xx机巷防突设计

1、六枝工矿（集团）公司化处煤炭分公司掘进工作面专项防突设计工 作 面: xx机巷 编 制单 位： 防 突 办 编 制： 防突办主任： 总 工程 师： 编制日期：2013年 月 日执行日期：2013年 月 日目 录一. 概况21.工作面概况22.煤层情况33.掘进情况34.矿井通风35.掘进方法及支护4二. 区域综合防突出措施41.区域突出危险性预测42.区域防治突出措施53.区域措施效果检验74.区域验证8三. 局部综合防突措施101.工作面突出危险性预测112.工作面防突措施123.工作面措施效果检验144.安全防护措施14四. 通风瓦斯管理措施18五. 组织管理措施20六. 其他20七. 附

2、图21xx机巷掘进工作面专项防突设计为全面贯彻落实“安全第一，预防为主”的方针，认真执行煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定各项要求，严格“一通三防”基础管理，预防各类瓦斯突出事故发生，针对xx机巷掘进工作面安全生产现状，特编制以下专项防突设计：设计依据：1.xx机巷地质说明书。2.2005年煤炭科学研究总院重庆分院采用间接法测定了7号煤层瓦斯含量。3.矿井瓦斯抽放规范AQ1027-2006及煤矿瓦斯抽采基本指标AQ1026-2006。4.防治煤与瓦斯突出规定。5.六枝工矿（集团）有限责任公司2010年3月2日关于集团公司所属煤矿防突预测检验方法及指标临界值得批复（六工矿批字201032号及六枝

3、工矿（集团）有限责任公司2010年9月13日关于印发六枝工矿（集团）公司（防治煤与瓦斯突出规定）实施细则（试行）的通知（六工矿批字201089号）文。一. 概况1.工作面概况xx机巷掘进工作面所对应的地面标高为+1487.5m+1475.4m，地面无民用建筑及其它设施。工作面标高为+1222.31223.3m,该工作面距地表垂深265m252m，上部2371采空区；下部未有采掘活动；北邻采区边界；南邻2374采面（未形成）。2.煤层情况xx机巷掘进工作面掘进煤层为7号煤层。根据xx中巷穿层钻孔资料分析只有一层为71煤。71煤层真厚为1.8m3.6m。煤层倾角20°26°，平

4、均为23°。根据2012年11月贵州省煤田地质局提供的鉴定报告：煤层自燃发火倾向性为级，发火期为23个月，最短为7天。煤尘具有爆炸性。根据xx中巷场打钻资料资料分析，xx机巷无大的地质构造影响，但在掘进过程中不排除局部有小的地质构造影响，顶板岩性不稳定或易破碎等现象。3.掘进情况 xx机巷设计总长307.1m，巷道设计为不规则梯形断面，净宽为4.5m，中净高为2.823m。断面积12.7m2，掘进方式为炮掘。4.矿井通风 三采区通风方式为中央并列式。通风方法为抽出式.三采区风井主扇型号为FBCDZ-19，额定风量16804500m3/min,风压2050780Pa，电机功率2

5、5;90KW，反风方式为风机反转反风。三采区总进风量2230 m3/min，总回风量2310 m3/min，总排风量2468 m3/min。工作面局部通风机为压入式。供风量为：320 m3/min。矿井有主平硐和（轨道上山）二个直通地面的井筒，掘进工作面均有相对的独立通风系统。工作面通风系统：新鲜风流：南大巷三采区+1300车场三采区主下山2374中巷（局扇）2374运输一石门xx机巷。乏风： 掘进工作面2374运输一石门2374中巷2372边界上山1370回风上山地面，详见通风系统图5.掘进方法及支护 xx机巷掘进工作面巷道为不规则梯形断面，净宽为4.5m，中净高为2.823m。断面积12.

