鉴定一巷揭煤防突设计及安全技术措施

1、织金县化起龙金煤矿鉴定一巷（石门）揭M19煤层专项设计及安全技术措施编 制 人：织金县化起龙金煤矿2017年8月16日会 审 栏职 务姓 名审批意见时间矿 长总工程师生产矿长安全矿长机电矿长编 制学习人员签字：- 3 -龙金煤矿措施贯彻学习签字表贯彻地点贯彻时间贯彻人参加学习队组参加学习人员签字额目 录第一章 概况- 1 -第一节 巷道布置- 1 -第二节 揭煤程序- 1 -第二章 瓦斯地质- 3 -第一节 煤层- 3 -第二节 瓦斯、煤层自燃性与煤尘爆炸性- 4 -第三章 矿井通风、抽采等安全生产系统情况- 6 -第一节 通风- 6 -第二节 瓦斯抽采系统- 6 -第三节 安全监控系统- 7

2、 -第四节 压风自救系统- 7 -第四章 区域防突设计- 7 -第一节 防突设计依据- 7 -第二节 防突管理与装备- 8 -第三节 区域综合防突措施- 9 -第三节 局部防突措施效果检验- 20 -第四节 安全防护措施- 21 -第六章 安全防护与技术措施- 22 -第一节 安全防护措施- 22 -第二节 防突组织管理- 23 -第三节 安全技术措施- 23 -第四节 避灾路线- 34 -鉴定一巷（石门）揭M19煤层专项设计及安全技术措施我矿按煤与瓦斯突出矿井管理，在石门揭露煤层采取区域综合防突措施，鉴定一巷（石门）掘进过程中将揭露M19煤层，为确保揭煤工作安全顺利进行，特制定以下专项设计及

3、安全技术措施：第一章 概 况第一节 巷道布置鉴定一巷巷为岩石巷道，从27#煤层顶板斜穿层布置，沿途穿过20#、18#、16#煤层，巷道自副井底处开口，以97的方位、+50%流水坡度施工平石门377m，与井底轨道斜巷相接，然后按+25倾角施工52m(57m)采区轨道斜巷贯通一采区联络巷，达到设计位置，作为鉴定一巷运输巷，使采区生产系统得到优化。该石门按给定的中腰线进行施工。靠该石门前进方向的左帮边掘进边施工排水沟，排水沟滞后距离掘进迎头不大于40m，形状为矩形，断面为:宽400mm，深400mm；水沟采用混凝土浇筑；石门掘进到变坡点位置后采用50mm厚度的钢筋混凝土盖板，全部把水沟封顶盖严。巷道

4、内铺设22KG/M。枕木间距0.8m。附： 鉴定一巷平面布置图第二节 揭煤程序鉴定一巷按97方位角，17坡度已施工210m，距煤层法向距离10m外施工了3个地质钻孔，前方16.3m距M19煤层法向距离为10m。往前施工16.3m距M19煤层法向距离10m前再施工2个地质钻孔的要求。于8月16日在鉴定一巷226.3m处施工2个地质钻孔，工作面迎头距M19煤层法向距离距为10m，再往前施工14.6m，距M19煤层法向距离7m执行石门揭煤区域防突措施，首先在鉴定一巷揭煤区域施工原始瓦斯参数测定钻孔及瓦斯抽采钻孔，对揭煤区域煤层瓦斯进行抽放。经过抽采计算达标后，施工五个取芯钻孔，分别位于揭煤中部、上帮

5、下帮、左侧右侧，测定煤层残余瓦斯含量及压力，对揭煤区域进行区域措施效果检验，并根据报告单及抽采情况编制抽采达标评价报告。鉴定一巷掘进9.45m至距煤层底板最小发向距离为5m，进行区域验证，同时进行局部突出危险性预测，测定无突出危险后掘进至距煤层法向距离为2m时进行揭煤前进行工作面措施效果检验。无突出危险后掘进至煤层发现距离为1.5m时，在采取安全防护措施情况下，采用远距离爆破，一次性揭穿煤层，揭穿煤层地板后沿煤层掘进2m，结束揭煤工作。第二章 瓦斯地质第一节 煤层一、预揭煤层情况据龙金煤矿生产地质报告地层综合柱状图”显示（详见附图），鉴定一巷(石门)在掘进过程中先揭露M19煤层。煤层走向方位9

6、4106，石门与煤层呈10左右的夹角。M19煤层位于M27煤层上部，下距M27煤层42m；上距M18煤层平均25m。煤层顶板为泥岩；底板以泥岩、细砂岩为主。煤层层位稳定，属稳定薄中厚煤层。为确保安全顺利揭穿M19煤层，决定在M19煤层顶板留设2（法线距离）的安全岩柱，然后采用远距离爆破方法揭开M19煤层。二、煤质及煤类1、煤质1）煤质 煤的宏观特性矿区内M19煤层属不可采煤层，未查找到煤层相关参数。矿山未作过热稳定性、煤对CO2的反应性、可磨性、泥化等实验。矿井范围内各煤层均为无烟煤。三、煤（岩）层赋存特征具体情况详见表2-3。表2-3 煤层特征情况及瓦斯地质特征参数表指 标单 位参 数备 注

