公司防突专项设计样板

六盘水市XX煤矿xxx运输巷专项防突设计矿长：总工程师：生产矿长：安全矿长：机电矿长：编制日期：xxx年x月x日xxxx运输巷专项防突设计会审意见表参加部门签字日期参加部门签字日期施工队机电科安全科通防科调度室技术科会审意见：总工程师意见：签字：日期：矿长意见：签字：日期：方法贯彻签字表方法名称xxxx运输巷专项防突设计贯彻人贯彻地点贯彻时间签字签字签字签字签字签字xxxx运输巷掘进工作面专项防突设计编制根据：1、《煤矿安全规程》2、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-）3、《xx煤矿安全专篇》4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-）5、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定》（AQ1029-）6、《防治煤与瓦斯突出规定》7、《xxx运输巷巷作业规程》第一章工作面基本概况第一节地面相对位置及邻近采区状况xxx运输巷重要沿xx煤层掘进，该巷道上方xxm为xxxx采面采空区，地面无建筑物。地面相对位置及邻近采区开采状况表水平名称xxxx水平巷道名称xxxx运输巷地面标高（m）+1850井下标高（m）＋1650地面的相对位置及建筑物该区地面为山区地形，地势切割较深，相对高差崎岖，东高西低，有一条小河由东向西流经该巷顶部的地表，该巷上部无建筑物。井下位置及掘进地面设施的影响该巷上部为xxx采空区，北部未开采区，下部为xxx水平，南部xxxxx采空区，东部为xxxx采面。邻近采区开采状况该巷上部40米以上为xxx采面采空区煤层走向120°倾向长度100m第二节煤(岩)层产状、厚度、构造、结实性系数、层间距矿井的6层可采煤层Cx、Cx、Cx、Cx、Cx、Cx，属龙潭组含煤岩系。煤成因类型属陆植煤，煤岩类型为暗煤岩—半暗煤岩型，煤层牌号属中档变质程度主焦或肥焦煤，发热量高，结焦性好。Cx号煤层：距Cx煤层20-30米，俗称“大花炭”，平均厚3.5m，顶板岩性为粉砂岩，底板岩性为细砂岩。灰份20－25%，挥发份28.32%，全硫1.44%。第三节煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发怒期、煤尘爆炸指数（1）瓦斯：根据贵州省煤炭管理局xxx年xx月xxx日《对六盘水市煤矿xxx年度瓦斯等级鉴定报告的批复》，xxx矿业属突出矿井。（2）煤尘根据《贵州省煤田地质实验室鉴定报告》，矿井煤层有煤尘爆炸危险。（3）煤的自燃根据《贵州省煤田地质局实验室鉴定报告》，各煤层自燃倾向性均为II类，即为自燃煤层。第四节通风系统（一）工作面所需风量计算和风机选择1、按瓦斯涌出量计算风量Q=100·Q掘·Kb/CQ掘=q+q3+q4q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]/W0=0.026[0.0004(25.48)2+0.16]/10.54=0.001q3=D·V·q0·（2—1）=6×0.0022×0.001×（2×-1）=0.009q4=s·V·γ·（W0-Wc）=8.9×0.0022×1.4×（10.54-1.82）=0.24q=q0×L=0.001×280=0.28Q掘=q+q3+q4=0.28+0.009+0.24=0.53（m3/min）Q=100·Q掘·Kb/C=100×0.53×2/0.8=132.5（m3/min）式中：Q—工作面所需风量，m³/minQ掘—工作面瓦斯绝对涌出量，m³/minq3—工作面煤壁瓦斯绝对涌出量，m³/minq4—工作面落煤瓦斯绝对涌出量，m³/minD---巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m；对于薄及中厚煤层，D=2m0,m0为开采煤层厚度，平均取3.0m；对于厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度；D=2m0=2×3=6。