瓦斯治理方案模板

1、大方县高店煤矿大方县高店煤矿技术组二一二年元月十二日第一章矿井概况一、矿井地理及交通位置大方县高店煤矿位于大方县大方镇金星村，距大方县县城约13km,二、矿井证照情况矿井始建于XXX年代初，为私营企业，矿井于 XXX年 月开始建 设，年基本建成投产，六证齐全有效，现生产能力核定为万吨/年，批准开采标高为m ，批准开采区内 、 煤层，已达到安全管理 级质量标准化矿井标准。三、特种工种及专职安全员的培训和配备情况我矿及时送配各种特种作业人员，配备有专职安全管理人员名（其中通风安全工程师人、采掘工程师人、地质测量工程师.人、机电工程师人）,瓦斯检查员 名,电工名,瓦斯监测电工.名,瓦斯监控员名,防突

2、效检工名,绞车工名,主扇司机名.四、煤层赋存情况及层间距及顶底板的力学性质井田内含煤可达 层，一般 层，呈状、似 状产出，由下至上依次可分三个含煤组 A、B C。本区B煤组内由下至上为 B、 B2、B、B,而允许矿山开采的煤层为 B3、B4煤层，局部可采的B2、Bi煤 层未被批准开采，现对 B、B4煤层分述如下：B4煤层俗称“上连炭”，位于宣威组第三段的顶部，下距B3煤层，一般为,矿山井巷内仅1m,为复煤结构煤层.上部为黑色暗淡半暗煤与半 亮光亮型煤间互相成；下部为线理状半暗暗淡型煤。 煤层厚，平均。 一般含12层夹矸，夹矸厚，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，其中 一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩

3、，具砂状结构，易于识别，本次在井 巷中未见煤层夹矸。煤岩组分为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体， 内生裂隙较为发育，质坚硬，呈块状。顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物化石碎屑 或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾 状菱铁矿结核。(2) B3煤层俗称“中连炭”，位于宣威组第三段上部，上距B4煤层约1m,下距B2煤层约5m8m,三分性明显，中部为灰黑色、黑色半亮光亮型煤 上、下为半暗型煤；煤层结构单一，不含或偶含1层夹矸，煤层厚度平均厚为，区内稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤 条带，参差状断口，质疏松，外生节理发育，易碎成小块。直接顶板为深

4、灰色泥岩或炭质泥岩， 局部为粘土岩，不含动物化石 含灰色明状菱铁矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶 菱铁矿结核或团块为特征。五、矿井开采技术条件一、矿山水文地质条件矿区属长江上游一级支流的长宁河水系，矿区坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高为 +490mj将成为未来开采中地下水的补 给源；矿区西部的锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地下水的补给源之 一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系 地段煤层或在该水系地段的井巷应采取保护措施。区内地下水类型包括碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区的主要地下水类型，矿区地下水主要为

5、大气降水渗入补给，次为地表水补给，随深度增加水量减小；松散岩类 孔隙水主要赋存于第四系残积层中，水量中等，对矿坑充水影响较小。 另外老窑及采空区积水亦为矿坑充水水源，同时随着浅部岩体的塌陷， 地表水也将成为矿坑的主要充水水源。因此，该矿为裂隙型充水矿床， 目前矿井涌水量为200mVd，水文地质条件中等至简单。二、矿山工程地质条件本区属深丘一低山工程地质区，区域稳定性较好。矿山煤层为缓倾 斜煤层，顶板岩性主要由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩组成；底板岩 性主要为粘土岩。因此，硐室围岩均属软质岩体，故本矿将主平硐及运1 u .-u- i-j-d i wi-. -i i.-i tj_u-.i_j .

6、i- i-j -ni !.-uj-u-.i-j- - i-u- i-j -ii -i.-uj-u-.i-ji-k-i -.- t-u- k-ji ii _ v im_ k-i ji ii _i输巷布置于围岩中是正确的。由于岩层较缓，深部岩体中地压力较大，硐室顶板、帮壁岩石中节 理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；底板饱水后产 生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每季度可达 3040cm.硐室顶棚易产生冒落， 直接冒落高度约 30m该矿也曾经发生过顶板冒落，造成了人员伤亡， 因此，应加强采空区和硐室围岩的管理。硐室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中等。三、矿山环境地质条件矿山地处地质灾害

