三岔沟煤矿防突设计

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1、设计依据设计依据1、国家安全生产监督管理总局，煤矿安全规程，2010；2、国家发展和改革委员会，石门揭煤与瓦斯突出煤层程序技术条件，MT/T 955-2005；3、贵州省人民政府办公厅文件 黔府办发200883 号省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见 。4、贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局，关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，黔安监管办字【2007】345 号；5、2009 年 5 月 24 日国家安全生产监督管理总局令第 19 号颁发的防治煤与瓦斯突出规定 。6、中华人民共和国建设部，煤炭工业小型矿井设计规范，GB 50399

2、-2006；7、贵州晨辉达矿业工程设计设计院有限责任公司 2009 年 7 月编制的比德乡三岔沟煤矿开采方案设计（变更） 第一章第一章 矿井概况及生产条件矿井概况及生产条件第一节第一节 矿井概况矿井概况一、交通位置一、交通位置水城县比德乡三岔沟煤矿位于水城县东部比德乡境内。工业场地有公路约3km 直达乡政府，距六盘水市约 42km，水城至纳雍(二级) 省道与比德乡相连。距野马寨电厂仅 53km、纳雍电厂 30km、水城钢铁厂 46km， 。行政区划隶属水城县比德乡管辖，交通较为方便。区内工业以煤炭工业为主，废弃小煤矿较多。废水、二、自然地理二、自然地理三岔沟煤矿为典型的岩溶地貌和碎屑地貌，矿区

3、内地势总的趋势是北西高东低，最高标高 1923.10m（大扁坡山头） ，最低标高 1500 .0m（河坪村溪沟） ；最大高差 423.10m，相对高差一般约 150-200m，植被较发育，属中高山丘陵地貌。三、气象、气候三、气象、气候矿区所在地属亚热带季风温湿气候，夏无酷暑，冬无严寒，无霜期 220 天，平均年日照 1150 小时。根据水城县气象局资料，从 1992 年至 2001 年最高气温 35.4（1994 年 8 月 5 日） ，年最低气温-10.4（2001 年 1 月 31 日） ，历年平均气温 14。历年平均降水量 1018.5mm（1992 年2001 年） ，随着年平均气温的

4、升高，年平均降雨量也随之增加，雨季为每年的 4-10 月，降水量多达 858.5mm，占全年的 81%，日最大降雨量 147.8mm。日最大蒸发量137.5mm（1996 年 7 月 1 日） ，月最大蒸发量 239.6mm（1992 年 8 月） ，年蒸发总量为 1146.9mm，平均相对湿度 82%。大气降雨是地下水的主要补给来源。四、矿井规模四、矿井规模属水城县整合矿井之一，生产能力为 15 万吨/年，矿区面积 1.8923km2。工作区范围都格乡1:460000图1 三岔沟煤矿交通位置图乡道省 道国 道铁路车站村 寨乡 镇县道河流松河乡普古乡箐上牛场猪场乡梅花山站梅子关站红岩乡茨冲站高

5、枝土角威宁县六 枝特区晴 隆县普 安县盘 县省南云箐口乡花嘎乡猴场乡果布乡米萝乡阿戛乡新场乡百兴镇比德乡滥坝镇董地乡田坝保华乡新房乡青林乡左钨乡锅圈乡松树坡乡木果乡雉街乡大湾镇东风镇野马寨站发箐乡大河镇裕民站双嘎乡纸厂乡纸厂龙场乡冷冲垭口发射野钟乡新街乡杨梅乡发耳乡匀乡米玉舍乡水城站浃沟笔架陆家寨牛场坝盐井乡陡箐乡牛场乡双水六盘水市赫章县纳雍县区山钟比例尺三岔沟煤矿 第二节第二节 生产条件生产条件一、地层一、地层矿区内出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m） 、峨眉山玄武岩（P3） ，二叠系上统龙潭组（P3l） 、长兴组（P3c） 、大隆组（P3d） ，三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四

6、系（Q） 。1）茅口组（P2m）：为一套浅海相浅灰灰白色厚层块状灰岩，岩溶裂隙发育。厚度大于 200m。2）峨眉山玄武岩（P3）：呈岩被（席）产出，厚度 45-60m，局部可达110m。岩性为深灰、深灰绿色，风化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩，时夹硅质岩、粘土岩。下伏地层为中二叠统茅口组。3）龙潭组（P3l）：为一套海陆交互相的滨海沼泽含煤碎屑岩沉积，主要由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤等组成，含煤 17-20 层，可采煤层 5 层，是本区含煤地层。根据岩性组合特征分为三个段。与下伏峨眉山玄武岩为平行不整合接触。厚 326349m。第一段（P3l1）：以灰、深灰色中厚

7、层燧石灰岩为主，灰岩中夹粉砂岩、粘土岩及煤组成。含煤 2 层。厚 45-62m。第二段（P3l2）：为灰、灰绿、深灰色薄至中厚层砂岩、粉砂岩、粘土岩夹钙质粉砂岩、煤层，含煤 10-12 层，单层厚 0.10-1.99m，可采煤层五层（K13、K14、K15、K16、K17） 。厚 229m。第三段（P3l3）：由灰、深灰、灰黑色细砂岩、粉砂岩、燧石灰岩、粘土岩及煤组成。其中夹 3 层灰岩，含煤 3 层，可采煤一层（K29） 。厚 52-78m。4）长兴组（P3c）：为灰色、深灰色薄至厚层细砂岩、粘土岩，夹钙质粉砂岩，偶夹炭质泥岩条带，东部的顶部有 10cm 厚的硅质岩。厚 57m，与下伏龙潭组

