苦李树煤矿掘进作业规程

苦李树煤矿掘进作业规程

工作面名称：工作3运输巷

矿长：

总工程师：

编制:

编制日期:

目录

第一章概况...........................................................1

第一节概述.....................................................1

第二节编写依据................................................1

第三节巷道平面位置............................................1

第二章地面位置及地质情况............................................2

第一节地面相对位置及相邻采区开采情况........................2

第二节煤（岩）层赋存特

征.............................................4

第三节地质构造................................................3

第四节水文地质................................................6

第三章施工设计.......................................................6

第一节巷道布置................................................6

第二节支护设

计..........................................................7

第三节支护工

艺..........................................................7

第四章施工工艺.......................................................10

第一节施工办法...............................................10

第二节掘进方

式..........................................................11

第三节爆破作业...............................................12

第四节装载与运输.............................................14

第五节管线及轨道敷设.........................................15

第六节设备与工具配备.........................................15

第五章生产系统.......................................................16

第一节通风....................................................16

第二节瓦斯治理...............................................18

第三节防治煤与瓦斯突出.......................................20

第四节压风....................................................30

第五节综合防尘...............................................30

第六节防灭火..................................................32

第七节安全监控...............................................33

第八节供电....................................................33

第九节排水....................................................34

第十节运输...................................................34

第十一节通信.................................................35

第十二节煤质管

理.......................................................35

第六章劳动组织与主要技术经济指标..................................36

第一节劳动组织...............................................36

第二节作业循环方式...........................................39

第七章安全技术措施.................................................40

第

节

通

一

一41

板

第

节

顶

二47

破

爆

第

节

三48

节

第

四

防治水......51

节

第

五

机电.........52

节

第

六

七

节运输.........