7、易发区，地质环境较为脆弱。据本次现场调查， 矿区内尚未发现滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾害，但随着开采的进行， 可能诱发地面地质灾害，地表水体（泉）疏干可能较为严重。我们建议矿山企业应按现行规定及矿山地质环境评价报告中提出的措施和建议， 采取相应措施，做好矿山地质环境保护与地质灾害防治工作。四、其它幵采技术条件1、瓦斯我矿于XXX年XX月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯等级鉴 定，其鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为：XXm3/min，相对瓦斯涌出量为：m3/t ;矿井绝对二氧化碳涌出量为：min，相对二氧化碳涌出量为：m3/t ;确定为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性：根据“ 2007年3月30日x

8、xx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报 告，我矿B、B煤尘均无爆炸性危险。3、煤层自燃发火倾向性根据“ 2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报 告，我矿B4、B煤层均属不易自燃。4、地温- - - . _ -本区属正常的地温区，地温梯度约为3C/100m,当井下通风时其巷 内温度一般可控制在 25 C左右。第二章、矿井各生产系统现状一、矿井开拓系统1）矿井开拓系统矿井开拓方式为平硐开拓，主井口标高+,风井标高为+,井筒支护为锚喷、发碹及工字钢架棚支护，断面S=tf ,对已采完和未使用井巷全部进行了圭寸闭。2）采区巷道布置（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、井下最大班人数）矿

9、井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分为二个阶 段，即+515+555和+555+595阶段，下水平为+515至+425阶段。目 前主采+515+555m阶段，阶段运输巷布置在煤层底板中，破石门进入 B4、B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走向布置，工作面沿煤层倾向布置， 阶段运输巷内设置车场形成运输系统。下水平设计布置3个阶段，每100m一个阶段，现正在施工下水平的主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷道。采掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班一般. -.- -J- - - , - - - - - - =-. - - -J- - - - - -* -

10、-/ =- .- -t - -人，采煤工作面人，井下大班最多人数人左右。3）采掘部署开采顺序分区段开采，采用采区前进，区内后退式开采，先采上解放层（B4煤层），后采下层 B3煤层，B4煤层工作面形成时布置网格抽放 对工作面进行预抽，然后再进行回采。采煤方法为：走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放炮落煤、人工装煤、工作面采用40型可弯曲刮板输送机运煤，煤炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平已回采结束）由人 至+555水平直接由人工推到车场，再由机车运出地面。支护采用单体液 压支柱，排距，柱距，“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一 准”的作业方式。工推

11、到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，再由机车运出地面；+515掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采用煤电钻打眼，全断面一 次爆破（煤巷分次爆破）人工装矸，巷道支护采用11#矿用工字钢架棚支护，棚距，不足一架料的位置采用前探梁护顶；煤（矸）采用人工装 运，岩巷掘进采用 YT28凿岩机打眼，全断面一次爆破，装岩采用17型耙斗机，发碹作为永久支护，1T矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，二、矿井供电系统矿井采用双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电源，矿井主要设备有45KW绞车，绞车，110KW固定空压机，2X局部通风机等用 电设备。矿井地面供配电采用10kV和660/220V

12、两级电压，一、二级用电负 荷采用双电源供电。当一回供电电源发生故障，另一电源可担负负荷用 电。在矿井地面设有2座10/变电所，在各变电所视其情况设置功率因 数自动补偿装置，主井工业广场地面变压器为SG-315/10/，井下变压器为KBSG-400/10/,风井变压器为 SG-250/10/ ,在变压器容量大于 315kVA 的变电所低压侧均设置零序电流保护装置。” j-a-.- =-.7. _- -、um_- .-1.4-、AAU- _-._-._vvwvuwvnv_ivw!WVi_wwwjwwvw_A_nd.地面照明电压为220V,采用三相四线制。矿井的生产照明和生活照 明分开供电，对移动设

13、备的供电回路设有漏电保护装置。 住宅及办公室采 用荧光灯；主通风机房、机修车间、木工房等机器房用白炽灯。矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明的场所一般 采用双电源自动切换的照明装置来实现，个别场所采用应急灯作为应急 照明。矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，局部通风机采用双电源供电，采用 两台专用变压器、专用开关及专用电缆。掘进工作面中的电气设备设有 风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电 气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯电闭锁装置立 即切断局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设固定 照明，

14、照明电压为127V,选用ZBX型矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具一般选用 DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋转机械的硐室选用DGS型矿用隔爆白炽灯。三、矿井通风系统1、主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、巷道阻类别型号台风量（nn/min）静压（Pa）全压(Pa)功率（KW运行KZT60-H - M16B1420724759053355952-35322X 90备用KZT60-H - M16B1420724759053355952-35322X 90力、通风设施xx煤矿采用中央边界抽出式通风，回风井口安装KZT60-H -M16B型通风机（参数见下表）；一台运行一台备用，功率2X