7、煤层厚度（最大最小平均）m-实探为1.5m煤层倾角（最大最小平均）512平均角度为8自然发火期d无该煤层鉴定为不易自燃煤层绝对瓦斯涌出量m/min-相对瓦斯涌出量m/t-煤尘爆炸指数（%）无该煤层鉴定为无爆炸危险性地 温18无地热现象第二节 瓦斯、煤层自燃性与煤尘爆炸性一、瓦斯（1）瓦斯含量根据矿井勘探区瓦斯钻孔资料，未查到M19煤层瓦斯含量相关参数（2）矿井瓦斯等级鉴定根据贵州省能源局“黔能源发2012498号”关于毕节地区煤炭局关于请求审批2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告批复，织金县化起镇龙金煤矿2012年度，全矿井瓦斯绝对涌出量为11.03m3/min，相对涌出量为40.04 m3

8、/t，二氧化碳绝对涌出量为0.70m3/min，根据煤矿安全规程第133条规定，该矿井为高瓦斯矿井，本矿采掘作业按高瓦斯矿井管理。（3）煤与瓦斯突出危险性根据贵州省煤炭管理局文件“黔煤生产字2008894号”，关于毕节地区煤炭局关于请求审批织金县龙金煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告批复，根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室鉴定+1290m标高以上无煤与瓦斯突出危险；本矿现开采水平在1290m标高以上无煤与瓦斯突出危险区域。但瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井，高瓦矿井按煤与瓦斯突出矿井进行管理。二、煤尘爆炸性据贵州省煤田地质实验室2008年6月提交的煤尘爆炸性鉴定报告对龙金煤矿6号、16号

9、、20号、27号、29号煤尘的煤尘爆炸性鉴定，煤尘无爆炸性，但在今后采掘作业中，仍按煤尘有爆炸性管理，必须加强工作面通风防尘管理，掘进工作面必须严格按局扇通风管理标准加强局部通风管理，每月定期冲扫积尘。三、煤的自燃倾向煤层的自燃性：掘贵州省煤田地质实验室对本矿井16号、20号、27号、29号煤层自燃倾向等级鉴定结果为，煤炭自燃倾向性为III类，属不自燃煤层。但在今后采掘作业中，采煤工作面必须实行“U”形通风，定期清扫采掘工作面内浮煤，严格按防灭火要求及标准及时封闭采空区，管理好采空区。四、坚固性系数根据贵州省煤田地质局实验室突出危险性鉴定报告资料提供的织金县化起镇龙金煤矿M19煤层坚固性系数为

10、0.83； 第三章 矿井通风、抽采等安全生产系统情况第一节 通 风一、矿井与采区通风系统矿井采用中央并列式通风方式，布置有主、副斜井两条进风斜井和回风斜井，开口标高为主副斜井+1300.3m，回风斜井开口标高为+1330.6m。风井安装了两台FBCDZ-5417/290KW型主要通风机，风量3780-1700m3/min，风压1200-2700Pa，电机功率290kw。二、鉴定一巷掘进期间采用局部通风鉴定一巷局部通风机安装在井底主、副巷联络新鲜风流中，局部通风机型号为FBD-7.1/230对旋通风机，风机风量为410640m3/min,配套800mm的阻燃风筒。由风筒经防突风门、鉴定一巷送到鉴

11、定一巷工作面。附：通风路线图第二节 瓦斯抽采系统本矿建立了地面永久瓦斯抽放系统，安装了两台型号为2BEC-400高负压水环式真空泵，最大排气量92m3/min，极限压力16000Pa，功率110KW,转速393r/min瓦斯抽放泵。瓦斯抽放主管道为12寸无缝钢管沿回风斜井安装至井底。鉴定一巷揭煤抽放管路由回风斜井主管接入，10寸聚氯乙烯管道沿专用回风巷工作面。在鉴定一巷工作面支管道安装抽采参数监测监控装置、汇流装置、放水器。在回风石门抽放支管低凹处安装放水器、对揭煤区域穿层抽采参数进行监测和自动计量，为抽放率计算，抽采达标评判提供可靠的依据。附：后抽放系统图第三节 安全监控系统 一、瓦斯监控系

12、统 鉴定一巷掘进工作面安装T1探头，鉴定一巷回风流中距回风口10-15m处安装T2、温度、CO传感器探头测定掘进工作面有害气体情况。监测数据传入监控室，安装KJ90NA瓦斯监控系统，对工作面抽放干管路上分别安装瓦斯抽采计量装置，设置流量、负压、管道瓦斯浓度及温度传感器，并配置专人定期进行抽采观，观测与参数。 二、视频监控系统 井下安装了两台视频监控分站，对鉴定一巷工作面远距离放炮、施钻等关键环节进行监控，地面监控室实施远距程监控。 三、人员定位系统矿井安装了KJ251A人员定位系统，井下主要巷道安装了人员识别器，鉴定一巷开口前需在开口附近20m范围内的副平硐内安装了人员识别器，入井人员携带人员

13、定位卡，专人专卡。附：监控系统图第四节 压风自救系统风源来自于地面空压机，分别用4寸（主管）、2寸（支管）无缝钢管及2寸高压胶管接至迎头，压风机房风压不得低于0.65Mpa，距工作面迎头2540m安设第一组压风自救装置，有满足要求的压风自救系统和直通矿调度的电话，其它压风自救装置每隔50m安设一组，每组压风自救装置可供58人使用，平均每人的压缩空气供给风量不得小于0.1m/min，迎头风压最小不低于0.4Mpa。压风系统：地面压风机房 主斜井要采区集中皮带运输巷鉴定一巷掘进迎头。附：压风系统示意图第四章 区域防突设计第一节 防突设计依据1.国家安全生产监督管理总局令 第19 号防治煤与瓦斯突出

