1201辅运巷过陷落柱揭煤lxy

《1201辅运巷过陷落柱揭煤lxy》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1201辅运巷过陷落柱揭煤lxy（39页珍藏版）》请在装配图网上搜索。

1、山西汾西瑞泰井矿正明煤业 1201辅运巷过陷落柱揭煤防突专项设计12011辅运巷巷过陷落落柱揭煤煤防突专项项设计编制依据据：煤矿安安全规程程（220111）防治煤煤与瓦斯斯突出规规定（220099）国务院院关于预预防煤矿矿生产安安全事故故的特别别规定（国国务院令令第4446号）国务院院安委会会办公室室关于进进一步加加强煤矿矿瓦斯治治理工作作的指导导意见（安安委办220088177号）中华人民民共和国国安全生生产行业业标准，煤煤与瓦斯斯突出矿矿井鉴定定规范（AAQ10024-20006）煤矿井井下煤层层瓦斯压压力的直直接测定定方法（AAQ10047-20007）国家煤矿矿安全监监察局，关关于加强

2、强煤与瓦瓦斯突出出矿井鉴鉴定工作作的通知知，煤安安监办字字【20005】111号文文件煤矿瓦瓦斯抽采采达标暂暂行规定定（220111）山西省关关于进一一步加强强瓦斯防防治工作作的若干干规定(晋政办办发220111488号)山西汾汾西瑞泰泰井矿正正明煤业业有限公公司12201辅辅运巷掘掘进作业业规程，山山西汾西西瑞泰井井矿正明明煤业有有限公司司；山西汾汾西瑞泰泰井矿正正明煤业业有限公公司12201工工作面掘掘进地质质说明书书，山山西汾西西瑞泰井井矿正明明煤业有有限公司司；山西汾西西瑞泰井井矿正明明煤业有有限公司司提供的的工程进进度、及及相关技技术资料料等。山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司 120

3、1辅运巷掘进期间防突专项设计1、概述述1.1工工作面概概况12011辅运巷巷工作面面位于正正明煤业业工业广广场西侧侧，地面面标高112333m-13380mm，地面为为高庄水水库、山山坡、荒荒地、山山梁沟谷谷，无建建筑物。12011辅运巷巷掘进工工作面位位于井田田东部，北北部为井井田边界界,临近上上煤组辅辅助运输输大巷、上上煤组带带式输送送机大巷巷、上煤煤组回风风大巷，南南部为实实煤区，东东部为井井田边界界保护煤煤柱，西西部为实实煤区。 12011辅运巷巷掘进工工作面标标高：工工作面标标高9991m-10024.5m，工作作面可掘掘长度为为9700m，煤煤层倾角角为6100。1.2煤煤层赋存存

4、情况12011辅运巷巷工作面面所掘22#煤层层位于山山西组中中上部，煤煤层稳定定，全井井田分布布广泛，井井田内77个钻孔孔煤层厚厚度达到到可采，不不含夹矸矸，煤层层结构为为简单结结构，本本工作面面煤层厚厚度0.8 mm。综观观井田内内外钻孔孔，该煤煤层层位位稳定，煤煤层顶板板多为砂砂质泥岩岩、泥岩岩。煤层层自燃倾倾向为容容易自燃燃。1.3瓦瓦斯状况况1、瓦斯斯情况：据实验测测得12201辅辅运巷所所掘2#煤层破破环类型型为类，煤煤层瓦斯斯含量最最大值为为7.002599m/t，瓦瓦斯压力力为0.1544MPaa，煤炭炭坚固性性系数为为0.11，绝对瓦瓦斯涌出出量为11.2mm/miin（见见表

5、1）表1 实测瓦瓦斯情况况煤层编号号/#瓦斯含量量W/mm/t瓦斯压力力P/ MPaa坚固性系系数f破环类型型27.022590.15540.12、突出出危险性性情况：根据重庆庆煤科院院对正明明煤业井井田内22#煤层层评估报报告可知知，2#煤层埋埋深大于于5444.5mm区域为为突出危危险区；埋深小小于5444.55 m区区域为非非突出危危险区；12001辅运运巷掘进进范围内内最大埋埋深为3355mm，处于于无突出出危险区区.1.4区区域地质质构造、顶顶底板岩岩性根据现有有地质资资料分析析，12201工工作面煤煤岩层整整体呈一一单斜构构造，巷巷道掘进进方位为为20223455，煤层层平均倾倾角

6、为88，煤厚厚0.668m-0.992m，平均均0.88m。该工工作面地地质资料料较少，预预计在掘掘进过程程中会遇遇到地质质构造，对对掘进产产生一定定的影响响，施工工单位要要及时制制定过地地质构造造安全技技术措施施，保证证安全生生产和顺顺利掘进进。顶底板情情况见表表2 表2 煤煤层顶底底板情况况表煤层顶底底板情况况顶底板名名称岩石名称称厚度(m)顶底板分分类普适应度度系数ff岩性描述述老 顶顶中粒砂岩岩8.011 7.0灰色和深深灰色，以以长石和和石英为为主直接顶砂质泥岩岩6.2995.0黑色，上上部和下下部质软软，中部部质硬致致密，含含植物化化石直接底砂质泥岩岩3.7885.0黑色，以以泥岩

7、为为主，质质密含植植物化石石老 底底中粒砂岩岩11.557.0灰黑色，以以长石和和石英为为主，局局部夹有有黑色条条纹1.5掘掘进方法法和工艺艺流程掘进方法法：12011辅运巷巷采用综掘掘工艺施施工。工艺流程程：交接班安全检检查拉机尾尾割煤、出出煤、备备料敲帮问问顶临时超超前支护护铺网、联联网打锚杆杆、锚索索质量验验收清理现现场下一个个循环2、通风风系统2.1通通风路线线新风：地地面主井上煤组组行人进进风通道道上煤组组带式输输送机大大巷抽采管管路巷上煤组组回风大大巷12001联络络巷掘进工工作面乏风：掘掘进工作作面12001联络络巷上煤组组回风大大巷总回风风巷回风斜斜井地面2.2风风量计算算 （