第53

过老巷、老空措

55

第八节其它...........56

第八章灾害应急措施及避灾路线57

第一章概况

第一节概述

巷道名称施工方法巷道类别方位煤、岩类别坡度

10703运输巷炮掘准备236°煤跟煤

一、巷道设计长度和服务年限

设计长度：190m

服务年限：1年

二、巷道用途

用于矿井进风、行人、运输。

三、预计开竣工时间

本掘进工作面计划于2015-7-15日开工、2015-11-30日完工。

第二节编写依据

一、苦李树煤矿（9万吨/年生产矿井）《开采方案设计》

二、苦李树煤矿（9万吨/年生产矿井）《安全专篇》

三、《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿防治水规

定》、《贵州省煤矿水害防治规定》等

四、地质部门提供的有关地质资料和掘进地质说明书

第三节巷道平面位置

巷道平面位置见附图：《采掘工程综合平面图》

-1-

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及相邻采区开采情况

地面相对位置及相邻采区开采情况见表2—lo

表2—1井上下对照关系情况表

采区一采区工程名称10703运输巷

地面标高（m）+2050m〜2095m井下标高（m）+2010

地面相对位置，建筑物、地面为荒山灌木林，无建筑物和水体，上部M6煤层

小井及其它已开采，本煤层1973标高以上已开采。

井下巷道对掘进巷道的本巷道位于主平胴东北翼，总回风巷西南翼，均对

影响巷道掘进无影响。

所施工巷道标高以下区域已开采，所施工巷道标高

邻近采掘情况对掘进巷

以上区域未开采，及此区域6号煤层已回采。7号煤层

道的影响

其它巷道对掘进巷道影响不太。

第二节煤（岩）层赋存特征

7号煤层位于二叠系龙潭组（P3I）、上煤组标四石灰岩与标五菱铁

岩之间，全区为稳定可采煤层，结构简单，上距标四6.00m,下距标五

13.00m,为煤矿区最上第二层主要可采煤层，大部分为块煤，强度高，

采用厚度0.93〜1.90m,平均1.65m,含夹研。〜2层，一般0〜1层，

结构较简单，全区可采，属较稳定煤层。

项目指标备注

煤层厚度（最小〜最大/平均）m0.93-1.90/1.65

煤层倾角（最小〜最大/平均）（°）15-21/17

煤层硬度f=5~6

煤层层理（明显程度）明显

煤层节理（发育程度）发育

煤尘爆炸性无

-2-

第三节地质构造

苦李树煤矿范围位于三塘向斜北西翼三坝勘探区西段1〜5勘查线

之间的浅部。煤矿区内浅部发育有F20、F21、F22共3条断层，无大的

褶皱发育，井下见个别小褶皱及小断层。

F20正断层：分布于煤矿区东北浅部含煤地层内，为一走向断层，

切割了2号煤〜标五之间地层，延伸长度约0.30km,断层走向北西30,

倾向南西，倾角约50〜65°,断距小于5m,在地表上，断层附近表现

变岩层破碎。

F21正断层：分布于煤矿区中部含煤地层中，为一走向断层，切割

了6号煤及其上下地层，延伸长度约1.45km,断层走向北东45°,倾

向南东129°,倾角43°,断距约5m。地表显示地层缺失，牵引现象明

显，破碎带宽1〜2m。

F22逆断层：分布于煤矿区东北部含煤地层内，切割了32号煤及其

上下地层，延伸长度约0.25km,断层走向北东35°,倾向南东，倾角

约67°,断距小于3m。

矿井构造复杂程度属中等类型。

-3-

掘进地质说明书

煤层名称M7水平名称一水平采区名称一采区

工作面名称10703运输巷地面标高2050〜2095m工作面标高+2010m

概

地面位置地面为荒山灌木林，大部分为山石坡地、无建筑物，无小窑开采。

况

井下位置及四该巷道下部为7号煤采空区，其东北翼为总回风巷，西南翼为主平洞；正上方

邻采掘情况为6号煤采空区。

0.93-1.90煤层结构15°〜24°

煤

煤层厚(m)煤层倾角(°)-

平均1.65简单17°

层

情M7煤层形态呈似层状产出，煤层风氧化带深度与M6类似。煤岩呈黑色，玻璃光泽，以亮煤为主，

含少量镜煤，硬度较大。煤岩崩落后成块性较好，煤层未见肝石夹层，结构简单。

况M7煤层属低硫、中低灰分高发热量无烟煤。

顶底板名称岩石名称厚度(m)岩性特征

灰色，中厚层状，水平层理，透镜状

基本顶(老顶)粉砂质泥岩3.89

断口，含菱铁矿结核

煤

灰色，中厚层状，水平层理，贝壳

层直接顶泥岩2.17

状断口，含黄铁矿结核

顶

底伪顶炭质泥岩0.39浅灰色，中厚层状，水平层理

板

灰色、中厚层状，水平层理，贝壳状

情伪底泥岩0.97

断口，含黄铁矿结核

况

灰色，中厚层状，平行层理，状断口，

粉砂岩、泥岩1.27

直接底有擦痕，含较多黄铁矿

-4-

地

质M7煤层层位稳定，煤层总体为倾斜较缓的单斜构造，倾向南东，倾角14。〜24°,

平均17。，地质构造复杂程度为中等简单型。预计掘进区域内无大的断层.

构

造

情

况

构造名称走向倾向倾角性质落差(m)对掘进影响程度

///////

水

文

本矿所开采煤层顶底板岩性为中厚层粉砂岩、砂质粘土岩、钙质砂岩、钙质粘土

地

岩、灰岩、炭质页岩及煤层组成，富水性弱。区内导水裂隙较发育，以裂隙充水为主。

质

在矿山开采过程中，受上部采空塌陷地表移动影响，产生了导水裂隙带，从而使原有

情

节理裂隙加大，并产生新的裂隙，使地表水通过各种导水裂隙带进入井下，成为矿井

况

充水的间接水源。区内水文地质条件中等。水文地质条件类型属II类n型，故必须坚

及

持“有掘必探，先探后采”的原则，严格执行探放水措施.

