一采区运输巷掘进工作面综合防突措施.docx

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1、一采区运输巷掘进工作面综合防突措施审 批 记 录姓 名日 期说 明编制单位编制人负责人会审单位及人员通风科调度室机电科技术科安监科通风队防突队掘进队机电矿长生产矿长安全矿长矿 长企业负责人批准矿总工程师审批意见目 录第一部分 工作面基本概况1第一节 地面相对位置及邻近采区情况3第二节 煤岩层赋存特征6第三节 地质构造错误！未定义书签。第四节 巷道布置6第五节 巷道断面及支护方式18第二部分 区域防突措施18第一节 区域突出危险性预测19第二节 区域防突措施19第三节 区域防治措施效果检验20第四节 区域验证21第三部分 局部综合防突措施23第一节 局部防突措施23第二节 局部防突措施效果检验2

2、4第三节 安全防护措施25第四部分 安全及其防护设施管理措施25第一节 通风安全管理25第二节 安全监测监控系统管理26第三节 机电防爆管理26第四节 压风自救系统管理错误！未定义书签。第五节 执行局部防突措施的安全管理26第六节 远距离爆破管理28第七节 安全避灾管理28第五部分 防突措施执行的组织措施及责任制28第一节 防突工作领导小组成员组成及责任28第二节 一采区运输巷防突管理制度32第六部分 必备图纸资料31图一 一采区运输巷掘进条带预抽钻孔布置图 . 图二 一采区运输巷排放孔布置图图三 一采区运输巷抽放浅孔布置图图四 一采区运输巷预抽效果检验钻孔布置示意图图五 一采区运输巷区域验证

3、（检测）孔布置示意图图六 一采区运输巷放炮警戒布置图一采区运输巷掘进工作面综合防突措施编制依据1、煤矿安全规程2009年版2、煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）3、营脚煤矿开采方案说明书4、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）5、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定（AQ1029-2006）6、防治煤与瓦斯突出规定7、一采区运输巷掘进工作面作业规程8、营脚煤矿16#煤层瓦斯基本参数测定研究报告第一部分 工作面基本概况水平名称+950水平采区名称一采区运输巷地面标高（m）+1090+1120井下标高（m）+970地面的相对位置及建筑物地面基本为中山地形，地表多荒坡、少耕地，1

4、2301回风巷以上煤层埋深为30180米，平均为70米。一采区运输巷以上采面范围内无民房及其他建筑物，只有零星旱地，其余全是山地及荒坡，地表无其他需要保护的耕地或建筑物。掘进对地面设施的影响不会影响地面建筑物。邻近采区开采情况一采区运输巷布置在16#煤层中，上部没有可采煤层，下距28#煤层17米。第一节 地面相对位置及邻近采区情况第二节 煤岩层赋存特征一、地质构造（一）地层区内出露地层由老到新有：二叠系中统茅口组（P2m）、峨眉山玄武岩（P2），二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c），三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。1、茅口组（P2m）：分布在南部花洞-干捞洞一带，为一套浅海相

5、浅灰灰白色厚层块状灰岩，岩溶裂隙发育。厚度大于200m。2、峨眉山玄武岩（P2）：玄武岩呈岩被（席）产出，厚度3450m。岩性为深灰、深灰绿色，风化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩，时夹硅质岩、粘土岩。下伏茅口组为平行不整合接触。3、龙潭组（P3l）：分布在矿区西部跑马土、克蚂寨、屯脚一带，该地层为一套海陆交互相的滨海沼泽含煤碎屑岩沉积，主要由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤、铝土质粘土岩等组成，含煤810层，可采煤层、局部可采煤层为3层，是本区含煤地层。与下伏峨眉山玄武岩为平行不整合接触。厚266300m。根据岩性组合不同可划分为三段。三段（P3l3）：灰色薄层粉砂岩、

6、粘土岩、含燧石灰岩组成，含24层煤线。厚58m。二段（P3l2）：由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、碳质粘土岩和煤等组成，含煤810层，可采煤层3层，是本区主要含煤地层。厚178m。一段（P3l1）：由灰色中厚砂岩、灰岩为主，夹粘土岩、碳质粘土岩、铝质粘土岩，含少量煤线。厚41m。4、长兴组（P3c）：分布在克蚂寨-野猫洞一带，为灰色中厚层含燧石生物碎屑灰岩，局部夹粘土岩，燧石为疙瘩状或条带状，偶夹炭质泥岩条带。厚2545m，与下伏龙潭组呈整合接触。5、三叠系下统夜郎组（T1y）：主要分布在北东部画眉屯一带，主要灰岩和少量泥灰岩、粉沙岩、粘土岩组成。根据岩性组合可分为二段。一段（T1y1