8、呈整合接触。5）大隆组（P3d）：灰、深灰色中厚层细砂岩、粉砂岩，夹薄层泥灰岩及煤线。厚 75m。6）飞仙关组（T1f）：主要灰岩和少量泥灰岩、粉沙岩、粘土岩组成，与下伏地层整合接触，根据岩性组合特征，分为以下二段。第一段（T1f1）：黄灰绿色、灰绿色中厚层状粉砂质粘土岩，细砂岩夹薄层泥灰岩；顶板为中厚层砂岩，厚 116m。第二段（T1f2）：灰绿色、黄绿色粘土岩，粉砂质粘土岩与粘土质钙质粉砂岩、细砂岩互层；夹少量薄层灰岩。厚 450m。7）第四系（Q）：零星分布于坡脚、低洼地带，以残积物、堆积物为主，岩性主要为浅灰色粘土、含砾粘土。厚 030.60m。二、构造二、构造矿区位于比德向斜的西南翼

9、北段的比德井田西端，以单斜构造为主。地层走向北西向，倾向 50-85，倾角在 10-20之间。断裂构造不发育，仅局部具挠曲现象。因此，矿区构造复杂程度为简单。三、含煤性及煤层特征三、含煤性及煤层特征1、含煤性含煤岩系为龙潭组，厚度 326-349m，平均厚 342m，其中本矿区内可采煤层6 层。可采煤层 K13、K14、K15、K16、K17 分布于龙潭组第二段中，K29 煤层分布于龙潭组第三段中， K29 煤层以下含多层不可采煤层及煤线。矿区可采煤层有 K13、K14、K15、K16、K17、K29，含煤平均厚度为 10.81m，含煤系数为 3.16 %。2、煤层特征K13 煤层：为煤矿区最

10、上一层可采煤层，大部分为粉煤，强度低，煤层平均厚度 1.55m，含夹矸 01 层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为砂质泥岩或细砂岩，强度较低，厚度 0.35.60m，一般厚度5.60m。间接顶板为粉砂岩，粉砂岩为钙、泥质胶结，较坚硬，局部地段裂隙较发育，不稳定。厚度 2.5011.50m，一般厚度 7.50m。底板：直接底板为泥岩，强度低，水稳性差。厚度 0.503.30m，一般厚度 0.80m。间接底板为细砂岩、煤层，细砂岩为泥质胶结，易风化破碎。K14 煤层：煤层平均厚度 1.82 m，全区可采。含夹矸 02 层，一般 01层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：

11、直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般 3.006.00m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为 0.60m 左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K15 煤层：煤层平均厚度 2.42m，含夹矸一般 01 层，结构较简单，大部可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为 0.30m 左右泥岩，强度低。间接顶板为石灰岩，坚硬。有时变成砂岩类，局部地段裂隙发育，不很稳定，厚度 12m左右。底板：直接底板为 0.70m 左右粘土岩，强度较低，水稳性差，易风化破碎。K16 煤层：煤层平均厚度 1.97m，含夹矸 14 层，一般 1

12、3 层，结构较复杂，全区可采，属较稳定煤层。 顶板：直接顶板为黑灰色泥岩，有时含量硅质，厚度 0.50m 左右，强度较低，水稳性差。间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱铁岩条带，厚度 8m 左右，稳定性中等，抗压强度一般。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度 0.200.80m，一般 0.50m 左右，含大量炭化植物根部化石。间接底板为砂岩、泥岩或煤层。砂岩为钙、泥质胶结，抗压强度一般，易风化破碎。K17 煤层：煤层平均厚度 1.42 m，全区可采。含夹矸 01 层，结构简单，较稳定，属全区可采煤层。 顶板：直接顶板为含线理状及透镜煤砂质泥岩，强度较低，易风化破碎，厚度一般 2.006.00

13、m，岩性及厚度较稳定。底板：直接底板为 0.80m 左右粘土岩，软弱，易风化。间接底板为粉砂岩、粉砂质泥岩及煤层。裂隙较发育，强度小，水稳性差。K29 煤层：煤层平均厚度 1.32 m，含夹矸 02 层，结构较简单，全区可采，属较稳定煤层。顶板：直接顶板为细砂岩，强度高，水稳性差。底板：直接底板为深灰色泥岩，强度较低，厚度 0.200.50m，一般。间接底板为粉砂岩。粉砂岩为钙质胶结，抗压强度中等。综上所述，煤矿区 K13、K14、K15、K16、K17、K29 煤层结构总体以较简单为主，煤层稳定类型均为较稳定型煤层。3、煤质特征及煤的种类煤岩类型为黑色，块状、粒状，半亮型煤，条带状结构，参差

14、状断口，玻璃光泽。根据煤质试验资料，矿区煤层均为中高硫、低中灰、高发热值煤无烟煤。煤的灰份 1029，挥发份 1027，含硫 0.42.98，粘结指数80%，发热量 68007000 卡克。四、开采技术条件四、开采技术条件1、煤层顶、底板条件矿区内主采煤层顶板均为泥质粉砂岩、粉砂岩，其抗压强度均较低，易破碎，稳定性较差；底板均为泥岩、粘土岩，吸水以后易膨胀。力学强度低，有底鼓现象，可能会发生支柱下陷。2瓦斯（1）矿界范围内原有煤矿瓦斯涌出情况根据贵州省煤炭管理局文件：黔煤生产字20081504 号对六盘水市煤矿 2008 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复 ，六盘水市水城县比德三岔沟煤矿绝对瓦斯涌

15、出量为 0.98m3/min，相对瓦斯涌出量为 9.41 m3/t，鉴定等级为低瓦斯。根据资源/储量核实报告 ， ZK23 钻孔煤层瓦斯含量 13.4213.61 m3/t。（2）煤矿整合后瓦斯预测分析矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小，随着矿井生产规模扩大和开采深度增加，矿井的瓦斯涌出会增大，因此，其鉴定结果的瓦斯数据不能作为整合后矿井瓦斯预测的数据。因此，该矿根据经验公式和矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006） 标准，预测矿井瓦斯涌出量。经计算，矿井的绝对瓦斯涌出量为 22.66m3/min，相对瓦斯涌出量为35.9m3/t。3煤尘爆炸性根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提