14、规定；2.国家安全生产监督管理总局令 第87号煤矿安全规程（2016年版）；3.煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10462006）；4.煤矿瓦斯抽放规范（AQ10472006）；5. 安监总煤装2011163号煤矿瓦斯抽采达标暂行规定；6.煤层瓦斯含量井下直接测定方法（AQ10662008）；7、织金县化起镇龙金煤矿M6煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。8、黔安监煤矿201612号文件，进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的意见。9、织金县化起镇龙金煤矿瓦斯抽放系统方案设计说明书。第二节 防突管理与装备 一、防突管理机构织金县化起镇龙金煤矿属高瓦斯矿井，按照突出矿井管理要求，矿井成立了防突瓦斯防治领导小组，

15、设置了专门防突队伍和防突人员，配备了专门防突装备。1、防突领导小组：组 长：彭焕银（矿长） 副组长：任官州（总工）成 员：刘念（通防副总）、杨志友（安全副矿长）、杨红伟（生产副矿长）、马志强（机电副矿长）、周国平（地测副总）、高保民（采掘副总）2、防突管理机构及防突队伍矿设置了通防科，配置了通防副总和12名防突队员、抽采工等特种人员。二、防突装备1、矿成立了瓦斯突验室，并与公司瓦斯实验室联合承担瓦斯含量检测等工作。我矿配备两台WTC防突检测仪检测仪。2、配备了一台YZD1250和两台YZD750型防突钻机。A、钻机参数：ZDY-1250最大钻进深度200m；开孔直径95/115mm，终孔直径9

16、5/115mm；钻杆直径50mm；钻孔倾角-90+90；额定输出转速80/17r/min。B、钻机参数：ZDY-750最大钻进深度150m；开孔直径65/75mm，终孔直径65/75mm；钻杆直径42/50mm；钻孔倾角-90+90；额定输出转速110/300r/min。三、防突管理制度矿井完善了防突管理制度、抽采管理办法、防突责任制、防突装备管理制度及防突考核办法等制度体系，保障了矿井防突工作的有序开展。第三节 区域综合防突措施一、区域突出危险性预测1、区域突出危险性预测方法根据实际防突装备和技术水平，采用瓦斯压力、煤层原始瓦斯含量检测法进行区域突出危险性预测。2、突出危险性预测指标临界值及

17、判定本矿未对区内煤层防突指标进行专项研究，区域突出危险性预测及效果检验参数临界值按照防突规定相关要求。瓦斯压力P/MPa瓦斯含量W/(m3.t-1)区域类别 0.748无突出危险 除上述情况以外的其它情况有突出危险取样检测煤层原始瓦斯含量，安装三块压力表，测定煤层原始瓦斯压力，根据测定的煤层瓦斯含量及压力预测煤与瓦斯突出危险性，如打钻出现有卡钻、喷孔等动力现象，则直接判定为有突出危险。3、区域突出危险性预测钻孔设计与布置鉴定一巷掘进至变坡点距M19煤层顶板7m处施工三个预测钻孔（兼做地质钻孔）探清煤层层位情况及瓦斯赋存情况。1#布置在距巷道地板1.0m处巷道中线上，倾角为1，钻孔长度为49m；

18、2#布置在距巷道底板1.5m中线上，倾角为12钻孔长度为37m，3#孔布置在距巷道中线上0.3m处距底板0.5m，钻孔倾角为-1，钻孔长度为72.4m。钻孔均由底板揭穿M19煤层进入M19煤层0.2m处开始取芯，详见区域预测钻孔参数表（表1）及布置图（图2）表1 预测钻孔参数孔号方位角（）倾角（）孔径(mm)钻孔深度（m）197+17549297+127537397-17572.4图2 预测钻孔布置取样检测煤层原始瓦斯含量，安装三块压力表，测定煤层原始瓦斯压力，根据测定的煤层瓦斯含量及压力预测煤与瓦斯突出危险性，如打钻出现有卡钻、喷孔等动力现象，则直接判定为有突出危险。详见区域预测钻孔参数表（

19、表1）及布置图（图2）二、区域防突措施根据测定的瓦斯压力和含量有上述突出危险性指标临界值来判别有无突出危险性。1、区域防突措施的确定根据区域煤系地层、煤层赋存情况、工程布置情况、煤层坚固性系数及本矿防突技术条件，选采用穿层钻孔预抽煤层瓦斯的防突措施。2、钻孔布置方式鉴定一巷揭煤区域煤层瓦斯抽放采用穿层抽放方式，施钻钻场布置在鉴定一巷距M19煤层最小法向距离7m处，沿煤层底板向M19煤层揭煤区域施工瓦斯抽采钻孔。2、钻孔控制范围以设计揭煤点为中心，故沿巷道轮廓线外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。根据鉴定一巷揭露煤层、鉴定一

20、巷地质钻孔资料分析，揭煤处M19煤层厚度（平均厚度）为1.5m，平均倾角为12，属缓倾斜煤层。为了防止钻孔施工过程中存在误差，钻孔控制范围为巷道轮廓线外M19煤层左右两帮各为12m，巷道轮廓线外上、下12m（不小于最小法向距离5m。由鉴定一巷迎头向M19煤层中施工穿层钻孔预测鉴定一巷揭煤瓦斯。3、孔径、抽放半径 根据矿井现有装配和施钻经验，钻孔选择直径75mm；由于本矿未对煤层瓦斯抽放参数核定，抽放半径按防突规定及经验值取2.35m，最小抽放半径为1.35m，即钻孔终孔点距左右侧相邻钻孔间距必须小于5m，上下小于2.35m。4、钻孔数量与布置钻场布置鉴定一巷迎头，施工穿层抽放钻孔预抽鉴定一巷巷

