采面运输巷防治煤与瓦斯突出 设计及安全技术措施.doc

《采面运输巷防治煤与瓦斯突出 设计及安全技术措施.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《采面运输巷防治煤与瓦斯突出 设计及安全技术措施.doc（36页珍藏版）》请在得力文库 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、织金县青山煤矿2301采面运输巷防治煤与瓦斯突出 设计及安全技术措施编制：审核：2011年4月25日目录第一章 概况5一、巷道基本情况5二、防突设计的依据11第二章区域综合防突措施11第一节 工作面区域防突措施11一、采取边掘边抽的瓦斯抽放方法11第二节 区域防突措施效果检验16一、区域措施效果检验指标及临界值16二、瓦斯抽放区域防突措施效果检验及检验孔布置17第三节 区域验证17一、验证方法17二、验证要求19第三章局部综合防突措施19第一节 2301运输巷工作面局部防突措施19一、2301运输巷两帮钻场深孔预抽放设计19二、工作面迎头布置超前探测及排放瓦斯孔的设计。19第二节 突出危险性预

2、测与效果检验21一、突出危险性预测与效果检验临界值21二、工作面防突措施效果检验22第三节 安全防护措施23一、防突风门23二、远距离爆破24三、避难所及压风自救装置24四、个体防护25第四章 安全技术措施27一、防突措施、抽放钻孔施工安全技术措施：27二、加强钻场及抽放监测点的顶板管理28三、监测监控28四、机电防爆管理：29五、综合防尘29六、避灾路线29七、其 它30第五章 组织管理措施31第六章 煤与瓦斯突出应急预案32第一章 概况一、巷道基本情况（一）、巷道位置：该巷道是2301首采工作面运输巷，起点标高+1566m，2301采面为23M煤层首采工作面，属于安全专篇设计的北翼盘区。巷

3、道设计长度310m，主要担负2301工作面回采时的通风、行人，煤炭、材料运输。位置布置如图1所示。2301运输巷对应的地面标高约为+1649m+1624m，工作面标高+1566.42m1566.09m，埋深在83m76m之间。图1 2301运输巷平面布置图（二）、瓦斯地质情况1、煤系地层矿区内主要可采煤层为M16、M23煤层，由上到下叙述如下：、M16煤层：位于龙潭组第二段下部，直接顶板为灰色泥质粉砂岩，强度低,水稳性差，直接底板为浅灰色粘土岩，强度较低，水稳性差。煤层厚1.702.20m，平均厚1.82m。煤层结构较复杂，中上部夹矸0.250.90m，一般为0.450.50m，其岩性主要为黑

4、色炭质页岩、薄层粉砂质粘土岩及粘土岩，中含星点状黄铁矿及黄铁矿结核，顺层理产出。总体倾向北西，倾角512，平均6。该煤层在区域内属稳定可采煤层。、M23煤层：距M16煤层40m，以粉粒状结构为主，含夹矸0.150.30m，层位及厚度稳定。颜色呈灰黑色，粉色至深黑色，结构简单。倾角512，平均6。平均厚1.85m，直接顶板为灰色细砂岩，强度较低，水稳性差，直接底板为灰色粘土岩，强度较低。根据以上情况分析，M16、M23煤层结构较简单,煤层稳定类型均为较稳定型煤层。煤层容重均为1.4t/m3。详见下表表211织金县珠藏镇青山煤矿可采煤层特征表顺序煤层名称煤层厚度(m)层间距煤层倾角()煤层夹矸数稳

5、定性可采性煤种顶底板岩性最大最小平均（m）顶板底板最小最大平均1M161.72.21.824060-1稳定可采无烟煤粉砂岩粘土岩2M231.62.01.8560-2稳定可采无烟煤细砂岩粘土岩详见煤系地层柱综合柱状图图2 巷道煤岩综合柱状图2、煤层结构矿区内的煤系为上二叠统龙潭组(P31)，是一套海陆交替相沉积，主要由灰色细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩、煤层组成的韵律层，偶夹灰岩，厚100-200m，一般厚150m。含煤13层，煤层总厚10.12m，含煤系数4.2，可采煤层2层，可采厚度3.80m，可采煤层含煤率为1.48。M16煤层：位于龙潭组第二段下部，直接顶板为浅灰、灰黑色薄层粘土岩，