16、供的煤尘爆炸性鉴定报告 ，K14、K15 煤层的煤尘有爆炸性。K16、K17、K29 煤层无鉴定资料，因此， K14、K15、K16、K17、K29 煤层的煤尘按有爆炸性设计。矿井按有爆炸性设计。建议业主及时对 K16、K17、K29 煤层的煤尘爆炸性进行鉴定。4自的燃自然倾向性根据六枝工矿（集团）恒志勘察设计有限公司实验室提供的煤层自燃倾向性鉴定报告 ，K14 煤层为一类容易自燃煤层，K15 煤层为三类不易自燃煤层。K16、K17、K29 煤层无鉴定资料，因此， K14、K16、K17、K29 煤层按一类容易自燃煤层设计，K15 煤层按三类不易自燃煤层设计。矿井按容易自燃矿井设计。建议业主及

17、时对 K16、K17、K29 煤层进行自燃倾向性鉴定。5、各煤层瓦斯突出危险性鉴定结果。根据 2007 年 10 月 17 日贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345 号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：对煤与瓦斯突出矿区和突出危险矿区的煤矿建设项目，凡未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定的，一律按煤与瓦斯突出矿井设计。水城县所在水城矿区被划定为突出矿区，三岔沟煤矿矿区范围内的可采煤层未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。矿井已请具有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供

18、科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按鉴定结论进行管理。6、矿井或邻近矿井煤与瓦斯突出情况矿井新系统实际上与老系统（建设规模为 6 万 t/a）同一个采区，老系统主要开采 K13、K14、K15 三层煤，以上三层煤在矿区范围内已全部采空，老系统开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向斜内的矿井开采过程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。第二章：矿井开拓方式及采掘方式第二章：矿井开拓方式及采掘方式第一节第一节 矿井开拓方式矿井开拓方式一、开拓方式一、开拓方式矿井采用平硐开拓二、采区划分二、采区划分矿井划分为 3 个水平，5 个采区，其中，水库上方的上煤组划分为一个水平两个采区，一水平标

19、高为1606m，水平以上为一采区，水平以下为二采区；水库以上的下煤组划分为一个水平两个采区，二水平标高为1473m，水平以上为三采区，水平以下为四采区；水库以下的上下煤组划分为一个水平一个采区，三水平标高为1300m，水平以上为五采区。三、开采顺序三、开采顺序根据水平划分与煤层赋存条件、开采方式及采煤机械化程度，为了使采区划分能够做到全井田合理开采，前后期统筹兼顾，均衡开采，本设计采区间的开采顺序为：一采区二采区三采区四采区五采区，各煤层间开采顺序为，K14K15K16K17K29 煤层（K13 煤层在矿区范围内已采空） 。区段间的开采顺序为区段下行式第二节第二节 巷道布置的防突要求巷道布置的

20、防突要求该矿采用平硐斜井开拓，设有主平硐、副平硐和回风斜井三个井筒，采区上山均布置在 K17 至 K29 煤层之间，上距 K17 煤层底板 60m，下距 K29 煤层顶板约 80m 的岩性稳定岩层中。主平硐从矿井西南部边界 K17 煤层底板以 3的坡度施工 503m，然后沿煤层倾向方向向上施工运输上山至1726m 标高；副平硐从矿井西南部边界 K17 煤层底板以 3的坡度施工 530m，然后沿煤层倾向方向向上施工轨道上山至1773m 标高；回风斜井从矿井西北部 K17 煤层底板以 13倾角沿煤层倾斜方向向下施工至与副平硐贯通，形成矿井的开拓系统，然后通过平石门揭露 K16、K17 煤层，在 K

21、16 煤层中布置回采工作面（其上的K13、K14、K15 煤层已采空） ，在 K17 煤层中布置掘进工作面。第三节第三节 采掘方法采掘方法一、采煤方法、采煤工艺一、采煤方法、采煤工艺首采煤层平均厚度 1.97m，煤层倾角 13左右，属缓倾斜煤层。主要煤层赋存较稳定，结构较简单。可采煤层的顶板岩性较为稳定。矿井瓦斯、煤尘爆炸危险性、煤层自燃倾向性因素。结合煤层倾角及构造赋存特点，设计采用走向长壁后退式采煤法，采煤工艺采用高档普采，采用全部垮落法管理顶板，首采工作面长度为 120m。 。 工作面选用 DW2230/100 型单体液压支柱和 HDJA-1200 型金属铰接顶梁支护，柱距 0.7m，排

22、距 0.6m， “三、五”排控顶，最大控顶距为 4.3m，最小控顶距为 3.1m，放顶步距为 1.2m，全部垮落法管理顶板。工作面材料道每隔 1m打一棵临时支护，煤壁落煤后及时挂梁，若顶板压力较大，可增设木垛。采面上、下出口采用四组八梁配合单体液压支柱进行支护。采面上、下巷超前支护均为：靠近煤壁 10m 段采用双排托棚支护，往外 10m 采用单排托棚支护。采用一台MG150/345-W双滚筒采煤机割煤，工作面采用一台SGZ630/150刮板运输机，工作面下部运输巷选用一台SZB620/40转载机，运输巷选用SSJ650/40型运输机一台，采用WRB200/31.5乳化泵两台，采用JH2-14回