21、道轮廓线外M19煤层左、右两帮，上、下各12m范围区域内煤层，故总抽放控制倾斜为212+14.93+12.2（钻孔控制范围）=51m，走向宽度为212+3.8=27.8m，钻孔数为35个；详见揭煤抽放钻孔设计图3及抽放钻孔设计参数表2抽放钻孔设计参数表2揭煤抽放钻孔设计图35、进度计划钻孔工程量为1646m，每班设备运行正常可施工150m，一天可施工钻孔长度为450m，4天可完成钻孔施工。预计抽放时间为7天，本循环瓦斯治理工期为10天。（8）预抽效果掘进工作面每天抽出量大约为900m，抽放时间为7天，79=6300m。抽采煤量为：5127.51.51.4=2945.3t，抽放范围瓦斯含量294

22、5.37.789=22941m，抽采率达到30%以需抽瓦斯229410.3=6882m，抽出后，瓦斯压力0.74P/MPa，瓦斯含量W8m/t，抽采达标。（7.789m/t为鉴定一巷测定M19煤层原始瓦斯参数检测数据）6、 钻孔方位与倾角等参数（详见预测钻孔参数表3、预测钻孔布置图3）表3 预测钻孔参数孔号方位角（）倾角（）孔径(mm)钻孔深度（m）197+17549297+127537397-17572.4图3 预测钻孔布置 7、抽放管路与封孔连抽 鉴定一巷瓦斯抽放支管由回风斜井抽放主管接入经过总回风巷接至鉴定一巷，在鉴定一巷抽放管道上安装抽采参数监测监控装置，对抽采参数进行监测和自动计量，

23、为抽放率计算，抽采达标评判提供可靠的依据。距抽放钻孔施工处2m左右安装汇流器、放水除碴器，单孔管安设检测孔。 煤层瓦斯抽放钻孔采用的是穿层抽放，钻孔布置在岩层中，根据相关规定结合矿井实际情况，采用玛丽散工艺封孔，封孔长度不小于5m。按照完成一个，连抽一个的原则，所有钻孔成竣工后，立即与汇流器及主管连接进行抽放。钻场内钻孔与瓦斯管连接方法见下图。三、区域防突措施效果检验1、区域防突措施效果检验方法钻孔连接抽放后，及时检测单孔抽放参数变化情况，特别是钻孔抽放瓦斯衰减度，从而分析计算抽放量及抽放率，预期抽放时间和抽放效果。计算达到预计抽放效果后，采用煤层瓦斯残余压力和残余含量测定法进行防突效果检验与

24、评判。残余瓦斯压力和含量临界值及判定方法与区域突出危险性预测一致。2、防突效果检验孔设计与布置鉴定一巷（距煤层发向距离为7m）。施工四个检测孔检测煤层参与瓦斯含量。区域检验钻孔设计长度为32m至49m，区域效果检验范围为鉴定一巷轮廓线外揭煤区域两侧各12m，上、下距顶底板12m（5m）法向距离范围。（1）采用残余瓦斯压力指标进行检验，如果没有或者缺少残余瓦斯压力资料，也可根据残余瓦斯含量进行检验。煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m/t的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效。 （2）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

25、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。（3）钻孔设计图对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行验证时，至少布置4个检验测试点，分别位于要求预抽区域的上部、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（图6）。详见区域检测孔布置图6（5）残余瓦斯含量及压力检测按照煤层原始瓦斯压力和含量相同的测定方法，施工检测孔，取煤样，采用DGC瓦斯含量直接测定仪测定煤层抽放后的残余瓦斯含量，并安装压力表，检测钻孔内瓦斯压力。按区域突出危险性预测方式进行如图6区域检测孔布置图6布置。（6）揭煤防突效检参数临界

26、值与突出危险性判定瓦斯压力P/MPa瓦斯含量W/(m3.t-1)突出预兆区域类别 0.748无无突出危险 0.748有有突出危险如经区域措施效果检验仍然有煤与瓦斯突出危险，则在超指标的位置附近补打抽采钻孔，进行强化预抽，然后再进行效果检验，直至检验孔均在指标临界值以下，然后开展消突评价。只有消突评价达标后，方可允许在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业，掘进前还要进行区域验证。 四、区域验证残余瓦斯含量检测孔施工结束后，施工五个区域验证钻孔。对揭煤区域进行验证突出危险性进行验证。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。本次揭煤工

27、作面进行防突措施效果检验时，采用钻屑瓦斯解吸指标法方法时检验孔数均不得少于5个，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧。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。1）区域验证钻孔布置在工作面迎头布置五个穿透煤层的钻孔（可利用残余瓦斯含量或残余瓦斯压力校检钻孔），钻孔终孔点分别布置在工作面揭煤点上、下方，中部和左右两侧分别布置钻孔。中部孔位于巷道中部，另为四个分别位于距上下左右轮廓线外2-4m处。详见区域验证孔布置图7表5验证孔设计参数（距煤层法线距离5m时）图7：距煤层法线距离5m时的校检孔布置示意图2）区域验证钻屑解指标临界值 区