V---巷道平均掘进速度，0.0017m/min;L---巷道长度，430m；q0---煤壁瓦斯涌出强度，经计算得0.001m3/(m2·min)Vr—煤中挥发分含量，%；按《安全专篇》取25.48%W0—C1#煤层+xxxm标高原始瓦斯含量，m3/t；xxxxm3/t（根据《安全专篇》）s—掘进巷道断面积，5.7m2；—煤的密度，t/m3；取1.4t/m3Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取1.82m3/tKb—瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取2C—瓦斯浓度按0.8%管理。2、按炸药最大消耗量计算风量Q掘＝25Ac=25×12=300m3/min式中：AC——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，12kg；3、按工作面人员数量计算：Q掘＝4Nc=4×10=40m3/min式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，10人；4、按风速验算：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风速应满足：0.25m/s≤V≤4m/sV=Q/60×S=300/60×7.2=0.69m/s式中：Q——掘进工作面最大风量；S——掘进工作面巷道过风断面，7.2m2；V——掘进工作面最大风速；根据上述计算得V掘＝0.69m/s，按风速验算满足规定。根据以上计算，本掘进工作面所需风量为300m³/min，使用2×30kw风机向迎头供风，风筒选用ø800mm阻燃风筒，实际风机配风量为380～590m³/min。不不大于300m³/min满足需风规定。施工中根据瓦斯涌出的变化状况调节配风量。风机安装位置：风机安装在xxx运输石门。附图：通风系统及通风设施布置图（二）通风方式一采区通风方式为抽出式通风方式。xxxxx巷采用压入式通风办法。（三）通风系统新风：地面→副斜井→xxx车场→xxx运输巷→xxx运输石门→风筒xxxx巷→风筒迎头。乏风：迎头→xxxxx巷→xxxx石门→xxxx巷回风石门→总回风下山→地面。第五节地质构造矿井位于格目的向斜的北东翼，据《地质简测报告》，矿区内有与地层斜交的F1断层，为平移断层，错距210米左右，该巷掘进在xxx石门的东翼，掘进范畴内为单斜构造，煤层倾角81°，掘进时可能会有局部煤层变薄带和淋水影响掘进。第六节水文地质矿区内地形起伏大，普查区总体呈高山地貌，最低海拔+xxx米，最高海拔xxxx米。地形高差约xxx米，有助于地表水排泄。受地层、岩性、构造、地貌、气象等水文因素的控制，区内地下水类型及特性以下。含水层该井田的间接含水岩层为下三叠统飞仙关组，为一套滨海至浅海相泥岩及砂岩的岩性组合，区域地层厚度393m～684m，为一弱含水岩组，单位涌水量（Q）普通不大于0.036升/秒·米。煤矿的直接充水岩层为上二叠统龙潭组，一套以陆相为主的海陆交替相含煤砂岩，直接充水岩组仍为一弱含水岩组，单位涌水量（Q）略不不大于飞仙关组。隔水岩层隔水岩层为上二叠统峨眉山玄武岩组，其特性是裂隙发育，含较丰富的潜水。但随深度的增加而削弱。单位涌水量（Q）普通多在0.00041升/秒·米下列，因而是煤层底板较好的隔水层。矿井重要含水层龙潭组砂泥岩与煤的交互层，可视为一种含水带，具裂隙层间承压水性质。