6、7m2。巷道支护方式以锚网支护方式为主，局部为打锚索与25U钢可缩型架供联合支护。掘进方式为炮掘。装煤为：爆破后人工装煤，溜子、皮带运输。二. 区域综合防突出措施 1.区域突出危险性预测化处矿井属煤与瓦斯突出危险矿井。自1974年12月投产以来，共发生煤与瓦斯突出82次，其中小型突出58次，中型突出8次，大型突出12次，特大型突出4次。其中最大一次突出煤量2078吨。在82次突出中有42次发生在断层附近。根据煤炭科学研究总院重庆分院提供的六枝工矿（集团）化处煤炭分公司7号煤层瓦斯基本参数测定科学技术报告计算。以南井四采区的标高+1336m，埋深：280m，瓦斯含量15.0313 m3/t，瓦斯

7、压力1.31MPa，瓦斯含量梯度0.05m3/t.m，瓦斯压力梯度0.005 MPa/m为计算基础。xx机巷煤层原始瓦斯含量为14.281313.6313m3/t，取最大值14.2813m3/t；煤层原始瓦斯压力为1.4351.36MPa，取最大值1.435MPa。瓦斯压力和瓦斯含量均大于防治煤与瓦斯突出规定第四十三条第三款的规定。因此，该工作面为预测为突出危险工作面。2.区域防突措施 “坚持区域防突措施先行，局部防突措施补充”的原则， xx机巷采用底板抽放巷（中巷）施工穿层钻孔预抽掘进工作面条带瓦斯。1)抽放半径的确定（1）钻孔间距：钻孔间距按下式计算：其中：工作面走向长度，m；备用系数，取

8、1.2；工作面需要抽放的瓦斯量，m3；1个钻孔在有效抽放时间tx内累积瓦斯抽放量，m3； 则：n(1.2×1970522)÷4691.72n504根据计算所得结果，钻孔间距暂定为4m（即抽放半径为2m），在瓦斯抽放实际中及时对预抽效果进行考察，并根据有效的预抽时间，确定合适的钻孔间距。2)区域防突措施（1）在xx中巷向上打穿层抽放钻孔预抽xx机巷掘进条带煤层瓦斯，钻孔控制范围距xx机巷巷道轮廓线上、下帮不低于15m。详见xx中巷穿层钻孔设计图。穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施示意图（2）严格瓦斯抽放工程的监督管理，钻孔施工结束及时验收、封孔接抽,认真收集抽放参数。（3）

9、穿层钻孔封孔深度不低于5米，穿层钻孔单孔抽放负压不小于13KPa。3.区域措施效果检验1）直接测定测压钻孔内的压力值，对比煤层残余压力和含量区域措施效果验证临界值，进行区域措施效果检验。(1)残余瓦斯压力测定测压钻孔的布置xx机巷评价单元内的测压孔布置在xx中巷内，在评价单元内均匀布置10个测压孔，测压孔间距30m，测压孔从xx中巷打穿机巷煤层并进入煤层顶板0.3m。测压要求测压钻孔施工结束后24小时内，立即封孔上压力表观测压力，封孔长度不小于20m，测压过程中关闭评价范围内抽放管的阀门，使评价范围内钻孔全部处在停抽状态，每3天观测一次压力变化情况并记录。测定时间为20天，如瓦斯压力为20天后

10、无变化或压力下降，则认为这个稳定的压力值就是煤层瓦斯压力。2）采用重庆煤科院生产的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定xx机巷评价单元内的残余瓦斯含量和残余瓦斯浓度，对比煤层残余压力和含量区域措施效果验证临界值，进行区域措施效果检验。其工作原理为：通过向煤层施工取芯钻孔，用井下取芯系统将煤芯从煤层深部取出，选取保质性好的煤样及时封入煤样筒中；井下进行煤样瓦斯解吸速度测定以及损失时间的记录，利用公式进行瓦斯损失量W1的计算；把装有煤样的煤样筒带到实验室进行常压解吸，测量从煤样筒中释放出的瓦斯量W21，与井下测量的瓦斯解吸量W22计算煤芯瓦斯解吸量W2；称量煤样总重后称取二次煤样进行常压粉碎解吸，并以

11、此计算粉碎瓦斯解吸量W3，则可解吸瓦斯含量Wm为：Wm=W1+W2+W3。采用朗格缪尔公式计算常压残存瓦斯量Wc，则可得出煤层瓦斯含量WWm+Wc。瓦斯含量检测孔的布置xx机巷取样孔在评价单元内共布置30个瓦斯含量检测孔，检测孔布置在xx机巷掘进工作面碛头详。煤层瓦斯压力或含量区域措施效果验证临界值瓦斯压力（MPa）瓦斯含量（m3/t）区域类别P0.74W8无突出危险区P0.74W8突出危险区除上述情况以外的其它情况突出危险区瓦斯含量直接测定情况表取样孔号测定位置瓦斯含量（m3/t）瓦斯压力（MPa）备注取样1号取样2号取样3号取样4号取样5号4.区域验证根据矿井实际情况，采用复合标法进行区域