28、域验证临界值及判别表突出预兆最大钻屑量（Smax）K1突出危险性kg/mL/mmL/(gmin1/2)有65.40.5突出危险工作面无65.40.5无突出危险工作面当K1均小于临界值，且施工过程中无顶钻、卡钻、喷孔等异常情况，可判定区域防突措施有效，工作面无突出危险；如发现有异常情况或检测的钻屑量和K1值任何一项指标达到或超过临界值，则判定工作面突出危险，必须在工作面迎头或区域穿层钻孔布置较稀、空白带或其它地点补打穿层钻孔进行抽放，并重新进行效果检验和消突评价。在区域验证石门揭煤区域无突出危险的情况下，方可允许在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业。五、局部（石门揭煤工作面）检测当在鉴定一巷（

29、岩巷段）掘进至法线距离5m时，采用钻屑指标法开始进行工作面突出危险性预测。工作面预测方法与区域验证相同，若有突出危险，则采取局部防突措施；1）区域验证要求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、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，探测地质构造和观察突出预兆。3、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。但若工作面在该区域进行首次区域验证时，采掘前还应保留足够的突出预测超前距。4、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，则该区域以后的采掘作业均应当执行局部综合防突措施。六、局部防突措施按照区域防突措施先行，局部防

30、突措施补充的原则，工作面进行局部预测，预测后工作面预测参数超过突出危险性临界值以上说明工作面具有突出危险，区域防突措施无效，需要进行局部防突措施作为补充措施，局部防突措施布置方式为继续抽（排）放。1、局部防突措施的确定根据区域煤系地层、煤层赋存情况、工程布置情况、煤层坚固性系数及本矿防突技术条件，选采用穿层钻孔预抽煤层瓦斯的防突措施。2、钻孔控制范围以设计揭煤点为中心，故沿巷道轮廓线外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。根据鉴定一巷M19煤层厚度为平均厚度为1.8m，平均倾角为-10左右，属缓倾斜煤层，钻孔控制范围为鉴定一巷

31、法相投影M19煤层中。距巷道轮廓线投影至M19煤层中两帮各为12m。上下为12m，最小法向距离为5m范围。3、孔径、抽放半径 根据矿井现有装配和施钻经验，钻孔选择直径75mm；由于本矿未对煤层瓦斯抽放参数核定，抽放半径按经验值取2.35m，即终孔间距必须为4.7m。与区域防突措施的方法相似。4、钻孔数量与布置钻孔布置鉴定一巷专用回风巷内，钻孔布置在区域抽放钻孔抽放空白带内，鉴定一巷法相投影处及投影两帮各12m范围内，故总抽放控制倾斜宽为212+14.93+12.2（钻孔控制范围）=51m，钻孔总长度为1646m，钻孔数为35个（根据鉴定一巷区域抽放竣工图及时修改）；5、进度计划钻孔工程量为16

32、46m，每班设备运行正常可施工150m，一天可施工钻孔长度为450m，4天可完成钻孔施工。预计抽放时间为8天，本循环瓦斯治理工期为12天。预期抽采效果：瓦斯抽采最终达到瓦斯压力小于0.74P/MPa，残余瓦斯含量小于8m3/t，抽采率达到30%以上。6、钻孔参数及布置图（详局部抽放钻孔设计图）七、封孔工艺及方法1、采用两堵一注工艺封孔，封孔长度不小于15m。按照完成一个，连抽一个的原则，所有钻孔成竣工后，立即与汇流器及主管连接进行抽放。2、孔内埋管采用25mmPEC专用瓦斯抽放管，前端2m吸管做成筛状，筛孔总面积大于埋管切面积，顶端封堵防止吸进煤矸。3、采用钢丝软管将埋管与汇流器连接后，再与抽

33、放支管连接。流器下侧连接放水、除碴器，汇流每个分支管上安设带螺栓控制的检测孔。 如下图所示： 抽放管连接图 放水器样式图1、 集水器 2、进水阀门 3、出水管 4、阀门（放水、调压）第三节 局部防突措施效果检验1、在工作面迎头布置五个穿透煤层的钻孔，钻孔终孔点分别布置在工作面揭煤点上、下方，中部和左右两侧分别布置钻孔。中部孔位于巷道中部，另为四个分别位于距上下左右轮廓线外2-4m处。在鉴定一巷（岩巷段）掘进至煤法线距离2m时，进行揭煤前最后一次石门揭煤工作面预测或效果检验，如果检测各项指标小于临界值、也无其它突出预兆，可判确认所揭煤层无突出危险性，则可以进行揭煤程序，采区安全防护措施情况下、放

34、炮揭煤作业程序。否则必须实施工作面防突措施，重新进行效果检验。2、揭穿煤层后局部验证工作面实施局部防突措施后，在工作向前掘进前，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行防突措施效果检验。其方法及检验孔的布置同工作面突出危险性预测相同，即在工作面迎头向前布置五个钻孔，分别控制前方10m，及两帮24m区域，钻孔种中孔深10m，每2米测定钻屑量和K1值。在测定钻屑量和K1值均小于临界值，且无异常变化情况下，允许掘进7m，保证3m超前安全保护距。设计钻孔参数表孔 号孔深(m)距巷道轮廓线距离(m)与中线夹角（度）倾角（度）110巷道中线上0+172、311241424+314、5112414248工作面突出危险性预