探

水

措

施

影最大涌水量10m7h正常涌水量7.25m7h

响

瓦斯属高瓦斯矿井

掘

进煤尘无煤尘爆炸性

的

其经贵州省煤田地质局113队煤层自燃倾向性检验，M7煤层无自燃倾向

它煤的自燃倾向性性，自燃倾向等级为HI级，不易自燃。

地

质

情地温地温正常

况

地压地压较大

-5-

1、围岩稳定性差，顶板岩性脆弱，掘进施工时临时支护必须紧跟迎头。

2、必须抓好“一通三防”和防突瓦斯治理，做到先抽后掘，先治后采，及时消突并作出消突

评价报告，无瓦斯突出危险后方可掘进。

3、严格执行探放水制度，做到“有掘必探，先探后掘”，防止透水事故的发生。

4、该煤层底鼓较严重，必须对巷道积水及淤泥及时清理。

绿人柱状a

地层

号岩石名称增性药述

层一

1

20共财酊心中襦也彼则."即.域其色

3XA菱%Hfc&杵今一.

广媒；＜&力就,

柱

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图

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第四节水文地质

本巷道地表为山坡，灌木林，山梁沟谷地形，有山脊水（季节性）沿裂隙渗入,

预计地表水对工作面正常掘进无较大影响，地下可能有裂隙水、老空水影响。见掘

进地质说明书。

-6-

第三章施工设计

第一节巷道布置

该巷道10703运输上山揭煤处+2010m标高处开口，以方位角a：

236°沿7号煤层施工。

该巷道总工程量预计190米。

第二节支护设计

一、巷道支护形式及相关参数

1、支护形式

考虑7号煤层顶、底板岩性及沿空送巷等因素，确定该巷道采用工

字钢梯形棚支护。

2、支护相关参数

选用11号矿用工字钢梯形支护，用木小板背帮、接顶，背帮接顶必

须严实，背板规格厚50mm，长0.6m。遇空顶时必须用圆木接顶，棚距

为600mmo

柱腿：采用11#矿用工字钢长2.2m;

顶梁：采用11#矿用工字钢净空2.0m,长2.2m;