23、柱绞车回柱。SGZ630/150运输机机头安装于工作面下部，机尾安装于工作面上部；采煤机进刀后由上（下）而下（上）割煤，一次采全高，随机挂梁，采煤机过后1015m推移刮板输送机，人工架设单体液压支柱，直至下（上）出口，采煤机完成割煤一排的任务。调整滚筒，并完成进刀后，采煤机上（下）行割煤，重复上述同样工艺过程，完成一班割煤两排的任务及工序。采煤机割煤前先开喷雾泵站进行内外喷雾洒水消尘。工作面接替顺序：矿井首采工作面为 11601 工作面，依次是11701、11602、11702等。二、掘进方法二、掘进方法矿井掘进采用钻爆法施工，岩巷掘进采用风钻打眼，煤巷掘进时采用煤电钻打眼。根据巷道服务年限及

24、围岩岩性，决定其支护方式。对服务年限较长的主要井筒及大巷采用锚喷支护，岩层巷道采用锚喷支护，煤层巷道采用金支，并根据实际情况对破碎段加强支护。第三章第三章 矿井通风矿井通风系统系统一、通风方式及通风系统一、通风方式及通风系统矿井设计通风方式为中央并列式通风，通风方法抽出式。各采区设计有专用回风巷，采掘工作面均设计有独立的通风系统，矿井首采工作面采用“U 型”通风，布置运输巷和回风巷，运输巷运煤、进风、行人等；回风巷回风、运矸、运材料、行人等。掘进工作面采用局部通风机压入式供风，目前矿井通风系统尚未形成，局部通风机均安设在地面。二、通风设施二、通风设施为保证采、掘工作面的风量并使风流按规定流动，

25、在风流流动的路线中设置有风门等通风构筑物。为防止煤与瓦斯突出，掘进工作面进风巷道端设防突反向风门、压风自救等设施。通风构筑物应设在围岩坚固、地压稳定地段，并加强管理，经常检查、维修。反向风门按突出强度合理安设。三、通风要求三、通风要求本矿按煤与瓦斯突出矿井设计和管理，矿井的通风系统应当符合下列要求：1、井巷揭穿突出煤层前，具有独立的、可靠的通风系统；2、突出矿井、有突出煤层的采区、突出煤层工作面都有独立的回风系统。采区回风巷是专用回风巷；3、在突出煤层中，严禁任何两个采掘工作面之间串联通风；4、煤（岩）与瓦斯突出煤层采区回风巷及总回风巷安设高低浓度甲烷传感器；5、突出煤层采掘工作面回风侧不得设

26、置调节风量的设施。易自燃煤层的回采工作面确需设置调节设施的，须经煤矿企业技术负责人批准；6、严禁在井下安设辅助通风机；7、突出煤层掘进工作面的通风方式采用压入式。第四章第四章 煤与瓦斯突出危险性煤与瓦斯突出危险性预测预测矿井老系统主要开采 K13、K14、K15 三层煤，以上三层煤在矿区范围内已全部采空，老系统开采多年来，未发生过煤与瓦斯突出情况，在水城县比德向斜内的矿井开采过程中均未发生过煤与瓦斯突出情况。同时矿井已请具有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，对矿井防治煤与瓦斯突出提供科学的依据；经煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按进行管理。在鉴定结论未获相部门批准前矿井按煤与瓦斯突出矿井管理

27、。 第一节第一节 区域突出危险性预测区域突出危险性预测一、区域突出危险性预测方法一、区域突出危险性预测方法煤层区域突出危险性预测方法有“煤层突出危险性指标法” 、 “瓦斯地质统计法”和“综合指标法” 。由于矿井技术力量和设备限制及瓦斯地质资料的欠缺矿方委托有资质的单位正在进行煤与瓦斯突出区域性危险预测。第二节第二节 区域防突措施及效果检验区域防突措施及效果检验1、区域防突措施的确定区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类。根据本矿的实际情况选择开采保护层作为本矿区域防突措施。本矿是整合技改矿井，是由原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿整合而成，可采煤层共六层分别为 K13、K14、

28、K15、K16、K17、K29 煤层。其层间距为：K13K14：12m ；K14K15：17m；K15K16：24m；K16K17：22m；K17K29：140m。原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩脚三个煤矿开采历史较长，其矿界范围内的 K13、K14、K15 三层煤已全部采空，K16 煤层也局部采空。由于K13、K14、K15 三层煤的开采，对 K16、K17 二层煤事实上起到了保护层作用。而设计布置首采面布置的 K16 煤层大部分在保护范围内，小部分不在保护范围内距地表很近，处于瓦斯风化带内。 （见图）开采保护层是目前防治煤与瓦斯突出最有效的措施之一。因此原水城县三岔沟煤矿、大寨煤矿、跨岩

29、脚三个煤矿对 K13、K14、K15 三层煤的开采，对K16、K17 二层煤事实上起到了保护层作用。2、保护层作用有效范围的圈定设计首采 16 号煤层，16 号煤层上距 15 号煤层的层间距平均为 24m，15 号煤层开采后，对下面的 16 号煤层的有效作用范围的有关参数，应根据实测资料确定，今后在生产过程中加强实测工作，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规定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保护层与被保护层之间的有效垂距可参用表 421保护层与被保护层之间的有效垂距保护层与

30、被保护层之间的有效垂距 表表421最大有效垂距/m煤层类型上保护层下保护层急倾斜煤层6080缓倾斜和倾斜煤层5010016 号煤层上距 15 煤层平均 24m，16 号煤层下距 17 号煤层平均 22m ,层间距均小于 50m。 ，符合规程规定要求。2）沿走向的保护范围卸压角暂按 56划定。并要求停采时间超过 3 个月、卸压比较充分。正在开采的保护层工作面，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层间垂距的两倍，并不得小于 30m。3）沿倾斜的保护范围沿倾斜的保护范围可参用表 4-2-3 进行计算确定。表 4-2-3 保护层沿倾斜的卸压角 卸压角 (。) 煤层倾角a(