15、90KVY矿井总进风量2653mi/min，总回风2712 mi/min，等积孔。主、风井口高差 120m, 通风机房安装有水柱计，矿井通风负压，自然风压对矿井通风系统有一定 影响,矿井通风系统比较稳定，通风能力能满足安全生产的需要，风机房有各种规章制度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。2、矿井风量及分配矿井设计需供风量 2179ni/min，实际供风量 2653nVmin ,风量分配详见下表：序号需风地点需风量实际供风量备 注1225252230035631742484208248522625061802007208250820825092502821020020011合计3、掘

16、进通风及布置情况掘进工作面采用压入式通风方式，掘进通风选用一台FDB-5型（2X）配 500 mm的胶质风筒为磧头供风，安设于回风口以外 10米的进 风流中，在进风侧设置一组正反向风门（两正两反），风筒口距磧头距离r_iwMurwKviflniww!Ar_iuwun_vw!Wiflniwwwuvw%Hin_rIvwnwiHwwuIvxjwuMHBMnn4nuwVir/u=f- .j- m ju-uwAHjnwwnr置抽放钻孔，其深度以距回风巷保持10m的距离为准，瓦斯抽放钻孔布置后立即进行瓦斯抽放，抽放时间以实际检测达到预抽效果后才能撤除, 目前有在藉抽放钻孔300个以上。五、瓦斯监控系统监测

17、系统主机：KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各 2台），一 台工作，一台备用，监控系统于*年*月份升级完成，KFD-3分站6台， 瓦斯传感器KG9701, 20台，CO传感器1台，负压传感器一台，风速传 感器2台，风门开关传感器12套，设备开停传感受器12台。采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感器。采煤工作面回风巷的甲烷传感器报警浓度CH,断电浓度CH,复电 浓度% CH;断电范围：工作面及其回风巷全部本安型电气设备。矿井 配备了便携式瓦斯检测仪 30台。总回风平巷测风站，主要通风机的引风硐都设置了风速传感器、压 力传感器，主要通风机、局部通风机都设备开停传感器，风井的主

18、要风 门均设置风门开关传感器，被控设备开关的负荷侧均设置馈电状态传感 器。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，按要求每7天使用标准气样和空气样进行调校 1次，每7天对 工作面安装的甲烷传感器甲烷超限断电功能进行了测试。六、矿井提升系统xx煤矿运输系统：井口标高+,运输大巷坡度在5%。以下，为蓄电池 机车运输，有2台5t蓄电池电机车（CDXT-5型）,1台运行，1台备用。有2台硅整流充电机（型号CWZCA-90/132输入电压380V,输出电压132V, 额定电流200A）。平硐暗斜井开拓，有2级提升绞车，+595m主提升安装 有型绞车，电机功率 45KVY +5

19、15下山安装有一台型绞车，电机功率为22kW,使LQBZ-80 （120）开关控制， +619钢绳，每次提升2个 矿车。矿井平硐和斜坡均采用15kg/m轨型钢轨，600mm轨距，箱型侧卸式矿车装载，主运输大巷为蓄电池机车运输方式。各工作面的煤矸在工 作面运输巷装车后经人力推车至各水平车场，经提升绞车提升或下放至+515m运输大巷，组列后经蓄电池机车拉出井，煤翻入工业广场的地面 煤仓。矸石通过地面矸石仓后再转运到矸石山。七、矿井排水系统因我矿下山采区部分属开拓准备期，上山水平经平硐水沟自流排出 地面，暂无排水系统。八、矿井防尘、防火、供水2007年3月经xx省煤炭产品质量监督检验站鉴定，所鉴定煤

20、层自燃及发火倾向性为“不易自燃”。2006年5月安设CO传感器一台，CO检查仪两台，主要密闭都预埋检查管，每天对密闭内气体进行巡查采用 检支管检查CO进行火区的预测预报，在井下绞车室、车场、采区变电 所、及设备集中的地点都按要求备有一定的砂，悬挂有干粉灭火器。在地面距井口 40m的位置建有防尘水池，经过主运输大巷连接到各 采掘工作面，对各作业点进行洒水防尘。第三章、矿井采掘部署调整我矿坚持“采掘并举，掘进先行”的原则，严格采掘“三量”管理， 逐步实现“抽、掘、采”平衡；加强采掘施工现场管理，严格按照煤 矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定的要求进行采掘布置和调整。一、开拓巷道调整及工程量我矿上山水