12、验证。(1)验证指标为：瓦斯涌出初速度：qmax钻屑量指标：Smax钻屑温差：t(2)验证方法及规定：、在巷道中布置考察孔时，考察孔的终点要根据巷道的走向方位确定，沿走向布置五个考察孔，上帮孔终点距离预掘巷道轮角线不得小于3.5m，中孔在巷道的中线上，下帮孔终点距离预掘巷道轮角线不于3.5m。五个孔均匀地布置在施工巷道的煤层内。考察孔采用42mm的钻头进行施工。验证孔采用42mm的钻头进行施工，验证孔深度810 m，以最浅孔（或超限孔超限位置）在水平线上的投影保留5m的超前距离，进行批掘。详见xx机巷考察钻孔设计图。、采用瓦斯涌出初速度检验时，从第4米开始进行瓦斯涌出初速度的测定，其测定必须在

13、打完孔后2min内完成。、从第一米开始用专用工具收集每米段排粉量（量其体积或称其重量）。、从第一米开始用温度计测其每米段钻屑温度，并测采面煤壁温度。、将以上每米段三个数据与复合指标法各项临界指标值对比，如各顶指标均不超，则区域验证为无突出危险，并在措施验证孔投影内，保留5米安全超前保护距离进行推掘。、当以上各组数据收齐后，进行必要的分析比较，三个参数中，只要有一处（次）达到或超过临界指标，该区域防突措施验证为无效。根据六工矿201032号文关于集团公司所属煤矿防突预测检验方法及指标临界值的批复复合指标法各项临界指标值如下表。复合指标法各项临界指标值钻屑量Smax钻孔瓦斯涌出初速度qmax钻屑温

14、差t区域验证结果Kg/mL/min·m553措施无效，有突出危险。553措施有效，无突出危险。、掘进工作面若遇矸子或中部有夹矸带时，要选择不同的三个方位或倾角打钻孔，第一次方位再原考察钻孔的基础上加、减2°，倾角加、减2°。第二次方位再原考察钻孔的基础上加、减4°，倾角加、减4°，若矸子把煤层分上、下两层时要尽量把考察孔布置在软分层内。、若煤层走向发生变化时，遇地质构造等原因，考察孔参数根据现场的实际情况作相应的调整。三. 局部综合防突措施 采取区域防突措施后，经区域验证结果为有突出危险，则该区域的掘进作业必须执行局部防突措施。1.局部突出危险

15、性预测采用复合指标法进行工作面危险性预测1）验证指标为：瓦斯涌出初速度：qmax钻屑量指标：Smax钻屑温差：t2)验证方法及规定：、在巷道中布置考察孔时，考察孔的终点要根据巷道的走向方位确定，沿走向布置五个考察孔，上帮孔终点距离预掘巷道轮角线不得小于3.5m，中孔在巷道的中线上，下帮孔终点距离预掘巷道轮角线不于3.5m。五个孔均匀地布置在施工巷道的煤层内。考察孔采用42mm的钻头进行施工。验证孔采用42mm的钻头进行施工，验证孔深度810 m，以最浅孔（或超限孔超限位置）在水平线上的投影保留5m的超前距离，进行批掘。详见xx机巷考察钻孔设计图。、采用瓦斯涌出初速度检验时，从第4米开始进行瓦斯

16、涌出初速度的测定，其测定必须在打完孔后2min内完成。、从第一米开始用专用工具收集每米段排粉量（量其体积或称其重量）。、从第一米开始用温度计测其每米段钻屑温度，并测采面煤壁温度。、将以上每米段三个数据与复合指标法各项临界指标值对比，如各顶指标均不超，则区域验证为无突出危险，并在措施验证孔投影内，保留5米安全超前保护距离进行推掘。、当以上各组数据收齐后，进行必要的分析比较，三个参数中，只要有一处（次）达到或超过临界指标，该区域防突措施验证为无效。根据六工矿201032号文关于集团公司所属煤矿防突预测检验方法及指标临界值的批复复合指标法各项临界指标值如下表。复合指标法各项临界指标值钻屑量Smax钻

