21201运输巷防治煤与瓦斯突出设计
及安全技术措施
编 制：
总工程师：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长：
矿 长：
编制日期：二○一四年四月二十三日
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《21201运输巷防治煤与瓦斯突出设计
及安全技术措施》会审表
参加部门 签字 日期 参加部门 签字 日期 会审意见： 技术负责人意见： 签字： 日期： 矿长意见： 签字： 日期： 2
《规程或措施》贯彻学习表 《21201运输巷防治煤与瓦斯突出设计及安全技术措施》 早 班 中 班 夜 班 参加人数: 参加人数: 参加人数: 参加人员(签名): 参加人员(签名): 参加人员(签名): 队 长: 队 长: 队 长: 贯彻人: 贯彻人: 贯彻人: 年 月 日 年 月 日 年 月 日 部门负责人:
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前 言
更班煤矿井田含可采和局部可采煤层3层，分别为Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ号煤层，经煤层煤与瓦斯突出基本参数测试，+200水平Ⅰ、Ⅱ煤层以上均无煤与瓦斯突出危险性。根据预测在+0米标高Ⅲ号煤层瓦斯压力为1.8MPa、Ⅱ号煤层瓦斯压力为1.83MPa、Ⅰ号煤层瓦斯压力为1.89 MPa。更班为煤矿21201工作面运输设计标高为+320米，为21201工作面进风、行人、管线辅设、运输、排水、避灾等用。
为认真执行“安全第一，预防为主“的安全生产方针政策,为保证21201运输巷掘进工作面施工安全，杜绝煤与瓦斯突出事故的发生,根据安全生产管理要求,必须严格落实两个“四位一体”的综合防突措施。为了保证防治煤与瓦斯突出工作安全有序地开展，达到抽、采、掘平衡，保证煤矿健康、稳定地发展，依据煤矿安全生产相关法律、规程、规范并结合更班煤矿安全生产技术条件编制《21201运输巷防治煤与瓦斯突出设计》。
煤矿防治煤与瓦斯突出是一项系统工程，是一项技术要求较高的长期性工作；同时与矿井开拓、开采紧密联系；同时离不开设备、设施的装备，相关防突人员的配备，组织机构与制度的建立健全。
一、设计依据：
1、 《中华人民共和国煤炭法》（1996.8）； 2、 《中华人民共和国安全生产法》（2002.6.29）； 3、 《中华人民共和国矿山安全法》（1992.11.7）；
4、 枣庄市工业设计院2010年12月编制的《贵州青利集团股份有限公司更班煤矿技术改造初步设计》；
5、 枣庄市工业设计院2011年5月编制的《贵州青利集团股份有限公司更班煤矿技术改造初步设计安全专篇》；
6、 贵州省煤矿设计研究院2011年4月编制的《贵州青利集团有限公司更班
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煤矿瓦斯抽采设计》。
7、 贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司2013年3月编制的《贵州青利集团有限公司更班煤矿防治煤与瓦斯突出设计》
8、 《防治煤与瓦斯突出规定》（2009年）； 9、 《煤矿安全规程》（2011年）；
10、 《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》（GB50471-2008）； 11、 《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）；
12、 《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047—2007）； 13、 更班煤矿安全产全相关技术资料。
二、设计原则
1、坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针和“管理、装备、培训并重”的原则；
2、严格执行两个“四位一体”的综合防治煤与瓦斯突出措施，即作到区域防突措施先行，局部防突措施补充。达到抽、采、掘平衡。
3、依靠科技进步，结合本矿井的实际情况，采用比较成熟的技术、设备、仪器、仪表提高矿井的综合防突能力。
4、作到较小的工程量与防突程费用的投入达到最佳的防治效果。
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目 录
前 言 ...................................................................................... 4 第一章 概况 ............................................................................ 8
第一节 工程概况 ........................................................................................................................................... 8 第二节 工程地质情况 ..................................................................................................................................... 8 一、井上下相对位置及邻近采区开采情况 ................................................................................................... 8 二、岩（煤）层赋存特征 ............................................................................................................................... 9 三、构造 ......................................................................................................................................................... 12 四、工程地质条件 ......................................................................................................................................... 13 第四节 其它开采技术条件 ......................................................................................................................... 14
第二章 巷道布置及施工工艺 .............................................. 20
第一节 巷道布置 ......................................................................................................................................... 20 第二节 巷道断面及支护设计 ..................................................................................................................... 21 第三节 施工方法及主要工艺 ................................................................................................................. 21
第三章 防突相关系统情况 ................................................ 22
一、通风系统 ................................................................................................................................................. 22 二、抽放系统 ................................................................................................................................................. 23 三、监控系统 ................................................................................................................................................. 24 四、防突设施 ................................................................................................................................................. 24
第四章 区域性综合防突措施 ................................................ 25
第一节 区域性突出危险性预测 ................................................................................................................... 25 第二节 区域性防突措施 ............................................................................................................................... 26 第四节 区域性防突措施的效果检验 ..................................................................................................... 33 第五节 区域验证 ......................................................................................................................................... 35
二、煤巷掘进工作面的区域验证 ......................................................................................................... 36
第五章 局部综合防突措施 .................................................. 37