6、直接底板为灰、灰黑色薄至中厚层粉砂质粘土岩、粘土岩。煤层厚1.702.20m，平均厚1.82m。煤层结构较复杂，中上部夹矸0.250.90m，一般为0.450.50m，其岩性主要为黑色炭质页岩、薄层粉砂质粘土岩及粘土岩，中含星点状黄铁矿及黄铁矿结核，顺层理产出。总体倾向北西，倾角512，平均6。该煤层在区域内属稳定可采煤层。M23煤层：距M16煤层40m，以粉粒状结构为主，含夹矸0.150.30m，层位及厚度稳定。颜色呈灰黑色，粉色至深黑色，结构简单。倾角512，平均6。平均厚1.85m，直接顶板为浅灰、灰黑色薄层粘土岩，直接底板为灰、灰黑色薄至中厚层粉砂质粘土岩、粘土岩。煤系岩性中，泥岩、粉

7、砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩占50%-60%，灰岩占13%-20%，除细砂岩外，致密岩性占80%以上，属低孔隙率、低渗透孔隙岩性。3、煤层顶、底板情况M16煤层：位于龙潭组（P312）中下部，较稳定，厚度1.702.20m，平均厚1.82m，结构单一。顶板：直接顶板为灰色泥质粉砂岩，强度低。间接顶板为含黄铁矿结核的泥质粉砂岩，煤层上部0.30m呈块状；中下部为粉煤。底板：直接底板为浅灰色粘土岩，强度较低，水稳性差。M23煤层：位于龙潭组（P312）中下部，结构单一，厚度稳定，厚度1.62.0m，平均1.85m，含有夹矸均小于0.05m，为全区主要可采煤层。顶板：直接顶板为灰色细砂岩，强度较低，

8、水稳性差。间接顶板为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩。泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，强度较低，水稳性差；细砂岩为钙质胶结，裂隙较发育，抗压强度较大。底板：直接底板为灰色粘土岩，强度较低。间接底板为细砂岩或泥质粉砂岩。细砂岩为钙质胶结，抗压强度较大；泥质粉砂岩强度较低，易风化破碎。总体上看，矿区工程地质条件较差。M16煤层及M23煤层顶板强度一般，顶板易垮落，应及时支护，M16煤层及M23煤层底板遇水易底鼓，应加强矿井水的管理。 (三） 巷道支护巷道支护形式为矩形锚杆、金属网支护，支护规格断面为：净宽净高3.62.2m，锚杆的排距株距均为0.7m0.8m，每排9根，金属网为长宽=2m1m,锚杆使用18m

9、m，长1800mm的优质螺纹钢。锚杆扭矩不小于100kN。每排根（详见巷道断面图）角度按断面图要求施工，误差不得超过5中腰线施工，中腰线误差不得超过50mm。 图3 2301工作面运输巷道断面图（四）、工作面突出危险性青山煤矿没有煤与瓦斯突出记录。中国矿业大学于2008年3月对本矿M23煤层进行了煤与瓦斯突出鉴定，提交了贵州省织金县珠藏镇青山煤矿23#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省能源局，黔能源发2010253号关于对毕节地区工业和能源委员会关于请求审批织金县珠藏镇青山煤矿M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复文件，本矿M23煤层+1560m标高以上范围无突出危险。该报告仅提

10、供了M23煤层瓦斯压力为：0.5 MPa，但还未对煤层瓦斯含量作分析。2301运输巷实际开采标高+1566m为鉴定标高以上，本设计按有煤与瓦斯突出设计。（五）、瓦斯基本参数1、瓦斯含量及瓦斯成分资源/储量核实报告未提供瓦斯含量及瓦斯成分资料。根据提供的织金县珠藏镇青山煤矿（整合）安全专篇（变更），各煤层瓦斯含量如下。煤层 瓦斯含量（m3/t）M167.54M238.802、瓦斯涌出量该矿属整合矿井，根据矿井2008年和2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告批复，青山煤矿2008年度绝对瓦斯涌出量为13.03m3/min，相对瓦斯涌出量为39.09m3/t；2009年度绝对瓦斯涌出量为21.84m3/

11、min，相对瓦斯涌出量为44.93m3/t，审批结果均为高瓦斯矿井。 根据织金县珠藏镇青山煤矿（整合）安全专篇（变更），经采用AQ1018-2006分源预测法预测的矿井绝对瓦斯涌出量是3.85m3/min，相对瓦斯涌出量是10.76m3/t；回采工作面相对涌出量1.524m3/t，绝对瓦斯涌出量0.5m3/min；单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.57m3/min。3、其 他根据提供的贵州省织金县珠藏镇青山煤矿23#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告。报告仅对+1560m标高以上的M23煤层进行了瓦斯压力、煤的坚固性系数（f）、瓦斯放散初速度（P）测试，其M23煤层在+1560m标高以上煤层瓦斯压力