35、测参数临界值表：h2（Pa）最大钻屑量（Smax）K1危险性kg/mL/mmL/(gmin1/2)20065.40.5突出危险工作面20065.40.5无突出危险工作面3、局部防突措施效果检验实施工作面抽放或排放防突措施后，必须对局部防突措施进行检验，检验方法采用钻屑解析指标法，检测孔布置及判定办法，临界值与区域验证或工作面突出危险性预测相同。详见局部检验孔布置图第四节 安全防护措施1、鉴定一巷通风鉴定一巷已完善2道防突风门形成独立通风系统。揭煤前必须检查风门是否安全可靠。揭煤过程中防突风门管理1）放炮时风门必须关闭，对通过内墙垛的风筒，必须设有隔断装置。2）正向门必须进行连锁；3）风门墙上过

36、墙风筒、水沟、溜子槽、调节孔等都必须安装反逆风装置，电缆、管子孔必须封堵严实。4）在鉴定一巷风流汇合进入专用回风巷设置栅栏及悬挂警示标志。附：通风路线图。2、远距离放炮鉴定一揭煤工作面采用远距离放炮揭穿煤层，放炮站设在地面主副井口50m外，远距离放炮的要求：远距离放炮时，将井下所有人员全部撤离至距井口前方50m两侧30m外。放炮8小时后，由矿救护队人员进入工作面检查。（3）压风自救系统在井下安装足够的压风自救系统，并符合下列要求： 1）压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；2）压风自救系统应设置在距各采掘工作面迎头2540m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置。长距离的掘进巷道中，

37、应每隔50m设置一组压风自救系统；3）每组压风自救系统一般可供58个人用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1mmin。4）入井人员必须随身携带隔离式自救器。第六章 安全防护与技术措施第一节 安全防护措施1、完善并加强安全监测监控系统，确保监控系统运行正常，各种传感器灵敏可靠。2、加强工作面供水自救、压风自救管路系统维护各管理，按规定安装压风自救袋和供水管路。3、加强通风与防突风门等通风设施的管理。4、坚持远距离放炮制度，强化远距离放炮环节管控。第二节 防突组织管理一、认真落实各级人员的责任制矿长对防突管理工作负全面责任，应定期检查平衡防突工作，解决防突所需的人、财、物，保证防突工作的实施；矿总

38、工程师对防突工作负技术责任，负责组织编制、审批、实施、检查防突工作规划、计划和措施；矿各副矿长负责落实所分管的防突相关工作； 矿各职能部门负责人对本职范围内的防突相关工作负责；矿基层队、班组长对管辖内的防突相关工作负直接责任；矿防突人员对所在岗位的防突工作负责。二、建立专门的防突机构 按照相关防突要求，设置专门的防突机构。我矿已配备12名防突人员，成立防突领导机构。矿井防突机构的主要职责是：1负责制定矿井防突规划、计划，制定、报批、贯彻防突措施及与防突相关的安全技术措施；2负责实施防突措施；3负责填写、报批、送达防突预测预报、防突措施、措施效果检验通知单；4负责搜集与突出相关的原始资料。5负责

39、总结、分析防突动态资料和规律，定期上报防突相关报表及总结材料；6配合矿井地质人员，编绘矿井瓦斯地质图。第三节 安全技术措施一）现场管理现场管理工作是抽放钻场管理的中心工作，它包括钻场设计和施工管理、巡回检查、文明化生产等。1）抽采管路按设计要求安装，做到平、直、稳、严密，统一高度。抽采管路沿巷道侧帮吊挂，要求每根抽采管路采用吊环吊挂两处。 2）对每根瓦斯管路进行编号。3）管路跨过巷道或硐室时要设龙门。4）每一钻孔处必须留有三通、阀门，且三通朝下，便于连接。 5）井下管路应尽量避免与通讯、动力电缆敷设在一起，以防管路带电。 6）连接管路时必须将管内杂物清理干净，胶垫要垫合适，法兰盘螺丝要上齐全，

40、全部紧固，保证不漏气。7）瓦斯管路铺设地段严禁施工，如确需施工时，必须做好管路保护措施，并与通风区联系，待通风区采取措施后，方可施工。在瓦斯管路醒目处，设警示标牌，内容为“瓦斯管路，严禁碰撞”。 8）管路安装时每200米安装一个支管控制阀门，管路安装时支管路安装监测装置。二）泵站管理1）瓦斯泵运行后，三班必须设泵站司机，司机必须持证上岗，严格按照抽放泵站的操作规程进行操作，在抽放泵运行过程中，若有异常情况，必须立即停止泵的运转，然后汇报矿调度和通风、机电负责人，若遇其它情况需停泵时，应先请示，征得同意后，方可停泵。发现安全隐患，及时汇报处理，确认无误后方可开泵，并严格执行现场交接班制度。 2）

41、瓦斯泵站必须按设一部直通矿调度室的电话，并有检测瓦斯浓度、流量、抽采负压等必要的仪器仪表；泵站司机每一小时测定一次，并向通风调度汇报，所有记录本要记录齐全、清楚。3）瓦斯泵站前后20范围内不得有易燃易爆物品，且泵站必须备有4只灭火器和0.5m 黄砂，所有工作人员必须熟悉灭火器材的使用方法。 4）每天设专人对抽采系统进行检查，发现漏气等现象及时汇报处理。 5）保证地面抽放系统管路的防回火、防回气和防爆炸作用的安全装置完好，因井下管路或地面检修等原因停泵时，及时打开被检修泵的地面放空阀。检修管路前，必须先检查瓦斯浓度，管路中瓦斯浓度降至0.7%以下时才准工作。6）地面泵房内设监控分站一台，并与矿安