8、1）按按照瓦斯斯（或二二氧化碳碳）涌出出量计算算Q =1125qK式中：QQ掘进进工作面面需要风风量，mm3/miin；q掘掘进工作作面回风风流中的的绝对瓦瓦斯涌出出量，mm3/miin。根根据矿井井实际情情况，正正常掘进进时，112011辅运巷巷掘进工工作面的的绝对瓦瓦斯涌出出量为11.2mm3/miin；K掘掘进工作作面瓦斯斯涌出不不均衡通通风系数数，K取取值为11.7125掘进进工作面面回风流流瓦斯浓浓度不应应超过00.8%的换算算系数。Q =11251.221.77=2555m33/miin（2）按按掘进工工作面同同时作业业最多人人数计算算Q掘 4N式中：44每人人供风量量不小于于4

9、mm3/miin；N掘掘进工作作面同时时作业最最多人数数。Q煤= Q半煤煤 =4439=1566m3/miin综上计算算，12201辅辅运巷掘掘进期间间工作面面迎头所所需风量量2555m/miin，计计划配风风量3000m/miin。（3）局局部通风风机吸风风量计算算Q扇= Q掘 /(11-L掘掘 / 1000)式中：QQ扇局部通通风机实实际吸风风量，mm/miin；Q掘掘进工工作面实实际需风风量，mm/miin；风风筒百米米漏风率率，1.8%；L掘掘进工工作面长长度，9970mm。Q 扇= 3000/(1-9970/10001.88%) =3661m/miin 根据上上述计算算，12201辅

10、辅运巷掘掘进期间间选用型型号为FFBD.No.7.11的风机机，功率率为230KKW，风风机实际际吸风量量为4880m/miin。（4）按按局部通通风机实实际吸风风量计算算局扇安安装地点点供风量量Q =QQ扇Ii+600.225S掘掘式中：QQ扇局部通通风机实实际吸风风量，mm3/miin；Ii掘进工工作面同同时通风风的局部部通风机机台数；S掘安设局局部通风风机巷道道的最大大断面积积，100.7mm2。Q =44801+6600.22510.7=6640.5m33/miin（5）按按风速进进行验算算掘进最低低风量：Q煤掘掘155S掘159.661444 mm3/miin掘进最高高风量：Q掘24

11、00S掘24009.6623304 m3/miin式中：SS12001辅运运巷净断断面积为为9.66m2。经验算，112011辅运巷巷风机安安装地点点全风压压供风量量为：6640.5m/miin，风风机吸风风量为4480mm/miin，工工作面所所需风量量3000m/miin，风风速验算算符合要要求。故故采用双双风机双双电源对对旋式风风机，主主副风机机均选用用FBDD.NOO7.11 , 230KKW型风风机。2.3通通风方式式掘进工作作面采用用压入式式通风方方式，为为保证112011辅运巷巷的供风风量，特特配备22台230kkw的局局部通风风机供风风，一台台供风，一一台备用用；风机机供风量量

12、为36606300 m/miin，风风筒选取取为8000mmPPVC软软质风筒筒（切换换三通风风筒使用用高强度度双层布布料耐腐腐蚀切换换三通）。 2.4风机机单双日日切换制制度1、局部部通风机机必须由由使用单单位每班班设定专专职人员员负责管管理，保保证正常常运转，并并每日进进行单双双日切换换运行。2、掘进进工作面面所用的的局部通通风机必必须配备备安装同同等能力力的备用用局部通通风机，并并能自动动切换。局局部通风风机必须须采用三三专（专专用开关关、专用用电缆、专专用变压压器）供供电，由由通风区区负责将将风机标标成1#、2#风机。3、逢单单日运行行1#局局部通风风机、双双日运行行2#局局部通风风机

13、，当当天运行行的风机机为主风风机，另另一个为为备用风风机。4、当天天运行的的风机由由机运部部监测监监控通过过机房操操作软件件控制的的办法实实现风电电闭锁，切切换前，各各局部通通风机使使用单位位制定专专人通过过电话通通知监测测监控。5、局部部通风机机主、副副风机之之间必须须能自动动切换。当当正常工工作的局局部通风风机故障障时，备备用局部部通风机机能自动动启动，保保持掘进进工作面面正常通通风，主主风机和和副风机机均失电电停止运运转后，当当电源恢恢复时，正正常工作作的局部部通风机机和备用用局部通通风机均均不得自自行启动动，必须须人工开开启局部部通风机机。6、使用用局部通通风机供供风的地地点必须须实行

14、风风电闭锁锁，保证证当正常常工作的的局部通通风机停停止运转转或停风风后能切切断停风风区内全全部电气气设备的的电源。当当主局部部通风机机发生故故障，切切换到备备用局部部通风机机工作时时，该局局部通风风机通风风范围内内应切断断该区内内全部电电气设备备的电源源，待故故障被排排除，恢恢复到主主局部通通风机运运行后方方可恢复复工作。7、局部部通风机机主、副副风机切切换必须须每天试试验一次次，试验验期间不不得影响响局部通通风。试试验参加加人员为为该工作作面电工工、瓦检检员、带带班长，并并同时由由试验人人员签字字和做好好风机切切换记录录，存放放于现场场切换记记录箱内内。试验验在主副副风机切切换之后后进行。试

15、试验完成成后，向向矿调度度室、通通风区和和监控室室进行汇汇报。8、局部部通风机机“三专、自自动切换换、风电电闭锁”由机运运部、通通风区进进行日常常监督检检查，并并作为考考核。3、瓦斯斯传感器器安设3.1掘掘进期间间各类传传感器数数量1.矿井井装备KKJ900NB型型瓦斯监监测监控控系统，224小时时监控工工作面、回回风巷的的瓦斯情情况。2.工作作面回风风和工作作面迎头头设置瓦瓦斯传感感器型号号为KGG91000C，当当瓦斯浓浓度超过过0.88%时，必必须停止止工作, 采取取措施进进行处理理。3.对各各种断电电仪、传传感器每每10天天由仪器器检修人人员进行行一次标标校和断断电实验验。标校校主要很