-7-

图3—1巷道支护断面图

2000风筒

O

O

O

QJ

巷道必须严格跟好中线，允许偏差±50mm；棚距允许偏差±100mm；

每相邻两棚不得小于6根撑杆，棚子不得前倾后仰，帮、顶背严实，空

顶处必须接顶。

三、临时支护

1、临时支护形式：

临时支护采用两根长3.5m的11号矿工钢配6对链条挂在永久支护

顶梁上，做前探梁支护，前探梁上端采用厚50mm,长1800mm的木板铺

平，木板上面用坑木进行接顶，接顶必须严实，临时支护必须牢固。前

探支护必须及时移到迎头使用，严禁空顶作业。

-8-

图3-2临时支护平、剖面图

2、临时支护工艺、工序及要求：

（1）掘进（爆破）一个循环进度后，工作人员站在永久支护下，用

不小于2.5m长的长柄工具处理干净顶帮的活石悬肝（煤），并随时进

行敲帮问顶工作。确保无安全隐患后，人员站在永久支护下前移前探梁

支护。铺设木板时必须从外向内顺序进行，所有人员必须在有完整支护

的地段工作，在临时支护保护下，完成出煤、刷帮、立柱腿、背帮等永

久支护工艺过程，临时支护时必须有专人监护顶板及两帮情况。顶板维

护好后，撤出迎头所有人员，由外向里架设永久支护。临时支护与迎头

的最大距离为1.0m,最小距离为三0.2m。

-9-

(2)加强顶板管理，发现顶板压力大、顶板离层、顶板有响声，要

立即停止作业，撤出工作面人员待顶板稳定后方可继续工作。

(-)永久支护工艺及要求

1、待炮掘够一个循环进度一工作人员用长柄工具处理顶帮活肝、活

煤，并进行敲帮问顶一前移临时支护一铺木板一接顶严实一永久支护。

每移动一次钱接顶梁都必须检查是否合格。

2、永久支护必须紧跟迎头。待煤(肝)渣运出后，即可在临时支护

下挖柱窝架设永久支护并背帮、顶。

3、使用H#矿用工字钢支护时，棚距为600mm,巷道背帮接顶必须

严实。

4、巷道永久支护工程质量及文明生产要严格按《煤矿安全质量标

准化掘进质量标准及考核评级办法》执行。

第四章施工工艺

第一节施工方法

巷道采用打眼爆破法掘进，楔形掏槽，全断面一次装药一次起爆(否

则必须分次装药分次起爆)。

迎头爆破后，及时在有效支护掩护下按由外向里、先顶后帮的顺序

找掉活石危岩,然后对迎头暴露顶板、煤壁进行临时支护。

-10-

第二节掘进方式

1、掘进施工时采用普通爆破法施工工艺。即爆破落煤，人工擢煤,

人工支护，皮带或溜子、溜槽自溜和人力装矿车运输的掘进作业方式。

2、钻爆掘进工艺流程：

钻眼前的准备（检查瓦斯）一空顶段敲帮问顶一临时支护一钻眼一

检查瓦斯一装药联线一检查瓦斯并撤人设警戒一爆破一检查瓦斯及检

查爆破效果一洒水消尘、维护顶板临时支护一出煤（肝）一永久支护。

3、钻爆工序要求：

1）钻眼前，必须详细检查迎头10m范围内的瓦斯及支护情况，发现

问题及时处理。

2）必须依据巷道在工作面的位置按规定布置眼位。

3）严禁钻眼与装药平行作业和严禁在残眼内钻眼，并坚持湿式钻

眼。

4）爆破要严格执行“一炮三检”和“三人联锁”放炮制度。

5）爆破采用正向装药，联线方式为串联，使用毫秒延期电雷管，

不低于三级的煤矿许用乳化炸药，第一段与最后一段的间隔时间不得超

过130ms,每眼使用1〜2个水炮泥。

6）爆破前班长必须派专人在所有通往爆破地点的各个通道口及爆破

撤人距离以外有掩护的安全地点设置警戒，警戒位置：风井安全出口、

主平胴与运输斜井交叉口、进风行人大巷与副井交叉口处，每一警戒点

安排2人设警戒，设好警戒后，一人负责警戒，另一人返回通知爆破员

及班组长，已设好警戒。只有每个警戒点的警戒员都通知到后才可装药

-11-

爆破，放炮必须在进风流中进行。爆破后警戒员只有接到撤除警戒的命

令后才能撤警戒。

第三节爆破作业

工作面采用煤电钻打眼。掏槽眼装药量为0.45X4=1.8Kg,辅助眼

及周边眼装药量03X6=1.8Kg,顶眼装药量为0.3X5=1.5kg,底眼装

药量0.45X6=2.7kg,循环爆破炸药消耗量为7.8Kg,炮眼布置图与爆

破说明书如下：

图4—1炮眼布置三视图（1：50）

3240

g

ID

-12-

S爆破说明书

炮眼深装药量倾角爆破联线

眼炮眼

度个/总计（个）水垂直顺序方式

号名称

（米）眼平

广2掏槽眼1.51.63675I

3~4辅助眼1.31.424II串

5飞帮眼1.31.42480III

7~9顶眼1.31.41385IV

10~1底眼1.31.421085V