12、为0.5 MPa，坚固系数为1.624。瓦斯放散初速度P为27.75。根据贵州省能源局，黔能源发2010253号关于对毕节地区工业和能源委员会关于请求审批织金县珠藏镇青山煤矿M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告的批复文件，该矿M23煤层在鉴定范围内（+1560m标高以上）无突出危险。二、防突设计的依据1、青山煤矿2301工作面运输巷平、剖、断面图；2、织金县珠藏镇青山煤矿安全专篇（变更）3、天设项目咨询有限公司织金县珠藏镇青山煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计说明书4、依照国家及煤炭行业标准国家（GB 50471-2008）煤矿瓦斯抽采工程设计规范，（AQ 1026-2006） 煤矿瓦斯抽采基

13、本指标，中华人民共和国安全生产行业标准（AQ 10272006）煤 矿 瓦 斯 抽 放 规 范。5、青山瓦斯抽放设计说明书6、织金县青山煤矿防治煤与瓦斯突出设计及综合防突安全技术措施7、国家安监局2009年第19号文件关于防治煤与瓦斯突出规定和煤矿安全规程。第二章 区域综合防突措施第一节 工作面区域防突措施根据防治煤与瓦斯突出规定规定，为了保证2301运输巷安全掘进必须采取有效的区域防突措施；结合我矿的煤层赋存和2301运输巷实际情况，在巷道沿23M煤巷掘进，采取顺层钻孔预抽煤巷条带瓦斯的区域防突措施。主要采取巷帮钻场顺层超前钻孔预抽放瓦斯；另外在2301运输巷工作面直接打钻孔，作为巷道探放水

14、和瓦斯排放防突措施；区域防突措施瓦斯抽放设计如下：一、采取边掘边抽的瓦斯抽放方法1、钻场布置设计在2301运输巷左右两帮交替布置抽放钻场，间距20m（中-中），钻场规格:矩形断面，长宽高=3.6m2.5m2M,钻场支护同2301运输巷一样为锚杆网支护，每组钻场在煤巷两侧交替布置，不同侧相邻两个钻场之间的距离为20m,同侧相邻两个钻场之间的距离为40m，控制范围为巷道轮廓线外20mm，钻孔必须超前于掘进工作面15m以上，符合煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）标准的规定,钻场布置见如下图。图4 2301运输巷掘进超前钻孔平面布置图2、巷帮钻场顺层抽放孔布置：、巷帮钻场顺层抽放超前钻孔终

15、点控制到巷道两帮轮廓线外20m，工作面前方60m位置。、钻孔布置，每个钻场内，沿走向布置3个抽放钻孔，即在左、右巷道帮钻场各布置3个，左帮钻孔编号为1#、3#、5#，孔深分别为1#（60.83m）、3#（61.84m）、5#（65m）；右边钻场为2#、4#、6#钻孔，孔深分别为2#（60.83m）、4#（61.84m）、6#（65m）；开孔位置距巷道中心线距离为3.5m、4m、4.5m，终孔位置在工作面前方煤层中部，距巷道掘进中心线的距离分别为10m、15m、20m；钻孔布置参数在矿井抽放过程中对抽放量、抽放浓度、防突效果等考察后，可根据实际情况进行调整，钻孔平面布置参数见表2-1-1。表2-

16、1-1 煤巷掘进抽放钻孔平面布置参数表孔号每组钻场个数(个)钻场规格 长宽高 mmm钻孔长度（m）开孔与巷道中线距离(m)终孔与巷道中线距离(m)孔与巷道掘进中线方位偏角()1#2个(巷道两帮各一个）3.02.5.0260.833.510927442#60.833.510927443#61.84415142104#61.84415142105#654.520182666#654.520182663、由于该运输巷23M煤层赋存比较稳定，煤厚变化不大，按照煤厚1.82.2m布置单层钻孔3个，钻孔布置示意图及施工设计参数见图4和表2-1-2。4、钻孔深度不得少于60m，钻孔开口直径89115mm，终

17、孔直径75mm，施工抽放钻孔时，施工单位必须按照钻孔设计参数进行施工。表2-1-2 煤厚1.8-2.2m钻场抽放孔施工设计参数表孔号孔径(MM)孔深(M)孔终点距中线距离(MM)与腰线夹角（度）与中线夹角（度）左帮钻场、右帮钻场：1#8960.838上（下俯）仰1 5左偏927442#8960.838上（下俯）仰1 5右偏927443#8961.8411上（下俯）仰1 5左偏142104#8961.8411上（下俯）仰1 5右偏142105#896515上（下俯）仰1 5左偏182666#896515上（下俯）仰1 5右偏182665、封孔方法，瓦斯抽采封孔方法主要有水泥砂浆封孔、聚胺脂封孔、