16、很据标准准气样对对传感器器的精度度及准确确度进行行调整；断电实实验主要要是测试试井下监监控系统统的断电电功能。4.工作作面共安安设各类类传感器器9个，其其中甲烷烷传感器器4个、烟烟雾传感感器1个个、一氧氧化碳传传感器11个，风风筒传感感器1个个，风机机开停传传感器22个等。 3.2掘掘进期间间各类传传感器安安设位置置、参数数设置及及瓦斯传传感器断断电范围围1.掘进进期间工工作面距距掘进迎迎头5mm以内，巷巷道回风风口以里里1015mm处，必必须各安安设一台台瓦斯传传感器。传传感器型型号KGG91000C。2.掘进进工作面面的瓦斯斯浓度0.88时报报警，1.22时断断电，0.88时复复电，断断电

17、范围围为掘进进巷道内内及回风风流中全全部非本本安型电电气设备备。3.掘进进工作面面回风流流的瓦斯斯浓度0.88时报报警，0.88时断断电，0.88时复复电，断断电范围围为工作作面及其其回风巷巷内全部部非本质质安全型型电气设设备。4.风机机开停传传感器22个，型型号GTT-L(A)，安安装位置置：1#、2#风机各各安装一一个。风风筒传感感器1个个，型号号GFKK70(A)，安安装位置置：风筒筒出口220米处处。5.在112011辅运巷巷风机前前3米内安安设一个个瓦斯探探头，瓦瓦斯浓度度0.55时报报警，0.55时断断电，0.55时复复电，断断电范围围为工作作面及其其回风巷巷内全部部非本质质安全型

18、型电气设设备。6.在皮皮带机头头下风侧侧5115 mm处，布布置一个个一氧化化碳传感感器和烟烟雾传感感器。一一氧化碳碳报警浓浓度0.000244。表3 12201辅辅运巷掘掘进工作作面各类类传感器器安装明明细表序号编号传感器类类型设置地点点报警值断电值复电值断电范围围1T1工作面瓦瓦斯传感感器距工作面面掘进迎迎头5mm内0.88%1.22%0.88%掘进巷道道内全部部非本质质安全型型电气设设备2T2回风流瓦瓦斯传感感器距回风联联巷口11015mm处0.88%0.88%0.88%掘进巷道道内全部部非本质质安全型型电气设设备3T3混合风流流瓦斯传传感器距轨道-回风联联巷口11015mm处1.55%

19、1.55%1.55%4T4风机前瓦瓦斯传感感器距风机吸吸风口33m内0.55%0.55%0.55%包括局部部通风机机在内的的掘进巷巷道内全全部非本本质安全全型电气气设备5TCO一氧化碳碳传感器器皮带机头头下风侧侧1015mm处24(PPMM)-6T烟雾烟雾传感感器皮带机头头下风侧侧1015mm处-7T开停风机开停停传感器器1#、22#风机机开关电电源线上上-8T风筒风筒传感感器局部通风风机风筒筒出口550米内内-4、揭煤煤总体技技术方案案正明煤业业12001辅运运巷现已已经掘进进至1334米处处揭露XX3-22陷落柱柱，掘至至1522米处揭揭露完该该陷落柱柱，同时时揭露前前方2#煤层。为为此，

20、需需要执行行以下的的揭煤方案案，其防防突工艺艺流程为为：施工工队组在在巷道掘掘进时必必须保留留3个超前前10米米的钻孔孔，探明明前方煤煤层赋存存情况，且且在距2#煤100m处停止掘掘进对2#煤煤层进行行超前预预探，精精确控制制煤层层层位及产产状，防防止误揭揭煤层并并为揭煤煤防突措措施提供供基础数数据。探探煤孔兼兼作测压压钻孔，并测定煤煤层瓦斯斯压力、瓦斯含含量和综综合指标标D、KK，对所所揭2#煤层突突出危险险性进行行初步预预评价；若预测揭揭煤有突突出危险险，则在掘掘进到距距2#煤煤层100m处的位位置前必必须采用用区域性性综合防防突综合合措施，包包括对煤煤层突出出危险性性进行区区域性预预测、

21、防防治突出出措施、防防突措施施效果检检验和安安全防护护措施的的“四位一一体”的综合合防突措措施。掘进至距距煤层小小于5米米位置时时，采用用区域验验证，测测K1值值的方法法进行预预测，若若预测煤煤层无突突出危险险，在施施工中也也应实施施瓦斯综综合治理理的措施施，加强强通风、监监测，采采用安全全炸药远远距离放放炮揭煤煤等安全全防护措措施，进进行边预预测边探探边掘至至距煤层层2m的位置置时，采用钻钻屑指标标法进行行工作面面突出危危险性预预测，若若预测有有突出危危险时，采采取打排排放钻孔孔措施，进进行工作作面消突突，后采采用钻屑屑指标法法进行效效果检验验，直至至效果有有效，后后采用“短进尺尺、弱爆爆破

22、、强强支护”的施工工技术，通过远远距离放放炮揭开开煤层。揭煤防突突工艺流流程如图图4.1所所示。图4.11 揭煤煤防突工工艺流程程示意图图5、2#煤层前前探由于上112011辅运巷巷在掘进进过程中中，遇见见陷落柱柱，因此此在预计计迎头距距2#煤煤层100米处时时施工33个前探探钻孔左左帮2#、右帮帮3#、正正中1#三个孔孔兼做测测压孔，并并进入22#煤层层5米以上上，探明明煤层情情况及层层位关系系，防止止误揭煤煤层。钻钻孔布置置详见图图5.11所示，钻钻孔参数数如表55.1所所示。表5.11 钻孔孔参数表表钻孔编号号钻孔直径径（mmm）钻孔深度度（m）钻孔仰角角（）钻孔方位位与中线线夹角（）备

23、注1#8918127钻孔方位位为与巷巷道中线线夹角，左左偏为；右偏偏为。2#8916103#89181-27图5.11探煤（测测压）钻钻孔布置置图6 、22#煤层层突出危危险性预预测按照防防治煤与与瓦斯突突出规定定相关关规定，“应当根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表6.1预测。”表6.11根据煤煤层瓦斯斯压力或或瓦斯含含量进行行区域预预测的临临界值瓦斯压力力P（MMPa）瓦斯含量量W（mm3/t）区域类别别P0.74W8无突出危危险区除上述情情况以外外的其他他情况突出危险险区区域预