7、）：岩性为灰灰绿色薄-中厚层状泥灰岩，粘土岩为主，夹薄-中厚层泥质灰岩、灰岩及粉砂岩。厚52m。与下伏地层呈整合接触。二段（T1y2）：岩性为灰灰白色中-厚层泥晶灰岩，常见缝合线构造,溶洞发育。厚大于250m。6、第四系（Q）：零星分布低洼、平缓地带，以残积物、堆积物为主，岩性主要为浅灰色粘土、含砾粘土。厚020.0m。（二）构造矿区位于猫场向斜北东扬起端，矿区断层主要有F1、F2断层。F1断层分布在矿区南东黄家田-克蚂寨一带，在矿井内长1km，该断层倾向南东，倾角7585，断距大于100m、属逆断层。F2逆断层分布在矿井南东屯脚-石菩萨一带，长2km，在黄家田南交于F1断层，该断层倾向南东，

8、倾角6870，断距大于200m。F2断层对井田开采无影响。详见表2-3-1。矿区主体分布在F1断层带北西部，出露地层为龙潭组、长兴组、夜郎组，地层走向北西，倾向4060，倾角在1015之间，平均倾角14，总体上看矿区属单斜地层，含煤系地层产状较稳定，地质构造复杂程度为中等类型。表2-3-1 主要断层特征表断层名称性质延伸长度（m）走向倾向倾角（）落差（m）控制程度F11逆1000NESWSE75851000F2逆2000NESWSE6870200二、煤层与煤质（一）煤层区内含煤岩系为龙潭组，厚度266300m，平均厚274m，含煤平均厚度为6.14m，含煤系数为2.24%；含煤810层，其中可

9、采煤层3层（M16、M28、M32）可采煤层总厚度4.24m，可采含煤系数为1.55%，各可采煤特征见表2-3-2。M16煤层：产于龙潭组中部，距P3C底界90.2103.8m，经本矿主井及LD2、ZK101、ZK201及主井4个工程揭露，煤层厚1.101.82m，平均厚1.54m，偶含夹矸石，顶板为岩屑粉砂岩、粘土岩，底板为砂岩、粘土岩。M16煤层为全区可采，该煤层属结构简单稳定中厚煤层。M28煤层：产于龙潭组中部，距M 16煤层8.6425.20m，经本矿主井及LD3、ZK101、ZK201及主井4个工程揭露，煤层厚1.101.57m，平均厚1.30m，顶板为粘土岩，底板为粉砂岩、粘土岩。

10、M28煤层为全区可采，煤层属结构简单较稳定煤层。M32煤层：产于龙潭组中下部，上距M 28煤层55.3657.12m，下距玄武岩106 m.经ZK101、ZK201、LD4、LD1及主井8个工程揭露，煤层厚1.001.81m，平均厚1.40m，顶板为砂岩、粘土岩，底板为粘土岩、粉砂岩。M32煤层为全区可采，煤层结构简单，属较稳定煤层。表2-3-2 可采煤层特征表煤层名称煤层厚度(m)煤层间距(m)煤层结构顶底板岩性煤层稳定性煤层可采性最小-最大最小-最大顶板底板M161.101.82较简单粉砂岩、粘土岩砂岩稳定全区可采1.548.64-25.20M281.101.5720较简单粘土岩粉砂岩、粘

11、土岩稳定全区可采1.3055.36-57.12M321.001.8156较简单细砂岩、粘土岩粉砂岩、粘土岩较稳定全区可采1.40（二）煤质1、煤的物理性质及煤岩特征各煤层均为灰黑色、黑色、粉状、粉粒状、块状为主。断口为贝壳状、参差状。以半暗半亮型似金属光泽为主，少量光亮型。2、化学性质“报告”未提供净煤工业分析资料，仅提供原煤工业分析部分资料，（表2-3-4）。表2-3-4 可采煤层主要煤质表煤层分 析 项 目水分Mad（）灰份Ad（）挥发份Vdaf（）硫份St,d（）发热量Qnet(MJ/Kg)焦渣特征Fcd（）M161.583.247.3814.266.918.031.803.32230.