18、速凝膨胀水泥封孔三种，封孔长度5-8米，2301运输巷施顺层钻孔抽放宜采用充填材料封孔。封孔材料可选用速凝膨胀水泥、聚胺脂封孔等新型材料，另外2301顶板较稳定钻场围岩及钻孔所在条件较好，亦可选用水泥砂浆但要配有封孔器或其它封孔材料。水泥砂浆采用425号以上的硅酸盐水泥、砂子、水混合搅拌而成，水、水泥、砂子的重量混合比为1：2.4：2.5，砂子颗粒直径0.51.5mm。采用BFK型封孔泵进行封孔。封孔工艺如下：孔内抽采管使用内径3040mm的钢管或抗塑料管，长度为8米以上，在孔内端钻1020个直径10mm的小孔，并用铁丝网包扎好。在打钻将要结束时开始准备水泥砂浆等封口材料，水泥砂浆一般应加入适

19、量的膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂隙；当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。封孔泵与被封钻孔的连接见下图图5封孔泵与被封钻孔的连接示意图6、封孔的操作方法：（1）检查封孔泵是否完好，封孔用的工具、配件等是否齐全；（2）检查抽采孔所需的抽采管是否齐全，长度是否达到要求；（3）计算所需要的水泥量或聚胺脂量。（4）封孔前用水或压风将孔内残存的煤岩屑清洗干净，然后放入抽采管，直接将整装水泥的袋子或渗泡聚氨脂缠绕在抽采管上，送入钻孔内封住孔口；（5）所有要封的孔封完后，清洗封孔泵。7、钻孔设备钻机选用国产ZDY620型和TXU-150防爆型钻机，其钻进深度可达150m，开孔直径89mm，终孔直径为50m

20、m75mm，给进方式为油压自动，钻孔角度0360。二、工作面直接布置瓦斯排放超前钻孔的防突措施在2301运输巷掘进迎头，沿23M煤层布置单排3个钻探孔排放瓦斯，眼孔距煤层底板0.5米，中眼按巷道掘进方位315，左右帮眼分别与巷道中线夹角20布置，见下图5所示。图6.工作面瓦斯排放钻孔布置平面示意图第二节 区域防突措施效果检验一、 区域措施效果检验指标及临界值根据我矿2301运输巷工作面的实际情况，采用煤层残余瓦斯压力P或瓦斯含量作为检验指标对区域防突措施进行检验。由于我矿尚未试验考察出适合我矿的临界值，根据防治煤与瓦斯突出规定残余煤层瓦斯压力或瓦斯含量应符合下表规定取临界值，当煤层残余瓦斯压力

21、或瓦斯含量小于P0.74 MPa 或8m3/t时，视为无突出危险区，否则，为突出危险区，预抽措施无效。表2-2-1 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P0.74W8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区二、瓦斯抽放区域防突措施效果检验及检验孔布置巷道掘进每30m布置一个效果检验测试点，且整条巷道（检验区域）内布置不得少于3个检验测试点;在地质构造复杂区每20m布置一个测试点。根据“测试点布置于所在断面钻孔密度较小，孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距”的原则，检验孔

22、布置在断面中部，钻孔沿煤层倾向，检验孔深60m。采用钻孔取煤样测定瓦斯残余含量。第三节 区域验证 当区域防突措施检验结果为无突出危险性时，在掘进过程中必须进行区域验证。一、验证方法煤巷掘进过程中采用测定钻屑指标法中的钻屑瓦斯解吸指标(k1或h2)、钻屑量（S）及作为验证指标的方法进行验证。具体方法与第三章中局部防突措施效果检验相同。采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应按照下列步骤进行：1、在煤巷掘进工作面打3个(缓倾斜煤层)直径42mm、孔深810m的钻孔，钻孔布置与本第三章中局部防突措施效果检验相同，详见掘进工作面防突预测检验孔布置图3。01掘进工作面防突预测检验孔布置图2钻孔每

23、打1m测定钻屑量一次，每隔2m测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标K1或h2预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，各项指标的突出危险临界值，应根据现场测定资料确定。如无实测资料时，可参照表13的数据确定工作面的突出危险性。实测得到的任一指标、SMAX值、K1、值或h2值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面；3采用钻屑指标法预测突出危险性，当预测为无突出危险时，每预测循环应留有2m的预测超前距。表3-1-1 钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值图7.工作面防突预测检验孔布置示意图二、验证要求1、工作面刚进