未采状态，钻孔抽水测定涌水量102m3/h，但该区降雨甚丰，雨季矿井涌水量必将增加，矿井整合后预计最大涌水量达成129.6m3/h。第七节巷道布置xxx运输巷从xxx运输石门见xx煤点开门，开门点顶板标高+xxxm，沿煤层按方位角120°掘进(下巷），3‰坡度掘进100m，掘进竣工后施工xxx煤层穿层抽放钻孔。钻孔竣工后再施工xxx运输巷（上巷），该上巷设计80米，方位角120°，3‰坡度，掘进采用“先探后掘”的方法。巷道位置关系：详见：采掘工程平面图。第八节巷道断面及支护方式1、巷道断面巷道断面形状：梯形断面，S荒=6.86m2，S净=5.28m2。2、巷道支护方式xxxx运输巷作为xxx采煤面进风、运输煤炭，行人用，巷道服务年限1年，顶底板容易变形，经矿技术部门研究决定：巷道净宽：上宽2200㎜，下宽2800㎜支架间距：为700㎜,误差±100㎜；第九节抽放系统1、抽放系统地面瓦斯抽放站安装有高负压瓦斯抽放泵2BE3420型水环式真空泵二台，其额定流量为；Q=120m3/min,配套电机功率132kw最大吸气量为120m3/min。一台工作，一台备用。低负压瓦斯抽放泵2BEA-353-0水环式真空泵二台，其额定流量为；Q=55m3/min,配套电机功率75kw,最大吸气量为120m3/min。一台工作，一台备用。安装有两趟直径为325mm的瓦斯抽放主管路（高、低负压各一趟），从回风斜井分别接直径为250mm支管至各采掘工作面。2．管路系统高负压：xxx运输巷顺层孔φ75mm套管→xxx回风石门φ250mm高负压抽放管→xxx专用回风φ2500mm高负压抽放管→回风斜井抽放管φ350mm→地面抽放泵站。3、安装规定：管道距地面高度不不大于0.3米，主、支管必须铺设平直，在巷道低洼处必须安设放水器，方便放水，确保抽放效果，在管路分叉处必须设立闸阀，每个钻孔连接管必须设立检测孔，在xxx东抽放巷口的支管上安装一套V锥流量器，方便监测抽放数据，在支管上每间隔100米设立一种检测孔，方便检测支管负压、浓度、流量等参数，并在检测孔处设立一种闸阀。4、xxx运输巷在掘进时要随掘进工作面及时安装瓦斯抽放管，抽放管距离迎头不不不大于30米，方便在需要时按设计规定施工瓦斯抽放孔进行抽放瓦斯。第二章区域防突设计邻近矿井及本矿关闭的老系统未发生过煤与瓦斯突出现象，矿井自开工建设以来，未出现过喷孔、顶钻、卡钻等煤与瓦斯突出预兆现象。但经鉴定，我矿为突出矿井。按照有关文献规定，我矿按突出矿井管理。第一节区域突出危险性预测预测办法由于我矿为突出矿井。因此xxx运输巷掘进工作面按照突出工作面进行管理，必须严格执行区域“四位一体”的防突方法。区域防突方法xxx运输巷巷道开口点前0-120m范畴区域防突方法采用底板抽放巷穿层钻孔预抽煤层瓦斯为区域防突方法，设计沿xxx东抽放巷每间隔4米布置一组平行抽放钻孔，每组12个钻孔，钻孔终孔间距4m抽放半径2.0m、孔径75mm，xxx东抽放巷孔深23-37.9m控制巷道轮廓线外上20米下10m前方120m范畴。（详见xxx抽放巷抽放钻孔设计）。1、采用“两堵一注”的办法进行封孔，先在封孔段的两端用袋装聚氨酯进行封堵，待发泡封孔袋、膨胀并凝结后，再通过注浆管对两端聚氨酯封堵段之间的钻孔段进行注浆。，封孔后每个钻孔采用高压软管与巷道内的高负压抽放管路连接进行抽放。2、接管后，每个抽放钻孔必须进行挂牌管理，并留设人工检测导流孔。3、在xxx东瓦斯抽放巷抽放支管安装瓦斯抽采计量装置对xxx运输巷的瓦斯抽放状况进行监测。第三节区域防突方法效果检查根据《防治煤与瓦斯突出规定》，结合xxx运输巷现场实际状况，采用实测残存瓦斯压力或残存瓦斯含量的办法检查与否消除xxx运输巷的突出危险性，其效果检查办法及认定原则以下：1、检查钻孔布置在xxx东抽放巷间隔30米布置4个检查孔取煤芯测试瓦斯。