4

共计7.78104.05（公斤）

图4—2炮眼装药结构示意图

:粘土烟泥起陶卷萝卷

（Tdd

7的水炮混I\>

H起爆方向

掏槽眼装药方式

V粘"6土粗泥电"雷声F起辘药卷

水境提卜e

起爆方向

顶眼装药方式

粘土*炮泥起爆药隹药卷

水炮泥1■

起爆方向

辅助眼、底眼、帮眼装药方式

-13-

表4—1爆破条件

序号名称单位数量

1掘进断面米25.6

2坚固性系数f2~3

3工作面瓦斯情况m3/min1.2

4毫秒雷管段1-5

5煤矿安全炸药III级

表4-2预期爆破效果

数

序号名称单位数量序号名称单位

里

1炮眼利用率0.855每米巷道炸药消耗量公斤米5.5

2每循环工作面尺米1.26每循环炮眼总长度米/循环32

3每循环落煤米36.47每米3煤炭雷管消量个/米31.64

4炸药消耗量公斤/米31.08每米巷道雷管消耗量个/米22.6

附：1、发爆器型号MFB—100

2、起爆位置：在进风行人大巷与副井交叉口，且不小于300米的

新鲜风流中。

3、一次装药一次起炮，严禁一次装药分次放炮。

第四节装载与运输

一、装载与运输方式

1、炮掘时煤肝采用人工装煤至刮板输送机，在10703运输上山口

装入矿车，用绞车提升途径7号煤进风下山至进风行人大巷、主平胴运

至地面。

2、材料及设备运输：材料及设备采用架子车（矿车）装运，人力

推车经主平胴、进风行人大巷、用绞车提升至7号煤进风下山至10703

运输上山，人力拖运至10703运输巷掘进工作面。

-14-

二、运输设备的铺设及安全设施

（一）运输设备的铺设

1、轨道枕木必须铺在实底上，掘进巷道轨道使用15kg/m单轨铺设,

轨距0.6m,轨道到人行道一侧不小于700mm,轨道外缘距两帮设备及风

水管间距不小于500nlm。要求铺设平直、扣件齐全、紧固有效，接头间

隙不超过10mm,内错差不超过5mm,道枕间距不大于1000mm,并且轨枕

必须垫实。

2、不同轨型要集中铺设，严禁不同轨型钢轨混用。

3、运输沿线及上、下平车场要保持清洁无异物，并且要保证道岔

使用灵活可靠。

（二）安全设施及要求

1、倾斜巷道运输安全防护设施必须齐全有效，防跑车装置和跑车

防护装置必须灵活可靠。

2、斜井提升运输，下部车场必须设置躲胴。

3、绞车钩头和插销，必须使用试验合格的产品，严禁使用不合格

的连接装置。

4、绞车运输保险绳、车尾刹等安全设施必须齐全有效。

5、倾斜巷道绞车提升运输，必须严格执行“行人不行车，行车不

行人”的安全提升制度。

（三）装载设备运输方式

1、人工摧煤一刮板输送机至10703运输上山自溜，人工装入矿车

-7号煤进风下山一进风行人大巷一主平胴一地面。

-15-

2、材料及设备运输：材料及设备采用架子车（矿车）装运，人力

推车经主平嗣、进风行人大巷、用绞车提升至7号煤进风下山至10703

运输上山，人力拖运至10703运输巷掘进工作面。

附：《运输系统图》

第五节管线及轨道敷设

各类管线、运输设施的布置及要求

1、风筒、风管、水管、抽放管、电缆、枕木及轨道按巷道断面图

布置。

2、风筒吊挂靠下帮，瓦斯探头吊挂靠上帮，要求做到逢环必挂，

不得转急弯。风筒出风口距工作面迎头距离不大于5m。

3、风管、水管、瓦斯抽放管用铁丝吊挂捆绑在巷道支架上，每隔3〜

5m捆一道，悬挂高度不低于0.5m,距工作面不超过20m,必须吊挂牢固。

4、各类电缆必须悬挂在电缆钩上，且每钩只准挂一根电缆。电缆、

监控线、通信电缆、信号线及放炮线不能挂在一起，其间距必须符合《煤

矿安全规程》第四百六十九条的规定。

第六节设备与工具配备

-16-

机械设备配备表

序号名称型号、规格使用台数在籍台数备注

1风钻YT2423

2综保P280—2.5Z23

3局扇2X30KW22

4电话CB—2012

5发爆器MFB—10023

6风镐FG-812

7探水钻ZDY-62012

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式

采用压入式通风，用对旋式轴流局部通风机送风。供风距离300m。

二、掘进工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算：

Q=100XqXk=100Xl.4X1,4=196m7min

式中：Q——掘进工作面实际需要风量，rnVmin;