24、入无突出危险区时，立即连续进行两次区域验证。2、掘进工作面每推进10m进行一次区域验证，在构造破坏带连续进行验证。3、每个验证循环必须在工作面施工一个深10m（超前距2m5m）的超前钻孔探测地质构造和观察突出预兆。4、当区域验证为无突出危险时，必须采取安全防护措施后才能进行掘进，首次进行验证时，掘进前保留5m的预测超前距。5、只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发生了突出预兆，则该区域以后的掘进过程必须执行局部综合防突措施。第三章局部综合防突措施第一节 2301运输巷工作面局部防突措施为进一步保证该运输巷沿23m煤层掘进的过程中安全施工，在全煤巷道及半煤岩巷道掘进过程中拟采用巷道两帮布置

25、钻场打深孔预抽放+工作面迎头打超前探测及排放瓦斯孔的局部掘进防突措施。一、2301运输巷两帮钻场深孔预抽放设计在2301运输巷左右两帮交替布置抽放钻场，间距20m（中-中），钻场规格:矩形断面，长宽高=3.6m2.5m2M,钻场支护同2301运输巷一样为锚杆网支护，每组钻场在煤巷两侧交替布置，不同侧相邻两个钻场之间的距离为20m,同侧相邻两个钻场之间的距离为40m，控制范围为巷道轮廓线外20mm，钻孔必须超前于掘进工作面15m以上，符合煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）标准的规定，钻场与抽放钻孔布置参数同上第二章的第一节工作面区域防突措施相同。二、工作面迎头布置超前探测及排放瓦斯孔

26、的设计。在掘进前，地测部必须安排施工单位在工作面迎头沿巷道掘进方向，施工3个超前探测排放孔，探测排放孔超前工作面距离不小于20m，掘进必须在探测范围内进行。探测排放孔参数1、在工作面迎头沿23M煤层布置单排3个钻探孔排放瓦斯，眼孔距煤层底板0.5米，中眼按巷道掘进方位315，左右帮眼分别与巷道中线夹角20布置，见下图7.工作面瓦斯排放钻孔布置平面示意图所示。2 、探测排放超前钻孔的终止位置对巷道的终止位置必须保持一段超前距离，根据煤层赋存情况，确定探测排放超前钻孔深度为6070m ，超前距离和帮距为2Om ，允许掘进距离4050m 。探测排放超前钻孔起点，从巷道开壁口就开始打探测排放超前钻孔，

27、整条巷道自始至终坚持逢掘必探，排放孔超前掘进距离20米。3、钻孔孔径 本设计配备ZDY620型探钻机作业，最大钻进深度150m，设计钻探排放距离75m，最大允许掘进距离40-50m，开孔直径89115mm，终孔直径75mm。钻孔数目及布置 开孔直径89115mm ，终孔直径75mm ，数目3 个，1 个中心孔，1个上帮孔，1个下帮孔，其方向应保持在工作面前方中和上下左右都能起到超前排放作用，钻孔布置呈扇形，两侧沿煤层倾斜方应超出巷帮不得小于20m，两侧帮孔和中心孔之间在巷道平面上的夹角为2030 ，根据具体情况，如帮孔与中孔间增加孔眼，侧钻孔之间的大夹角为715，小夹角为13，视瓦斯压力及涌出

28、量而定钻眼数量和夹角。图9工作面瓦斯排放钻孔布置平面示意图第二节 突出危险性预测与效果检验一、突出危险性预测与效果检验临界值本矿煤巷掘进过程中，现采用钻屑指标法中的全部钻屑量瓦斯解吸指标（k1或h2）、钻屑量（S）进行突出危险性预测和效果检验，其临界值如下： 表3-2-1 钻屑指标法检验突出危险性的参考临界值 如果每个预测或效检指标都低于临界值，则可掘进；任何一个效检指标超过临界值，则必须采取补充防突措施。二、工作面防突措施效果检验1、检验方法采用钻屑指标法进行效果检验。2、校检孔布置巷道效检孔控制巷帮24 m，效检孔孔径42mm，孔数3个，效检孔应布置在23m煤层中，效检孔布置参数见表3-2

29、-2和图10。表3-2-2 主巷突出危险性效检钻孔布置参数表孔 号孔深(m)终孔与中线距离(m)距腰线离(m)与中线夹角（度）倾 角（度）110000同煤层倾角210.774021485同煤层倾角310.774021485同煤层倾角图10工作面防突预测检验孔布置示意图3、进行效检必须符合如下规定：（1）在掘进工作面打3个直径为42mm，深1010.8m的钻孔，中孔沿掘进方向，两个边孔的终孔应位于巷道轮廓线以外4m。（2）检验孔应尽可能布置在最软的软煤分层中，并应布置在措施孔之间，距措施孔不得小于0.3m，钻速为2m/min。（3）中孔在2、4、6、8、10m处，边孔在3、5、7、9m处分别依次