12、0331.81276.4281.02.16（3）10.67（3）7.42（3）2.42（3）30.71（3）78.70(2)M280.311.9410.0325.567.137.981.506.7525.9932.02265.1581.231.26（3）16.40（3）7.80（3）3.90（3）30.74（3）73.19(2)M321.523.177.4730.917.027.210.812.7124.1231.90261.1381.241.97（4）17.06（4）7.66（4）1.35（4）28.60（4）70.75(4)从表中可知，M16煤层原煤为低中灰、中高硫、特高热值无烟煤，M28

13、煤为中灰高硫，特高热值无烟煤，M32煤为中灰、低中硫，特高热值无烟煤。区内各可采煤层均属03号无烟煤（Wy3），变质程度为类，属年轻无烟煤。3、煤炭产品用途区内各可采煤层为低、中灰高发热量无烟煤。可作动力用煤和生活用煤。三、水文地质条件（一）区域水文地质条件水文地质单元主要依据地形地貌、地层岩性和地质构造条件共同确定，将拥有相对完整的地下水补给、迳流、排泄区，且与相邻区域地下水无直接水力联系的范围确定为一个完整的水文地质单元。经调查，织金县马场乡营脚煤矿区水文地质单元边界为：北西面以落水硐冲沟为界，北东边以凹河为界，南东面以毛稗冲为边界；西南以北西向断层为界，面积约为25km2。该区位于贵州省

14、中西部，属云贵高原斜坡地带，区内地势西南高，北东低，地势起伏较大，一般标高10001350m，相对高差200m左右，以中低岩溶地貌为主，下三叠统夜郎组、长兴组灰岩在区内常形成悬崖陡壁，北东侧凹河切割较深，为区域最低侵蚀基准面标高950m。凹河从矿区东部流过，多年平均流量为154.5m3/s，最大洪峰流量4660m3/s（1968.7.13），最小流量4.84m3/s（1966.5.12），年水位变幅1014.55m，多年平均12.45m，为煤矿区最低侵蚀基准面（950m）。矿区北部有落水洞小溪，属季节性溪流，最大流量为3m3/s，往东流入营脚，该区河流属长江水系，乌江支流。（二）矿床水文地质条

15、件1、水文气象织金县马场乡营脚煤矿为典型的岩溶地貌和碎屑地貌，矿区内地势总的趋势是东高西北低，最高标高1357.1m（石菩萨北部山头），最低标高1035 .0m（北部公路边）；最大高差322.1m，相对高差一般约100200m，属中山地貌。矿区位于凹河南西部斜坡地带，在矿区北东1200m有凹河外，还有季节性汪家寨龙井小溪沟，小溪从青山、打油寨往北流入后凹河，小溪冬春秋季干枯，夏季一般流量小于5L/s，最大洪水流量3m3/s。 区内最低侵蚀基准面为950m，据调查观测资料，表明溪水与降雨关系密切，同步性强。矿区属亚热带季风温湿气候，夏无酷暑，冬无严寒，无霜期220d，平均年日照1150h。根据织

16、金县气象局资料，从1992年至2001年最高气温35.4（1994年8月5日），年最低气温-10.4（2001年1月31日），历年平均气温14。历年平均降水量1018.5mm（1992年2001年），随着年平均气温的升高，年平均降雨量也随之增加，雨季为每年的410月，降水量多达858.5mm，占全年的81%，日最大降雨量147.8mm。日最大蒸发量137.5mm（1996年7月1日），月最大蒸发量239.6mm（1992年8月），年蒸发总量为1146.9mm，平均相对湿度82%。大气降雨是地下水的主要补给来源。2、含（隔）水层特征据水文地质调查，已有资料表明：矿区内出露的含（隔）水层从新到老依

17、次为第四系（Q）、下三叠统夜郎组（T1y）、上二叠统长兴组（P3c）与龙潭组（P3l）、峨眉山玄武岩（P2）、中二叠统茅口组（P2m）。其水文地质特征分述如下：（1）第四系（Q）以粘土、含砾粘土为主，零星分布，厚度020m，含孔隙水，富水性弱。（2）夜郎组（T1y）根据含水性不同可划分为二段。一段（T1y1）：以灰灰绿色薄-中厚层状泥灰岩、粘土岩为主，夹薄-中厚层泥质灰岩、灰岩及粉砂岩。厚52m。含基岩裂隙水。二段（T1y2）：以灰灰白色中-厚层泥晶灰岩、溶洞发育。厚大于250m。地表岩溶裂隙及缝合线发育，主要发育有50230组方向岩溶裂隙；常形成岩溶洼地等岩溶景观。据1：20万贵阳幅区域水文