42、全监控系统相连，随时对瓦斯泵站运行参数进行监控。泵站司机必须密切注意流量表和压力表的变化，并按时检查瓦斯浓度。7）瓦斯抽放泵房为要害场所，非工作人员未经允许不得入内。8）瓦斯抽采过程中，必须确保瓦斯抽采系统正常运行。三）抽放管路管理 1）安装有孔板流量计的抽采钻孔、抽采管路支管必须设置钻孔观测牌板。2）每天安排专人测定钻孔及抽采管路支管的抽采参数，并将测定结果填写在钻孔记录牌板和记录本上。3）钻孔记录牌板要求填写钻孔施工时间、孔号、角度、钻孔长度、孔径（开孔、终孔）、封孔长度、封孔材料、抽采瓦斯浓度、抽采负压、测定时间、抽采量（混合量、纯量）、瓦斯管内、外温度等。4）管路措施：管路底部应使用木

43、墩、砖墩支起，支起高度不低于300mm，以防底鼓损坏管路。主要回风巷道中瓦斯管路架设高度不得低于1.8m，以免被砸损坏。管路需进行气密性检查以免漏气。斜井管路必须采取防滑措施.倾斜巷道中的瓦斯管路，必须用卡子固定在巷道的支护上，以免下滑损坏。地面管路应根据气温情况采取防冻措施，如将管路刷保温漆、包裹隔热石棉及涂刷保温沥青等。5）抽放钻孔与抽放管之间的连接必须使用铁丝扎紧。四）钻场设置本次工作面石门揭煤钻场设置在鉴定一巷迎头，只需出完碴，支护好顶板即可，前方岩壁大体平整，不影响施工施工钻孔即可。五）施钻管理1）施工管理是指瓦斯抽放钻场确定后，在钻孔施工中除人员合理安排及钻机、钻具配套使用等管理工

44、作外的全过程管理；2）现场必须有瓦斯钻孔设计图板和说明书，并标明钻孔数目、位置、间距、方位、倾角、孔径、孔深、封孔长度、封孔材料、注意事项及特殊要求等，并要求施工操作人员在施工中严格遵守。3）必须有安全技术措施。针对具体地点提出具体措施，提出操作人员应该注意的安全问题、发生意外时的处理方法、发生灾害时的避灾路线等。4）在钻孔施工中，每班必须有钻孔施工记录，记录内容包括：施工时间（年、月、日、班次）、孔径、进尺、煤岩性变化及施工中出现的各种问题，以便有关人员和接班人员及时掌握现场情况。5）抽放瓦斯钻孔施工过程中必须实行先封前面打完的孔，后钻进，避免孔内瓦斯大量涌入钻场，造成瓦斯积聚和超限。6）钻

45、孔验收合格后，必须进行严密封堵，不得有跑漏气现象。六）钻孔施工保证措施1）为了保障施工钻孔有效，钻孔施工前必须由地测科测量人员现场放线，严格按照设计要求制定钻孔开口位置及方位，倾角，并认真填写放线记录。2）钻孔施工结束后由通防部门对钻孔进行验收，验收时由带班矿长现场监督，并认真填写验收小票。3）通防部人员验收后及时上图与设计比对，若误差较大，终孔间距大于抽采半径，说明两个钻孔间存在抽放空白带，应及时设计另行施工钻孔。4）验收比对后存在无效及未按设计施工的钻孔，必须另行按施工钻孔确保钻孔施工达到设计要求。七）巡回检查1）在钻场投入使用后，由于受采动影响会使钻场的形态、瓦斯流量、瓦斯浓度、压力等发

46、生变化，而影响到抽放效果。因此，巡回检查是钻场管理的重要内容。在巡回检查时，应指定专人携带测试仪器，在所负责的区域内进行检查。同时钻场必须设置测量牌板、检查牌板。测试、检查人员进行检查时，要逐个对钻场钻孔进行检查，并将检查结果认真按项填入检查牌板和检查记录中。2）测量牌板填写：瓦斯浓度,抽放负压，测定时间，抽放量，瓦斯管内外温度，检查人员姓名。要求每周检查填写一次。八）施工抽放钻孔时的安全措施1、钻孔施工中配备专职瓦斯检查员并在施工地点悬挂瓦斯警报器，施工人员佩戴隔离式自救器。一旦瓦斯超限，立即停钻处理，待瓦斯浓度恢复正常后，再重新开钻。2、钻场内使用的工具必须为铜制，以防发生火花、引燃瓦斯。

47、3、钻工应防止机械绞伤。4、钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完好。5、开动钻机前必须做好准备工作，分工要明确。九）检测与监控系统1、管道流量测量仪器有：孔板流量计或涡节流量计、瓦斯抽放管道参数测定仪等；2、抽放管路压力测定仪器有：U型管压差计、单管汞柱压差计、气压计等。3、瓦斯浓度检测仪器有:光学瓦斯检定器。4、监测分站在瓦斯抽放泵房内设置一个监测中型分站。5、传感器配置在泵房内设置管道瓦斯传感器1台、管道温度传感器1台、管道负压传感器1台、管道流量传感器1台、抽放泵开停传感器4台。瓦斯传感器必须垂直悬挂，距泵房屋顶距离不得大于500mm。抽放泵站内设低浓度甲烷传感器参数见下表甲烷传感器设