31、。) l 2 3 4O 80 80 75 7510 77 83 75 7520 73 87 75 7530 69 90 77 7040 65 90 80 7050 70 ， 90 80 7060 72 90 80 7070 72 90 80 72根据本矿井煤层倾角等情况，沿开采煤层倾向的卸压角暂按 75划定。并要求停采时间超过 3 个月、卸压比较充分。矿井在今后的开采过程中，必须进行保护层保护效果及范围的实际考察，并不断积累、补充完善资料，以便尽快得出确定本矿保护层有效作用范围的参数。4、防止应力集中的影响为防止应力集中的影响，采掘工程期间应严格遵守以下规定：A、在二个或相邻的两个采区中，同一

32、阶段的突出煤层中进行采掘作业时，不得布置两个工作面相向回采和掘进。 B、突出煤层的掘进工作面，不得进入本煤层或邻近煤层采煤工作面的应力集中区。5、留煤柱时采取的措施留煤柱时应采取以下措施：A、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，应经上级技术秋理部门批准，并将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图上，应标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作时，必须采取防治突出的措施。B、保护层在特殊情况下非留煤柱不可时，必须按照防治煤与瓦斯突出规定表 18 填写煤柱记录表。保护层留有不规则煤柱时，必须按照其最外缘的轮廓划出平直轮廓线、并

33、根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定其有效影响范围，在被保护层进行采掘工作时，还应根据采掘瓦斯动态及时修改。6、掘进通风和局部扇风的选择A、掘进巷道必须采用局部通风机通风。煤巷、半煤岩巷和有瓦斯涌出的岩巷的掘进通风方式应采用压入式，不得采用抽出式。长距离掘进由于阻力加大，会出现通风困难，可采用 2 台风机联合运行，以增加风压克服阻力，保证风量供给。B、根据安监总煤矿2006251 号关于加强煤矿企业供用电安全管理工作的紧急通知要求，井下局部通风必须做到“三专（专用变压器、专用开关、专用线路供电）两闭锁（停风、停电后切断停风、停区内全部非本质安全型电气设备的电源） ” ， “双风机” 、

34、“双电源”必须做到自动切换。7、其它应注意的问题本矿未进行煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定。鉴于矿井处在国家划定的有煤与瓦斯突出危险矿区，因此所有可采煤层均视为具有突出危险煤层，对各煤层均按有煤与瓦斯突出危险进行管理。三、区域措施效果检验三、区域措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定规定：开采保护层的保护效果检验主要采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量等方法，也可以结合煤层的透气性系数变化率等辅助指标。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进行判断。当瓦斯压力（P/MPa）P0.74M Pa 时或最大残余瓦斯含量 W/（m3t-1）W8 时，则开采保护层措施

35、有效，反之，则检验结果仍为突出危险区，保护效果为无效。但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径 100m 内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时，则此检验测试点周围半径 100m 内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。区域验证：（1）在石门揭煤工作面对无突出危险区进行的区域验证，应当采用石门揭煤工作面突出危险性预测方法进行。在煤巷掘进工作面和回采工作面

36、分别采用工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列要求进行：1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证；2）工作面每推进 1050m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；3）在构造破坏带连续进行区域验证；4）在煤巷掘进工作面还应当至少打 1 个超前距不小于 10m 的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。（2）当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。只要有一次区域验证为有突出危险或超

37、前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。第三节第三节 局部综合防突措施局部综合防突措施一、局部综合防突措施基本程序和要求一、局部综合防突措施基本程序和要求局部综合防突措施需按以下程序和要求进行：1、工作面突出危险性预测是预测工作面煤体的突出危险性。工作面预测应当在工作面推进过程中进行。采掘工作面经工作面预测后划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。未进行工作面预测的采掘工作面，应当视为突出危险工作面。2、突出危险工作面必须采取工作面防突措施，并进行措施效果检验。经检验证实措施有效后，即判定为无突出危险工作面；当措施无效时，仍为突出危险工作面，必须采取补充防突措

38、施，并再次进行措施效果检验，直到措施有效。无突出危险工作面必须在采取安全防护措施并保留足够的突出预测超前距或防突措施超前距的条件下进行采掘作业。煤巷掘进和回采工作面应保留的最小预测超前距均为 2m。工作面应保留的最小防突措施超前距为：煤巷掘进工作面 5m，回采工作面3m；在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，但煤巷掘进工作面不小于7m，回采工作面不小于 5m。3、石门揭穿突出煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离 10m 之前，应当至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于 0.5m 的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。当需要测定瓦斯压

39、力时，前探钻孔可用作测定钻孔；若二者不能共用时，则测定钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。在地质构造复杂、岩石破碎的区域，揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离 20m 之前必须布置一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。4、石门、斜井工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离 5m 开始到穿过煤层进入顶（底）板 2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。揭煤作业前应编制揭煤的专项防突设计，报煤矿企业技术负责人批准。揭煤作业应当具有相应技术能力的专业队伍施工，并按照下列作业程序进行：1）探明揭煤工作面和煤层的相对位置；2）在与煤层保持适当距离的位置进行

40、工作面预测（或区域验证） ；3）工作面预测（或区域验证）有突出危险时，采取工作面防突措施；4）实施工作面措施效果检验；5）掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证；6）采取安全防护措施并用远距离爆破揭开或穿过煤层；7）在岩石巷道与煤层连接处加强支护。5、石门和斜井揭煤工作面的突出危险性预测必须在距突出煤层最小法向距离 5m（地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离）前进行。在经工作面预测或措施效果检验为无突出危险工作面时，可掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，再采用工作面预测的方法进行最后验证。若经验证仍为无突出危险工作面时，则在采取安