第一节 工作面突出危险性预测 ................................................................................................................. 37 一、工作面突出危险性预测方法 ................................................................................................................. 37 二、揭煤的突出危险性预测 ......................................................................................................................... 38 三、沿煤层掘进的预测 ................................................................................................................................. 38 第二节 工作面防突措施 ............................................................................................................................. 39 第三节 工作面措施效果检验 ..................................................................................................................... 42 第四节 安全防护措施 ................................................................................................................................. 45 一、设置挡拦 ................................................................................................................................................. 45 二、防突风门 ................................................................................................................................................. 46 三、压风自救 ................................................................................................................................................. 48 四、个体防护 ................................................................................................................................................. 49 五、避难硐室 ................................................................................................................................................. 49
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六、停电撤人的措施 ..................................................................................................................................... 50 七、远距离放炮 ................................................................................................................ 错误!未定义书签。 八、其它安全防护措施 ................................................................................................................................. 51
第六章组织措施 ...................................................................... 53 第七章 安全技术措施 .......................................................... 56
一、打钻、封孔及测压安全技术措施 ......................................................................................................... 56 三、爆破安全技术措施 ................................................................................................................................. 60 四、瓦斯管理措施 ......................................................................................................................................... 61 五、监测监控措施 ......................................................................................................................................... 62 六、机电设备管理措施 ................................................................................................................................. 63 七、巷道贯通防突安全措施 ......................................................................................................................... 63 八、其他安全措施 ......................................................................................................................................... 65
第八章 避 灾 .................................................................. 66
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第一章 概况 第一节 工程概况
工程名称：更班为煤矿21201运输巷
工程目的：为21201工作面进风、行人、管线辅设、运输、排水、避灾等。 工程量：850米 服务时间： 12个月
巷道类别：回采巷道（沿2煤层掘进） 掘进方法：为钻爆法施工。
第二节 工程地质情况
一、井上下相对位置及邻近采区开采情况
巷道井下位置：21201运输巷位于二一采区皮带运输上山北帮的+320m水平，位于Ⅱ煤层中。巷道的南侧为二一轨道上山，开口北侧为二一采区总回风上山和二一轨道上山之间的保安煤柱。
巷道位置详见附图1 21201运输巷设计平面图。
地面情况：巷道对应地表均为山区，无河流流经该区，无村庄和农田，无建筑物，地表标高为+827m～+875m，巷道底板标高为+350m，井上下垂高在+525m～+477m之间，因此，在巷道掘进施工过程中，井上下相互之间无影响。见表1
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水平名称 二水平 采区名称 二一二0一采区 地面标高 +827m～+875m 巷道底板标高 +320m 地面的相对位置地面情况：巷道对应地表均为高山区，无河流流经该区。 情况 井下位置及掘进21201运输巷及专用回风巷位于二一采区+350m水平。对对地面设施的影应地表全部为高山区，巷道与地表之间的垂高在+477m～响 +525m之间。地表无村庄和农田，无建筑物。 邻近采区、煤层、巷道位于Ⅱ煤中，南侧为二一轨道上山，北侧为总巷道对掘进巷道回风上山和二一轨道上山之间的保安煤柱，东面是80215的影响情况 采空区，西面是Ⅱ煤层。 表1 地面相对位置及邻近采区开采情况表
二、岩（煤）层赋存特征
1、煤层
矿区煤层简述如下：
更班井田与平寨井田相邻，煤层地质特征相似。含煤地层为下石炭统祥摆组（C1x），岩性主要为灰色厚层钙质泥岩、泥质灰岩、夹砂岩、石英砂岩、透镜状灰岩。地层厚度大于210m。区内Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层产于祥摆组中下部。
Ⅰ煤：煤层厚0.12～1.55m，一般0.60～0.9m，井田平均厚度0.69m，煤层结构单一，其底板距下伏汤粑沟组（C1t）顶部60-95m，煤层顶板为粉砂岩、砂岩，底板为砂岩，属区内较稳定型局部可采极薄层煤。
Ⅱ煤：煤层厚0.8～3.28m，一般1.2～1.5m，井田平均厚度1.44m，局部见一层夹矸，厚0.08～0.74m，结构单一，煤层顶板为粘土岩夹砂岩，底板为砂岩。与Ⅰ煤层间距3.5～8.7m，一般5.0～7.5m，属井田内厚度稳定的主要可采煤层。
Ⅲ煤：煤层厚0.04～1.45m，一般厚0.5～0.8m，井田平均厚度0.62m，局部见一层夹矸，厚0.08—0.49m，结构单一，其顶板距上覆旧司组（C1j）底部
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80-120m，煤层顶板为粘土岩夹砂岩，底板为砂岩。与Ⅱ煤层间距13.6～27.6m，一般14.0～21.0m。属区内较稳定型局部可采极薄层煤。各煤层特征详见表1-1-1：
表1-1-1 主要可采煤层主要特征表
煤层名称 煤层厚度 煤层结 最小～最大 平均（m） 0.5～0.8 单一煤Ⅰ 0.62 1.2～1.5 Ⅱ 1.44 m 煤系地层综合柱状图 矸 15—19粘土岩夹砂岩 砂岩 层 1层夹23 粘土岩夹砂岩 砂岩 5—6m 岩 23 粉砂岩砂砂岩 构 煤层 煤层间顶底板 倾角 距（m） (º) 顶板 底板 10
10Cx987Cx65432Cx111
２、煤质
矿区范围内I号煤层为低灰、高硫、特低挥发份、特高热值无烟煤； II号煤层为特低灰、中高硫、特低挥发份、特高热值无烟煤；III号煤层为低灰、中高硫、特低挥发份、特高热值无烟煤。更班井田Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层的煤质分析结果见如下表1-1-2。
III煤层原煤含硫量＞3%，属高硫煤层。
表1-1-2 煤 质 指 标 一 览 表
煤层编号 III II I 水份 Mad（%） 最小-最大 平均 0.61-1.44 1.03 0.79-1.37 1.08 0.91-1.15 1.03 灰份 Ad（%） 最小-最大 平均 挥发份 Vdaf（%） 全硫 St,d（%） 发热量 (Qget)MJ/kg 最小-最大 平均 最小-最大 最小-最大 平均 平均 13.32-14.35 6.46-7.52 2.47-4.25 35.77-36.34 13.84 6.99 2.76 36.06 12.42-13.26 8.38-9.20 2.08-2.71 35.88-35.92 12.84 8.79 2.40 35.90 9.68-12.34 7.40-7.91 2.35-3.46 35.84-36.16 11.01 7.66 3.16 36.00 三、构造
更班煤矿位于茂兰向斜南东东翼中段，为一倾向15°～25°的单一构造，地层倾角9°～38°，平均20°。
矿区内主要发育有F18、F17、F16、F15、F14、F13、F12-1、F12-2断层，现分述如下：
1、F18逆断层，位于矿区北东部，延伸长度2.37km，大部分在矿区范围以外。F18，倾向290—304°，平均297°，倾角60°左右，落差60m左右。F18对煤层破坏较大，对开采影响较大。
2、F17正断层，位于矿区5号拐点以外，延伸长度1.09km，倾向270—290°，平均280°，倾角54°左右。由于F17位于矿区外和煤层以下，所以，F17对煤
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层开采影响很小。
3、F16正断层，位于矿区边部的5、6、7号拐点附近，大部分出露于矿区范围以外。F16，延伸长度1.12km，倾向298—314°，平均306°，倾角63°左右，落差8m左右。
4、F15逆断层，位于矿区南东范围，延伸长度2.12km。倾向280—294°，平均287°，倾角68°左右，落差15m左右。
5、F13逆断层，位于矿区南部，延伸长度0.31km。倾向307—315°，平均311°，倾角65°左右，落差10m左右。
6、F12-1、F12-2断层，近直立，延伸长度2.02km、2.40km，二者均位于矿区南西边部，走向116°，落差5m左右。
根据调查，矿山在以往生产过程中，偶见长3～10m，断距0.5～1m的小断裂，对煤层破坏较小，对开采影响不大。
根据采掘工程揭露情况该工程受构造影响不大。
四、工程地质条件
1、含煤地层工程地质条件