30、测定k1。（4）三个孔全部测定钻屑量。钻孔深2m后，每1m测定一次钻屑量。（5）当效果检验无突出危险时，无论抽放孔多深，每效检循环都必须留不小于5m抽放措施孔投影超前距和2m效检孔投影超前距。（6）当效果检验有突出危险时，则采取补孔抽放措施。（7）浅孔超前抽放防突措施采取后，若效果检验仍有突出危险性，则增加抽放孔和时间，直至效果检验无突出危险性。第三节 安全防护措施按照防治煤与瓦斯突出规定等法律法规的规定，在突出煤层中进行采掘作业时，必须采取安全防护措施。安全防护措施主要包括独立通风系统、反向风门、远距离放炮、避难硐室、压风自救系统及个体防护等。一、防突风门1、防突风门位置：2301运输巷掘进

31、前，已在皮带绕道巷进风侧设置了一组反向防突风门，防止因瓦斯突出发生逆流造成灾害扩大。2、风门标准：反向防突风门墙垛用砖和水泥砂浆砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度大于0.2m，墙垛厚度大于0.8m。门框和门采用坚实的木质结构，门框厚度100mm，风门厚度50mm。风门墙体四周掏槽见帮见底后进入煤体大于0.5m。两道风门之间的距离不小于10m；风门正反面包制1mm的铁皮，并用2根5050mm角铁加固，反向风门距回风斜巷大于10m，与工作面最近距离大于70m。同时两道正向风门已安装闭锁的声光转感器。3、风筒过风门墙体处已经安装风筒防逆风装置，水沟须设反水池，风门有反向底坎及轨道挡风装置，过门墙穿线孔封堵

32、要严密，刮板输送机过风门处设置防逆风挡板。二、远距离爆破 巷道掘进采用远距离爆破时，按如下要求执行：1、起爆地点：远距离爆破时，起爆地点在皮带绕道进风侧反向风门外的全风压通风的新鲜风流中或避难硐室内，距工作面必须大于300m。2、停电撤人范围：爆破时2301运输巷回风系统内所有电器设备必须安装瓦斯闭锁装置，瓦斯超限自动闭锁断、停电，巷道内的所有人员必须撤离到防突风门以外新鲜风巷内，爆破后至少30min后才能进入工作面检查。 三、避难所及压风自救装置1、有突出煤层的采区必须设置采区避难所。避难所的位置应当根据实际情况确定。避难所应当符合下列要求：1）避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照

33、反向风门标准安设。室内净高不得低于2m，深度满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护保持良好，并设有与矿(井)调度室直通的电话；2）避难所内放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；3）避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。2、突出煤层的采掘工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。应根据具体情况设置其中之一或混合设置，但掘进距离超过500m的巷道内必须设置工作面避难所。工作面避难所应当设在采掘

34、工作面附近和爆破工操纵放炮的地点。根据具体条件确定避难所的数量及其距采掘工作面的距离。工作面避难所应当能够满足工作面最多作业人数时的避难要求，其他要求与采区避难所相同；下面工作面避难所及压风自救装置设计说明可作参考，如下示意图：工作面压风自救系统应当达到下列要求：（1）防突风门至掘进工作面安设压风自救每50米一组（8个），每组可供8人使用，最前面的一组压风自救距采掘工作面2540m，压风自救不得少于15人使用。爆破地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风巷道有人作业处必须安装一组压风自救。压风自救供风量每人不少于0.1m3/min；（2）压风自救安装在地点宽敞，支护良好、没有杂物堆积的人行道

35、测，宽度保持在0.8 m以上，距底板1.21.3 m高。（3）压风自救系统由施工单位安排专人管理、维修。每天检查维修一次，必须正常供风，不得随意关闭。瓦检员、安检员进班及班中要经常检查压风自救，发现问题，及时处理，严禁无风施工；四、个体防护（1）所有施工及技术管理人员必须认真学习防突设计，学习要有记录并考试合格后方可入井工作，否则不能入井；（2） 所有施工人员必须配戴隔离式自救器。并随身携带，不得放置一边。作业人员严禁穿化纤衣服，掘进班组长及电工要携带便携式瓦斯报警仪；（3）掘进期间，现场人员必须熟悉突出预兆：有明显突出征兆（煤与瓦斯突出的预兆）：有声预兆煤层中有煤炮声，煤层变形发出劈裂声、鞭