41、全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层；否则，必须采取或补充工作面防突措施。当工作面预测或措施效果检验为突出危险工作面时，必须采取或补充工作面防突措施，直到经措施效果检验为无突出危险工作面。6、石门和斜井工作面从掘进至距突出煤层的最小法向距离 5m 开始，必须采用物探或钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的最小法向距离不小于远距离爆破揭开突出煤层前要求的最小距离。采用远距离爆破揭开突出煤层时，要求石门、斜井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层 2m，其他煤层 1.5m。要求立井揭煤工作面与煤层间的最小法向距离是：急倾斜煤层 1.5m，其他煤层 2m。如果岩石松软、破碎，还应适当增加法

42、向距离。7、在揭煤工作面用远距离爆破揭开突出煤层后，若未能一次揭穿至煤层顶（底）板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业全过程。8、当石门或斜井揭穿厚度小于 0.3m 的突出煤层时，可直接用远距离爆破方式揭穿煤层。9、突出煤层的每个煤巷掘进工作面和采煤工作面都应当编制工作面专项防突设计，报矿技术负责人批准。实施过程中当煤层赋存条件变化较大或巷道设计发生变化时，还应当作出补充或修改设计。10、在实施局部综合防突措施的煤巷掘进工作面和回采工作面，若预测指标为无突出危险，则只有当上一循环的预测指标也是无突出危险时，方可确定为无突出危险工作面，并在采取安全防护措施、保留足够的预测超前距的

43、条件下进行采掘作业；否则，仍要执行一次工作面防突措施和措施效果检验。二、工作面突出危险性预测二、工作面突出危险性预测本矿工作面突出危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行，即使用 WTC 仪测定 K1 值和钻量进行。同时根据实际条件测定一些辅助指标，采用物探、钻探等手段探测前方地质构造，观察分析工作面揭露的地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象，实现工作面突出危险性的多元信息综合预测和判断。工作面地质构造、采掘作业及钻孔等发生的各种现象主要有以下方面：1）煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等；2）煤层赋存条件急剧变化；3）采掘应力叠加；4）工作面出现喷孔、顶钻等动力现象；5）工作面

44、出现明显的突出预兆。在突出煤层，当出现上述第 4） 、5）情况时，应判定为突出危险工作面；当有上述第 1） 、2） 、3）情况时，除已经实施了工作面防突措施的以外，应视为突出危险工作面并实施相关措施。本矿石门揭煤工作面的突出危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。煤巷掘进工作面突出危险性预测：采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工 3 个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工 2 个直径 42mm、孔深 810m 的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道

45、断面两侧轮廓线外 24m 处。钻孔每钻进 1m 测定该 1m 段的全部钻屑量 S，每钻进 2m 至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标 K1 或h2 值。各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按表 13 的临界值确定工作面的突出危险性。图 351 煤巷掘进工作面突出危险性预测钻孔布置图钻孔巷道2 410m2 4如果实测得到的 S、K1 或h2 的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。采煤工作面的突出危险性预测：对采煤工作面的突出危险性预测，仍选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。但应沿采煤工作

46、面每隔 1015m 布置一个预测钻孔，深度 510m，除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。煤与瓦斯突出预测仪器：矿井煤与瓦斯突出预测仪器配备见表 4-3-2 煤与瓦斯突出预测仪器配备表 表 4-3-2序号名 称推荐型号单位配备数量备注1瓦斯压力测定仪ACW 一 1台32瓦斯放散初速度测定仪瓦斯解吸仪及取样装备GWR VK 2套23瓦斯突出参数仪瓦斯突出综合预测突出危险预报仪 TwWTC、MZJWF套24风动钻机、轻便型防突钻机QHFZ-25；QFZ-22钻孔长度：

47、20m台25矿用塑料气动局部通风机SQF 一 5台26地勘用煤层瓦斯含量和成分测定仪AMG套2三、工作面防突措施三、工作面防突措施工作面防突措施是针对经工作面预测尚有突出危险的局部煤层实施的防突措施。其有效作用范围一般仅限于当前工作面周围的较小区域。1、掘进工作面的防突措施（1）石门揭煤情况及防突措施编制一采区布置石门时要揭穿 K17、K17 煤层均按突出煤层进行施工管理，必须按规定编制专项防突设计，并采取相应的防突措施。石门和斜井揭穿突出煤层的专项防突设计至少应当包括下列主要内容：1）石门和斜井揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置的基本情况；2）建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流

48、设施的措施；3）控制突出煤层层位、准确确定安全岩柱厚度的措施，测定煤层瓦斯压力的钻孔等工程布置、实施方案；4）揭煤工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标，预测及检验钻孔布置等；5）工作面防突措施；6）安全防护措施及组织管理措施；7）加强过煤层段巷道的支护及其他措施。2、石门揭煤防突措施1）本矿石门揭煤工作面的防突措施主要采用预抽瓦斯、排放钻孔、金属骨架、煤体固化等措施。对所实施的防突措施都必须进行实际考察，得出符合本矿井实际条件的有关参数。根据工作面岩层情况，实施工作面防突措施时要求揭煤工作面与突出煤层间的最小法向距离为：预抽瓦斯、排放钻孔及水力冲孔均为 5m，金属骨架、煤体固化措

49、施为 2m。当井巷断面较大、岩石破碎程度较高时，还应适当加大距离。2） 在石门揭煤工作面采用预抽瓦斯、排放钻孔防突措施时，钻孔直径一般为 75120mm。石门揭煤工作面钻孔的控制范围是：石门的两侧和上部轮廓线外至少 5m，下部至少 3m。本矿揭煤工作面施工的钻孔应当穿透煤层全厚。预抽瓦斯和排放钻孔在揭穿煤层之前应当保持自然排放或抽采状态。A、预抽瓦斯措施的要求是：1)煤层透气性较好，并有足够的抽放时间(一般不少于 3 个月）时，可采用预抽瓦斯措施；2）抽放钻孔布置到石门周界外 3-5m 的煤层内；3）抽放钻孔的直径为 75-100mm，钻孔孔底间距一般为 2-3m；4)在抽放钻孔控制范围内，如