17、孔瓦斯涌出初速度qmax钻屑温差t区域验证结果Kg/mL/min·m553措施无效，有突出危险。553措施有效，无突出危险。、掘进工作面若遇矸子或中部有夹矸带时，要选择不同的三个方位或倾角打钻孔，第一次方位再原考察钻孔的基础上加、减2°，倾角加、减2°。第二次方位再原考察钻孔的基础上加、减4°，倾角加、减4°，若矸子把煤层分上、下两层时要尽量把考察孔布置在软分层内。、若煤层走向发生变化时，遇地质构造等原因，考察孔参数根据现场的实际情况作相应的调整。2.局部防突措施若考察指标超限，则采取局部防突措施。1）采取在xx机巷迎头施工抽放钻孔预抽煤层瓦斯

18、或排放钻孔作为局部防突措施抽放半径的确定钻孔间距：根据重科院在化处公司大面积推广瓦斯治理经验，钻孔间距暂定为3m（即抽放半径为1.5m），在瓦斯抽放实际中应及时对预抽效果进行考察，并根据有效的预抽时间，确定合适的钻孔间距。边孔距预掘巷道轮角线上帮不得小于15m，下帮不得小于15m，抽放钻孔深度为2560m。均匀布置在预掘巷道条带内，抽放孔采用89mm钻头进行施工。详见xx机巷迎头抽放钻孔设计图。顺层钻孔预抽掘进工作面条带煤层瓦斯2）排放钻孔措施(1)在掘进工作面沿走向打14排（根据煤厚确定）排放钻孔，孔径75mm，孔深10m的措施孔，排放钻孔均布置在巷道中，在巷道中布置排放孔时，排放孔的终点要

19、根据巷道的走向方位确定，沿走向布置排放孔，上帮孔终点距离预掘巷道轮角线不得小于4m，下帮孔终点距离预掘巷道轮角线不于4m。排放半径为0.5m0.8m，终孔间距为1.0m1.6m。详见xx机巷排放钻孔设计图(2)小直径排放钻孔布孔要求a、钻孔必须布置在煤层的软分层中。b、钻孔的方位和倾角必须按设计要求施工。c、钻孔每次施工的深度必须保证。(3)排放孔施工结束，经自然排瓦斯8小时后，实施工作面防突措施效果检验。3.工作面措施效果检验采用复合指标法检验工作面措施效果，检验方法及要求同工作面突出危险性预测方法。详见xx机巷考察钻孔设计图。4.安全防护措施1）自救器所有下井人员必须携带隔离式（压缩氧）自

20、救器，并熟悉自救器的使用方法。2）“三条生命线”设置1)、压风自救装置、压风自救装置安装在压缩空气管道上；、压风自救装置应设置在距工作面2540米的巷道内以及回风道有人作业处等。长距离巷道中应每隔50米设置一组压风自救装置。、每组压风自救装置可供58个人使用。详见压风自救系统图。2)、供水管路 、供水管路接至工作面。、管路每间隔50m留设一个三通阀门。3)、电话在工作面正头往后2540m范围内及+1300车场各安设一台直通调度室的电话。3)远距离放炮（1）放炮站设在2374中巷防突风门外的新鲜风流中，放炮站必须安设一组压风自救系统和足够数量的自救器。放炮前，放炮地点以内及其回风系统中必须停电撤

21、人。（2）放炮一律采用瞬发电雷管，煤矿安全许用炸药进行爆破，并把作业区域和与其相关的回风系统内的所有人员按规定撤到指定的安全地点，再进行爆破。爆破母线必须采用专用电缆，并尽可能减少接头（接头必须用胶布包扎严实）。 （3）采取断电、停风和放炮时必须有专门的措施。 （4）撤出回风系统内的所有工作人员到新鲜风流中。 （5）站岗位置 A岗：1272车场防突风门外10m处； B岗：2374中巷防突风门外10m处；（放炮站） C岗: 1370回风上山下口安全地点； D岗：三采区风井安全出口（地面）外侧20m处4)避灾路线煤与瓦斯突出避灾路线：xx机巷工作人员从工作面2374运输一石门2374巷三采区+13