100—单位瓦斯涌出量，以回风流瓦斯浓度不超过0.8%的换算

值；

q-----掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，1.4m3/min;（根据掘进工作

面瓦斯涌出量最大值计算）

k——掘进工作面的瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.4o

-17-

2、按炸药量计算：

Q=25A=25X7.8=195m3/min

式中：Q——掘进工作面实际需要风量，mVinin;

25——每千克炸药不低于2511?的配风量；

A——掘进工作面一次爆破的最大炸药量，kg;

3、按人数计算：

Q=4Xn=4X9X2=72m7min

式中：Q------掘进工作面实际需要风量，m7min;

4-----每人每分钟不低于4m'/min的配风量；

n——掘进工作面同时工作的最多人数。

4、确定掘进工作面实际需要风量：

确定掘进工作面实际需要风量：200m'/min。

5、掘进工作面风量、风速测算：

(1)根据巷道断面积和掘进工作面实际需要风量，验算煤巷风速

为：V=Q/S=200/(5.0X60)=0.67m/s>0.25m/s

式中：V-----巷道风速，m/s;

Q------巷道风量，m7min;

S——巷道净断面，m2;

(2)根据《煤矿安全规程》中第一百零一条规定：掘进中的煤巷、

半煤巷最低允许风速为0.25m/s,最高允许4m/s,以上计算出的巷道风

速为0.67m/s,符合《煤矿安全规程》规定。

附：《通风系统示意图》

-18-

（3）设备选型及局部通风机的安装地点

根据以上计算，选用FBD-NO2.6.3/2X15局部通风机两台,风量280〜

190m7min,采用中600mm的阻燃柔性风筒导风。局扇通风机必须实现双

风机、双电源、自动切换和风电、瓦斯电闭锁的控制方式，一台工作，

一台备用。

局部通风机安设在防突风门外的7号煤进风下山中，不影响绞车提

升。局部通风机后期安设在10703运输上山。局扇安设高度离地面不低

于0.35m。

主平胴（新鲜风流）一进风行人上山一7号煤进风下山一10703运

输上山一10703运输巷一导风筒（经过防突风门）-10703运输巷（导

风筒）一掘进工作面

掘进工作面（乏风）一10703运输巷一7号煤进风下山一7号煤进风

大巷一6#煤进风上山或7号煤运输下山一10604采面进、回风巷或10702

采面进、回风巷一7号煤回风大巷一风井一地面。

第二节瓦斯治理

1、必须加强局部通风机的使用管理，掘进头停工时不准停风，因

检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前必须

检查瓦斯，只有在局部通风机及其开关附近10米以内风流中瓦斯浓度

都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机。必须加强风筒的使用管

理，风筒不能出现漏风，风机进风口和风筒出风口不能有阻碍物，保证

迎头的风量，以防发生瓦斯积聚。

-19-

2、因停电或其他原因停风时间较长时必须及时封闭巷道，作业前

必须先进行瓦斯排放，只有待瓦斯浓度降到1.0%以下，确认无危险后，

方可恢复工作。

3、瓦斯排放规定：停风区瓦斯最高浓度在3.0%以下由瓦检员按矿

制定的瓦斯排放措施进行排放。停风区内瓦斯浓度超过3%时，必须制

定瓦斯排放措施，报经矿技术负责人批准，由矿辅助救护队和矿安全科

组织人员进行排放，瓦斯排放必须切断回风流中的所有电源，并撤出迎

头作业人员。

4、作业时，每班每个作业点必须配备瓦检员，瓦检员必须携带光

学瓦检仪。同时必须坚持“一炮三检”“一检三点”“一点三检”的瓦

斯检查制度，并填写好瓦斯检查记录，巡检员对作业点瓦斯检查记录进

行监督、检查、审核、并签字。跟班矿长、队长、班长必须随身携带便

携式瓦斯报警仪。

5、每班每个作业点瓦斯检查不少于3次，迎头瓦斯浓度达0.8%时,

必须停止作业，采取措施，使瓦斯浓度降到1%以下时，才能进行作业。

瓦斯浓度达到或超过1.5%时，必须立即停止作业，切断电源，撤出人

员，报告矿调度室，待有关部门采取措施，经处理后才能作业。

6、该掘进工作面必须安设二个瓦斯监测监控探头、一个一氧化碳

监控探头。瓦斯监控一个探头安设在风筒另一侧的巷道顶部，距迎头退

后5米范围内，另一个探头安设在该巷道距回风口10〜15米处；一氧

化碳监控探头与何风侧瓦斯监控探头并列吊挂。迎头监控探头随工作面

的推进由瓦检员前移，放炮时必须同电器设备一起撤到安全地点。迎头

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瓦斯探头设定报警浓度呈0.8%,断电浓度21.2%,复电浓度小于