多以碎屑岩为主，局部夹碳酸盐岩。碎屑岩以细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、煤层为主，多为层状结构，少量碎裂结构；碳酸盐岩以灰岩、菱铁质灰岩为主，厚度普遍较小，多为块状结构，少量碎裂结构。该地层中硅质细砂岩、灰岩、菱铁质灰岩属坚硬岩，力学强度高，遇水时不易软化，岩体稳定性中等；钙质细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩属中等坚硬岩组，力学强度中等，有一定遇水软化性，岩芯以短～长柱状、块状为主，岩石完整性较好，岩体稳定性中等；粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层属软弱岩组，力
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学强度很低，遇水时极易软化，塑性强，岩石完整性不好，岩体稳定性很差，巷道掘至该层段时，易产生顶部塌陷及底鼓、片帮等现象，钻孔揭露岩芯多呈短柱状、薄饼状、碎块状、砂状。
该地层在地表浅部为中风化及强风化带，岩石容易碎裂，并伴有浅层风化裂隙水出露，而随着深度的增加，风化程度逐渐减弱，岩体稳定性差，工程地质条件不好。
2、工程地质条件预测评价
综上所述，Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层顶、底板稳定性一般，如果支护不良，可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题，故本矿区工程地质条件为中等。在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。
第四节 其它开采技术条件
一、水文地质类型
（1）地层及其含水性
更班井田位于茂兰向斜，北以甲界河为界，南以F12与平寨井田分界。出露地层主要为石炭系下统汤粑沟组、祥摆组、旧司组、上司组、摆佐组及石炭系中统黄龙组、马平组。
上司组～马平组主要出露于井田西部，主要由浅海台地相厚层、巨厚层碳酸盐岩组成，构成了井田内地下岩溶水的主要含水层位，尤其以质纯、巨厚的黄龙组—马平组灰岩岩溶发育充分，最为富水。地下水主要以地下暗河及岩溶裂隙水的形势赋存于岩溶含水层中。各岩溶含水层之间无稳定的隔水层，岩溶水的迳流、排泄统一受区域性的茂兰暗河的地下水系的控制。水位变幅一般3—30m，迳流模数约3.85（l/s·km2），水化学类型以HCO3-—Ca--为主，HCO3-—Ca--＋Mg--次之，矿化度0.2～0.3（g/l），PH=6.9～8.2。上司组之下的砂、
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泥岩为岩溶含水层的隔水层。
汤粑沟组-旧司组分布于井田东部，主要由滨海相砂、泥岩及少量泥灰岩、灰岩组成，为井田内非岩溶区的含水层，同时亦为区域性的隔水层。地下水主要以裂隙潜水和裂隙承压水两种方式赋存于岩层中。
裂隙潜水：主要赋存于风化带中，以微裂隙含水为主，直接受大气降水补给，自分水岭沿斜坡迳流、排往溪沟、河流。泉的出露与地形和含水层的露头配置相关，而与高程无关。泉水流量一般为0.1l/s左右，最大不超过1l/s。旱季迳流模数为0.45～2.67l/s·km2，水化学性质以HCO3-.SO4--—Ca--水为主，矿化度0.042～0.2g/l，一般小于0.1g/l。PH=5.1-7.1，一般小于7，硬度一般小于4.2（德度）。
裂隙承压水：主要赋存于石英砂岩、含钙石英砂岩及砂岩层中，为微裂隙水，受潜水流补给，无泄水区，位于近露头区沟谷、低地中的钻孔经止水后可形成自流，钻孔单位涌水量小于0.01l/s·m，无开采价值。
（2）矿床的充水条件及充水水源 ①含水层对矿床的充水
因煤层产于隔水层与弱微裂隙含水层互层结构的含水岩系中，且多出露于斜坡中部，上距灰岩含水层65—260m，故岩溶水一般不对矿床充水。对矿井充水的地下水为斜坡上的潜水流及采煤作用范围内的煤系微裂隙承压水。
对矿井充水的潜水为煤层露头线以上的潜水流。根据广西第九地质队的观测，更班井田潜水流对被揭露的斜井、平巷充水量为0.0138—0.244 l/s，随晴雨变化显著，变化系数为3—5。潜水流对矿井的充水主要为井田开采过程中煤层露头线以上的斜坡潜水流沿人工裂隙带及透水层下渗，回流涌入矿井。据伍家河旱季流量观测平均模数计算得更班～平寨段Ⅱ煤露头线以上的潜水流单位涌水量为0.00134l/s·m。
煤系承压水对矿井的充水，根据ZK207（63勘探线）钻孔抽水试验结果，涌水量为0.0462—0.1566 l/s，单位涌水量0.00130—0.00231 l/s·m，渗透系数0.0065m/d。
②断层对矿井的充水
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区内断层发育，落差小于1m及1—4m的小断层较多。据坑道观察，断层附近（多为上盘）裂隙增多，形成局部滴水，具微至弱的透水性。
③河流对矿井的充水
小寨河从矿区北部通过，切割煤系地层，河床宽11—15m，旱季流量0.084m3/s，洪水流量58.5m3/s。河床下煤系地层由陡变缓，在保留煤柱条件下，河流只能通过受其切割的透水层露头，作自然渗透对矿井充水，充水量小。
（3）矿井实际充水概况
更班煤矿采用平硐开拓，西大巷长2200m，控制倾向斜深200~400m。一、二、三采区为上山开采，八、九及八○采区为下山开采。据调查，矿区充水形式为不均匀的分散滴水。
更班煤矿矿井水主要来自于西大巷的上山巷，即一、二、三采区所形成的采空区；西大巷深部的八、九采区已封闭，调查时无涌水到西大巷的现象，推测其采空区内存在积水。此外，调查发现西大巷主巷道顶板有3处出现顶板淋水及4处老巷道涌水现象，其顶板岩性为泥灰岩、泥质灰岩及砂岩等，富水性中等，裂隙较为发育，充水因素为含煤地层所夹碳酸盐岩中赋存的浅层地下水由裂隙贯通所致。西大巷各采区涌水均由西大巷排水沟自流排出地面。2007年8月7日，测得西大巷涌水流量为34.4l/s；2007年9月7日，测得西大巷涌水流量为25.73l/s。据访问，平水期西大巷涌水流量约为调查时的1/3。
八○采区涌水采用两级提水，各采掘工作面及巷道涌水汇集于井底小水仓内。根据矿方提供的情况，八○采区丰水期涌水量为380~460m3/d。正常情况下八○采区正常涌水量为127.5~178.5m3/d。
综上所述，更班煤矿最大涌水量为1505.66m3/d（2007年8月7日），正常情况下矿井总涌水量约为1009.2m3/d。
（4）广西第一、六、九地质队补充勘探报告中的水文地质条件为矿床浅部的水文地质条件，不能完全反映矿床深部的水文地质条件，+460—0m位于潜水
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面以下，采空区形成，造成采空区大量积水，原封孔不好，可能大量涌水，在开采过程中，注意井下抽排水工作。
综上，更班煤矿水文地质勘探类型为二类二型，属裂隙充水矿床，矿井水文地质类型性属中等类型。
二、瓦斯、煤尘、煤的自燃及地温
1、瓦斯
⑴、瓦斯等级鉴定
根据贵州省煤炭管理局《对黔南州煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》（黔煤行管字［2007］64号），《对黔南州煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》（黔煤生产字［2007］487号），《对黔南州煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》（黔煤生产字［2008］1457号），更班煤矿全矿井绝对瓦斯涌出量为5.23～10.18m3/min，相对瓦斯涌出量为23.68～35.24m3/t；绝对二氧化碳涌出量为1.24～2.13m3/min，相对二氧化碳涌出量为5.48～8.00m3/t（详见表1-1-2）。通过分析，矿井瓦斯主要来源于采掘工作面和采空区及其他涌出，采掘工作面涌出量全矿瓦斯总量的85.18%(其中回采工作面涌出量占51.85%，掘进工作面涌出量占33.33%)，其次为采空区及其它瓦斯涌出，占全矿瓦斯总量的43.8%。
表1-1-2 更班煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果表
瓦斯 全矿井 年度 绝对量 相对量 绝对量 相对量 m3/min 2006年度 2007年度 2008年度
二氧化碳 全矿井 矿井瓦斯等级 m3/t m3/min m3/t 7.74 8.00 5.48 高瓦斯矿井 高瓦斯矿井 高瓦斯矿井 17
5.23 23.68 1.71 2.13 1.24 10.18 35.24 6.54 28.84
根据煤炭管理局鉴定报告的批复，该矿井2006、2007、2008三年瓦斯等级均为高瓦斯矿井。 (2)、煤与瓦斯突出鉴定
根据2010年，更班煤矿委托中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室，进行《贵州青利集团有限公司更班煤矿I、II煤层煤与瓦斯突出危险性》鉴定，2010年6月，提交鉴定报告。
根据鉴定报告，瓦斯增测项目测定结果如下表
更班煤矿I、II煤层煤与瓦斯突出基本参数测定结果汇总表 煤层煤层 破 编号 坏类型 I II III III 煤体坚瓦斯放散初瓦斯压力 固 速 （MPa） 性系数f △p（mmHg） 0.68 0.54 19.910 19.094 0.47 0.40 初始瓦斯 释放膨胀能(mj/g) 47.95 46.22 根据鉴定报告，更班煤矿I、II煤层在开采标高+200m以上无突出危险性。 针对更班煤矿煤层具突出危险性，矿井在今后的生产建设中，必须加强矿井瓦斯地质工作，进一步探明煤层的瓦斯赋存情况和地质构造情况，密切关注煤层或软分层厚度的变化情况，以便采取相应的防范措施。
矿井采掘工程施工时，必须加强瓦斯监测，做好防突工作，杜绝瓦斯事故发生。
2、煤尘爆炸性
根据矿方提供的由贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层所做的煤尘爆炸性鉴定结果如下表：
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更班煤矿煤尘爆炸性鉴定结果表
爆炸抑制煤尘性 火焰 水份 灰份 挥发份 爆炸最低鉴定长度Mad（%） Ad（%） Vdaf（%） 岩粉量结论 (mm) （%） 2.50 2.81 2.30 1.53 2.12 2.43 1.98 1.74 1.98 2.06 1.94 1.63 7.56 9.72 8.76 3.46 9.12 9.06 9.68 9.34 9.62 10.20 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0 无 无 无 无 无 无 无 无 无 无 无 无 工业分析 爆炸性试验 煤层 编号 I I I II II II II III III III III III
10.02 9.78 8.14 10.06 9.63 10.01 9.72 9.12 9.08 10.50 8.79 9.82 10.03 9.56 根据鉴定结果，更班煤矿Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层均无煤尘爆炸性。 3、煤炭自燃倾向性
根据矿方提供的由贵州省六枝工矿（集团）恒达勘察设计有限公司实验室对Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层所做的煤炭自燃倾向等级鉴定结果如下表： 更班煤矿煤层自燃倾向性鉴定结果表
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工业分析 煤层 编号 I I II II III III III 全硫 水份 灰份 挥发份 St.dMad（%） Ad（%） Vdaf（%） （%） 2.50 2.37 1.53 1.59 1.74 1.48 1.53 7.56 7.49 3.46 3.41 10.06 5.23 4.76 9.06 9.18 9.62 9.26 10.50 9.31 9.02 1.42 1.40 1.25 1.37 1.22 1.46 1.38 自燃倾 向性鉴 煤吸氧量(cm定结论 ³/g）干煤 0.51 0.89 0.56 0.71 0.65 0.84 0.94 三类 三类 三类 三类 三类 三类 三类 根据鉴定结果，更班煤矿Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ煤层自燃倾向分类均为Ⅲ类，属不易自燃煤层。 4、地温
通过对更班zk5402号钻孔进行地温测量，于孔深100米时，地温17.7℃，至836.5米，地温增至36.6℃，地温率为2.7℃/100米，平均增长率低于正常增温率。
第二章 巷道布置及施工工艺
第一节 巷道布置
巷道布置在二一采区Ⅱ煤层中，距21201回风巷80m,巷道底板标高+320m，方位（真）α=27°30′、坡度ι=+5‰、设计长度L=850m。详见附
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图：巷道布置图
第二节 巷道断面及支护设计
一、巷道断面
21201运输巷道断面为半梯形，掘进毛中高度为2.50mm,毛下宽为3.40mm，掘进毛断面积S毛=8.50m2；净中高度2.40m，净宽度3.20m，净断面积S净=7.68m2。水沟布置在巷道前进方向左侧,水沟规格为200×200mm2。巷道断面尺寸见附图。
二、支护方式
