突出的措施

（一）、区域性防突措施

1、开采保护层

开采煤层时，必须采取突出危险性预测、防治突出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等综合防治突出措施，并遵循“先抽后掘、先抽后采”的瓦斯治理原则。

开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。根据《煤矿安全规程》第192条、第193条在突出矿井开采煤层群时，应优先选择开采保护层防治突出措施。

（1）保护层的确定

选择保护层应遵循下列原则：

①优先选择无突出危险的煤层作为保护层。矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层。

②应优先选择上保护层；选择下保护层开采时，不得破坏被保护层的开采条件。

区内可采煤层2层，由于各可采煤层的突出危险性程度尚没有实测资料，无法考虑保护层的选择。因此，设计暂按由上而下的“下行式”开采顺序，首先开采1号煤层。待各煤层突出危险性鉴定以后，根据鉴定结果视各煤层突出危险程度的大小，进一步论述保护层的选择。

（2）保护层作用有效范围的圈定

设计首采1号煤层，下距3号煤层为8m左右，1号煤层开采后，对下面的3号煤层的有效作用范围的有关参数，应根据矿井实测资料

确定，今后矿井在生产过程中应加强实测工作，首次开采保护层时，必须进行保护层保护效果和范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料。目前暂参照《防治煤与瓦斯突出细则》有关条文初步确定保护层有效作用范围参数如下：

①保护层与被保护层之间的有效垂距

按《防治煤与瓦斯突出细则》中表15，上保护层最大有效垂距为50m。按《防治煤与瓦斯突出细则》中式（6）和式（7）计算，下保护层最大有效垂距约为70m。1号煤层距3号煤层为8m左右，1号煤层开采后，对下面的3号煤层能够起到一定的保护效果。

②沿走向的保护范围

对于正在开采的保护层开采工作面，必须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之间法线距离的2倍，并不得小于30m。

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，沿走向的保护范围见图3－5－1所示。按该方法确定的保护范围需按实际情况进行检验，当与观测结果不符合时应进行修改。

图3－5－1 沿倾走方向保护范围和煤柱的影响范围