50、预测指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效。B、排放钻孔措施的要求是：1)在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放措施；2)排放钻孔应布置到石门周界外 35m 的煤层内；3)排放钻孔的直径为 75l00mm，钻孔间距根据实测的有效排放半径而定，一般孔底间距不大于 2m。钻孔布置可参见下图所示；4)在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以下，措施有效；5)对于缓倾斜厚煤层，当钻孔不能一次打穿煤层全厚时，可采取分段打钻，但第一次打钻钻孔穿煤长度不得小于 15m，进入煤层掘进时，必须留有 5m 最小超前距离(掘进到煤层顶(底)板时不在此限)。下一次的排放钻孔参数(直径、间

51、距、孔数)应与第一次相同。3）石门揭煤工作面金属骨架措施一般在石门上部和两侧 0.51.0m 范围内布置骨架孔。骨架钻孔应穿过煤层并进入煤层顶（底）板至少 0.5m，当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层的深度不应小于 15m。钻孔间距一般不大于 0.3m，对于松软煤层要架两排金属骨架，钻孔间距应小于 0.2m。骨架材料可选用 8kg/m 的钢轨、型钢或直径不小于 50mm 钢管，其伸出孔外端用金属框架支撑或砌入碹内。插入骨架材料后，应向孔内灌注水泥砂浆等不燃性固化材料。揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。4） 石门揭煤工作面煤体固化措施适用于松软煤层，用以增加工作面周围煤体的强度。向煤体注入固

52、化材料的钻孔应施工至煤层顶板 0.5m 以上，一般钻孔间距不大于 0.5m，钻孔位于巷道轮廓线外 0.52.0m 的范围内，根据需要也可在巷道轮廓线外布置多排环状钻孔。当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层的深度不应小于 10m。各钻孔应当在孔口封堵牢固后方可向孔内注入固化材料。可以根据注入压力升高的情况或注入量决定是否停止注入。固化操作时，所有人员不得正对孔口。在巷道四周环状固化钻孔外侧的煤体中，预抽或排放瓦斯钻孔自固化作业到完成揭煤前应保持抽采或自然排放状态，否则，应打一定数量的排放瓦斯钻孔。从固化完成到揭煤结束的时间超过 5 天时，必须重新进行工作面突出危险性预测或措施效果检验。3、

53、煤巷掘进防突措施1）煤巷掘进防突措施编制煤巷掘进和采煤工作面的专项防突设计应当至少包括下列内容：煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况；建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施；工作面突出危险性预测及防突措施效果检验的方法、指标以及预测、效果检验钻孔布置等；防突措施的选取及施工设计；安全防护措施；组织管理措施。矿井各煤层采用的煤巷掘进工作面和采煤工作面各种局部防突措施的效果和参数等都要经实际考察确定。2） 本矿突出危险的煤巷掘进工作面选用超前钻孔（包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔）防突措施。3） 煤巷掘进工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要

54、求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为4275mm 的钻孔排放瓦斯。若突出煤层煤巷掘进工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，应按石门揭煤的措施执行。4）采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：近水平、缓倾斜煤层 5m，倾斜、急倾斜煤层上帮 7m、下帮 3m。当煤层厚度大于巷道高度时，在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于 7m，巷道下部煤层控制范围不小于 3m；钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效抽放或排放半径确定；钻孔直径应当根据煤层赋存条

55、件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径 4275mm 的钻孔。若钻孔直径超过 120mm 时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数；钻孔施工前，加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面煤壁。4、采煤工作面的防突措施（1） 本矿采煤工作面采用的工作面防突措施有超前排放钻孔、预抽瓦斯等防突措施。（2） 采煤工作面采用超前排放钻孔和预抽瓦斯作为工作面防突措施时，钻孔直径一般为 75120mm，钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数；超前排放钻孔和预抽钻孔的孔数

56、、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放或抽放半径确定。四、工作面措施效果检验四、工作面措施效果检验1、 在实施钻孔法防突措施效果检验时，分布在工作面各部位的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。工作面防突措施效果检验必须包括以下两部分内容：1）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等)，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断；2）各检验指标的测

57、定情况及主要数据。采面超前钻孔布置图采面超前钻孔布置图2、石门和其他揭煤工作面防突措施效果检验 对石门和其他揭煤工作面进行防突措施效果检验时，选择钻屑瓦斯解吸采面回风巷采面运输巷采空区超前钻孔超前钻孔800超前钻孔BBBBAAAA指标法，但所有用钻孔方式检验的方法中检验孔数均不得少于 4 个，分别位于石门的上部、中部和两侧。如检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未发现其他异常情况，则措施有效；反之，判定为措施无效。3、煤巷掘进工作面防突措施效果检验煤巷掘进工作面执行防突措施后，应当选择钻屑指标法进行措施效果检验。检验孔应当不少于 3 个，深度应当小于或等于防突措施钻孔。如果煤巷掘

58、进工作面措施效果检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少 2m 检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。4、采煤工作面防突措施效果的检验对采煤工作面防突措施效果的检验参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。但应当沿采煤工作面每隔 1015m 布置一个检验钻孔，深度应当小于或等于防突措施钻孔。如果采

59、煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔深度相等，则可在留足防突措施超前距并采取安全防护措施的条件下回采。当检验孔的深度小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有 2m 检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。第五章第五章 突出预兆安全防护措施突出预兆安全防护措施一、突出的基本特征及预兆一、突出的基本特征及预兆在井下采掘过程中，煤与岩石常常一瞬间被从煤体中抛出，并喷出大量瓦斯，这种现象叫煤与瓦斯突出，简称为突出。煤与瓦斯突出事故不仅会造成采掘工作面和通风系统的破坏，