1.0%,断电范围：掘进工作面除风机外的所有电器设备（如下图示）。

回风流中瓦斯探头报警浓度三0.8%,断电浓度21.0%,复电浓度小于

1.0%。

第三节防治煤与瓦斯突出

7号煤层距6号煤层20米，10703采面上部为10602采空区，10703

采面煤层在10602采空区卸压带范围内，故该区域7号煤层属被保护层。

10703运输巷所在标高以下为7号煤采空区，此巷是沿原采空区掘进，

为沿空送巷。

10703运输巷掘进也必须严格执行局部综合防突措施。

（一）工作面突出危险性预测：

1、工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量和钻屑瓦

斯解析值两项指标进行考察。预测（效检）临界指标见下表：

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钻屑瓦斯解析值最大钻屑量

危险性

K,Smax

20.5（湿煤0.4）ml/gmin26kg/m有突出危险性

VO.5（湿煤0.4）ml/gmin<6kg/m无突出危险性

2、采用钻孔钻屑量、钻孔钻屑瓦斯解析值预测（效检）时，采用

风煤钻在工作面施工3个直径为42nlm、深为8〜10m的效果检验孔，预

测（效检）钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并

平行于掘进方向；另两个钻孔终孔位置应位于巷道轮廓线外2〜4m处。

3、施工预测（效检）钻孔时，钻进速度应控制在1.Om/min,钻孔

倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测（效检）钻孔在全煤层

中钻进。钻孔每2m测试一次峪值和每1m测试一次钻屑量S值。

4、如经预测工作面无突出危险性时，可保留2米超前预测孔前提

下进行掘进。

（二）工作面防治突出措施：

（1）施工排放孔排放瓦斯

在施工过程中，经考察突出危险性指标达到或超过临界值时，为让

应力集中带向煤体深部推移，使瓦斯得到充分释放，对工作面的瓦斯进

行卸压和排放，采取排放钻孔排放瓦斯措施。排放孔直径为中75mm，排

放孔间距为0.4m,误差不大于0.15m,倾角与煤层倾角一致，深度不少

于18m,排放时间不小于8个小时。排放孔用风煤钻配中75mm的螺旋钻

杆施工，排放孔在煤层中施工，为二排排放孔，其个数不得少于8个，

并均匀对称地布置在煤层中。

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（2）增加抽放钻孔或抽放时间

在迎头打抽放钻孔，并连管抽放；或增加原钻场内抽放管的抽放

时间。

在施工各种钻孔（抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔）时出现夹钻、卡

钻、顶钻、喷孔时，要立即停止施工并汇报调度室，由矿领导和有关部

门研究治理方案。在炮后瓦斯浓度超过2%或绝对瓦斯涌出量大5m7min

时，要有防治瓦斯专项措施。

（三）防治突出措施效果检验

根据《防突规定》第43条，可采用钻屑指标法进行措施效果

检验，检验孔孔深应小于或等于措施孔孔深，且布置在措施孔之间。

临界值及突出危险性判断方法和预测预报相同。

当检验孔深等于措施孔孔深时，经检验措施有效后，必须留有

5米投影孔深的超前距。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投