采用锚杆支护，锚杆采用等强度的螺纹钢锚杆，间排距800mm×800mm，每根锚杆采用2卷树脂锚固剂锚固。托板选用厚度为10mm的钢板加工制作，规格为150mm×150，锚杆外露长度不大于100mm。金属网为直径φ6.5mm的钢筋编制的方格网，网格100mm×100mm，网边压茬连接，压茬长度100mm，压茬部分采用铁丝扭接，扣扣相连。
巷道支护见图
第三节 施工方法及主要工艺
施工方法：爆破掘进，一次成巷的施工方法。
1、迎头爆破后，在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序进行敲帮问顶，处理干净活矸危岩，然后对顶部暴露危岩进行临时超前支护(前探支护)。
2、超前支护好后进行出碴，出碴至能够打锚杆眼时开始打眼安装锚杆和挂金属网进行锚网支护。
详见图5 施工工艺流程
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图5 掘进施工工艺流程交接班装引药安全检查检查瓦斯敲帮问顶运料掩护设备设岗撤人检查瓦斯临时支护联线放炮出碴打锚杆眼打眼清理炮眼装药检查瓦斯洒水降尘敲帮问顶检查瓦斯清理工作安锚网交接班
质量验收第三章 防突相关系统情况 一、通风系统
更班矿井采用边界抽出式通风。工作面采用上行U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。
121201运输掘进工作面已形成独立的通风系统，掘进施工采用压入式通风方式，利用直径Φ800mm的柔性阻燃、抗静电导风筒通风。最大供风距离850米。选择FBDNo6.0/15×2型局部通风机及φ800mm风筒，其正常工作风量为260～465m3/min，向工作面供风可满足要求。
运输巷掘进工作面配备两台风机，一台使用，一台备用，实现双风机双电源自动切换，并严格执行“三专、两闭锁”。
通风线路：
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1、新鲜风流：地面→主斜井→+200m水平轨道运输巷→二一皮带下山→经局部通风机→掘进工作面。
2、污风流：掘进工作面→21201石门→八0回风下山→一风井→地面
二、抽放系统
更班煤矿瓦斯泵房位于回风井口西北面60m处（工业场地西北角），周围无建筑。其井口和主要建筑物满足不得小于50m的规定。
由瓦斯泵房、配电室、值班室组成，泵房的建筑面积、设备之间的距离符合规定。泵房、配电室和值班室有单独房间。
安装有高负压2BE1-405/6-1型水环真空泵2台（采用），一台工作，一台备用，担负该矿的高负压瓦斯抽放，最大抽气量108m³/min，压力40KPa，最低吸入绝压3.3KPa，真空泵配套电机YB315M-4,功率为132kW，转速372r/min，低负压2BE1-405/6-1型水环真空泵2台（采用），一台工作，一台备用，担负该矿的低负压瓦斯抽放，最大抽气量108m³/min，压力40KPa，最低吸入绝压3.3KPa，真空泵配套电机YB315M-4,功率为132kW，转速372r/min。高负压抽放主管为φ377×8无缝钢管，支管采用φ325×8无缝钢管，低负压管主管规格为φ377×8无缝钢管，抽采系统设备及附属装备，有符合设计要求的等避雷针，对瓦斯抽采站进行防雷。
高负压系统：抽采瓦斯纯量31.85m3/min，瓦斯浓度按40％计，则混合量约为79.625m3/min；孔口负压为15kPa，出口压力4kPa。
低负压系统：抽采瓦斯纯量9.0m3/min，瓦斯浓度按15％计，则混合量约为60m3/min；孔口负压为5kPa，出口压力4kPa。
更班煤矿抽采系统符合防突规定的要求。
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三、监控系统
瓦斯监控系统采用KJ90NA型，各种传感器装备齐全，地面监控室24小时进行监控，实时传输监控信息。
1、设备符合有关国家标准，经国家煤矿安全监察局授权的有资质的检验机构进行联检合格，取得煤矿矿用产品标志，并取得“防爆合格证”。并属本质安全型设备。
2、根据《煤矿安全规程》，安全监控设备具有故障闭锁功能，具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统能保证甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能：当电网停电后，系统能保证正常工作时间不小于2h。
3、系统具有断电状态和馈电状态监测、报警、显示、存储和打印报表功能；中心站主机2台，1台备用。系统具有防雷电保护。中心站应配备录音电话，安装防火墙等网络安全措施。
四、防突设施
1、煤巷掘进工作面，按规定设置防突风门，21201运输巷防突门距回风口10处，按规定设置压风自救装置，井下建设了永久避难硐室。
2、所有突出煤层的揭煤和煤巷掘进工作面，均按规定进行远距离放炮，按规定进行停电、撤人和警戒，严格执行“一炮三检”和“三人联锁放炮”制度。
3、下井人员均配置了长达45分钟压缩氧自救器，矿领导、瓦斯检查员、区队长、独立工作的井下电钳工等均按要求携带甲烷检测报警仪。
4、配备瓦斯含量测定仪一台（DGC） 5、配备ZY-750型全液压钻机三台
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6、WTC瓦斯突出参数仪2台
第四章 区域综合防突措施
防突工作坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。采掘工作做到不掘突出头、不采突出面。未按要求采取区域综合防突措施的，严禁进行采掘活动。区域防突工作应当做到多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标。
第一节 区域性突出危险性预测
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤矿管理局联合下发的黔安监管办字〖2007〗345号，《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，更班煤矿位于煤与瓦斯突出区域。
根据2010年，更班煤矿委托中国矿业大学开采与安全教育部重点实验室，进行《贵州青利集团有限公司更班煤矿I、II煤层煤与瓦斯突出危险性》鉴定，2010年6月，提交鉴定报告。
根据鉴定报告，更班煤矿I、II煤层在开采标高+200m以上无突出危险性。
根据矿井煤质指标，按经验公式计算Ⅲ、Ⅱ、Ⅰ煤层，瓦斯含量、瓦斯压力结果见 表2—1—1。
表2—1—1 各煤层最低赋存水平（+0m）各煤层瓦斯压力、瓦斯含量
Ⅲ 煤层编号 Ⅱ Ⅰ 2.76 瓦斯压力（MPa） 2.79 2.85 15.29 15.34 瓦斯含量（m3/t） 16.02 从表2—2—1中可看到，所有煤层的煤层瓦斯压力均大于0.74MPa，其瓦斯含量均大于8（m3/t）；根据《防治煤与瓦斯突出规定》中区域预测的临界值，Ⅲ、Ⅱ、Ⅰ煤层在开采+0m标高煤层时，有煤与瓦斯突危险性。
为了防止突出事故的发生，更班煤矿严格两个“四位一体”的防突措施。
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可根据煤层瓦斯压力P或根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前暂按下表预测。
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值
瓦斯压力（P/MPa） P﹤0.74W 瓦斯含量W/（m3·t-1） ﹤8 区域类别 无突出危险区 突出危险区 除上述情况以外的其他情况 预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数应为井下实测数据； 测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
根据当前行业监管要求，结合更班煤矿实际情况，可省略区域性突出危险性预测，直接采取区域性防突措施。
第二节 区域性防突措施
根据煤层瓦斯压力值P或瓦斯含量W达到突出临界值必须采取区或性防突措施。 根据矿井瓦斯地质条件与21201工作面的实际情况，区域性防突措施选用预抽瓦斯的方法。
穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯、穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯（如遇构造，揭开失煤层时）。
预抽煤层瓦斯区域防突措施应当按上述所列方式的优先顺序选取，或一并采用多种方式的预抽煤层瓦斯措施。
本设计采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯；穿层钻孔预抽煤巷条带和断失煤层揭煤区域煤层瓦斯措施相结合。
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一、抽煤层瓦斯措施： 抽煤层瓦斯措施Ⅰ：
在21201回风巷布置顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。
在21201回风巷每隔3米按倾向布置一个下行预抽钻孔(钻孔抽放半径为1.5米)，钻孔终孔位置必须控制21201运输下帮轮廓线以外15米的范围。钻孔长度约为100米左右。选ZY-750钻机打孔。钻孔Φ75㎜ 。
预抽回采区域煤层瓦斯顺层钻孔布置图
预抽煤层瓦斯措施Ⅱ：
当21201工作面范围内煤层受构造影响煤层产状变化较大，采用预抽煤层瓦斯措施Ⅰ达不到要求时。设计在Ⅱ号煤层底板布置瓦斯抽放巷，采用穿层钻孔进行区域预抽。瓦斯抽采巷距离Ⅱ号煤层底板法向距离10米（水平距离约26m）。
底板瓦斯抽采巷为半圆拱型断面,巷道净宽2.8米,墙高1.4米,拱高1.4米;巷道掘进面积为8.1平方,净断面积7.06平方米。底板瓦斯抽采巷采用锚网支护。附巷道断面图。
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在瓦斯抽采巷中每隔30m布置一个抽采钻场，钻场断面与瓦斯抽采巷断面一致，每个钻场的深度为3米。在钻场内布置穿层扇形钻孔穿透煤层，先采用穿层钻孔对掘进煤巷条带进行预抽，再采用顺层钻孔或穿层钻孔对即将开采的21201工作面煤层进行大面积预抽。
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瓦斯抽采巷穿层钻孔抽采瓦斯示意图
1599816052299723702
穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施示意图
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抽放钻场钻孔设计参数表
孔中心孔孔斜孔与钻场巷孔口与孔中心距巷道号 平长m 长 道中心线夹倾角 倾角度.分 终孔高距底板角(度) 差(米) 高(米) 中心线(米) 1 9.52 12.14 0.00 38.41 38.24 7.54 1.95 0 2 14.26 15.55 0.00 23.51 23.29 6.2 1.7 0 3 19.08 19.59 0.00 13.08 13.04 4.43 1.45 0 4 23.51 23.67 0.00 6.68 6.40 2.75 1.2 0 5 27.97 27.99 0.00 2.36 2.21 1.15 0.95 0 6 32.85 32.85 0.00 -0.79 -0.47 -0.45 0.7 0 7 37.41 37.46 0.00 -3.11 -3.06 -2.03 0.45 0 8 42.46 42.63 0.00 -5.08 -5.04 -3.77 0.2 0 9 10.63 13.03 26.00 35.38 35.21 7.54 1.95 0.35 10 15.05 16.28 18.00 22.40 22.23 6.2 1.7 0.35 11 19.49 19.99 14.00 12.81 12.48 4.43 1.45 0.35 12 24.00 24.16 11.00 6.54 6.32 2.75 1.2 0.35 13 28.39 28.41 9.50 2.32 2.19 1.15 0.95 0.35 14 33.14 33.14 8.00 -0.78 -0.46 -0.45 0.7 0.35 15 37.72 37.77 7.00 -3.08 -3.04 -2.03 0.45 0.35 16 42.76 42.93 6.00 -5.04 -5.02 -3.77 0.2 0.35 17 10.63 13.03 26.00 35.38 35.21 7.54 1.95 0.35 18 15.05 16.28 18.00 22.40 22.23 6.2 1.7 0.35 19 19.49 19.99 14.00 12.81 12.48 4.43 1.45 0.35 20 24.00 24.16 11.00 6.54 6.32 2.75 1.2 0.35 21 28.39 28.41 9.50 2.32 2.19 1.15 0.95 0.35 22 33.14 33.14 8.00 -0.78 -0.46 -0.45 0.7 0.35 23 37.72 37.77 7.00 -3.08 -3.04 -2.03 0.45 0.35 24 42.76 42.93 6.00 -5.04 -5.02 -3.77 0.2 0.35 25 13.36 15.34 44.00 29.45 29.26 7.54 1.95 0.7 26 17.07 18.16 33.00 19.97 19.57 6.2 1.7 0.7 27 21.08 21.54 26.00 11.87 11.52 4.43 1.45 0.7 28 25.25 25.40 21.50 6.22 6.13 2.75 1.2 0.7 29 29.43 29.45 18.00 2.24 2.14 1.15 0.95 0.7 30 34.11 34.11 15.50 -0.76 -0.45 -0.45 0.7 0.7 31 38.57 38.62 14.00 -3.01 -3.00 -2.03 0.45 0.7 32 43.43 43.59 12.00 -4.96 -4.57 -3.77 0.2 0.7 33 13.36 15.34 44.00 29.45 29.26 7.54 1.95 0.7 34 17.07 18.16 33.00 19.97 19.57 6.2 1.7 0.7 35 21.08 21.54 26.00 11.87 11.52 4.43 1.45 0.7 36 25.25 25.40 21.50 6.22 6.13 2.75 1.2 0.7 37 29.43 29.45 18.00 2.24 2.14 1.15 0.95 0.7 38 34.11 34.11 15.50 -0.76 -0.45 -0.45 0.7 0.7 39 38.57 38.62 14.00 -3.01 -3.00 -2.03 0.45 0.7