24、测测指标包包括有煤煤层瓦斯斯压力（PP）、煤煤层瓦斯斯含量（WW）；综综合指标标有D、KK值。6.1 瓦斯压压力测定定按照施工工进度，在距离2#煤层10m时，在掘进工作面迎头施工3个测压钻孔（探煤钻孔），（钻孔具体参数见表5.1和图5.1），测定3#煤的瓦斯压力及瓦斯含量情况，预测其突出危险性。6.1.1测压压钻孔布布置掘进过程程中，施施工测压压钻孔对对2#煤煤层进行行瓦斯压压力测定定，根据据现场情情况，在在工作面面迎头设设计3个瓦斯斯压力测测定钻孔孔（兼作作探煤钻钻孔），钻钻孔分别别位于工工作面迎迎头左右右和正中中，3个测压压钻孔孔孔径均为为89mmm，开孔孔高度11.5米米，钻孔布布置详见

25、见图5.1所示示，钻孔孔参数如如表5.1所示示。6.1.2 测测压钻孔孔施工测压钻孔孔施工可可采用ZJJY-1170/2700型钻机机进行，3个测压钻孔全是近水平钻孔，按照钻孔设计的参数进行施工。钻孔施工期间，由防突员将取芯钻孔中提取的煤芯进行包装封存，送瑞泰公司实验室进行相关参数测定。6.1.3 钻钻孔封孔孔测压12011辅运巷巷测压钻钻孔全是是水平钻钻孔，测测压方法法采用主主动测压压法，钻钻孔封孔孔采用挡挡板、聚聚氨酯、水水泥砂浆浆封孔。钻钻孔施工工结束后后，将两两趟4无缝钢钢管以及及筛孔管管依次接接好，筛筛孔管与与后面测测压管之之间并安装上上挡板，并并在挡板板30ccm长度度范围内内用毛

26、巾巾缠绕，毛毛巾缠绕绕大小与与钻孔孔孔径相当当，并用用扎丝将将毛巾绑扎扎，依次次从孔口口送入孔孔底。两两趟管路路中测压压管到孔孔底的距距离应小小于放水水管与孔孔底的距距离。毛毛巾缠绕绕过程中中，应在在毛巾上侵侵倒入适当当的聚氨氨酯，两两趟管路路依次送送完后，用用铁丝将将两趟管管路捆绑绑，向上上吊挂，防防止两趟趟管路下下滑。孔内毛巾巾膨胀与与孔壁紧紧密接触触后，进进行水泥泥砂浆的的浇灌，水水泥砂浆浆调制时时，应加加入适量量的膨胀胀剂，并并注意水水泥浆液液的浓度度，不能能过稀也也不能过过稠。水泥砂浆浆浇灌好好后，第第二天安安装压力力表开始始测压。测测压前，先先向测压压室内注注入氮气气，直至至表压达

27、达到0.5MPPa。注氮完毕毕后，就就进行瓦瓦斯压力力的观测测，前33天每班班观测一一次瓦斯斯压力变变化情况况，3天天后每天天观测一一次，直直到压力力3天内内变化小小于0.0155MPaa，测压压工作即即可结束束，并做做好详细细记录，记记录表如如表6.1所示示。表6.11 瓦斯斯压力测测定记录录表测压地点点见煤埋深深封孔长度度测定煤层层开钻时间间钻孔直径径煤层厚度度见煤时间间钻孔方位位煤层倾角角钻毕时间间钻孔深度度钻孔编号号封孔时间间岩孔深度度见煤标高高上表时间间煤孔深度度时间压力(MMPa)备注时间压力(MMPa)备注6.222#煤层层瓦斯含含量测定定在进行瓦瓦斯压力力测定钻钻孔施工工的同时

28、时，采用用取芯钻钻杆，采采取12201辅辅运巷22#煤层层煤样，送送瑞泰公公司实验验室进行行实验。测测定2#煤层瓦瓦斯含量量、瓦斯斯吸附常常数(aa、b)、工工业分析析等。6.3 综合评评价依据瓦斯斯压力、瓦瓦斯含量量和综合合指标（D、K）区域预测结果，可以预测正明煤业1201辅运巷前方2#煤层煤与瓦斯突出危险性，若具有突出危险，则严格按照设计要求采取防突措施；若不具有突出危险，则根据实际情况采取相应的安全防护措施进行揭煤作业。7、巷道道揭煤突突出防治治技术措措施7.1 防突措措施方法法根据区域域预测结结果，若若无突出出危险，采采用小循循环、弱弱爆破、强强支护等等安全防防护措施施继续进进尺至距

29、距离煤层层2m位置；若有突突出危险险，则掘至至据煤层层7米时，对所所揭煤层层实施防防突措施施和效果果检验。掘进工作作面排放放钻孔应应符合下下列要求求：（1）排排放钻孔孔直径为为89mmm。（3）排排放钻孔孔的终孔孔间距按1m执行行。钻孔孔终孔点点控制巷巷道两侧侧轮廓线线外断面面轮廓线线外帮77m。钻孔孔数量根根据控制制范围和和钻孔间间距计算算，钻孔孔具体布置置见图7.11，钻孔孔参数见见表7.1。（4）煤煤层赋存存状态发发生变化化时，应应及时探探明情况况，再重重新确定定超前钻钻孔的参参数。（5）必必须对排排放钻孔孔进行效效果检验验，如果果经检验验措施无无效，必必须补打打钻孔或或采取其其他补充充

30、措施。（6）排排放钻孔孔施工前前应加强强工作面面支护。（7）打打钻设备备必须加加防止煤煤与瓦斯斯喷出装装置，并并且需要要加强防防突预警警工作。图7.11 局部部排放钻钻孔布置置图表7.11超前排排放钻孔孔参数（一一组）孔号/#倾角/与巷道中中线夹角角/(左偏偏为正，右右偏为负负)孔深/mm开孔高度度/m1顺着巷道方向6313.77225514.551.534815.55244316.771.553917.99263617.441.573216.88282816.441.5924162102015.661.5111515.442121015.221.513515.112140151.515-51

31、5.11216-1515.221.517-1515.44218-2015.661.519-2416220-2816.441.521-3216.88222-3617.441.523-3917.99224-4316.771.525-4815.55226-5514.551.527-6313.7728、防突突措施效效果检验验在最后一一个排放放钻孔施施工完毕毕24小小时后，必必须进行行措施效效果检验验，以确确认防突突措施是是否有效效。防突措施施效果检检验指标标采用钻钻屑瓦斯斯解吸指指标K11值，防防突措施施效果检检验指标标临界值值参照突突出预测测指标临临界值。检检验孔孔孔数不得得少于55个，孔孔,深11