钻孔控制范畴均在巷道开口前0-120米范畴（见xxxx运输巷检查孔布置图）2、检查办法实测残存瓦斯压力时，当检查钻孔施工结束后，立刻采用“两堵一注”进行封孔，封孔段长度12m，并在检查钻孔内安装检测管，同时在检测管外露末端安装示值1MPa压力表，压力表上最后稳定值为残存瓦斯压力值。采用实测残存瓦斯含量的检查办法时，需检查钻孔施工与设计与否相符，实测残存瓦斯含量与临界值指标与否相符，当效果检查钻孔达成设计规定时，取终孔位置的煤芯进行井下解吸，井下解吸结束后将煤样带回实验室进行常温解吸和粉碎解吸，再通过计算机解算求得残存瓦斯含量值。3、抽放指标认定原则采用实测残存瓦斯压力检查区域防突方法与否有效时，每个检查钻孔的实测压力值均应不大于0.6MPa，认定煤层无突出危险；采用实测残存瓦斯含量检查区域防突方法与否有效时，每个检查钻孔的实测残存瓦斯含量均应不大于6m3/t，认定煤层无突出危险。第四节区域验证结合我矿施工实际，xxx运输巷突出危险性验证办法及操作规定以下：在掘进工作前对无突出危险区进行区域验证时，应当按照下列规定进行：1、在工作面进入该区域时，立刻持续进行最少二次区域验证；2、工作面每推动10～50m（在地质构造复杂区域或采用了预抽煤层瓦斯区域防突方法以及其它必要状况时宜取小值）最少进行两次区域验证；3、在构造破坏带持续进行区域验证；4、在煤巷掘进工作面还应当最少打1个超前距不不大于10m的超前钻孔或者采用超前物探方法，探测地质构造和观察突出预兆；5、根据实际状况本矿采用钻屑指标法验证或实测瓦斯含量验证。（1）钻屑指标法：在工作面前方煤体施工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。钻孔应尽量布置在软分层中，一种钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向（孔深10m），其它钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m处（孔深10m）。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。在拟定前可暂按下表的临界值拟定工作面的突出危险性:钻屑解吸指标临界值△h2（Pa）Sma（kg/m）K1（ml/g·min1/2）干煤20060.5湿煤16060.4各项指标达成或超出上表所示时即为有突出危险，未达成即为无突出危险。当区域验证为无突出危险时，应当采用安全防护方法后进行采掘作业。但若为采掘工作面在该区域进行的初次区域验证时，采掘前还应保存足3m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前钻孔等发现了突出预兆，则该区域后来的采掘作业均应当执行局部综合防突方法。（2）实测瓦斯残存含量采用实测残存瓦斯含量的检查办法时，需检查钻孔施工与设计与否相符，实测残存瓦斯含量与临界值指标与否相符，每个检查钻孔的实测残存瓦斯含量均应不大于6m3/t，认定区域防突(开采保护层)区域煤层无突出危险。经检查认定为有突出危险的区域，不得进行除防治瓦斯外的任何作业，严格执行四位一体的局部防突方法。检查期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻、卡钻及其它明显突出预兆时，不管其它瓦斯参数与否不大于临界值，发生明显突出预兆位置周边半径100m内的区域均鉴定为预抽防突效果无效，认定为突出危险区。第三章局部综合防突方法当xxxx运输巷验证有突出危险性或超前钻孔等作业期间发现突出预兆时，直接采用局部防突方法，经检查方法有效后，方可采用安全防护方法进行掘进作业。第一节预测预报掘进作业前先对该工作面进行防突预测，如果预测为有突出危险，则采用消突方法进行消突，如果预测为无突出危险，在采用保护方法后可进行掘进作业，但必须留有3m的超前距。