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40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51 52 53 54 55 56 43.43 43.59 12.00 -4.96 -4.57 -3.77 0.2 16.79 18.41 55.50 24.20 24.11 7.54 1.95 19.98 20.92 44.00 17.25 17.14 6.2 1.7 23.53 23.94 36.00 10.67 10.39 4.43 1.45 27.52 27.66 30.50 5.71 5.42 2.75 1.2 31.32 31.34 26.50 2.10 2.06 1.15 0.95 35.66 35.66 23.00 -0.72 -0.43 -0.45 0.7 39.90 39.95 20.50 -2.91 -2.54 -2.03 0.45 44.66 44.82 18.00 -4.83 -4.49 -3.77 0.2 16.79 18.41 55.50 24.20 24.11 7.54 1.95 19.98 20.92 44.00 17.25 17.14 6.2 1.7 23.53 23.94 36.00 10.67 10.39 4.43 1.45 27.52 27.66 30.50 5.71 5.42 2.75 1.2 31.32 31.34 26.50 2.10 2.06 1.15 0.95 35.66 35.66 23.00 -0.72 -0.43 -0.45 0.7 39.90 39.95 20.50 -2.91 -2.54 -2.03 0.45 44.66 44.82 18.00 -4.83 -4.49 -3.77 0.2 备注：倾角(度分)，小数点前为度，小数点后为分 0.7 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 1.05 掘进条带内钻孔终孔点间距按5m布置钻孔。钻孔深度必须打透煤层进入顶板岩层不少于0.5米。钻场共从左至右共布置7排钻孔，每排从上到下布置7个钻孔，钻场内布置49个穿层抽放钻孔，钻孔直径为75㎜。采用ZY750型液压钻机打孔。附(钻孔布置图与钻也参数表)
当底板瓦斯抽放巷道工程完工后或在不影响底板抽放巷正常施工的情况下,可不布置抽放钻场,直接在底板抽放巷每隔5米在巷道的顶帮上布置一排穿层抽放钻孔,布孔方法如同底板抽钻场第一排孔(即1-7号孔)。
钻孔采用马丽散封孔，封孔管材选择无缝网管或PVC煤矿井下用聚氯乙烯管，钻孔内抽放管选用长6m ，直径40mm 的PVC抽放管，为防止堵塞，抽放管顶端钻10 个直径10mm 小孔，用双层铁筛网包扎好。封孔长度为5m。
三、预抽煤层瓦斯区域防突措施基本要求
采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当符合下列要求： 穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段
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内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：为巷道两侧轮廓线外至少各15m。所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离，以下同；
穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。
顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层；
当工作面揭露断失煤层时，采穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离10m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；
当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m；
预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当根据实际考察的煤层有效抽采半径确定。因本矿暂未对煤层有效抽采半径实际考察，顺层钻孔抽放半径暂定1.5米， 煤巷条带穿层预抽钻孔抽放半径暂定2.5米,穿层预抽钻孔预抽区段煤层瓦斯时抽放半径暂定为5米
预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。
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预抽区域必须经过效果检验，将瓦斯含量降到8.0m3/t以下或瓦斯压力降到0.74MPa以下，在未达到预抽有效性指标的区段进行采掘作业时，必须采取补充的防治突出的措施，应不断测定煤与瓦斯突出危险性指标变化情况，只有经效果检验无突出危险后方可掘进和回采。
第四节 区域性防突措施的效果检验
一、本设计采用预抽煤层瓦斯区域防突措施，以预抽区域的煤层残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量为主要指标进行措施效果检验。
1、采用残余瓦斯压力或者残余瓦斯含量指标对穿层钻孔、穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，必须依据实际的直接测定值。
采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量指标，见下表：
瓦斯压力P（MPa） P＜0.74 瓦斯含量W(m/t) W＜8 3区域类别 无突出危险区 突出危险区 防突措施效果 有效 无效 除上述情况以外的其他情况 检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。
采用直接测定煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量等参数进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时，应当符合下列要求：
对穿层钻孔或顺层钻孔预抽煤层条带瓦斯区域防突措施进行检验时则沿掘进工作面前进方向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。
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2、对穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施具体方法如下： 采取区域防突措施后，经效果检验，确定措施有效，无突出危险性后，方能组织施工，若措施无效，必须采取延长斯抽放时间、补打排放钻孔或加大抽放钻孔密度等补充措施。直到检验措施有效，才能确认消突。
区域效果检验采用区域预测的方法与参数指标进行。只有当区域措施效果检验指标如下，证明措施有效：
瓦斯压力P（MPa） P﹤0.74 瓦斯含量W（m/t） W﹤8 3区域类别 无突出危险区 突出危险区 除上述情况以外的其他情况 瓦斯压力≥0.74Ma说明有突出危险性；瓦斯含量≥8m³/t，有突出危险性。 揭露断失煤层揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围；
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第五节 区域验证
在揭煤或沿煤层掘进时对无突出危险区进行的区域验证，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行。
掘进工作面采用对钻屑瓦斯解吸指标法无突出危险区进行区域验证，验证时应当按照下列要求进行：
（一）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少两次区域验证； （二）工作面每掘进20m至少进行两次区域验证；
（三）在构造破坏带连续进行区域验证；
（四）巷道前方还应当至少打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。
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。但若为工作面进行的首次区域验证时，采掘前还应保留足不少于5米的突出预测超前距。
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只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的掘进作业均应当执行局部综合防突措施。 二、煤巷掘进工作面的区域验证
在煤巷掘进工作面对无突出危险区进行的区域验证本设计采用钻屑指标法。 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，至少施工3个直径42mm、孔深10m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断面两侧轮廓线外2－4m。
0.4米0.6米2132~4米212~4米310米
区域防突措施验证钻孔布置示意
钻孔钻进2米每钻进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
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据试验考察确定，在确定前可暂按表3-4-1的临界值确定工作面的突出危险性。
表3-4-1 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值
钻屑量 S 钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g•min） ） 0.5 6 12（kg/m（L/m） 5.4 如果实测得到的S、K1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。突出危险工作必须来格按要求执行局部综合防突措施。
第五章 局部综合防突措施 第一节 工作面突出危险性预测
一、工作面突出危险性预测方法
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。
（一）煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲、火成岩侵入等； （二）煤层赋存条件急剧变化；
（三）工作面出现喷孔、顶钻等动力现象； （四）工作面出现明显的突出预兆。
当出现上述第（三）、（四）情况时，应判定为突出危险工作面；当有上述第（一）、（二）、情况时，应视为突出危险工作面并实施相关措施。
（五）危险性预测选用钻屑瓦斯解吸指标法进行。
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二、揭煤的突出危险性预测
当掘进工作面揭露断失煤层时,按照石门揭煤工作面的各项要求和方法执行。在煤层中掘进或揭煤的突出危险性预测。揭煤层前，必须准确控制煤层层位，掌握煤层的赋存位置、形态。
1. 当工作面距煤层5米时，由工作面向煤层的适当位置至少打4个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。