18、资料，抽水试验结果表明：最大降深为14.04m，涌水量15.96 L/s，单位涌水量为1.137 L/sm，渗入系数为0.50，地下水径流模数6. 67 L/S. km2，水化学类型为HCO3-Ca型。含岩溶水，富水性强。（3）长兴组（P3c）为灰色含硅质、含燧石生物碎屑灰岩，局部夹粘土岩，燧石为疙瘩状或条带状，偶夹炭质泥岩条带。厚2545m。该层常见裂隙溶洞、漏水严重。该层岩溶较发育，富水性中等，是矿床开发时的间接充水层。据1：20万贵阳幅区域水文资料，抽水最大降深10.0m，涌水量4.89 L/s，单位涌水量为0.489 L/sm，渗入系数为0.20，枯季地下水径流模数2. 46 L/S.

19、 km2，水化学类型为HCO3-Ca型水。（4）龙潭组(P3l)岩性由细砂岩、粉砂岩、粉砂质粘土岩、粘土岩、炭质粘土岩、灰岩和煤等组成，含基岩裂隙水，富水性弱中等。厚266300m。据1：20万贵阳幅区域水文资料，抽水最大降深47.88m，涌水量0.0425L/s，单位涌水量为0.000876 L/sm，降水渗入系数为0.12，枯季地下水径流模数2. 43L/Skm2，水化学类型为SO4-Ca型。（5）峨眉山玄武岩（P2）：岩性为深灰、深灰绿色，风化后常呈浅黄、黄褐色玄武质熔岩，时夹硅质岩、粘土岩。厚度3450m。富水性较弱，是区内主要的隔水层。能有效地隔止茅口组岩溶水进入矿坑。（6）茅口组(

20、P2m)该组岩层厚度大、地下水位埋藏深，岩溶裂隙较发育，不均一性明显，含岩溶水，含水性丰富。据1：20万贵阳幅区域水文资料，枯季地下水径流模数68 L/S. km2，抽水最大降深为4.71m，涌水量2.368 L/s，单位涌水量为0.503 L/sm，降水渗入系数为0.50。3、断层带水文地质特征矿区主要有北东F1、 F2断层，纵贯全区北东南西，往北有分支现象。倾向南东，倾角60 80；为逆断层。矿区内地表未发现S2号泉水，其富水性和导水作用明显，但在矿区之外沿断层走向有落水洞、陡坎分布，在与碳酸盐岩接触时，断层具有富水、导水作用。F1断层均切割矿床各煤层，造成煤层不连续，致使煤层与强含水层相

21、接触，不同程度起到富水和导水作用，故在断层附近开采时应按规程要求留设足够的保安矿柱，防止断层水、岩溶水进入矿坑。4、地表水与地下水、含水层间水力联系矿区北部、东部有凹河流过，其流量大，岩层垂直河流，受其地下水、地表水补给，与地下水关系密切，存在互补关系。凹河流过F1断层及茅口组、龙潭组、长兴组、夜郎组等地层，造成断层与可采煤层、地下水、地表水之间存在相互联系。凹河的水对该区950m标高以下的采煤活动造成极大的危害。5、生产煤井水文地质特征营脚煤矿技改前设计生产能力断30kt/a，采用斜井开拓，开采M16煤层，煤层厚一般1.401.78m，开采走向最长300m，倾斜长300 m，巷道控制最低标高

22、980m，运输大巷主要布置在M16煤层底板中，走向长壁后退式开采，坑木支护，高瓦斯矿井，抽出式通风，绞车提升。据坑道水文地质调查，煤层开采时无淋水现象，仅局部地段有淋（滴）水现象，实测矿坑涌水量9.7911.81m3/h（2008.4.14.20），调查矿井正常涌水量10.46 m3/h、最大涌水量11.81 m3/h，矿坑充水主要来源于龙潭组基岩裂隙水，大气降雨是引起矿井涌水量动态变化的主要因素，建井以来未发生过突水淹井事故，一般无底鼓现象，矿井水文地质条件在+950m以上属简单类型，+950m以下偏向复杂类型。另外据贵州省煤田地质局水源队，2005年11月在织金县马场乡营脚煤矿调查，调查矿