21、平的主要开拓系统已经形成，并且储量不多，也实施了瓦斯抽采的治灾措施，目前采掘部署调整的重点是+515下山水平，+515下山水平第一阶段开拓巷道调整主要有回风石门及斜巷60m人行上山220m +490m底板抽放巷道300m,反石门60m,共计640m的巷道未施工。2、采区巷道布置及工程量我矿+515下山水平的采区巷道主要有 2114-2回风巷725m（其中岩 巷25m），边切眼130m 中切眼130m 2114-2运输巷715m， +490m底 板抽放巷道380m,共计2080m的巷道未施工，其中岩石巷道 400米，煤 层巷道1680米。+515上山水平还有1323-1运输巷100m 回风巷50

22、m 1333-1运输 巷130m 开切眼120m,回风巷100m 1333-2运输巷260m,回风巷260m, 开切眼130m 共计1150m3、采区及采掘工作面接替顺序目前的采煤工作面有 1334-2采面和1323-2采面，其中1323-2采面可采期还有一个月，1334-2采面可采期还有6个月左右，正在准备的 有1323-1工作面和1333-1采面，1323-1采面结束后就准备 1333-1采.1.-I- .-I.L1-.11-11-L1-.11.“-1 . -1- - -1-八-1- - -1- - -111-/- - -BE - . -11-.-.-一1： T l-i* J - .l.i

23、l.*.一 -/ ” .一 I -. - I I -8个月面。1323-2采面回采结束后由1323-1采面接替，该采面能服务 左右。1333-1采面接替1334-2采面。1333-1采面接替1323-1采面，2114-2采面接替1333-1采面。4、采掘布置及采掘队伍安排目前的1323-2采面的单产为斜长100mx采高X容重X推进度1m=202吨，1334-2采面的单产为斜长 150mX采高X容重X推进度 1m=270 吨，掘进回收煤日产 50吨，正常日产量522吨，能满足年产15万吨生 产规模的要求。为了保证采掘接替的要求，我矿计划在 +515m上山水平安排三个煤 巷掘进班组，在下山水平安排

24、一个岩石巷道掘进班组，两个煤巷掘进班 组，按“三八作业制”作业，掘抽采实行交替作业的形式，保证掘抽采 平衡和达到治灾的目的和要求。每个掘进班组安排5-6人作业，每个作业点均配备班组长、电工、瓦斯检查员和现场管理人员负责现场管理。5、采掘部署调整井巷工程统计表要完成采掘布置调整的井巷工程见下表:序号类另1巷道名称工程量(m)备注1开拓巷道60222036804605706准备巷道72571308130971510100115012130131201410015260162601713018110第一节、瓦斯治理方案坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的方针，以建设本质安全 型矿井为目标，以瓦斯治

25、理利用为核心，以防止瓦斯事故为关键，以技 术创新和管理创新为重点，坚持先抽后采、治理与利用并举的方针，杜 绝重特大事故，防范煤矿瓦斯事故，努力建设本质安全型煤矿，确保能 源供应安全和矿井可持续发展。我矿为高瓦斯矿井，但由于相邻 XXX煤矿于2003年10月10日在 开采过程中发生煤与瓦斯突出，被县局列为按突出矿井进行管理的矿井。 2009年矿井瓦斯等级鉴定结果为：绝对瓦斯涌出量min，相对瓦斯涌出量T;因此，我矿在开采B、B4煤层的瓦斯治理上必须按具有突出危险性 进行拟定方案，必须严格贯彻执行“通风可靠、抽采达标、监控有效、 管理到位”的瓦斯治理十六字工作体系。第二节、瓦斯抽采方案1、采煤工作

26、面采空区实行埋管抽放WWWWWWWMWWWWUWWMWWWWWWWWWnWWWWWMWWWMIVWV-VWJ-V刁f- .-2、采煤工作面实行本煤层顺层抽放3、煤巷掘进工作面实行超前抽放和挂耳抽放4、施工底板岩巷实行穿层抽放第三节、防治煤与瓦斯突出第一小节、区域性防突措施XX煤矿煤层为近距离缓倾斜煤层，根据相邻矿井开采的实际情况，B4煤层无突出危险，可以采用先开采 B4煤层后采B3煤层，由上往下剥 皮开采，以降低下邻近煤层的突出危险程度。在 B4煤层开采过程中，同时对B3煤层实施顺层预抽，以解决首采 B4煤层时下邻近煤层的卸压瓦 斯问题。对于B4煤层不可采区域，应先对 B3煤层实施顺层预抽。1