2. 工作面揭煤采用钻屑瓦斯解吸指标的临界值暂按《防治煤与瓦斯突出规定》提供的数据。根据下表中所列的指标临界值预测突出危险性，当指标超下表中的任一临界值指标时，该工作面就为突出危险工作面，反之为无突出危险工作面。
钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的
参考临界值
煤样 干煤样 湿煤样 Δh2指标临界值(Pa) 200 160 K1指标临界值（mL/g•min） 0.5 0.4 12如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
三、沿煤层掘进的预测
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，煤层至少施工3个直径42mm、孔深8～10m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断面轮廓线外2～4m处。
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0.4米0.6米2132~4米212~4米310米
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，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。
钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标Δh2 Pa 200 钻屑瓦斯解吸指标K1 （mL/g•min） 0.5 12钻屑量 S （kg/m） 6 （L/m） 5.4 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。
第二节 工作面防突措施
有突出危险的煤巷掘进工作面应当选用超前钻孔（包括超前预抽瓦斯钻孔、超前排放钻孔）防突措施。
一、 掘进工作面预抽煤层瓦斯的局部防突措施：
每组钻场在煤巷两侧交替布置，同侧相邻两个钻场之间的距离为20m，控制
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范围为巷道轮廓线外15m，钻孔必须超前于掘进工作面20m。每个钻场内，沿走向布置7个抽放钻孔，钻孔编号为1#～7#，孔深分别为1#（63.34m）、2#（63.83m）、3#（64.38m）、4#（65.15m）、5#（66.03m）、6#（50.70m）、7#（35.61m），8#～14#钻孔深与1#～7#钻孔相同；上帮钻场为1#～7#钻孔；下帮钻场为8#～14#钻孔。钻孔布置参数在矿井抽放过程中对抽放量、抽放浓度、防突效果等考察后，可根据实际情况进行调整。钻孔参数见表。
煤巷掘进工作面抽放钻场和钻孔布置图
煤巷掘进抽放钻孔参数表 21201运输巷顺层钻孔煤巷条带瓦斯抽放钻孔参数表 钻孔与巷道孔号 孔径 孔斜长 中心线的夹角 1 Φ75㎜ 63.34 1º43' 2 Φ75㎜ 63.83 4º17' 3 Φ75㎜ 64.38 6º50' 4 Φ75㎜ 65.15 9º22' 5 Φ75㎜ 66.03 11º52' 6 Φ75㎜ 50.70 15º17' 7 Φ75㎜ 35.61 21º48' 8 Φ75㎜ 63.34 1º43' 9 Φ75㎜ 63.83 4º17' 10 Φ75㎜ 64.38 6º50'
倾角倾角(度) 度分 18.60 19.43 20.27 21.07 21.84 22.91 24.91 17.40 16.57 15.73 孔口距底板高 18.36 0.58 19.25 0.6844 20.15 0.782 21.03 0.88 21.49 0.98 22.54 1.074 24.53 1.171 17.24 0.58 16.33 0.6844 15.43 0.782 孔距巷道中心线 1.9 2.2 2.5 2.8 3.1 3.4 3.7 1.9 2.2 2.5 孔口与终孔高差 0.626 1.504 2.395 3.258 4.11 4.01 3.91 -0.626 -1.504 -2.395 40
11 12 13 14 Φ75㎜ Φ75㎜ Φ75㎜ Φ75㎜ 65.15 66.03 50.70 35.61 9º22' 11º52' 15º17' 21º48' 14.93 14.16 12.98 11.09 14.55 14.09 12.58 11.05 0.88 0.98 1.074 1.171 2.8 3.1 3.4 3.7 -3.258 -4.11 -4.1 -3.91 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求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm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。
采用超前预抽瓦斯钻孔作为工作面防突措施，经效果检验确认措施无效后，煤巷掘进工作面必须采用超前排放钻孔局部防突补充措施，
二、掘进工作面超前钻孔排放瓦斯的局部防突措施
1、 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求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用直径为42～75mm的钻孔排放瓦斯。
2、工作面采用超前钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求： （1）巷道轮廓线外钻孔的最小控制范围为煤层上帮5m、下帮5m。超前控制范围为掘进工作面前方10-20米。
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（2）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（抽放钻孔抽放半径暂定1.5米，排放钻孔排放半径暂定0.5米以后根据抽放效果进行调整）。
（3）钻孔直径暂定75 mm,（地质条件变化剧烈地带采用直径42～75mm的钻孔）。
（4）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；
（5）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。
5米5米第三节 工作面措施效果检验
采用钻悄指标法进行防突措施效果检验，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
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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：
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; 工作面选择钻屑斯解吸指标法进行防突措施效果检验
各检验指标的测定情况及主要数据。
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。
2、工作面沿煤掘进执行防突措施后的效果检验。 检验孔不少于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（按《防治煤与瓦斯突出规定》第六十条规定，工作面沿煤层掘进时不小于5m，在地质构造破坏严重地带超前距不小于7m，）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。
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掘进工作面措施效果检验孔布置图
1、措施孔 2、措施效果检验孔 3、掘进工作面
钻屑瓦斯解吸指标Δh2 Pa 200 钻屑瓦斯解吸指标K1 （mL/g•min） 0.5 12钻屑量 S （kg/m） 6 （L/m） 5.4 2、对穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施也可以采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。具体方法如下：
采用钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面揭露断失煤层的突出危险性时，由工作面向煤层的适当位置至少打4个钻孔，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。测定时，应考虑不同钻进工艺条件下的排渣速度。这基本上能够代表该区域的防突效果。同时，为掌握控制范围边缘附近的防突效果，还要求上部、两侧的三个测试点中至少有一个位于钻孔控制区域中接近边缘的部位，即位于边缘线内侧距边缘线0～2m的范围（图3-20）。
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各工作面揭开断失煤层钻屑瓦斯解吸指标的临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表中所列的指标临界值预测突出危险性。
工作面揭煤突出危险性临界值表
钻屑种类 干煤 湿煤 △h2 pa 最大钻屑量 Kg/m ≥6 ＜6 ≥6 ＜6 L/m K1 mL/（g*min1/2） ≥0.5 ＜0.5 ≥0.4 ＜0.4 危险性 有突出危险 无突出危险 有突出危险 无突出危险
第四节 安全防护措施
一、设置挡拦
为降低放炮诱发突出的强度，可根据情况在炮掘工作面安设挡栏。挡栏可以用金属、矸石或木垛等构成。金属挡栏一般是由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m，槽钢彼此用卡环固定，使用时在迎工作面的框架上
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再铺上金属网，然后用木支柱将框架撑成45°的斜面。一组挡拦通常由两架组成，间距为6～8m。可根据预计的突出强度在设计中确定挡栏距工作面的距离。
二、防突风门
1、 必须做好防突风门的建设和管理。在突出煤层的石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。
2、 反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。
3、 反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。
4、 防突风门必须处于常闭状态。
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图4－24 反向风门和防逆流装置
1—木质带铁皮风门；2—风门垛；3—铁风筒；4—软质风筒；5—防止瓦斯逆流装置；
6—防止瓦斯逆流铁板立轴；7—定位圈；8—局部通风机；
B1—正常通风时防止瓦斯逆流铁板位置；B2—突然逆风时防止瓦斯逆流铁板位置
门 框锚 钩绞 页 座门枢窝 100， 深50说明： 1.门框与门框墙为一整体，浇灌混泥土前应将固定锚钩及绞页的固定角钢等检查、校正，固定牢靠。 2.门框安装后与门扇平面应平行贴合，并成铅垂。
图4－25 普通木质反向风门结构示意图
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三、压风自救
当发生煤与瓦斯突出或有突出预兆出现时，工作人员可就近进入自救装置，打开压气阀避灾。
每组压风自救系统一般可供5～8个人同时使用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。
供风源的风压为0.3MPa～0.7MPa
掘进工作面及采煤工作面两巷的压风自救管直径不小于2寸，其它分散需用地点不小于1寸。
管路铺设要求牢固平直，接头严密不漏风，离地高度0.5m以上。气源接口处还要有总阀门，便于压风自救的维护。
在巷道口处压风自救管路上设置油、水分离器（小风包），保证供风清洁，防止自救喷头堵塞
压风自救管路和自救袋安装好后，要进行通气试验，将管路中的杂质及锈蚀粉末吹出，并检查管路接头是否漏气。
系统安设在压风管道上；
采掘工作面迎头退后25～40m的巷道内,放炮地点、撤人站岗与警戒位置、回风系统有人作业处。长距离掘进巷道中应每隔50m设置一组压风自救系统；
每组压风自救系统安设5～8个压风自救袋，供5～8 人使用。
压风自救袋要安装在地点宽敞、顶板稳定、支护良好、没有杂物的人行道一侧，其人行道的宽度应保持在0.8m以上。
自救袋的安装高度要适当，开关便于操作，其高度距巷道底板1.2～1.3m。 掘进工作面自巷道回风口开始，每50m设置一组不少于5个自救袋，靠近
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迎头一组压风自救安装自救袋数量不少于5个。随工作面掘进往前移动，保持距迎头25～40m的距离。
压风自救系统安装图
1、 三通 2、气管 3、弯头 4、接头 5、球阀 6、气管 7、自救器 8、防护袋 9、卡子
压风自救器安装间距
四、个体防护
每个入井人员不仅要随身佩带隔离式自救器，还要懂原理、会使用，在发生煤与瓦斯突出或其他灾害时，能安全逃生。