影孔深的差值不小于3米时，经检验措施有效后，检验孔应至少留

有2米投影孔深的超前距。

当任意一个效果检验指标参数大于或等于临界值时，必须补打

排放钻孔或采取其它有效防突补充措施，再进行效果检验，直到效

果检验指标参数不超为止。

（四）安全防护措施：

1、回风系统严禁设置调控设施，必须保持回风系统畅通。在迎头

50m范围内配备2个完好的灭火器。

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2、压风自救装置必须安设在掘进巷道的压风管路上，压风自救装

置的总开关要处于常开状态，单个压风自救装置的开关要处于常闭状

态，不得随意关闭压风自救装置的供风。每一组压风自救装置为中6〜8

个气袋，每个压风自救装置的供风量不得小于0.Im'/(min个)。距工作

面25〜40nl范围内安设一组，往后每50m安设一组压风自救装置。

3、每一入井人员必须随身携带隔离式自救器。班组长以上管理人

员、放炮员、流动电钳工下井必须携带便携式瓦斯报警仪。防突考察工

必须携带100%光学瓦斯检定器，用于测定孔内瓦斯含量。

4、放炮措施：

⑴放炮地点设在在进风行人大巷与副井交叉口，且不小于300米

的新鲜风流中，放炮时回风系统中必须停电、撤人。

(2)警戒位置：风井安全出口、主平胴与运输斜井交叉口、进风

行人大巷与副井交叉口处.

(3)撤人站岗：放炮前掘进队班长负责撤人，将人员全部撤到主

平嗣，同时安排人员到指定位置站岗，不许任何人员进入放炮回风区域,

到位后向调度室汇报撤人站岗及防突风门关闭情况。站岗点必须设置

“三保险”(警戒人、警戒绳、警戒牌)。

(4)严禁在迎头100m范围内使用固定放炮母线，每次放炮前班组

长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，接头要用绝缘接线盒连接，杜

绝明接头。放炮母线必须用L5mm2两芯铜芯绝缘线。严禁放炮母线与导

电体相接触，严禁放在电器及开关上。放炮母线不准与电线、电缆、信

号线同挂一侧；必须同挂一侧时，要挂在电缆下方，保持0.3m以上的

距离。

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(5)爆破必须采用铜脚线的毫秒电雷管，雷管总延期时间不得超

过130ms,严禁跳段使用。雷管脚线要按要求相互扭紧，并用绝缘胶布

包裹。

(6)每次装药放炮前，当班班长要安排专人检查工作面局部通风

设施、隔爆设施、瓦斯传感器等安全设施完好情况，跟班电工负责检查

电气设备的完好情况，确认完好后向班长汇报。

(7)每次放炮前，当班班长必须安排专人对爆破地点20m范围内

巷道进行洒水灭尘，放炮前派专人打开工作面30m范围内的放炮喷雾和

回风流中的净化水幕。

(8)放炮前，瓦检员必须向监控室打电话汇报工作面瓦斯和局扇

运行等情况，只有在局扇运转正常、工作面瓦斯浓度小于1%时方可起爆,

否则不准起爆。

(9)严格执行“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度，严格执行

瓦检员、放炮员放炮时“双汇报”制度。

(10)爆破必须采用全断面一次起爆，爆破后30min,瓦检员用

电话同地面监控室联系，询问工作面和回风流中的瓦斯情况，只有在1、

丁2瓦斯含量分别低于1%时，由瓦检员在前、班组长在中、放炮