32、0米（沿沿巷道中中线方向向投影110米），4#开开孔高度度离底板板1.22m。分别位位于巷道道的上部部、中部部、下部部和两侧侧，如图图8.11所示。图8.11 防突突措施效效果检验验钻孔布布置图检验孔布布置方法法：效果果检验孔孔应置于于所在部部位防突突措施孔孔密度相相对较小小、孔间间距相对对较大的的位置，并并远离周周围的各各防突措措施钻孔孔或尽可可能与各各防突措措施孔保保持等距距离，在在地质构构造复杂杂地带应应根据情情况适当当增加检检验钻孔孔。如检检验结果果的各项项指标都都在突出出危险临临界值以以下，则则认为措措施有效效；反之之，认为为措施无无效，必必须采取取补救措措施，补补救措施施视具体体情

33、况而而定，再再进行效效果检验验。直到到措施有有效，方方可向前前掘进55m,再再采用上上述钻屑屑指标法法进行防防突措施施效果检检验，若若检验无无突出危危险性，在在采取安安全防护护措施后后掘至距距煤层22m处用用钻屑指指标法进进行突出出危险性性预测，无无突出危危险，在在采取安安全防护护措施后后一次远远距离放放炮揭开开煤层。若若有突出出危险性性，则继继续采取取防突措措施。9、 巷巷道揭穿穿煤层的的安全防防护措施施揭煤的安安全防护护措施应应严格执执行煤煤矿安全全规程和和防治治煤与瓦瓦斯突出出规定的的相关规规定。同同时，根根据矿井井的具体体情况和和巷道揭揭煤的特特殊条件件，具体体如下： (1) 施工工单

34、位应应编制完完善的揭揭煤操作作规程，并并对相关关人员进进行技术术培训； (2) 在巷巷道掘进进工作面面掘至变变坡点时时，应加加强支护护；(3) 采用控控制爆破破全断面面一次揭揭开煤层层时，应应尽量增增加钻孔孔数量,减少单单孔炮眼眼长度和和总装药药量，避避免震动动诱导突突出；严严禁采用用掘进机机揭揭煤煤。(4) 加强放放炮制度度管理，必必须采用用全断面面一次爆爆破成型型，尽量量避免补补小炮成成型；不不得不采采用放小小炮时，必必须采用用远距离离放炮，人人员必须须全部撤撤出巷道道；(5)揭揭煤前矿矿井安全全监测系系统必须须安装调调试正常常；(6)安安全组织织措施：巷道揭揭煤期间间成立防防突领导导小组

35、;(7)揭揭煤时，工工作面及及2#煤煤回风联联络巷人人员必须须撤到22煤轨道道大巷进进风流中中; （88）远距距离放炮炮地点设设在上煤煤组轨道道大巷进进风流中中;9.1防防突领导导小组组 长长：宋艮艮珠（董董事长）、郭郭太林（总总经理）副组长：姚金亭亭（总工工程师）、赵赵伟芝（瓦瓦斯矿长长）成 员员：边会会杰（矿矿长助理理）、张张耀森（安安监处长长）、李李超美（生生产技术术部部长长）、王王计生（调调度室主主任）、闫闫治红（综综掘一队队队长）、杜国国兴（防防突队队队长）9.2各各单位职职责（1）通通风区负负责日常常防突管管理工作作，执行行防突措措施；负负责突出出危险性性预测预预报和防防突措施施的

36、效果果检验工工作；负负责防突突资料的的收集及及上报工工作；负负责监督督各项防防突工作作的落实实情况；负责安安排、督督促施工工单位完完善“一通三三防”各类设设施，确确保时刻刻处于完完好状态态；负责责每班安安排专职瓦瓦斯检查查工随时时检查瓦瓦斯；负负责通风风系统的的调整工工作并建建立独立立、可靠靠的通风风系统，确确保该掘掘进工作作面通风风系统稳稳定。（2）技技术部负责瓦瓦斯地质质预测工工作，收收集地质质钻孔资资料，掌掌握迎头头前方地地质构造造情况，在据煤层10m、5m、2m时，及时分析提供瓦斯地质资料，进行地质预报，及时下达预报通知单。（3）综综掘一队队严格按按照防突突设计的的要求组组织生产产，落

37、实实安排的的各项工工作，对对现场出出现的异异常情况况及时汇汇报调度度室；需重重点掌握握防突进进尺情况况，杜绝绝超掘现现象发生生；需对对防突工工器具加加以爱护护、保护护，以防防坏损或或丢失，严严禁涂改改防突牌牌板数据据及防突突标记。（4）机机运部负负责在迎迎头安设设一部直直通电话话，并确确保通讯讯畅通。（5）调调度室负负责协调调各部门门之间工工作，及及时将信信息向有有关领导导汇报。（6）安安监处负负责掘进进过程中中防突工工作的落落实情况况进行监监督检查查，发现现隐患，立立即安排排相关单单位进行行整改。（7）按按照设计计要求施施工前探探钻孔，并并将钻孔孔见煤岩岩情况及及时汇报报技术部部和通风风区。

38、9.3防防突日常常管理规规定1、必须须执行逢逢掘必探探、先探探后掘的的措施。 2、施施工单位位的行政政主管是是该掘进进工作面面防突的的第一责责任者，负负责安全全措施的的落实和和实施；施工单单位的技技术员对对该掘进进工作面面防突负负技术责责任，负负责贯彻彻、传达达措施，并并履行签签字手续续，检查查措施的的落实、实实施情况况。3、当班班班组长是本班现场场防突负负责人，其其职责为为：安排排电工停停、送该工工作面和和回风系系统内的的动力电电源。4、当班班职工对对防突措措施实施施负现场场责任，其其职责为为：按防防突措施施的要求求进行现现场施工工。5、当班班瓦检员员对瓦斯斯动态、通风情情况进行行现场管管理