22、00车场三采区石门四采区大巷主平硐地面。详见避灾路线图。避水路线：xx机巷工作人员从工作面2374运输一石门2374中巷三采区+1300车场主上山引风巷地面。详见避灾路线图。5)避难硐室在三采区内+1300车场设置一个避难硐室，避难硐室的要求如下：避难所必须设置向外开启的隔离门，室内净高2m，净宽.m、长4m。避难所内必须支护保持良好，并设有与矿调度室直通的电话。避难所内必须设有10套压风自救装置，并有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，每人供风量不得少于0.3m3/min。避难所内必须设有一趟可供饮用的自来水管。并保证长期有水。6)反向风门（1）工作面必须为独立通风系统，严禁串联通风，进回风相通

23、的巷道必须设正、反向防突风门。（2）防突风门设在2374中巷、地面井口安全通道内，以控制突出时瓦斯能沿回风道流入回风系统。（3）每组防突风门至少设置两道牢固可靠的防突风门，风门墙垛必须用料石或混凝土砌筑，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。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，每道门扇应在其反面横向设置有三块铁扁担，铁扁担采用40mm×400mm的角钢，两道风门之间的距离不得小于4m。每道防突反向门都必须有牢固的底坎。过车门的底坎高度以不影响通车为限；不过车的风门，其底坎要求在反向风门

24、关闭后能将其抵牢。（4）通过反向风门墙垛的风筒，必须设有逆向隔断装置。正向防突风门必须安设闭锁装置和风门开关传感器。（5）反向风门应随时处于关闭状态。（6）对通过墙垛的风筒，必须设有隔断装置。（7）防突门墙底脚的水沟必须防逆流装置。7)瓦斯监测监控系统1)、加强对矿井安全监控系统的安装、调试和管理，保证矿井安全监控系统正常运行。2)、传感器的种类，数量、位置、安设地点，控制电缆线的安设、控制区域等符合规程规定。3)、加强安全监测监控系统的管理，并对传感器随时进行调校，保证数据的准确上传。4)、保证监测监控系统的正常运转，每天必须有专人检查和维护监测传感器，并保证监测到位。5)、瓦斯传感器的安装

25、位置及断电范围：（1）掘进工作面巷道内安设2台甲烷传感器，1距迎头小于5m，T2距汇风点1015m。（2）断、复电瓦斯浓度及断电范围：A：断电浓度：T11.5%CH4，T21%CH4。B：断电范围：T1、T2为本掘进工作面巷道内全部非本质安全型电气设备。C：复电浓度：T1<1%CH4，T2<1%CH4。D:报警浓度：T11%CH4，T21%CH48)煤与瓦斯突出预兆 （1）有声预兆：煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮；煤壁发生震动或冲击；顶板来压、支架发出断裂声。 （2）无声预兆：煤层层理紊乱、煤质变软、煤暗淡无光泽、煤壁发亮；工作面顶板压力增大，煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉

26、或底鼓；工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷孔等现象。四. 通风瓦斯管理措施1、完善通风系统，所有人员必须保护好通风设施，严禁人为损坏，保证工作面的供风量；同时加强对通风系统的检查和处理，通风部每周进行一次自检，并将检查出来的所有问题及其处理意见以书面形式上报矿领导。2、加强通风系统管理，建立健全通风设施检查维修制度，加强对通风设施的检查维修，防止通风设施和通风装置漏风，保证通风系统的合理、稳定、可靠。3、加强对通风巷道失修状况的检查，并建议公司领导安排及时处理，同时对巷道维修的情况进行监督检查，以确保通风系统的畅通。4、严格瓦斯管理，严禁瓦斯超限和积聚，加强对工作面瓦斯检查。一旦发现瓦斯超限或积聚必须及时进行处理，执行好瓦斯超限停电撤人站岗制度，严禁瓦斯超限作业。5、加强瓦斯检查，杜绝空班漏检现象，检查瓦斯次数应符合规程规定。检查瓦斯要做到手册、牌板、日报（班报）三对口，不得弄虚作假；瓦检员在现场交接班，并作好记录；瓦斯超限时，瓦检员应及时向公司调度和通风部汇报，通风部接到汇报后，必须及时采取措施处理。6、未经通风部允许，不准随意拆除或损坏栅栏和通风设施。7、公司领导及各单位队(部)长、班组长、放炮员、电钳工、其它单独作业的人员下井必须携带便携式瓦斯报警仪。