掘进至允掘距离后再次执行预测工作。1、预测办法：采用钻屑指标法，即用弹簧称测定钻屑量指标，使用MD—2瓦斯解吸仪或用WTC瓦斯参数仪测定钻屑瓦斯解吸指标Δh2或K1值。Δh2或K1值为重要预测指标，钻屑量为辅助指标，运用这两项指标验证xxx运输巷突出危险性。2、临界值的拟定：XX煤矿煤与瓦斯突出危险性预测指标的临界值实测数据，K1值的临界值为0.4mL/g.min1/2；S值的临界值为6kg/m（孔径42mm）。3、验证钻孔布置及钻孔参数在工作面迎头布置3个验证钻孔，孔径42mm，距顶板700mm，中间钻孔孔深10m，位于巷道工作面中部，并平行顶底板，两侧的钻孔孔深10m，验证钻孔终孔点控制到巷帮轮廓线外3m。（见工作面检查孔布置）阐明：⑴、在掘进工作面布置3个预测钻孔，采用风煤钻施工，孔径42mm，1#孔深10m，2#、3#钻孔孔深10m，两侧钻孔应控制到巷帮轮廓线外3m。⑵、钻孔应布置在软分层中。 4、检查办法(防突工专门操作)钻孔每钻进2m（检查钻孔施工至2m、4m、6m、8m、10m时，分别接下1～2m、3～4m、5～6m、7～8m、9～10m之间的钻屑），分别接取钻屑筛分煤样，用WTC瓦斯突出参数测定仪测定钻屑解吸指标K1值；钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S。5、判断xxxx运输巷与否有突出危险的办法、允许掘进量及有关规定（1）初次进入预抽区域掘进作业时，必须持续两次验证工作面与否有突出危险性。（2）当验证xxxx运输巷与否有突出危险性的3个钻孔共24个验证指标数值均不大于临界值，认定该顺槽无突出危险性，允许向前掘进8m，保存3m的验证超前距；7m允许进尺掘进完毕后，再次验证工作面的突出危险性。（3）在允许进尺范畴的每循环掘进前，须沿xxx运输巷中线最少施工1个10m深的超前探测钻孔，探测工作面前方的地质构造和观察突出预兆。（4）允许进尺范畴内的掘进作业，必须在采用安全防护方法的前提下进行。（5）当xxx运输巷任一次验证预抽区域与否有突出危险性的任一钻孔的任一预测指标参数不不大于或等于临界值、每循环进尺前的超前钻孔等发现了突出预兆时，该验证区域从此后来的掘进作业都必须采用局部综合防突方法。第二节局部防突方法一、顺层超前抽放方法采用顺层钻孔预抽煤巷瓦斯方法，顺层抽放钻孔孔底按距巷道轮廓线顶板20m底板10m的控制距离进行布孔，开孔间距为0.2m，孔底间距为4m。（附xxx运输巷迎头超前顺层抽放钻孔设计图）钻孔采用聚氨酯封孔采用“两堵一注”的办法进行封孔，先在封孔段的两端用袋装聚氨酯进行封堵，待发泡封孔袋、膨胀并凝结后，再通过注浆管对两端聚氨酯封堵段之间的钻孔段进行注浆。重要规定聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等都有一定的规定。在PVC封孔管12m深度封孔，钻孔密封严实不漏气，封孔后每个钻孔采用高压软管与xxx运输巷内的高负压抽放管连接进行抽放。第三节局部防突方法效果检查1、xxx运输巷采用局部防突方法后，须检查局部防突方法的效果，检查孔布置及检查办法同第三章第一节相似。当检查认定1xxx运输巷无突出危险时，每个检查循环保存不少于2.74m以上检查钻孔超前距和20m以上方法钻孔超前距，方可采用安全防护方法进行掘进作业。2、当检查孔的投影孔深不大于防突方法钻孔时，则应当在留足所需的防突方法超前距并同时保存有最少20m检查孔投影孔深超前距的条件下，采用安全防护方法后实施掘进作业。3、xxxx运输巷采用局部防突方法后，检查认定仍有突出危险时，必须重新采用局部防突补充方法，可在检查超标钻孔附近补打方法孔，钻孔施工完毕后，经8小时抽放后，并经方法效果检查直至有效；采用钻孔抽放方法时，检查认定工作面仍有突出危险性，必须延长抽放时间后再次检查预抽效果。