五、避难硐室
在21201运输巷防突风门内20米范围内建一座临时避灾硐室，掘进距离达到500
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米时建一座临时避灾硐室，要在距迎头不远处设置临时避灾硐室，避灾硐室内的电话机保持畅通，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5平方米，避灾硐室内支护保持良好。避灾硐室内放置足量的饮用水，设有供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3／min，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，并配备足够数量的隔离式自救器。
避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。
六、远距离放炮与停电撤人的措施
1. 放炮时间：早班8:00～8:10 中班16:00～16:10 晚班0:00～0:10
2. 撤人时间：早班7:30～7:50 中班15:30～15:50 晚班23:30～23:50
3. 21201运输巷揭露断失煤层和在突出煤层中掘进必须采取远距离爆破安全防护措施（原则上全井撤人、在地面放炮）。井口前方50m、两侧20m范围内严禁有任何火源。
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4. 撤人范围：原则上井下全部人员撤至地面(如果全井撤人确实影响范围较大时,由矿总工程师同意后,在放炮时可将井下人员撤至主井井底车场或避难硐室内,起爆地点也可在避难硐室内,但启炮地点离爆破作业地点不得小于300米)。
5. 警戒时间：早班7:30～8:40 中班15:30～6:40晚班23:30～0:40。 6. 停送电负责人：当班井下值班电工。
7. 停电范围：21201运输巷及回风流中所有非本质安全型电气设备。 8. 警戒负责人：安全矿长。警戒地点：地面各井口两侧不小于20米外，井口前方不小于50米外的范围。撤人由生产矿长或调度室主任负责，由矿灯房值班员负责登记撤人情况并由值班矿领导清点人数。
9. 放炮工作由矿总工程师或矿长在调度室指挥放炮。当爆破准备工作做完,各岗哨已设好才向调度室请示爆破,得到调度室的同意后方可下达爆破指令。
10. 放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30min。放炮至少等30分钟后，才能进入爆破地点检查；由安全员、瓦检员、电工去放炮地点检查通风、瓦斯、顶板、支护、残爆、拒爆等情况，若无异常,确认安全后方准撤岗、送电、安排人员下井作业。
八、其它安全防护措施
1. 入井人员都必须配带隔离式自救器和相关人员配带便携式瓦斯报警仪，并确保自救器和报警仪完好无误。
2. 工作面应保留的最小防突措施超前距为：工作面沿煤层掘进时不小于5m，在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距，不小于7m， 3. 工作面必须在地面放炮，要求放出班炮。
4. 当工作面预测探孔探到断失煤层有突出危险时，必须作图分析，当巷道距离
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煤层的最小法向距离小于10米时（在地质构造带不小于20米），必须时刻掌握钻孔的超前距，确保最小法向距离不小于5米，当法向距离小于5米时必须按设计要求采取防突措施。
5. 掘进工作面必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用乳化炸药和煤矿许用电雷管。
6. 加强瓦斯监测：
21201运输巷的瓦斯传感器位置悬挂分别如下：T1距掘进工作面迎头小于5米处，T2距掘进工作面回风出口10～15米处。甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人和行车，安装维护方便，垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
各传感器瓦斯报警、断电点、断电范围及复电点如下表： 传感器 T1 T2 断 电 范 围 21201运输巷掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 21201运输巷掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。 报警点 断电点 复电点 ≥0.8% CH4 ≥1.2% CH4 ＜0.8% CH4 ≥0.8% CH4 ≥0.8% CH4 ＜0.8% CH4 3、加强局部通风机管理，搞好通风质量，保证风筒出口风量不小于190m3/min。
4.局扇必须保持正常运转供风、局扇必须安装在地面井口侧20m范围外，并设专人管理，风电、瓦斯电闭锁装置齐全、可靠。严禁随意停开局扇，因故障停风，必须断电撤人，设置栅栏、揭示警牌，严禁人员进入，若要恢复停风区作业，必须有排放瓦斯措施，有专业人员按措施要求进行瓦斯排放工作。
5.如预测21201运输巷掘进工作面有突出危险时，工作面严禁作业。 6.超前支护必须紧跟迎头，顶帮必须充填严密，严禁空顶作业，确保工程质量合格，及时进行永久支护。
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7.工作面配备一组业务素质较好，责任心强的专职瓦斯检查员，随时检查工作面瓦斯及通风安全设施完好状况。
第六章组织措施
为搞好我矿的防突工作，严格执行两“四位一体”防突措施，避免突出事故的发生，我矿成立矿井防突工作领导小组，深入开展防突工作。
一、防突领导小组成员如下： 组长：矿长
副组长：总工、通防副总、生产矿长、安全矿长、机电矿长。 成员：通防队长、安全员、瓦检员、放炮员、施工班队长
下设一个防突办公室和一个防突队，防突办公室主任由通防副总兼任。 组长：矿长全面负责矿井的防突工作，负责防突人员的调配以及设备、资金的落实。
副组长：总工同志负责编制《防突措施》，搞好防突技术指导，并对全矿防突工作进行监督检查。
副组长：通风副总负责按照《防突措施》的要求抓落实，抓防突钻孔（排放和抽放钻孔）工程质量的验收与监管，在不能保障安全的情况下，严禁任何人组织生产。负责防突资料的收集与整理。
副组长：机电矿长同志负责防突钻机、瓦斯抽放泵、管路的现场安装、调试和维护，保证防突设备、设施的正常运转。
副组长：生产矿长同志负责按照《防突措施》的要求抓现场施工（包括打防突排放孔、抽放孔以及防突措施的效果检验）并负责作好有关记录，负责安全防护措施的落实。
副组长：安全矿长负责搞好矿井通风管理、煤层突出危险性预测预报工作以及督促矿井安全防护措施的落实。
二、其余成员按《防突设计》的要求落实日常防突工作并搞好日常排查治理和汇报工作，协助组长、副组长把防突工作搞好。
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一）明确责任
各级人员应负的责任应明确规定，具体包括施工单位班队长、防突工、瓦检员、放炮员、安监员及其他作业人员等。
二）责任划分 1、施工单位:
⑴ 施工单位负责作业场所的管理，负责保证风、水、电的正常使用，负责清理积货，为打钻施工创造条件。
⑵ 负责定期对本作业地点的电器设备的正常检修，确保电器设备完好。
⑶ 施工单位队长是执行防突措施的第一责任者，负责协助“四位一体”防突措施的落实。并将剩余进尺数通知通防调度。
⑷ 施工单位副队长是执行防突措施的直接责任者，主要负责： ⑸ 协助“四位一体”防突措施的落实，负责现场预测孔、及效果检验孔的施工（用钻机施工除外）。
⑹ 当遇到突出预兆时，立即停止作业并向矿调度所、有关领导和单位汇报；同时负责施工中遇到的卡钻、顶钻、喷孔等事故的处理。
⑺ 当遇到明显突出征兆或发生煤与瓦斯突出时，组织人员按避灾路线及时撤离现场，停电并汇报矿调度室。
2、通防队：（防突工）
（1）、对打预测孔、措施孔、效果检验孔等现场监督；施工过程中必须详细记录开孔位置、钻孔倾角、方位、孔深及岩性情况。
（2）、根据现场迎头地质情况进行综合分析，以确定布孔方位、倾角、数量等参数并向矿技术室汇报。
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（3）、负责预测预报、测点位置标注、防突牌板吊挂和及时填写预测牌板中的预测结果、做报表、签报表等，现场跟班落实防突措施的执行。 （4）、施工中遇到的卡钻、顶钻、喷孔严重、瓦斯涌出忽大忽小或其它异常时要详细记录；掘进过程中工作面出现明显突出预兆时，要立即停止作业，切断电源，撤出人员，并及时向矿调度值班人员汇报情况。待采取措施后，方可恢复正常作业。 3、通风队：（瓦斯检查员）
（1）、负责监督防突措施的落实，确保不超规定进尺。
（2）、负责施工现场的瓦斯检查并参与打钻验收，瓦斯超限立即停止工作，切断电源，撤出人员，采取措施，进行处理，并及时矿调度室汇报。 （3）、当遇到突出预兆时，立即停止作业并向矿调度室、有关领导和单位汇报。
（4）、当遇到明显突出征兆或发生煤与瓦斯突出时，协助施工单位班队长组织人员及时撤离现场，施工单位专职电工及时停电，并汇报矿调度室。
（5）、负责填写和汇报当班进尺和剩余数。 5、机运队：
负责监督施工单位进行井下机电设备管理，根据《规程》规定进行机电设备完好检查，杜绝电器失爆现象。 6、技术部门：
（1）、地测部门及时提供作业场所地质说明书、地质预报及业务联系单；以便根据煤层赋存、瓦斯地质、构造、标高等情况；修订防突措施。
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（2）、施工设计改变时，技术部门必须及时向施工单位及通防队提供相关设计图纸、设计说明书，以便及时调整防突措施。 7、调度室：
（1）、必须及时做好该掘进工作面的综合调度，并及时记录。 （2）、接到异常情况及时向矿总工程师和矿长汇报。
（3）、打钻地点由调度所安装一部生产电话，以便出现紧急情况及时向调度汇报处理
第七章 安全技术措施
一、打钻、封孔及测压安全技术措施
1、运送钻机及其设置的安全措施：
1) 所有参加运送钻机人员必须听从现场安全负责人（打钻班队长）的指挥和安排。
2) 地面装卸车及搬运时，应听从现场安全负责人指挥。
3) 钻机装车后必须捆绑牢,滑动面和错动面应用木楔垫实，以防途中错动造成重心偏移，引起掉道或意外情况。
4) 设备材料间需用柔性物料保护好，以防途中碰坏。
5) 人力推车时，必须严格执行《煤矿安全规程》规定。停车时必须用木楔将所有矿车车轮前后端牢固稳定在轨道上，现场负责人确保无安全隐患。
6) 人力推车时，必须遵守下列规定： ① 一次只准推一辆车，严禁在矿车两侧推车；
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② 推车时必须时刻注意前方； ③ 严禁放飞车；
④ 同向推车的间距，在轨道坡度小于或等于千分之五时，不得小于10m，坡度大于千分之五时，不得小于30m； ⑤ 巷道坡度大于千分之七时，严禁人力推车。
⑥ 开始推车、停车，推车过道岔、弯道时要慢行，且随时注视前方情况并发出警号。
7) 运输过程中，必须保护好井下所有设施和设备。 8) 推车过道岔、弯道时要慢行，且随时注视前方情况。
9) 推车时应有专人负责安全工作，注意车前后左右的安全状况。人员必须齐心协力。
10) 过风门时，必须开一道过一道，严禁同时打开两道风门，严禁撞坏通风设施。
11) 人力运送过程中必须用大绳绑住，并安排人员稳住，以防钻机下滑伤人。
12) 在运送过程中，所有人员必须搞好自主保安工作。 2、搭架子的安全措施
⑴、架子搭设尽量采用专用支架。
⑵、工作面5m以外的地方，保证退路畅通，方可搭架子。 ⑶、打钻地点20m范围支护必须完好。
⑷、钻机专用支架或搭设的架子采用钢丝绳或8#铁丝捆在锚杆上，以防滑倒伤人或损坏钻机。
⑸、钻机平盘后端两侧分别用钢丝绳吊挂在锚杆上。
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⑹、吊挂架子的锚杆必须吃劲，同时，搭设的架子必须牢固可靠。 3、钻机检查
⑴、油量是否够（以油标为准），油质是否合格，是否有沉淀。 ⑵、油路是否接合格。 ⑶、冷却水是否足够。 ⑷、夹持器是否灵活好用。 ⑸、水辨头是否漏水。 ⑹、油路是否漏油。 ⑺、点动式送电。 4、操作
⑴、水辨阀门必须垂直于水辨头，操作台位置必须能看清机身，视线清晰。 ⑵、加接钻杆后必须先开水，方可旋转，再前进。 ⑶、精力必须集中，不反水或水小时，严禁打钻。
⑷、操作台严禁正对钻机的正后方，打拔钻时，严禁在钻机的正后方。⑸、钻孔开孔时，速度必须放慢，以免造成钻孔方位或倾角发生变化。⑹、钻机打钻时，用力要均匀，轴推力不宜过猛。
⑺、钻机打钻时用力要均匀，前进或后退时，所给的压力不宜过大。 ⑻、顶、卡、夹钻时严禁强行拔出钻杆。
⑼、正常钻进过程中，突然不能钻进时，必须停止打钻，查明原因，处理好后方可打钻。
⑽、钻机运转过程中，严禁用管钳或扳手卡钻杆，以免损坏或弹出伤人。⑾、打钻人员未看守钻机操作台，钻机严禁送电或运转。
⑿、钻进时,发现煤岩松软、片帮、来压或钻孔中有水涌出，且水压、水量
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突然增大等异状时，必须停止钻进，切断电源，但不得拔出钻杆，现场负责人立即向矿调度室报告，如果发现情况危急时，必须立即撤出所有受威胁地区的人员，然后采取措施，进行处理。