48、置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围瓦斯抽放泵房0.5%1.0%0.5泵房内全部非本质安全型电气设备由值班人员对抽放泵运行的电机温度、轴承温度、泵的供水情况、进、出水温度、水池水位及泵房周围的烟火、易燃物等隐患进行监测，发现问题应及时向矿调度室报告并采取措施进行处理。6、人工监测系统在抽放管道的主管、支管、钻场、管路上设孔板流量计或涡节流量计，瓦斯抽放管道参数测定仪，对抽放管道的抽放负压、瓦斯浓度、抽放流量、温度进行检测。十）揭煤距离控制1、鉴定一巷（岩巷）开掘进入法向距离6.6m前，加强工作面岩性变化观察和瓦斯变化动态，特别是煤与瓦斯突出预兆现象。2、在区域防突措施有效，掘进至揭煤法向距离

49、5m时，必须向前方及顶底方向和两侧施工5个检测孔，进行区域验证和工作面预测。3、当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于1.5m时，为了防止岩巷误揭穿突出煤层，必须及时采取探测措施。在施工过程中，必须垂直煤层顶板打钻孔控制煤层层位，掌握煤层的变化趋势，保证岩柱厚度不小于1.5m（垂距）。如果岩石松软、破碎还应适当增加垂距，每循环探3m，掘进1.3m。十一）揭煤作业要求鉴定一巷掘进至煤层顶板的最小法向距离5m开始到揭穿煤层至沿煤层掘进2m的过程均属于揭煤作业，必须严格执行远距离放炮制度。由于巷道与煤层夹角较小，揭煤前岩柱较长，必须严格按照作业规程中规定的打眼、装药和爆破的有关要求进行作业。1、在岩巷掘

50、进至距煤层最小法线距1.5m后，经过效果检验无突出危险时，采用远距离一次爆破方法揭煤。2、鉴定一巷巷道断面为半圆拱，净断面：墙高1.2m，拱高1.9m，宽3.8m。净断面积为10.3m。远距离爆破在距煤层法线距离1.5m位置进行。按照爆破图表设计,施工揭煤炮眼,组织揭煤工作。表4-3-2 装药量及起爆顺序表 眼号眼名眼数个眼深m装药量爆破顺序联线方式装药结构单孔小计卷数个质量kg卷数个质量kg1空眼12.825掏槽眼42.540.6122.4串联连续反向装药610一圈辅助眼52.530.4102.01120二圈辅助眼102.530.4204.02126帮眼62.530.4122.42731顶眼

51、42.530.4265.23235底眼42.530.6183.636水沟眼12.530.420.4合计3619.63、远距离爆破炮眼布置巷道爆破采用楔形掏槽,距煤层顶板0.2m,眼口孔间距1.0m,眼底孔间距0.2m,炮眼深度为排距分别为500mm,且都为岩眼,掘进岩体厚度为1.3m。炮眼施工时不准打入煤层,眼底距煤层保持0.2m的岩石,炮眼如果见煤,在炮眼底充填0.2m的炮土。4、爆破操作地点设地面，使用煤矿井下专用起爆器起爆，放炮时必须将井下作业人员全部撤离至三条井筒井口前方50米两侧30米外设立警戒线，有专人站岗。5、相关要求（1）岩石眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m距离；如果岩

52、眼已打入煤层，必须在眼底的岩石中充填0.2m的炮泥。（2）打穿煤层的炮眼在煤层段和岩石段应分段装药，并用长0.25m的炮泥隔开。（3）装配引药工作由放炮员进行，引药不准提前制作，做一个引药装一个眼，不准用电雷管或金属物品代替木锥扎眼，电雷管必须全部插入药卷内。严禁将电雷管斜插在中部或捆在药卷外。装配引药必须在顶板完好、无电气设备和金属导体的地点进行。（4）打爆破眼时要避开地质探孔或措施孔，打眼与装药不得平行作业。（5）必须使用铜脚线的毫秒电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验。（6）为减少放炮母线的电阻，放炮母线必须使用专用电缆。（7）所有爆

53、破眼在炸药与封泥间装12个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。多余的钻孔必须用炮泥充满填实。（8）工作面装药时，无关人员撤离工作面，只准留在一个在场（包括放炮员），连线时只准放炮员一人在场。（9）炮后60min，由救护队员佩戴氧气呼吸器由副平硐至放炮揭煤地点检查，无异常情况，经领导小组组长同意可按规定送电。（10）如果一次未全断面揭开煤层，必须继续执行远距离放炮措施，直至全部揭开煤层。6、施钻过程视频监控系统的管理与安全技术要求（1）巷道施工前必须由机电部门安装完善瓦斯监控、人员定位和视频监控系统，按要求设置瓦斯传感器，瓦斯断电仪，并进行断电试验，确保系统运行正常，使用可靠。（2）施工钻孔过程中必须确保视频监控能正常使用，并在视频中能清晰看到钻场作业情况，否则不能施工钻孔。视频数据必须保存至少3个月的时间，以备查看。（3）采购部负责按材料计划购置视频监钻设备、设施、配件。（4）钻孔验收由通防部门负责，带班矿长监督实施。钻孔施工完毕后，通防部门派专业技术人员使用验收钻孔孔径、倾角、方位角、深度等总要参数及封孔质量进行确认。，并完整填写验收小票，签字认可。发现钻孔质量达不到要求，必须责令重新施钻。（5）打钻视频监控除在主机室设置磁盘阵列存储系统外，另在调度室设置控制主机。储存系统由监测部负责日常管理、维护，控制主机由防突部负责管理使用，系统必