39、；对对防突措措施的实实施负监监督责任任，其具具体职责责为：（1）加加强通风风瓦斯管管理，风风筒脱节、破口等等及时处处理；（2）监监督施工工单位出出煤矸过程程中的综综合防尘尘管理工工作；（3）必必须随时时检查瓦瓦斯，掌掌握突出出预兆。当当发现有有突出预预兆时，有有权停止止作业，并并协助班班排长立立即组织织人员按按避灾路路线撤出出，同时时报告矿矿调度室室；（4）加加强对“一通三三防”设施检检查和维维护，发发现“一通三三防”设施不不完好及及时处理理并汇报报。（5）负负责对当当班钻孔孔进尺、排放孔孔进尺、排放孔孔质量和和钻孔连连接装置置质量进进行验收收。每个个钻孔施施工完，由由施工负负责人找找当班瓦瓦

40、检员验验收，只只有瓦检检员到场场，钻机机工才能能拔钻，当当班瓦检检员必须须认真逐逐根数清清孔内钻钻杆根数数，并计计算钻孔孔深度及及进尺。施工负负责人必必须在验验收单上上填写钻钻场号、钻钻孔号、设设计长度度、施工工长度，瓦瓦检员填填写钻杆杆根数、钻钻孔深度度、进尺尺，然后后签名。当班瓦瓦检员必必须如实实向通风风值班室室和矿调调度室汇汇报打钻钻情况，矿矿调度和和通风区区必须做做好原始始记录。6、当班班安全员对防防突措施施的实施施、效果果检验、电工停停送电、通风瓦瓦斯管理理负监督督责任，其其具体职责责为：（1）监监督现场场实施防防突措施施及措施施效果检检验；（2）监监督电工工做好工工作面及及回风系系

41、统的停停送电工工作；（3）当当工作面面出现通通风风量量不足，瓦瓦斯异常常等情况况，有权权停止工工作面一一切工作作。7、电工工对停送送电、设设备失爆爆负施工工责任，其其职责为为：每班至少少对掘进进工作面面的电器器设备进进行一次次检查和和维护。要求为：电器设备杜绝失爆、“三专两闭锁”装置灵敏可靠，严禁使用防爆性能不合格的电器设备。8、防突突员职责为为：（1）每每次预测测前，防防突员对防突突措施进进行一次次全面检检查落实实，措施施未落实实到位，不不得进行行效检工工作。出现超超掘时，预测工必须将超掘的距离掌握清楚，并立即汇报矿调度室和通风值班室及安监处，安监处接到汇报后，必须立即组织追查，分析超掘原因

42、，落实责任人；（2）严严格按操操作规程程和仪器器说明书书的有关关规定认认真进行行操作，严严禁弄虚虚作假；效检工工作结束束后，必必须根据据效检结结果认真真填写防防突管理理牌板，找现场安检员和瓦检员签字验收，并将效检结果汇报通风值班室和矿调度室；（3）实实施突出出危险性性过程中中，发现现异常地地质情况况时及时时汇报矿矿调度室室和通风风值班室室。10、施施工单位位全体职职工、安安全员、瓦瓦检员、防防突工和和调度员员必须对对本措施进进行学习习签字，并并有资料料可查，由由安监处处监督。11、当当通风系系统发生生变化时时，另行行编制补补充防突突安全技技术措施施。12、如如果主扇扇突然停停风，必必须严格格按

43、照正正明煤业业停电停停风应急急救援预预案执执行。9.4安安全防护护措施9.4.1个体体防护入井人员员必须佩佩戴隔离离式自救救器和矿矿灯，自自救器要要能熟练练使用，熟熟悉突出出预兆。作业过程程中，发发现突出出征兆，作作业人员员必须立立即停止止工作，撤撤出施工工区域和和受威胁胁区域内内的所有有人员，及及时切断断工作面面及巷道道内的电电气设备备电源，并并尽快向向矿调度度室汇报报。工作面发发生煤与与瓦斯突突出时，作作业人员员必须以以最快的的速度迅迅速向进进风侧撤撤离，撤撤离中快快速打开开隔离式式自救器器并佩戴戴好。情情况危急急时立即即进入避避难硐室室或压风风面罩处处，打开开压风自自救装置置阀门呼呼吸新

44、鲜鲜空气，进进行自救救，等待待救援。现现场人员员必须尽尽快向矿矿调度室室汇报，由由矿领导导组织指指挥相关关人员进进行抢险险救灾。所有施工工人员必必须进行行一次防防突知识识安全培培训，经经考试合合格后，方方可上岗岗作业。9.4.2压风风自救设设施（1）压压风自救救系统安安装数量量在距掘掘进工作作面255400m处设设置一组组；第二组组设置在在距第一一组500m处；第三组组设置在在距第二二组500m处；系统巷巷道每部部皮带机机头均安安设一组组；掘进工工作面回回风流经经区域有有人作业业处安设设一组。（2）压压风自救救系统具具体安装装要求每组安安设6个个压风面罩罩，压缩缩空气供供给量每每人不得少少于0

45、.1m33/miin；面罩与与喷嘴之之间应用用专用卡卡子卡牢牢，严禁禁铁丝绑绑扎；面罩与与喷嘴之之间的闸闸阀必须须正对巷巷道，便便于开启启、关闭闭；每组压压风自救救系统都都必须与与压风管管相连且且保证供供风正常常；每组压压风自救救系统面面罩与喷喷嘴连接接处、喷喷嘴及喷喷嘴闸阀阀、压风风自救系系统与巷巷道内压压风管连连接处等等连接点点必须确确保完好好、牢固固、不漏漏风；压风自自救系统统与巷道道内供风风管的连连接软管管必须使使用高压压软管；压风自自救系统统应平直直吊挂在在巷帮上上，供风风横管距距底板11.8mm；每组压压风自救救系统下下方前后后5m范围围内不得得存放材材料及任任何杂物物、积水水等影

46、响响正常使使用。9.4.3远距距离放炮炮若掘进期期间过断断层或构构造破碎碎带需放放炮掘进进，则必必须采用用远距离离爆破安安全防护护措施，爆爆破地点点设在进进风侧风风门之外外的全风风压通风风的新鲜鲜风流中中，爆破破地点距距离掘进进工作面面必须大于于3000m。远远距离爆爆破时，回回风系统统必须停停电、撤撤人。爆爆破300minn后才允许许进入工工作面检检查。10 、巷道揭穿煤层的揭煤方法采取区域域防突措措施后，必必须对区区域措施施进行验验证，当当验证无危危险时并并采取安安全防护护措施后后，采用用“短进尺尺、弱爆爆破、强强支护”施工技技术将巷巷道掘至至距煤层法法线距离离2m处；否则则，应采采取补充