36、炮声、机枪声、闷雷声或远处的雷鸣声，声音由远到近，由大到小，间隔时间的长短也不一致。有的象炒豆似的劈劈叭叭声。有的象鞭炮声，有的象机枪连射声，有的似跑车样的闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。支架折断声。发生突出前,因顶板压力突然增大,支架出现嘎嘎响,发出霹雳折断声。煤层或岩层的破裂声。有时煤层内出现破裂,引起煤壁震动、开裂响声等。无声预兆：煤层构造方面表现为煤层层理紊乱，煤变软、暗淡无光、变干燥、无光泽、易粉碎。煤层受挤压褶区、倾角变大、变陡，煤层突然增厚或变薄，煤层破坏严重并常常伴随断层出现等。矿压显现方面表现为要力增大，是支架变形、断裂、煤壁外鼓、片帮、掉喳，顶底板出

37、现凸起，炮眼变形，打钻时垮孔、顶钻、夹钻杆、钻机过负荷等。其它方面的征兆有瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，气温异常，打钻喷瓦斯、喷煤粉等。煤体内有声响、煤硬度变化、煤层理紊乱及煤面外移、支架压力增加、工作面瓦斯忽大忽小、打钻时顶钻、夹钻、吸钻和喷孔等）时，要立即停止作业、切断电源、撤出人员，人员撤至安全地点后向矿生产调度中心汇报；（4）现场人员必须熟悉避灾路线，避灾路线所经过的岔道口应设置有醒目的方向指示牌，保证避灾人员安全快速撤退。第四章 安全技术措施一、防突措施、抽放钻孔施工安全技术措施：（1）严格按照设计参数施工抽放钻孔。必须按设计眼位开孔和挂线控制钻孔方位角。如钻

38、孔参数出现异常与设计不符时，必须及时向防突部汇报，经防突部同意后方可修改参数但必须进行补孔。（2）施工过程中必须记录钻孔编号、位置、倾角、偏角等参数及煤、岩变化情况。（3）由于煤层赋存条件变化，在掘进过程中要加强探煤工作。措施、抽放孔施工顺序自中眼向巷道两边施工，钻孔施工时表中设计坡度与实际钻孔探测煤层坡度不一致时，在施工第一个钻孔时要掌握煤层坡度变化情况，以掌握的第一个眼孔的坡度打其他钻孔。（4）封孔前用压风将孔内积水排净。要求打一个，封一个，连一个，抽一个，以防工作面或钻场瓦斯积聚。抽放期间为保证抽放效果，要求专人负责放水、检测瓦斯抽放量等工作，发现问题及时解决。（5）钻孔施工地点必须悬挂

39、钻孔设计参数牌板、钻孔验收管理牌板。每一个抽放钻孔必须能测定抽放瓦斯浓度和抽放负压，工作面必须能测定抽放浓度、抽放负压、抽放流量、气体温度等参数，开始抽放后抽放地点必须悬挂瓦斯抽放管理牌板。（6）为保证抽放效果，每施工好一个抽放钻孔，必须立即封孔连管抽放，采用聚氨酯结合水泥砂浆封孔方法，封孔长度钻场不得小于58米，封孔管采用抗静电塑料管或钢管，封孔抽放后测定一次抽放瓦斯参数，以后每周测定一次，并保证抽放钻孔24小时持续抽放。巷道掘进期间两帮始终各保持两个抽放钻窝不间断抽放，当抽放瓦斯浓度降到1%或抽放负压降到13Kp以下时，必须及时封闭抽放钻孔。（7）钻机的电源必须和该巷道的瓦斯探头实行风电、

40、瓦斯电闭锁。（8）施工钻孔前，巷道断面符合设计要求。（9）施工单位必须严格按设计施工钻孔。钻孔施工前，要将钻机摆放平稳，打牢压车柱，吊挂好风水管路和电缆，保证钻孔施工期间的正常供风、供水及供电。（10）在钻孔施工过程中，通风队要严格按照煤矿安全规程中的有关规定对施工地点瓦斯等气体进行检查，严禁瓦斯超限作业。施工地点必须悬挂便携式瓦斯报警仪。（11）在钻孔施工过程中，若发现有突出预兆及异常现象时，瓦检员和施工负责人要迅速组织工作面施工人员停止作业，切断电源，撤至安全地带，并及时向矿调度室等汇报。（12）施工钻孔时必须采取孔口除尘措施，杜绝煤尘飞扬现象；打钻地点必须配备2-4台干粉灭火器，严防打钻