23、井最小涌水量0.8m3/h、最大涌水量3m3/h。预测矿区最小涌水量1.08m3/h、最大涌水量33.667m3/h。北西部有很多民采老硐，现在已经停产，始建时间、开采情况、涌水量、积水等已无从查证。矿坑充水主要来源于龙潭组砂岩裂隙水、老窑水，大气降雨是引起矿井涌水量动态变化的主要因素。6、地下水的补给、迳流、排泄条件区内的地形地貌特征、岩性及其岩溶发育程度控制了地下水的补给、迳流、排泄条件。区内地势较低，煤层位于当地最低侵蚀基准面附近，夜郎组、长兴组、茅口组灰岩分布面积宽广，岩层裸露，第四系覆盖层薄，岩溶发育，地表河流发育。各岩层地下水主要接受大气降雨垂向渗入补给，沿岩溶通道、溶蚀裂隙及断层

24、等途径由势能高向势能低的方向运动，本区为地下水迳流区，地下水总体是由南向北迳流；长兴组、龙潭组、夜郎组等含水层多沿落水洞、溶蚀裂隙等渗入，经短距离地下迳流后排出地表。凹河为煤矿区侵蚀基准面，是矿区地表水与地下水集中排泄区和补给区，河水可能沿F1断层导入开采煤层区，在该地区开采煤矿应高度重视凹河水向采区突水。综上所述，本区矿床位于当地最低侵蚀基准面左右，部分位于最低侵蚀基准面以下，矿床直接充水含水层为富水性较弱的龙潭组碎屑岩裂隙含水层，间接充水含水层为富水性强之长兴组、夜郎组岩溶含水层；断层造成各含水层间产生水力联系，推测断层的导水性和富水性较强；大气降雨、河水是引起矿坑涌水量动态变化的主要因素

25、。故本区属岩溶充水矿床，在+960m以上矿井水文地质条件应属简单，而在+960m以下矿区水文地质条件属复杂类型。（三）矿井涌水量根据贵州省织金县马场乡营脚煤矿生产地质报告评审意见和贵州省煤炭管理局对“报告”的批复意见，矿井在+960m标高以上矿区水文地质条件属简单类型，+960m标高以下水文地质条件趋向复杂型。矿井正常涌水量96.6m3/h，最大涌水量141m3/h。（四）顶底板条件井田内主要可采煤层顶板多为粘土岩、粉砂岩和砂岩,结构较稳定，顶板易于管理，其底板多为细砂岩，粘土岩和粉砂岩（表2-3-2），粘土岩吸水性较强，存在泥化和膨胀现象，在底板管理中应采取相应措施。（五）瓦斯生产地质报告提

26、供可采煤层瓦斯含量为13.4213.61m3/t，为高瓦斯矿井。2006年度原营脚煤矿瓦斯等级鉴定报告提供：矿井绝对瓦斯涌出量0.99m3/min，矿井相对瓦斯涌出量14.85m3/t。属高瓦斯矿井。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年8 月30日提交的织金县马场乡营脚煤M16、M28煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，营脚煤矿在鉴定范围（标高+940m以上的M16煤层、标高+934.04m以上的M28煤层）内无突出危险性。本次设计按M16煤层（+940m标高以上）、M28煤层（+934.04m标高以上）无突出危险性，M16煤层（+940m标高以下）、M28煤层（+934.04

27、m标高以下）按突出危险区域进行设计。 （六）煤尘贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的织金县织金县马场乡营脚煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，M16、M28和M32煤层煤尘无爆炸性。（七）煤的自燃倾向性贵州省煤田地质局实验室2006年9月提供的织金县马场乡营脚煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，矿井所开采M16、M28煤层自燃倾向性为I级，属容易自燃煤层，M32煤层自燃倾向为级属不易自燃煤层。本方案设计按容易自燃煤层进行设计。（八）地温区内未发现地温异常区，因区内煤层埋藏深度不大，出现地温异常的可能性很小，平均地温梯度2.16。第四节 巷道布置一采区运输巷方位角156，沿16#煤层走向掘进，设计长度180m