47、充抽、排排放钻孔孔等措施施直至消消除危险险。在巷巷道距煤煤层法线线距离22m处，对煤煤层瓦斯斯突出危危险性进进行检验验性预测测。若无危险险，则采取远远距离爆爆破揭开开煤层；否则，应应采取补补充抽、排排放钻孔孔等措施施直至消消除危险险。远距离放放炮揭穿穿煤层放放炮要求求： 揭煤煤时，掘掘进工作作面与煤煤层之间间必须保保持一定定的岩柱柱，其最最小垂厚厚应不小小于2m，遇岩岩石松软软、破碎碎，还要要适当增增加岩柱柱厚度。 炸药药必须采采用安全全等级不不低于三三级的煤煤矿许用用的含水水炸药。 采用用电雷管管起爆时时，严禁禁反向装装药，雷雷管以外外不得装装药卷。所所有炮眼眼的剩余余部分应应用炮泥泥封堵，

48、炮炮泥应用用水炮泥泥和粘土土炮泥，水水炮泥外外剩余部部分的炮炮眼部分分应用粘粘土炮泥泥填满封封实装至至孔口，严严禁用煤煤粉、块块状材料料或其它它可燃性性材料作作炮泥。 必须须采用电电力起爆爆，并使使用煤矿矿许用的的铜脚线线毫秒雷雷管，严严禁使用用秒或半半秒电雷雷管。使使用煤矿矿许用毫毫秒延期期雷管时时，最后后一段的的延迟时时间不得得超过1130mms，并并不得跳跳段使用用。电雷雷管使用用前必须须进行阻阻值测定定，选用用阻值相相近的。严严禁将瞬瞬发电雷雷管与毫毫秒电雷雷管在同同一串联联网络中中使用。电电雷管的的连接采采用串并并联方式式，但都都必须使使通过每每一电雷雷管的电电流达到到电雷管管引爆电

49、电流的两两倍。 电力力起爆器器必须使使用防爆爆型起爆爆器作为为起爆电电源，不不得同时时使用两两台及以以上起爆爆器起爆爆，起爆爆器应由由专人管管理。 放炮炮母线必必须采用用具有良良好绝缘缘性和柔柔软性的的铜芯电电缆，并并随用随随挂，严严禁将其其固定，母母线的长长度必须须大于规规定的爆爆破安全全距离。线线路所有有接头相相互扭紧紧，连线线尽可能能减少接接头，以以减少放放炮母线线的阻值值，明线线部分应应包覆绝绝缘层并并悬空，不不得与轨轨道、金金属网、钢钢丝绳等等导电体体接触。 母线线与电缆缆、电线线、信号号线应分分别挂在在巷道两两侧，若若必须在在同一侧侧时，母母线必须须挂在电电缆下方方，并保保持0.3

50、m以以上间距距。爆破破前，爆爆破母线线必须扭扭结短路路。只准准采用绝绝缘母线线单回路路爆破，严严禁用轨轨道、金金属管、金金属网、水水或大地地等当作作回路。 装药药与爆破破作业应应保证：爆破地地点风流流中瓦斯斯浓度低低于0.5%；通风风风量足，风风向稳；炮眼内内煤、岩岩粉清除除干净；爆破点点矿车、碎碎石、煤煤碴等物物体阻塞塞开挖断断面不得得超过11/3。 放炮炮时，回回风系统统内的所所有电气气设备必必须切断断电源。放放炮地点点设在3300mm以外，巷巷道内停停止施工工，全部部人员撤撤出巷道道，且人人员及机机电设备备均不要要在巷道道巷道口口15mm内。 放炮炮时必须须执行“三人连连锁放炮炮”制度，

51、即即指放炮炮前，防防炮员将将警戒牌牌交给班班组长，由由班组长长派人警警戒，并并检查顶顶板与支支护情况况，将自自己携带带的放炮炮命令牌牌交给瓦瓦斯检查查员，瓦瓦斯检查查员经检检查瓦斯斯、煤尘尘合格后后，将自自己携带带的放炮炮牌交给给放炮员员，放炮炮员发出出放炮口口哨，在在地面进进行放炮炮，放炮炮后三牌牌各归原原主。爆爆破前，必必须确认认所有人人员已全全部撤至至地面，方方准下达达起爆命命令，爆爆破工接接到起爆爆命令后后，必须须先发出出爆破警警号，至至少再等等5s，方方可起爆爆。放炮炮后至少少经300minn后，方方可有人人到工作作面对爆爆破效果果、瓦斯斯浓度等等进行检检查，确确认安全全后通知知送电

52、。11、瓦瓦斯涌出出治理措措施11.11 巷道道揭煤通通风系统统巷道通风风工作（包包括通风风机运转转和风筒筒安装维维护）要要有专人人负责管管理，实实现正常常通风，保保证足够够的通风风量。巷巷道通风风量应满满足风流流中的瓦瓦斯浓度度稀释到到安全工工作允许许条件以以下、满满足最低低要求风风速和爆爆破通风风要求。为了保证证通风系系统正常常，防止止瓦斯事事故扩大大，特对对通风系系统设施施提出以以下要求求： 巷道道施工期期间，应应实施连连续通风风。因检检修、停停电等原原因停风风时，必必须撤出出人员，切切断电源源。恢复复通风前前，必须须检测瓦瓦斯浓度度。局部通通风机均均应实行行“三专两两闭锁”，即专专用变

53、压压器、专专用开关关、专用用线路及及风电和和瓦电闭闭锁供电电。必须须有一套套同等性性能的备备用通风风机，并并经常保保持良好好的使用用状态。 应采采用抗静静电、阻阻燃的风风筒。风筒出风口口到工作作面距离离应小于于5m，风风筒百米漏漏风率不不大于22%。 排放放高浓度度瓦斯时时，必须须制定排排除瓦斯斯的安全全措施，应应控制风风流，使使排出的的风流在在同巷道道风流混混合处的的瓦斯浓浓度不得得超过11.0%。11.22 建立立瓦斯检检查和检检测制度度建立瓦斯斯监测系系统，采采用自动动监测和和人工监监测相结结合的方方式，建建立风电电闭锁、瓦瓦电闭锁锁和声光光报警系系统。11.22.1 人工检检测配备专门