⒀、打钻时，所使用的油类、棉纱、布头等易燃物，严禁乱放乱扔，使用人员必须进行妥善处理。
5、打钻前，打钻地点附近20m范围内的杂物清理干净、人员撤出，同时，将电缆吊挂好，确保后路畅通。
6、每班打钻前，跟班电钳工必须对电气设备和电缆进行认真检查，严禁出现失爆。
7、打钻过程中，严禁乱敲乱打，以防外因火源的产生。
8、施工过程中，瓦检员必须加强瓦斯检查，瓦斯浓度达到或超过0.8％，严禁作业。
9、钻机必须实行“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”、综合保护齐全，灵敏可靠。且严禁出现失爆现象。
10、所有打钻的钻孔旁，必须将开关、电缆及电器设备移离该钻孔5m以外安全地点。
11、打钻安全防护措施
⑴、施工防突措施孔前，必须保证巷道支护完好，确保撤退后路畅通。 ⑵、拔钻杆时，人员只能站在钻杆侧面，以防钻孔喷孔伤人。 ⑶、打、拔钻杆过程中，严禁人员在钻机的正后方。
⑷、钻机打钻过程中，如需停电、停水时，必须通知打钻人员，以防卡夹钻杆。
⑸、严禁带电搬运或检修钻机，移动钻机或开关时，必须切断上一级开关
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电源。每移一次电器设备，必须对其防爆性能进行检查，杜绝设备出现失爆现象。 12、封孔措施
1）封孔深度不得小于8m，且封孔必须保证质量，以防漏气。 2）在封孔过程中严禁眼睛正对孔口，防止钻孔喷浆伤人。 3）如便用封孔泵，封孔完毕后，封孔泵必须清洗干净。 4）打完1个钻孔必须及时封孔,连管之前必须将钻孔堵严实。 5）封闭完的钻孔必须及时连入抽放系统，避免使回风系统瓦斯增大。 13、测压措施
⑴、实施区域突出危险性预测的测压孔与区域防突措施的效果检验的测压孔布置、方法相同。
⑵、在实施测压的过程中不得施工抽放钻孔。
⑶、测压钻孔必须确保严密不漏气，否则必须补打重新进行测定。
三、爆破安全技术措施
1、炮眼布置及爆破说明书（见图）
2、工作面必须一次药一次启爆，使用1-5段毫秒雷管，采用MFB-200型放炮器引爆；采用三级煤矿许用乳化炸药，药卷直径32mm，长300mm，重量225g/卷；所有雷管必须经过电阻测试，导通检查合格后，才能使用，要求每个雷管电阻≯5.8欧姆。
3、装药，所有钻孔、措施孔，效果检验孔等非爆破孔都要用黄泥充填，充填量不小于爆破深度的1.5倍。
4、严格执行“一炮三检查”和 “三人联锁”的放炮管理制度，只有当爆
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破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度小于0.8%时，才准装药爆破。
5、放炮时，必须正向装药，正向起爆，炮眼深度不得小于0.6米，坚持按规定使用水炮泥，炮眼剩余部分用黄泥填满，一次装药，一次起爆，严禁放炮母线出现明接头，严禁使用放炮器以外的其它动力电源进行放炮，严禁放糊炮和利用残眼、钻孔装药放炮。
6、放炮母线与雷管脚线以及雷管脚线之间连接处必须用电工胶布包裹，杜绝明接头。
7、爆破后，必须待30分钟之后且工作面的炮烟已吹散、爆破员、瓦检员、班队长和安检员方可对爆破地点进行巡视，检查其通风、瓦斯、煤尘、顶板、支架、有无瞎炮、残炮等情况，一切符合规程规定时，方可恢复生产。
8、打眼、装药时，安全员、瓦检员必须在现场监督检查。
9、在放炮前，全井除主扇和局部通风机以外的非本质安全型电源全部切断、撤出人员，并在各井口设岗（放炮设岗图详见附图）。
四、瓦斯管理措施
（1）局部通风机必须挂牌管理，严禁随意停开，保证风流、通风系统稳定可靠。
（2）工作面必须安设专职瓦斯检查员，持有效证件上岗，严禁无证上岗；瓦斯检查不得出现空、漏、假检；严禁脱岗、睡岗。
（3）值班瓦检员必须每班检查局部通风机及开关是否完好，检查完后及时向通风值班室和矿调度室汇报。
（4）瓦斯检查员必须严格执行“一班三汇报”，“一炮三检查”及“三人连锁换牌”放炮制度，监督放炮员按规定使用水炮泥和封填炮泥。
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（5）爆破地点附近20m风流中瓦斯浓度达到0.8% 及其以上时，严禁装药放炮。
（6）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，采取措施进行处理。
（7）巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.5%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
（8）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8% 以下时，方可恢复送电。
（9）局部通风机因故停止运转后，必须立即停止工作，并将所有人员撤到地面，切断电源，且由瓦斯检查员在巷道入口位置设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并汇报矿调度室。
（10）停风区中瓦斯浓度超过0.8%，不超过3%时，瓦斯检查工根据通风工区值班领导的安排，采取安全措施，控制风流进行排放；停风区中瓦斯浓度超过3%时，由技术科编制排瓦斯措施，报矿总工程师批准后，救护队严格按措施规定排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度达到或超过3%不能立即处理时，必须在24小时内对停风地点进行封闭。
（11）严禁无风、微风及瓦斯超限作业。
五、监测监控措施
矿采用重庆煤科院生产的KG90NA监控系统，在距迎头5米处安设高低浓度瓦斯传感器1台，温度传感器1台，一氧化碳传感器1台，距1800西翼底抽巷回风口10-15m位置处安设高低浓度瓦斯传感器1台。瓦斯传感器报警点为0.75%，断电点为0.8%，复电电为0.75%，断电范围为掘进工作面及其回风流中
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所有非本质安全型电器设备。
甲烷传感器应布置在巷道的上方，不影响行人和行车，安装维护方便，垂直悬挂，距顶板(顶梁)不得大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。
六、机电设备管理措施
（1）电气设备必须有出厂合格证，且经专职防爆员检查，失爆电器严禁使用，使用风电闭锁装置前必须先作实验。
（2）所有电器设备按标准上架，禁止带病运转。电缆、管线严格按标准吊挂整齐。
（3）严禁带电检修、搬迁电器设备，严禁任意停、送局部通风机电源，特殊情况需停局部通风机电源时，必须先编制停电申请，并报有关部门批准，通知相关人员后，方可停送电。
（4）机电人员每班必须对掘进工作面及其回风系统机电设备进行检查，向矿调度汇报，并做好记录。
（5）工作人员在检修、搬迁电气设备时，严禁带电作业，必须停电并挂牌，防止不知情人员误送电。
（6）严格执行专人停送电制度。
（7）供电设备不得有“明接头、鸡爪子、羊尾巴”等现象。 （8）对每台入井矿灯都要进行防爆检查，严禁使用失爆矿灯。
七、巷道贯通防突安全措施
煤巷掘进过程中，巷道周围地应力会向前方转移，造成掘进前方应力集中，应力集中范围往往位于掘进工作面前方5～10m处以外，距工作面5m以内一般
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处于卸压状态。当贯通巷道与被贯通巷道正交或斜交时（也包括石门巷道与已有煤巷贯通时），被贯通的煤层巷道前方也会形成集中应力，但当被贯通的煤巷超过石门贯通位置5m以上时（见图2-2），在被贯通巷道两侧10m范围内形成卸压区，就不会与贯通巷道的超前应力叠加，或叠加程度减弱。因此，《防突规定》要求被贯通巷道必须超过预计贯通位置5m以上。但同时，贯通时贯通巷道掘进产生的集中应力会作用在被贯通巷道周边5～10m范围，为防止集中应力造成冒顶、片帮甚至突出事故，要求贯通前对被贯通巷道贯通点周围10m内进行加强支护。
l=5m巷道 1待贯通点应力分布曲线巷道 2 另外，除了贯通形成的前方集中应力会引发突出和冒顶、片帮事故，如果不提前排放被贯通头的瓦斯，被贯通的煤巷中因通风不良或没有通风就会造成瓦斯聚集，突然贯通时就可能发生瓦斯爆炸事故。因为，爆破贯通时，一方面，爆破震动对突出煤层的扰动较为严重，在贯通应力集中的情况下容易诱导突出事故；另一方面，当炮眼底距煤巷巷帮的距离小于炮眼的最小抵抗线时，火药容易发生爆燃或喷出火焰，故贯通煤层巷道时必须保证煤巷的正常通风。所以，提前60m停止被贯通巷道工作面的施工，既防止产生应力集中，又防止爆破对被贯通巷道造成安全隐患。
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八、其他安全措施
1、 专职瓦检员必须随时检查所管辖范围内的瓦斯、煤尘及突出预兆等“一通三防”情况。
2、 掘进工作面内所有作业人员，应加强防突知识的学习，必须熟悉和掌握突出预兆及避灾路线。
3、 防突措施孔、验证孔、预测预报孔及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。并报矿总工程师确定是否允许进尺或重新补打。
4、 掘进作业前，所有眼、孔（验证孔、预测预报孔、防突措施孔、效果检验孔）都必须用不燃性材料充填，充填深度不小于每次掘进循环进度的1.5倍。严禁将预测孔、防突措施孔、验证孔及效检孔等作炮眼使用。
5、 工作面出现煤与瓦斯突出预兆时，工作面及其回风系统必须切断电源、撤出人员、设上栅栏。
6、 工作面及其回风系统内的电气设备的失爆检查维护、完好由分管负责人负责。
7、 局部通风机必须实行“三专”供电（专用线路、专用开关、专用电缆）。 8、 局部通风机的主供风机和备用风机必须安设自动切换装置，并且保证在主供风机停止运转3秒钟之内能自动启动备用风机。
9、 矿值班负责人及下井带班管理人员必须坚持值班、带班制度，对当天的安全生产工作负全面责任，掌握井下揭煤及瓦斯情况，发现隐患必须立即采取措施进行处理。
10、 加强工作面支护，煤岩松软时必须搞好超前支护，严禁空帮空顶，对失
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效的支护必须及时加固，慎防煤岩垮落后诱发突出，维修巷道时必须有防止煤岩垮落后诱发突出的安全技术措施。
11、 施工过程中，必须派有经验的人员进行观山，发现突出预兆，工作面及其回风系统必须停止工作，切断电源，撤出人员。在与回风系统相连的巷道设置栅栏。
12、 该工作面及回风系统内有人作业的地点，必须安设直通矿调度的电话。 13、 其它措施严格按《21201运输掘进作业规程》的相关规定执行。
第八章 避 灾
一、 突出预兆 ① 有声预兆
⑴ 响煤炮。有的像炒豆似的噼噼啪啪声，有的像鞭炮声，有的像机关枪连射声，有的像跑车一样的闷声、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。
⑵ 发生突出前，因压力突然增大，煤岩壁会开裂，打钻时会喷煤、喷瓦斯等。
② 无声预兆
⑴ 瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，有时变冷、变热。
⑵ 在煤层结构构造方面的表现为：煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥，煤层受挤压、褶曲变粉碎，厚度变大、倾角变陡。
⑶ 在地压方面表现为：压力增大，煤壁外鼓、片帮、掉渣、顶底板出
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现凸起台阶、断层、波状鼓起、手扶煤壁感到震动和冲击，炮眼变形装不进药，打眼时垮孔，夹钻等。
（2） 掘进工作面的专职瓦检员、安监员、班组长必须随时注意观察、分析、对比、掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，瓦检员、安监员、班组长和现场揭煤指挥员，必须立即停止工作面的一切工作，立即组织人员按避灾路线撤出，并按规定设置警戒，同时汇报矿调度室和主管矿领导，采取措施、进行处理。发现突出预兆时人员必须立即戴上自救器，以最快的速度进入避难硐室。 二、避灾线路：
工作面发生水、火、瓦斯、煤尘、顶板等灾害时，作业人员应按如下路线进行撤退并熟悉各避灾路线：
瓦斯、突出事故、火灾避灾路线：工作面→21201运输巷→二一皮带下山(向下)→+200水平皮带运输巷→主斜井→地面。
水灾避灾路线：工作面→八0皮带运输下山→六片盘车场→八０副下山→主平硐→地面。
受影响范围内的其他人员，在调度室的指挥下沿施工地点规定的避灾路线撤离。
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21201运输巷支护断面图 锚 索 L=5500mmφ=160mm锚杆间、排距800X800mm70°20° 煤 层 树脂锚杆L=2200mmφ=200mm0042树脂锚杆450110032001650 L=2000mmφ=200mm水沟3400200X200mm68
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