28、。第五节 巷道断面及支护方式巷道尺寸：锚杆或锚网支护或架棚支护时为顺山棚。支护方式：巷道永久支护方式采用锚网支护或架工字钢棚支护。顶板：采用锚杆或锚网联合支护。煤帮：采用锚杆或锚杆配挂钢板网联合支护。如果岩性发生变化顶板较破碎，改为工字钢架棚支护。第二部分 区域防突措施一采区运输巷进范围的煤层埋深在105m，根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2010年8 月30日提交的织金县马场乡营脚煤M16、M28煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，营脚煤矿在鉴定范围（标高+940m以上的M16煤层、标高+934.04m以上的M28煤层）内无突出危险性。本次设计按M16煤层（+940m标高以上）、M

29、28煤层（+934.04m标高以上）无突出危险性，M16煤层（+940m标高以下）、M28煤层（+934.04m标高以下）按突出危险区域进行设计。 根据贵州省煤炭管理部门的有关规定，应提高一级管理，按突出煤层进行管理，应采取区域防突措施并经区域防突措施检验有效后，在掘进前再次验证区域防突措施效果仍有效，方可采取安全防护措施进行作业。否则，必须补充预抽钻孔或延长抽放时间。若一采区运输巷区域验证时有一次为有突出危险或超前钻孔等作业发现突出预兆，验证区域在掘进作业过程中须执行局部防突措施。第一节 区域突出危险性预测一采区运输巷掘进范围的煤层埋深在70m，目前在掘进过程中尚未有动力现象发生等突出特性，

30、根据本矿的实际情况，以及防治煤与瓦斯突出规定相关规定，估算12301回风巷掘掘进巷道煤层瓦斯压力在1.151.17Mpa之间，不具有突出危险性。拟采用测定煤层瓦斯压力P进行突出预测。若P=0.74MP，则为突出危险区，必须采取区域防突措施；若P0.74MP，则为无突出危险区，应采取区域防突措施。第二节 区域防突措施一、预抽煤层瓦斯穿层钻孔预抽掘进条带煤层瓦斯的条件已不具备。因此，根据生产实际，掘进期间若风排不能解决瓦斯超限，则采取顺层钻孔预抽掘进条带煤层瓦斯的区域防突措施，其参数如下：巷帮轮廓线外15m的煤层，预抽钻孔保持20m压茬距。1、掘进前方预抽钻孔布置9个，巷帮两侧各布置8个，钻孔终孔

31、间距：在掘进前方5.5m，在巷帮5m。预抽钻孔布置三排，排间距0.3m，掘进前方钻孔间距0.5m，巷帮两侧钻孔间距0.4m。2、预抽钻孔孔径为75mm，封孔材料采用水砂泥浆，封孔段长度不少于8m，封孔后与高负压抽放系统连接抽放。第三节 区域防治措施效果检验根据防治煤与瓦斯突出规定之规定，结合生产实际，采取实测残存瓦斯压力或残存瓦斯含量的方法检验预抽钻孔是否消除一采区运输巷预抽区域的突出危险性，其检验方法及认定标准如下：1、检验钻孔布置：迎头布置三个个检验钻孔，检验钻孔布置在钻孔稀少、预抽时间短的预抽区域，每组检验钻孔不少于3个。2、检验方法：实测残存瓦斯压力时，当检验钻孔施工结束后，立即采用聚

32、胺脂封孔，封孔段长度8m，并在检验钻孔内安装检测管，同时在检测管外露末端安装示值1Mpa压力表，压力表上最终稳定值为残存瓦斯压力值。若采用实测残存瓦斯含量的检验方法时，钻孔的布置与实则残存瓦斯压力的相同，当检验钻孔达到设计要求，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试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。2、认定标准（1）采用实测残存瓦斯压力检验预抽措施是否有效时，每个检验钻孔的实测压力值均小于0.74Mpa，认定预抽区域煤层无突出危险；若采用实测残存瓦斯含量检验预抽措施是否有效时，每个检验钻孔的实测残存瓦斯含量均小于8m3/t，认定预抽区域煤层无突出

33、危险；认定为无突出危险的预抽区域，允许向前掘进40m，保证20m的预抽孔压茬距。（2）经检验认定无突出危险的区域为掘进前方60m、巷帮轮廓线外15m范围的煤层，在此区域掘进作业时连续两次验证预抽措施效果仍有效，方可采取安全防护措施进行掘进作业。（3）经检验认定预抽措施无效时，在此检验孔终孔位置周围半径100m范围内的煤层认定为有突出危险性，必须增加预抽钻孔或延长预抽时间并重新检验直至有效。3、一采区运输巷区域防突措施检验工作相关要求（1）进行区域防突措施检验前，必须分析、检查预抽区域内钻孔参数和质量是否符合设计要求，不符合设计要求不得进行检验工作。（2）经检验认定为有突出危险的区域，不得进行除