60、同时大量煤与瓦斯以极快的速度喷出，还可能会充塞巷道，造成人员窒息和瓦斯爆炸、燃烧及煤（岩）埋人事故。煤与瓦斯突出前，一般都有预兆，没有预兆的突出极少。突出预兆可分为有声预兆和无声预兆。有声预兆：煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮、以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。声音由远到近，由小到大，有短暂的，有连续的，时间间隔长短也不一致。煤壁发生震动和冲击，顶板来压，支架发出折裂声。无声预兆：工作面顶板压力增大，煤壁被挤压，片帮掉渣，顶板下沿或底板鼓起；煤层层理紊乱、煤暗淡无光泽、煤质变软；瓦斯忽大忽小，煤壁发凉，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象。井下工作人员发现上述预兆后，应立即向有关部门报告，及

61、时采取措施。情况严重时，应立即停止作业，迅速迎着风流撤出。二二 、防突基本措施、防突基本措施1、采掘工作面必须有可靠的、独立的通风系统，否则严禁进行施工作业。2、层采掘工作面掘进过程中，严禁任何形势的两个采掘工作面串联通风。3、层掘进工作面必须使用抗静电硬质风筒通风。5、采掘工作面巷道如需更换、维修或回收支架时，必须有防止因煤体垮落而引起突出的措施。6、矿长、工程师每季度必须对防突措施的实施情况作出检查，并进行平衡工作。 7、矿自查自纠小组必须每半月对工作面的防突措施进行检查，检查结果报矿长、工程师，发现问题，立即解决。8、安全检查员必须对矿井防突工作作出监督检查，制止违章作业及违章指挥，并行

62、使违章罚款或提出其他处理意见，对突出隐患，要求在限期内解决，对威胁安全生产和可能造成突出事故的作业场所，必须令其停止作业，撤出人员。9、井下所有的工作人员，必须接受防突知识培训，熟悉突出的预兆和防治突出的基本知识，经考试合格，方准从事井下工作。10、井下所有的工作人员，必须熟悉突出发生时的避灾线路。11、井下所有的工作人员，必须熟悉突出发生时的的自救和互救常识，进行现场救护。12、必须保证正常的防突设施、设备材料供应，配齐必用的常用药品。14、工作面在作业过程中，发现或靠近地质构造、破坏带，煤层倾角和厚度发生急剧变化地带时，必须反复认真检查防治突出措施的实际效果，如果防治突出的措施未能达到预期

63、效果，必须立即停止 层采掘工作面工作，及时采取补救措施。15、跟头瓦检员必须随时检查所辖范围内的瓦斯、煤尘等“一通三防”情况。16、采掘工作面放炮作业时，所有不装药的眼、孔（防突措施孔、预测预报孔、效果检验孔）都应用不然性材料充填，充填深度应不小于爆破孔深度的1.5 倍。严禁将预测孔、防突措施孔及校检孔作炮眼使用。17、采掘工作面需放炮作业时，严格执行“一炮三检”和“三人联合换牌”的放炮制度。18、更换、维修或回收支架时必须采取措施预防煤体垮落而引起突出。(1)巷道周边必须用刹杆插严背实，严禁空帮空顶。(2)超前支护必须紧抵迎头，护顶刹杆必须铺严。(3)跟班矿长必须随时检查巷道的支护情况，确保

64、支护完好。19、严禁使用风镐落煤。20、必须加强局部通风管理，除瓦检员外，严禁任何人员停开局部通风机。21、采掘工作面需放炮作业时，迎头打眼、装药时，安全员、瓦检员必须在现场监督检查。19、预测预报孔、防突措施孔、效果检验孔必须严格按设计施工，如因特殊情况，不能打到设计深度时，必须说明原因。三、安全防护措施三、安全防护措施1、井下设置避难硐室(1)避难硐室设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点，避难硐室的数量及其距采掘工作面的距离应根据具体条件由矿技术负责人确定；(2) 避难硐室必须设置向外开的隔离门，室内净高不得低于 2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于 0

65、.5m2。避难硐室内支护采用砌碹支护并保持良好，设有与矿井地面调度室的直通电话；(3) 避难硐室内必须设有供给空气的设施，本矿采用压缩空气供风，并有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴。避难硐室内供风量根据避难最多人数每人供给不少于 0.3m3空气；(4) 避难硐室内应根据避难最多人数配备足够数量的自救器；(5) 避难硐室内必须设有防尘水管，并安有闸阀和出水管头。2、压风自救系统(1)压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；(2)压风自救系统应设在距采掘工作面 2540m 的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔 50m 设置一组压风自救系统；(

66、3)每组压风自救系统应可供 58 人用，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min；(4)在矿井建设初期，为防煤层掘进工作面在不放炮时发生突出事故，在工作面后方 50m 以内设置避难所，避难所内设置压风自救系统，压风自救器和压缩氧自救器按最多井下工作人员数确定配置压风系统随时保证供风。3、个体防护措施突出矿井的入井人员必须携带隔离式自救器。4、其它防护措施（1）必须在掘进工作面的进风侧设置防突反向风门，具体如下：1）反向风门必须设在 层掘进工作面进风侧，防止突出时的瓦斯能沿回风道进入回风系统。2）反向风门必须牢固，并安设两道，风门墙用砖砌筑，镶入巷道周边岩石不得小于 0、3 米，风门墙厚不得小于 0、8 米，门和门框可采用坚固的木质结构，风门厚度不小于 50 毫米，门框厚度不小于 100 毫米，两道风门之间的距离不得小于 5 米。3）掘进工作面放炮作业时，放炮时风门必须关闭，对通过门框的风筒，必须设有铁与软质风筒相接的隔断装置。4）放炮后，达到进入检查时间，有关人员进入掘进工作面检查时必须将风门打开顶牢。（2）采掘工作面需放炮作业时，必须采取远距离放炮，远距离放炮的地点设置在采掘工作