27、顺层预抽防突设计：(1) 顺层预抽防突钻孔布置顺层预抽的钻孔采用在机巷内沿煤层倾向施工上斜顺层钻孔，其中 上斜孔50m深，孔径42mm沿工作面走向平行布置，钻孔距开切眼不超 过5m,钻孔间距2m钻孔封孔严实不漏气，封孔深度不低于8m(2) 顺层预抽防突指标的确定a顺层预抽单孔抽放量预计经过*矿井实际考察，顺层预抽单孔抽放量，平均为min，在此预计单孔抽放量为10L/min。b首采煤层防突钻孔控制范围内瓦斯储量。W WX B4= SX dx B4X H B4= 500x 120XXX=2276547m3式中：S防突钻孔控制范围d 煤的容重B4 煤层瓦斯储量B4煤层厚度首采煤层防突钻孔抽放量预计：

28、Q= S/式中：S防突钻孔控制范围B钻孔密度5X 60q单孔抽放量(10L/min )即：Q= 500x 120/(5 x 60) x 10X 10 3= minC煤层预抽指标及抽放时间确定按防治煤与瓦斯突出规定要求，煤层瓦斯预抽率大于或等于25%乍为防治煤与瓦斯突出预抽指标，其预抽时间为：m( W 6V 6最大瓦斯涌出初速度 maxL/min m 5V 5若出现只有q值超限但无明显衰减，而 s值未超限，也无其它突出 预兆的特殊情况，则采用辅助指标衰减程度进行判别。衰减程度（zag）按下式计算：zag = qt5/qt1式中：qt5 第五分钟钻孔瓦斯涌出初速度，L/ ;qt1 第一分钟钻孔瓦斯

29、涌出初速度，L/。判别指标：zagw，突出危险；zag ，突出威胁。预测为突出威胁时，每个预测循环应留不少于2米的超前距；预测预报判定工作面前方为突出危险，则必须采取钻孔排放措施，消除其潜 在的突出危险。二、掘进工作面预测1）、突出危险性预测。（1）、采用钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度 （qmaX）和钻屑量（SmaX预测突出危险性。参数如下表。参数名称单位突出危险性突出危险突出威胁最大钻屑量（SmaXKg/m 6V 6最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min m 5V 5（2）、预测钻孔布置：钻孔布置在煤体相对较软的软煤分层中，深 度不低于8-10m,直径42, 般不少于3个，平行于巷道掘进方向，

30、上、下帮各1个，中间一个，控制巷道轮廊线外，上帮不小于5m下帮 不小于3m。第四小节、局部综合防突措施一、石门揭煤防突措施我矿石门（断层）揭煤均采用震动性放炮揭煤防突技术措施。（一）、突出危险性预测及措施效果检验采区石门（断层）揭煤采取钻孔法预测预报和措施效果检验。1、在巷道顶板距煤层法向距离不少于 10m处，施工地质钻孔，地质 孔参数由矿技术人员负责设计，采集煤芯测定厶 P、f值，计算综合指标 K值作为突出危险性判别指标。K 30突出危险KV 30无突出危险同时掘至距煤层底板法向距离不少于10米时，施工队必须将岩石炸药更换为3#煤矿安全炸药，并严格按防突管理的有关规定和措施及执 行。2、若综

31、合指标K值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤工作面 掘至距煤层法向距离不少于 5m时，必须立即在磧头施工抽放钻场， 并停 头，同时安排在磧头施工抽放孔，预抽揭煤点煤层瓦斯。所施工的抽放 孔呈网络状均匀布置（5X 5），终孔间距为2-3m,控制揭煤点四周不低于5m只有经检测揭煤点煤层瓦斯预抽率达到25浓上时，方可恢复施工，继续往前掘进。否则必须采取延长抽放时间或补打抽放孔等补救措 施。3、恢复施工起，施工队必须执行“探三掘一”的探掘措施。4、石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于或处，分别进行突出危险性预测，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度 q值，判别指标（见石门揭煤预测工作指