54、门瓦斯检检查人员员，定时时定点对对巷道进进行完善善检查。每每班至少少配备一一名专职职瓦斯检检查员，使使用光干干涉或热热效式瓦瓦斯检定定器，对对工作面面、回风风和主要要电气设设备附近近分别进进行三次以上上检查（每每隔2.5小时时至少检检查一次次）。瓦瓦斯监测测地点为为：巷道回回风风流流中；煤层或或接近地地质构造造破坏带带，裂隙隙瓦斯及及其他异异常涌出出地点。人工检测测注意事事项：人工检检测必须须实行224小时时跟班连连续检测测制度和和“一炮三三检”制度，即即装药前前、放炮炮前、放放炮后要要认真检检查放炮炮地点附附近的瓦瓦斯浓度度，瓦斯斯浓度超超过0.5%，不不准放炮炮。在检检测时不不准脱岗岗，不

55、准准漏检；人工检检测瓦斯斯，对揭揭煤工作作面设专专职瓦斯斯员检测测瓦斯；工作面面设置瓦瓦斯浓度度记录牌牌，检测测瓦斯后后，立即即填写在在记录牌牌板上；按时出出瓦斯日日报表；必须检检查“瓦电”闭锁装装置，使使其处于于良好工工作状态态，做好好“四防工工作”即防电电器设备备失爆、防防施工人人员穿化化纤衣服服和携带带火种进进巷道、防防杂散电电流进巷巷道、防防施工作作业引起起火花，防防止瓦斯斯燃烧爆爆炸。11.22.2 自动检检测根据相关关的要求求，应在在以下方方面设置置瓦斯传传感器。 在距距工作面5m和回回风流220m处处设置瓦瓦斯传感感器； 在巷巷道口总总回风处处设置瓦瓦斯和CCO传感感器；主要通通

56、风机、局局部通风风机必须须设置设设备开停停传感器器，主要要风门应应设置风风门开闭闭传感器器，被控控设备开开关的负负荷必须须设置馈馈电状态态传感器器。监控系统统与巷道道内供电电开关联联网，一一旦瓦斯斯超限，自自动断电电，声光光报警。一一旦发出出报警后后要停止止工作，检检测瓦斯斯并进行行相应处处理。报报警点设设定在00.5%位置。一一旦发出出报警后后要停止止工作，检检查瓦斯斯并进行行相应处处理。自动监控控系统安安装、使使用和维维护注意意事项与与要求如如下： 安装装断电控控制系统统时，必必须根据据断电范范围要求求，提供供断电条条件，并并接通巷巷道内电电源及控控制线。安安全监控控设备的的供电电电源必须

57、须取自被被控制开开关的电电源侧，严严禁接在在被控开开关的负负荷侧。拆拆除或改改变与安安全监控控设备关关联的电电气设备备的电源源线及控控制线、检检修与安安全监控控设备关关联的电电气设备备、需要要安全监监控设备备停止运运行时，须须报告调调度室，并并制定安安全措施施后方可可进行。 安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少1次。甲烷传感器、便携式甲烷检测报警仪等采用载体催化元件的甲烷检测设备，每7天必须使用校准气样和空气样调校1次。每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须有安全措施。 必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪

58、或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施并必须在8h内对2种设备调校完毕。必须实实时监控控工作面面瓦斯浓浓度变化化及被控控设备的的通、断断电状态态。安全全监控系系统的监监测日报报表必须须报技术术负责人人审阅。 必须须设专职职人员负负责便携携式甲烷烷检测报报警仪的的充电、收收发及维维护。每每班要清清理隔爆爆罩上的的煤尘，发发放前必必须检查查便携式式甲烷检检测报警警仪的零零点和电电压或电电源欠压压值，不不符合要要求的严严禁发放放使用。 配制制甲烷校校准气样样的装置置和方法法必须符符合国家家有关标标准

59、，相相对误差差必须小小于5%。制备备所用的的原料气气应选用用浓度不不低于999.99%的高高纯度甲甲烷气体体。 安全全监控设设备布置置图和接接线图应应标明传传感器、声声光报警警器、断断电器、分分站、电电源、中中心站等等设备的的位置、接接线、断断电范围围、传输输电缆等等，并根根据实际际布置及及时修改改。11.33 瓦斯斯爆炸防防治措施施为防止巷巷道掘进进工作面面瓦斯突突然大量量涌出，瓦瓦斯积聚聚到爆炸炸范围引引起瓦斯斯爆炸事事故，巷巷道施工工应采取取以下防防爆措施施： 进巷巷道工作作人员不不准带火火源和易易燃易爆爆物品，严严禁携带带烟火进进巷道。 巷道道内照明明和电气气设备应应使用防防爆型设设备

60、，包包括防爆爆照明灯灯、防爆爆开关、防防爆电机机等。 爆破破必须采采用煤矿矿安全炸炸药和煤煤矿许用用电雷管管，使用用矿用发发爆器起起爆。 巷道道内禁止止使用明明火或者者可能产产生明火火、火花花的作业业，必须须采用时时应编制制专门安安全措施施，有专专门瓦斯斯检查员员检查瓦瓦斯。11.44 煤尘尘爆炸防防治措施施在施工中中应采取取有效措措施予以以防治。防止各各种引燃燃火源，包包括电器器设备失失爆和动动力电缆缆破坏引引起的电电弧和电电火花，炸炸药爆炸炸后的产产物（火火焰及炽炽热粒子子）、磨磨擦火花花、静电电火花以以及其它它火源。打钻作作业过程程中岩石石段采用用湿式作作业，进进入煤层层段后改改用压风风排渣方方式，并并随时检检测孔口口附近瓦瓦斯情况况，发现现有打钻钻引起瓦瓦斯动力力现象或或有害气气体异常常涌出，应应停止作作业及时时处理，防防止打钻钻作业引引起瓦斯斯燃烧和和爆炸。12、其其 它（1）掘掘进工作作面的专专职瓦检检员、安安全检查查员和班班组长，必必须随时时注意观观察、分分析、对对比、掌掌握突出出预兆。当当发现有有突出预预兆时，瓦瓦检员、安安全检查查员和班班组长必必