41、引起火灾。（13）施工钻孔的所有设备，任何单位和个人不得随意挪动与拆卸。施工完的钻孔参数必须及时填写在钻孔施工记录牌板上。二、加强钻场及抽放监测点的顶板管理1、抽放钻场、措施及排放、预测、检验等钻场必须执行敲帮问顶制度，先按作业规程要求把钻场支护好并确保安全的条件下方能允许钻孔施工作业，严禁空顶作业。2、在进行钻孔施工作业过程中，如发现顶板压力增大，顶板掉渣、边邦等冒顶预兆时，应立即停止钻孔作业，撤退人员并向矿调度室汇报。三、监测监控掘进巷道按如下要求设瓦斯监测探头，并实现瓦斯电闭锁，通风部必须对瓦斯监测探头每周调校两次，保证灵敏、准确、可靠。监测探头设置如下：（1）探头T1安设距掘进迎头35

42、m，距巷顶不大于300mm，距巷帮不小于200mm。报警点：0.8% 断电点：0.8% 复电点：0.8%断电范围：掘进工作面内及回风系统内所有电气设备电源。（2）探头T2安设距离该掘进巷道第一汇风点前10m15m的巷道内，距巷顶不大于300mm，距巷帮不小于200mm。报警点：0.8% 断电点：0.8% 复电点：0.8%断电范围：掘进工作面巷道中及其回风系统内所有设备电源。四、机电防爆管理：（1）各班跟班电工必须班班认真对巷道内机电设备及风机进行检查，杜绝失爆。确保风机能够正常运转及自动接换。（2）机电部每天要有专职防爆电工认真对电器设备进行检查并进行瓦斯电闭锁掉闸实验。五、综合防尘（1）防尘

43、管路应铺设平、直，吊挂整齐，每隔50m设一个三通阀门，软管跟至迎头，各转载点设喷头，做到落煤、出煤洒水。（2）巷道要经常洒水灭尘，严禁煤尘飞扬，风筒、电器、开关等要经常擦拭干净，不得有落尘。（3）在距离工作面100m内安设三道喷雾洒水装置，保证正常使用。（4）加强个人防护，所有施工人员都必须佩带防尘口罩。（5）放炮时20m范围内洒水降尘。六、避灾路线（1）当发生煤与瓦斯突出时，避灾路线：2301掘进工作面2301采煤运输巷23煤运输大巷23煤运输巷的绕道巷皮带运输下山巷主斜井地面。（2）当发生煤与瓦斯突出时要沉着冷静，迅速戴好自救器，按正确逃生路线撤退，若无法及时撤出时，要就近到压风自救处，正

44、确用压风自救器装置待救；（3）发生灾变时，井下工作人及时汇报调度室及有关部门，躲进避难峒室，根据灾变情况组织撤离；七、其 它（1）在煤巷掘进工作面第一次执行局部防治突出措施或无措施超前距时，执行措施前必须采取小直径浅孔抽放措施处理工作面前方5m及巷道轮廓线外3m（指煤层内）范围内的突出危险性，只有在工作面前方形成5m安全屏障后方可进入正常防突措施循环；（2）应加强掘进工作面瓦斯监测管理工作，保证装置的设备数量、位置、报警、断电应符合规定，做到监测仪器灵敏、可靠；（3）加强瓦斯管理，杜绝瓦斯超限作业。掘进工作面回风瓦斯浓度达到1% 或二氧化碳浓度达到1.5% 时，必须停止工作，撤出人员，采取措施

45、，进行处理；（4）加强地质管理工作，每个循环掘进完毕后，地测部必须探清工作面煤厚。施工钻孔过程中如发现地质构造变化，立即停止掘进，及时向地测部、防突部汇报，根据具体情况，补充完善防突措施；（5）通风队和安检部必须设固定专职检查员，严格执行 “安检员、瓦检员”双顶岗制度及“现场交接班”制度；（6）严格按瓦斯突出煤巷掘进安全技术装备系列化要求进行装备,尤其是必须实现“三专两闭锁”、“双风机、双电源自动接换”局扇，地面监视、装设隔爆水袋等。（7）通风队必须做到风筒距窝头不得超过5m。放炮或施工过程中，风流中瓦斯浓度达到0.8，响煤炮比较频繁，应立即停止施工，并查明原因，向矿调度、通风、矿总工程、矿长汇报，采取措施后，方可施工；（8）严格落实“安检员、瓦检员”双顶岗制度,“双顶岗”人员，必须对防突工作面“四位一体”防突措施执行情况进行全过程检查、监督，跟班队长及“双顶岗”人员不在现场不得进行预测或掘进；（9）防突措施孔施工中，“安检员、瓦检