32、标表）。石门揭煤预测工作指标测试参数单位突出危险性突出危险无突出危险最大钻屑量SmaxKg/mV最大瓦斯涌出初速度 qmaxL/V5、在煤层赋存稳定，确认无突出危险的情况下，可采取“五步法” 措施揭煤，若已揭开煤层，且尚未全断面揭穿煤层全厚，则必须施工顺 层预测孔，预测煤层的突出危险性，测试参数及工作指标按与石门揭煤 预测工作指标相同。6、 在上述钻孔资料分析煤层赋存不稳定，构造复杂或钻孔施工中出 现喷孔及预测中任一参数超标，均预报为突出危险，则必须采取施工抽（排）放钻孔的防突措施，并进行措施效果检验，只有经检验证实措施 有效后，方可采取“五步法”防突措施揭煤。二、掘进工作面防突措施（一）、突

33、出危险性预测和措施效果检验对于B4煤层的掘进工作面以及 B4层煤柱下未受卸压保护的 B3煤层 掘进工作面，掘进前，均采取钻孔法预测预报工作面前方煤体的突出危 险性，若经预测为无突出危险，可留不少于的安全屏障组织生产；若经 预测为突出危险，必须采取防突技术措施后，并经措施效果检验为无突 出危险，方可按技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求 组织生产。（1）钻孔布置1、在煤层赋存稳定，煤体结构未遭到破坏的正常煤层中掘进，布置 三个孔，见图 2，预测孔控制巷道断面及其轮廓线外不少于。2、受地质构造影响，煤层增厚或变薄地带，但H类煤在以下，山类 煤在以下时， 或在预计的煤与瓦斯突出集中带掘进时，

34、 布置 35 个预测 孔，当任一预测参数超标则停止预测，立即实施防突技术措施，其中一 个预测孔为探清前方煤层情况，布置于煤层底板附近，兼作摸岩孔，若 探得前方煤层发生变化，则立即实施防突技术措施。3、煤层赋存发生极大变化，或H类构造煤大于及以上，山类煤大于 及以上和施工中出现卡钻、喷孔、煤体变冷、施工中瓦斯忽大忽小等突 出预兆时，则不论测试参数是否超标立即实施防突技术措施。（2）预测参数及工作指标预测方法采用钻孔法，预测参数有钻屑量 S 值、钻孔瓦斯涌出初速 度 q 值，按（石门揭煤预测工作指标表）判定工作面的危险性。（3）出现下列情况时，均视为突出危险1因断层、褶曲构造致使煤层增厚、变薄，且

35、H类煤达及以上，山 类煤达及以上时。2、施工中出现喷孔、卡钻、煤体变冷等突出预兆时。3、炮后 30 分钟瓦斯涌出量成倍增加时。4、煤层赋存（如煤厚、倾角）发生急剧变化时。（4）工作面一旦有突出危险， 必须立即实施防突措施， 并经措施效果 检验证实措施是否有效。检验孔控制巷道断面及轮廓线外不少于，严重 突出危险地带控制轮廓线外不少于，检验孔参数工作指标按石门揭煤预 测工作指标表执行，只有经检验为无突出危险后必须留足不少于的安全 屏障，按矿技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求组织 生产。（二）、治理突出技术措施 超前抽（排）放钻孔措施作为该区掘进工作面主要的局防技术措施。1、深孔超前抽（排

36、）放钻孔措施在已确认的严重突出危险地带， 掘进工作面掘进前， 可采用该措施。超前孔孔长不少于30米，孔径52-84mm根据掘进工作面实际条件，可 以在碛头上直接施工或在其巷道两侧钻场施工。2、小直径超前排放钻孔在煤层松软、有自喷能力的地段，采用该措施。钻孔深9 12m,孔径42mm 般布置一排孔，当煤厚大于时，采用双排孔。钻孔控制范围 为巷道断面轮廓线外不少于 , 在严重突出危险地带，控制巷道断面及轮 廓线外不少于。三、回采工作面防突措施（一）、突出危险性预测和措施效果检验对于 B4 煤层回采和 B4 煤层煤柱下回采时，回采前均采取钻孔法预 测。若经预测工作面为无突出危险，则可留不少于的安全屏

37、障，并按矿 技术负责人审批的突出危险预测预报报告单的要求组织生产；若预 测工作面为突出危险，必须采取防突措施并进行措施效果检验，然后可 留不少于的安全屏障，并按矿技术负责人审批的防突技术措施效果检 验报告单的要求组织生产。1 、钻孔布置预测孔一般情况下沿工作面每隔 5- 10m布置一个孔并垂直于工作 面，在煤层赋存不正常地段，则必须有针对性地在地质构造及非原生结 构煤位置布置预测孔。检验孔布置在参数超标的预测孔附近或措施孔之 间，对有喷孔、响煤炮等突出预兆的措施孔必须进行针对性检验。2、预测、检验参数及工作指标按 （石门揭煤预测工作指标表） 执行。3、预测、检验及措施孔孔长为 8-12m，孔径