第四节安全防护方法xxxx运输巷工作面经检查防突方法有效后，即可采用安全防护方法掘进作业，安全防护方法重要有：确保通风可靠；设立防突风门；作业人员必须携带隔离式自救器；安装配套的压风自救装置；修筑避难硐室。一、反向风门1、在xxx运输巷构筑防突风门，风门之间的距离不得不大于4m，反向风门距工作面回风巷不得不大于10m。2、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拟定，但不得不大于0.2m；墙垛厚度不得不大于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不大于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。3、人员通过风门后必须及时关闭。二、压风自救系统1、压风自救装置安装在掘进工作面巷道内的压缩空气管道上；2、在距掘进工作面25～40m的巷道内安装一组、然后每间隔50m安装一组；3、每组压风自救装置应可供8个人使用，平均每人的压缩空气供应量不得少于0.1m3/min。三、远距离放炮1、严格执行“一炮三检”和“远距离放炮”的有关规定，撤到石门偏口的放炮点进行放炮。2、放炮之前必须向调度室报告，并在xxx避难硐室的视频监控下进行，各部门做好有关统计备查。第四章安全防护设施管理方法第一节通风安全管理1、xxx运输巷局部通风实现“双风机、双电源”并能自动切换，保持工作面24小时不间断正常供风。2、风筒出口距离迎头不不不大于5m，风筒接头正反压边，风筒破口及时粘补，确保迎头风量。3、xxx运输巷防突风门使用正常，两道风门不能同时打开，并安装语音报警装置、风门开关状态传感器，确保通风系统稳定、可靠及增强抗灾能力。4、xxx运输巷防突风门由通防科定时检查和维护，确保风门的质量和抗灾能力：风门前后的卫生由施工队负责管理。第二节安全监测监控系统管理1、根据《煤矿安全规程》规定，xxxx运输巷监测传感器布置以下：甲烷传感器设立地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范畴掘进工作面迎头T1≥0.8%CH4≥0.8CH4＜0.8%CH4掘进工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备掘进工作面回风T2≥0.8%CH4≥0.8CH4＜0.8%CH4掘进工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备2、瓦斯监控分站及断电仪的安装必须符合规定。3、如瓦斯传感器出现故障，施工队及瓦检员应负责告知监测维修工及时解决好。瓦斯传感器处在故障期间，工作面不得作业。4、通风队监测维修工负责每7天用原则气样校验瓦斯传感器一次，瓦检员每班用光学瓦检器校对瓦斯传感器误差值，确保其误差值不超出允许误差值。否则，必须重新校验。5、工作面必须完善“风电”、“瓦斯电”闭锁设施，“风电”闭锁设施由机电队负责完善，“瓦斯电”闭锁设施由监控维修工负责。6、跟班矿领导、班组长必须携带便携式瓦检仪，并在施工地点上方悬挂便携式瓦检仪，报警时立刻停止工作进行解决。第三节机电防爆管理1、根据《煤矿安全规程》规定，机电队必须安排专职防爆电工，每天对机电设备进行全方面检查，杜绝失爆。2、机电队应经常进行防爆检查，杜绝失爆现象发生。第四节压风自救系统管理1、压风自救装置安装在工作面巷道内的压缩空气管道上。2、在距工作面迎头25～40m处设立一组压风自救装置，该组压风自救装置的吸风嘴按工作面最多作业人数配备，必须满足最多出勤人数需要，且有20%的充裕量，并随作业进度移动压风自救装置；该组压风自救装置安装位置至xxxx运输巷开口处的巷道均按50m安装