34、区域防突措施外的任何作业，必须增加预抽钻孔或延长预抽时间，重新进行检验有效后，再进行区域防突措施效果验证工作。（3）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兆时，不管其它瓦斯参数是否小于临界值，发生明显突出预兆位置周围半径100m内的区域直接认定为突出危险区。第四节 区域验证结合我矿生产实际，一采区运输巷突出危险性验证方法及操作要求如下：1、验证的方法：采用钻屑指标法，即用弹簧称测定钻屑量指标，使用MD2瓦斯解吸仪或用WTC瓦斯参数仪测定钻屑瓦斯解吸指标h2或K1值。h2或K1值为主要预测指标，钻屑量为辅助指标，利用这两项指标验证一采区运输巷的突出危险性。2、临界值的确

35、定：因永兴矿煤与瓦斯突出危险性预测指标的临界值无实测数据，故依据防治煤与瓦斯突出规定，h2的临界值定为：200Pa；K1值的临界值定为0.5 mL/g.min1/2；S值的临界值作为辅助指标暂定为6kg/m（孔径42mm）。3、验证钻孔布置及钻孔参数在工作面正头布置3个验证钻孔，孔径42mm，距顶板600mm，中间钻孔孔深8m，位于巷道工作面中部，并平行顶板，两边的钻孔孔深9m，验证钻孔终孔点控制到巷帮轮廓线外3m。具体参数见附图。4、验证方法(防突工专门操作)两侧的验证孔施工至m、m、m、8m时，分别接下23m、45m、67m、89m之间的钻屑量称重；中间的验证孔施工至1m、3m、5m、7m

36、时，分别接下12m、34m、56m、78m之间的钻屑，分别量取重量或容积。中间的验证孔施工至2m、4m、6m、8m时，两侧的验证孔施工至3m、5m、7m、9m时，分别接取钻屑筛分煤样，用MD2瓦斯解吸仪测定h2或用WTC瓦斯突出参数测定仪测定钻屑解吸指标K1值。5、判断一采区运输巷是否有突出危险的方法、允许掘进量及有关要求（1）首次进入预抽区域掘进作业时，必须连续两次验证工作面是否有突出危险性。（2）当验证一采区运输巷是否有突出危险性的3个钻孔共24个验证指标数值均小于临界值，认定一采区运输巷无突出危险性，允许向前掘进5m，保留3m的验证超前距；5m允许进尺掘进完毕后，再次验证工作面的突出危险

37、性，若验证工作面仍无突出危险性，允许向前掘进20m；允许进尺完毕后，再次验证工作面是否有突出危险；若工作面仍无突出危险，允许向前掘进15m后，重新执行区域防突措施。（3）在允许进尺范围的每循环掘进前，须沿一采区运输巷中线施工一个10m深的超前钻孔，探测工作面前方的地质构造和观察突出预兆。（4）允许进尺范围内掘进作业，必须在采取安全防护措施的前提下进行。（5）当一采区运输巷任一次验证预抽区域是否有突出危险性的任一钻孔的任一预测指标参数大于或等于临界值、每循环进尺前的超前钻孔等发现了突出预兆时，该验证区域从此以后的掘进作业都必须采取局部综合防突措施；若区域验证无突出危险性直接可采取安全防护措施进行

38、掘进作业。第三部分 局部综合防突措施当一采区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，直接采取局部防突措施，经检验措施有效后，方可采取安全防护措施进行掘进作业。第一节 局部防突措施1、浅孔排放措施，具体参数如下：煤层厚度在1.2m以下的，施工一排11个排放孔；煤层厚度超过1.2m的，施工2排22个排放孔，每排11个；煤层厚度超过1.8m的，施工3排33个孔，每排11个。排放钻孔孔深10m以上，孔径75mm以上，钻孔终孔点控制到巷道两帮轮廓线以外8m、前方10m以上煤层范围内，且工作面前方必须留有不小于5m的排放钻孔超前距。详细布置参数见附表。排 放 孔 参 数 表序号孔径（mm