38、42mm其超前距离不得 少于。（二）、防治突出技术措施 有突出危险的回采工作面可采用在机、风巷施工顺层抽（排）放钻孔、工作面施工小直径（42mm）排放钻孔等防治突出措施。顺煤层抽（排）放钻孔措施适用于回采中掘进时有突出危险的地带及B4煤层煤柱下未受卸压保护的回采工作面。钻孔间距2-5m孔深10-15m，孔径 52-84mm工作面施工小直径排放钻孔措施适用于煤层松软，有自喷能力的地带。孔长一般一，孔径 42mm孔间距2-3m。第五小节 通风系统、通风安全设施的施工和管理1、凡是有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面应保持独立的回风系统， 并尽可能缩小对相邻区域的安全威胁。如出现两个及其以上施工队回风 合

39、流后再进入总风的情况时，应尽量将其分开独立回入总风，并尽可能 缩短回风；与回风相连的风门、密闭、风桥、隔风墙等通风设施必须牢 固可靠，进回风之间不得留有孔洞，以防突出后瓦斯涌入其它区域。2、 回风系统必须畅通，回风断面不得小于设计断面的75%。放炮时 回风系统（掘进碛头第一合流点以外为回风系统）中不得有矿车或杂物 堆积。3、凡是石门揭煤工作面和重点防突头面必须在进回风之间设置三道 反向风门，单独一道反向风门设在回风侧，其余防突头面的反向风门不 得少于两道。风门尽量施工在支护完好、围岩坚固、无积水、无拐弯的 平巷内，有条件时反向风门距碛头不低于 50-100m。4、反向风门设置必须牢固，风门墙可

40、用砖或料石砌筑时，应对风门 四周掏槽、必须见硬帮、实底，且深入巷道周边煤岩深度不得低于，风 门墙厚不得低于，门框和门扇采用坚实的单层木质结构，门框厚度不得低于100mm门扇厚度不得低于50mm并在门扇上横贴厚度不得低于 2mm 的铁板，铁板应全部掩盖门扇，铁板与门扇用螺栓和铁钉连牢固，且螺 栓均不低于 4颗，另反向风门的横梢和角铁均不低于 3根，并保证风门 牢固可靠，两道反向风门的间距不低于 4m。5、 每道反向风门都必须有牢固的底坎和扫脚布，其底坎在反向风门 关闭后能将其抵牢，使反向风门受突出压力时有较强承压能力。正、反 向风门处设水沟时，无水时应用砼将水沟堵严，有水时必须设置挡风帘 和反水

41、池，且放炮时用料石在反向风门侧将水沟作临时封堵严密，放炮 完毕再将封堵料石取开。6、掘进工作面风筒孔的回风侧必须设置逆止门， 要求逆止门能全部 掩盖风筒孔洞，且超过风筒孔周边不低于20mm逆止门用厚度不低于20mn的木板加厚度不低于2mnm勺铁板用铁钉牢固联接而成，然后用绞链 与风门墙体连接牢固。7、掘进工作面局扇前勺正向风门每道都必须在进风侧加横杠（抵门杠），每次放炮前由班长将风门关闭并用横杠抵牢。横杠用直径不小于 100-150m m的木料或工字钢，其两端支点必须牢固。第六小节 瓦斯监测1、在采区总回风、采区进风、石门、防突采面进风及采掘面回风第 一合流点都必须安设监测系统，其监测系统的安

42、装、调校和管理必须符 合有关规定。断电点、复电点及断电范围必须符合煤矿安全规程之 规定及措施要求。2、监测电工对监测系统每周不少于 1 次检查调试， 瓦检员负责所管 区域内的监测校核，以确保监测系统准确、灵敏，并有记录可查。第七小节 自救系统1、所有进入有突出危险的采掘工作面的作业人员必须随身佩戴合格 的压缩氧自救器，并放于作业点 5米范围内方便可靠的地方以便发生灾 变时立即使用，自救器的管理必须符合“ xx 煤矿自救器使用管理”的规 定。2、 压风自救袋安设在以下地点：（1）距采掘工作面25-40m的巷道 内分别安设一组； （ 2）放炮启爆点安设一组；采掘工作面每组自救袋一 般为 5-8 个

43、。3、压风自救袋设置要求，所有的压风自救袋都必须安设在宽敞、完 好、利于人员避灾的巷道或硐室内。供风管路必须垫托和捆绑牢固，需横跨巷道的支管要从巷道底板上穿过，有条件处压风管路应从进风侧进 入压风自救袋。第八小节 启爆和瓦斯管理1、防突采掘工作面启爆点必须安设在 +515m +555m的压风自救硐 室内的启爆点。放炮时启爆点人员随身携带合格的压缩氧自救器。2、启爆点必须能清楚了解局扇运转情况 （ 安设风机指示灯 ） ，并有直 通矿值班室的电话，启爆点位置都必须在现场有明显标记。3、放炮前必须由班长按防突措施进行撤人、断电、布岗工作，并将 与该回风系统相关的正反向风门关好， 抵牢，确认以上工作准

44、确无误后， 向带班矿长汇报，并填好防突卡片，经带班矿长同意后方能启爆。4、放炮后 30 分钟后，确认无异常情况，方可由瓦检员、班长、放 炮员逐步深入进行检查瓦斯，发现瓦斯超限立即退出，待回风瓦斯不超 限后，方准继续深入工作面检查，确认安全无异常后方可撤岗，送电恢 复生产；或发现异常情况或煤与瓦斯突出，则不准撤岗，并向带班矿长 汇报，未经采取有效措施不得任意恢复作业。5、施工中现场人员、班长、值班安全员和瓦斯检查员都必须密切注 意工作面煤岩变化以及瓦斯情况，若发现煤变软、增厚、煤壁外鼓、瓦 斯忽大忽小、打眼时有顶钻、夹钎、喷孔等突出预兆，必须立即停止作 业，由值班安全员或班长带领施工人员有组织地

45、按规定的避灾路线撤离 危险区，并立即向带班矿长汇报，未经采取有效措施，不得恢复作业。6、放炮必须严格执行“一炮三检制”和“三人放炮制”，瓦检员除 每班三次检查汇报外，平时应加强瓦斯检查和突出预兆的观察，严禁空 班、漏检、假检。第六章、整治完善各生产系统 根据安全实际需要，制定安全保障能力配套计划，增加安全投入， 按规定提足用好煤炭生产安全费用，完善矿井通风、瓦斯抽采、防灭火、 综合防尘、监测监控等系统和装备，并确保系统、装备处于完好状态， 发挥效用。、完善通风系统瓦斯综合治理， 通风是基础。 按照通风可靠的系统合理、 设施完好、 风量充足、风流稳定四点基本要求，把矿井和采掘工作面通风作为重要

46、的基础性工作来抓。完善矿井通风系统，提高矿井通风系统的可靠性。开展矿井通风系 统可靠性的研究工作，并对矿井通风系统进行改造、优化。二、完善瓦斯抽采系统（已经验收）三、完善防尘、防灭火及供水系统合理采掘部署和巷道布置，采用正规采煤方法和开采程序，优化通 风系统，建立健全完善的防灭火系统。根据矿井实际情况，配齐配全防 灭火装备，包括气相色谱仪、 co检测仪等。因地制宜推广国内外已经成 熟的新型防灭火材料。井下所有设备、设施等达到消防要求。按规定安装隔爆抑爆设施。要根据煤层及顶底板等实际情况，分别 实施喷雾降尘及洒水控尘、湿式作业等综合防尘措施。井下粉尘浓度达 到煤矿安全规程的要求。进一步完善防尘供

47、水系统， 达到每个采掘头面和硐室均有防尘、 灭 火供水系统。严格按三条生命线的要求完善供水系统。四、完善监测监控系统瓦斯综合治理，监测监控是保障。为完善监测监控系统，必须认真 做好以下几项工作：1、配足各类监测监控设备，进一步完善监测监控系统；2、培养或引进监测监控方面的专业人才，搞好系统设备安装、调 试、维护工作。3、严格按有关规定使用管理维护好监测监控系统设备。 确保煤矿瓦斯监测监控系统正常使用，真正发挥作用。4、依靠科技进步，治理瓦斯灾害五、矿井供电系统1、地面变压器安装处应悬挂“高压危险，禁止靠近”的警示标志。2、局部通风机供电应做到“三专”供电，增强局部通风机供电可 靠性。2、漏电保护装置要坚持每天试验 1 次，确保灵敏可靠，并作好记 录。井下照明和信号应安装照明和信号综合保护装置。3、井下机电设备选型应符合煤矿安全规程 444条之规定。 线路 及