39、）孔深（m）与巷道中线夹角（ ）序号孔径（mm）孔深（m）与巷道中线夹角（ ）17512.637127512.63727511.731137511.73137511251475112547510.517157510.51757510916751096751001775100775109187510987510.517197510.517975112520751125107511.731217511.731117512.637227512.6372、浅孔抽放措施（1）抽放钻孔具体参数如下：煤层厚度在1.2m以下的，施工一排7个抽放孔；煤层厚度超过1.8m的，施工2排14个抽放孔，每排7个；抽放钻

40、孔孔深10m以上，孔径75mm，钻孔终孔点控制到巷道两帮轮廓线以外8m、前方10m以上煤层范围内，且工作面前方必须留有不小于5m的抽放钻孔超前距。详细布置参数见附表。序号孔径（mm）孔深（m）与巷道中线夹角（ ）序号孔径（mm）孔深（m）与巷道中线夹角（ ）17512.83987512.83927511.32897511.32837510.315107510.315475100117510057510.315127510.31567511.328137511.32877512.839147512.839抽 放 浅 孔 参 数 表（2）抽放钻孔采用FKWY4.5/75mm2m的水压式封孔器封孔，

41、封孔与高负压抽放系统联网抽放，最后一个孔连抽2小时后再进行预抽效果检验。第二节 局部防突措施效果检验1、一采区运输巷采取局部防突措施后，须检验局部防突措施的效果，检验孔布置及检验方法同第二部分第四节相同。当检验认定一采区运输巷无突出危险时，每个检验循环保留3m以上检验孔超前距和5m以上措施孔超前距，方可采取安全防护措施进行掘进作业。2、一采区运输巷采取局部防突措施后，检验认定仍有突出危险时，必须重新采取局部防突补充措施，可在检验超标钻孔附近补打排放孔，钻孔施工完毕后，经2小时自然排放卸压后，并经措施效果检验直至有效；若采用浅孔抽放措施时，检验认定工作面仍有突出危险性，必须延长2小时的抽放时间后

42、再次检验预抽效果。第三节 安全防护措施一采区运输巷安全防护措施主要有：防突风门；作业人员携带的隔离式自救器；压风自救装置；远距离爆破。第四部分 安全及其防护设施管理措施第一节 通风安全管理1、一采区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大于5m，风筒接头正反压力，风筒破口及时粘补，保证迎头风量。3、一采区运输巷防突风门由通风队定期检查和维护，保证风门的质量和抗灾能力；风门前后的卫生由开一队负责管理。4、一采区运输巷防突风门使用正常，两道风门不能同时打开，并安装语音提示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。第二

43、节 安全监测监控系统管理1、根据煤矿安全规程和煤炭管理部门的有关文件规定，主运巷监测传感器如下布置：甲烷传感器设置地点报警浓度断电浓度复电浓度断电范围一采区运输巷掘进工作面迎头T10.8%CH40.8CH40.8%CH4一采区运输巷进工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备一采区运输巷掘进工作面回风T20.8%CH40.8CH40.8%CH4一采区运输巷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安装在水泵房内。3、如瓦斯传感器出现故障，机电队应负责在8小时内处理好。瓦斯传感器处于故障期间，工作面不得作业。4、通风队负责每10天用标准气样校验瓦斯传感器一次，瓦检员每班

44、用光学瓦检器校对瓦斯传感器误差值，确保其误差值不超过允许误差值。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“瓦斯电”闭锁设施均由机电队完善。6、跟班干部、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，报警时立即停止工作进行处理。第三节 机电防爆管理1、根据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面检查，杜绝失爆。2、机电科应经常进行防爆检查，杜绝失爆现象。第四节 执行局部防突措施的安全管理1、措施钻孔由掘进队负责施工，瓦检员或安检员现场监督验收。即施工排放钻孔时，由安检员或瓦检员在现场监督施工安全，并对钻孔的质量、数量验收把关，安检员或瓦检员不在现场时，严禁打钻，打了也视为报废孔。2、瓦检员每班必须将措施钻孔施工的孔数、孔深填写在措施钻孔报告单和防突牌板上，并向通风调度汇报。升井后负责把措施钻孔验收单交到通风科。3、措施钻孔采用石家庄产100型风动防突钻机施工。4、施钻过程中，如遇喷孔、夹钻、顶钻等情况，不能硬打，应等待卸压一段时间后再打。当发生明显突出预兆时，立即停电撤人，并向通风科、通风队及调度室汇报。5、施钻时，应搞好洒水降尘工作。6、施钻时工作面的支护必须完好，不允许空顶，并使用前探梁。若煤厚煤软容易造成前方空项的，迎头必须采取阻