+1385m运输石门掘进防治煤与瓦斯突出设计.docx

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+1385m运输石门掘进防治煤与瓦斯突出设计

水城县阿戛乡大树脚煤矿

+1385m运输石门

防治煤与瓦斯突出

设计及安全技术措施

编制：

___________

审核：

____________

矿长：

____________

总工程师：

___________

前言/5

第一章编制依据/5

第二章　工程概况/5

第三章　建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风和设施的措施/8

第四章安全技术措施/10

第五章　防治煤与瓦斯突出的措施/11

一、区域防突措施/11

二、局部综合防突措施/15

作业规程（措施）会审记录

文本名称

主持人

时间

地点

矿长签字

会审意见：

会

审

人

员

签

字

矿长

通防副总工

总工程师

地测工程师

生产矿长

调度主任

安全矿长

通风队长

机电矿长

掘进队长

副矿长

钻探队长

副矿长

本规程学习贯彻情况

文本名称：

贯彻人：

学习时间：

学习地点：

参加学习人员（早班）

参加学习人员（中班）

参加学习人员（夜班）

前言

+1385m运输石门掘进工作面位于大树脚煤矿矿井中部，标高+1391.6m，在采区运输上山5号测点开偏口至+1385m落平，设计工程量317m（其中绕道35m，运输石门282m）。

+1385m运输石门要揭露C10、C9、C5、C3、C1等五层煤。

由于邻近矿井发生过煤与瓦斯突出，我矿其它C11煤层经中科院沈阳研究院于2011年6月进行煤与瓦斯突出危险性鉴定属于突出煤层，其它煤层尚未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，为确保掘进期间安全，根据《防治煤与瓦斯突出规定》及《煤矿安全规程2011版》，按突出危险性煤层管理，结合《+1385m运输石门作业规程》及巷道实际情况为基础编制本设计，与本工程相关的单位及人员必须严格遵照执行。

第一章编制依据

1、国家安全生产监督管理总局令　第19号《防治煤与瓦斯突出规定》；

2、国家安全生产监督管理总局令　第29号《煤矿安全规程》（2010年版）；

3、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028—2006）；

4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）；

5、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）；

6、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047—2007）；

7、《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（AQ1066—2008）；

8、《预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法》（MT/T1037-2007）；

9、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006）；

10、《煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范》（AQ1020—2006）；

11、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2006）；

12、矿井开采、设计相关资料。

第二章工程概况

一、工程位置及周围开采情况

+1385m运输石门要揭露C10、C9、C5、C3、C11等五层煤。

本矿为新建矿井，现矿井在进行开拓，+1385m运输石门周围未作任何采掘活动。

二、煤层情况及顶底板特征

其它煤层在1012回风石门揭煤点煤层厚度1.4m，在开门点煤层厚度1.2m，平均厚度1.3m，煤层比较稳定，厚度、结构变化不大。

煤层顶、底板岩性多为粉砂岩、粉砂质泥岩等为主，属属三类围岩。

按地质报告提供资料及+1430m回风石门所揭露煤层推断的地质预想剖面图分析，现+1385m运输石门工作面位置将揭露C10、C9、C5、C3、C11煤层，各煤层情况根据《安全专篇》提供的资料：

C1煤层：

煤层厚一般0.75m，中上部有2～3层高岭石泥岩夹矸。

夹矸自上而下，一二层厚0.04～0.08m，隐晶质；第三层厚0.01m，粗晶质。

煤层比较稳定，厚度、结构变化不大。

C3煤层：

煤层厚一般1.80m左右，有二层夹矸，普遍有一层细晶高岭石泥岩；当两层分离时，煤层分层厚0.90m左右，一般没有夹矸，两层厚度之和与其合并时厚度相当。

因此两层间距变化较大，由0.80～5.40m。

C5煤层：

煤层厚度一般0.74m，结构简单，靠顶部有一层0.01m的隐晶质高岭石泥岩夹矸。

煤层变化不大，为较稳定煤层。

C9煤层：

C9煤层厚度一般0.92m，煤层厚度变化较大，结构较简单，一般没有夹矸，为较稳定煤层。

C10煤层：

C10煤层厚度一般0.83m，11线～6线煤层厚度1.0m左右，5线～2线煤层厚度变化较大，不可采点较多，结构简单，为较稳定煤层。

三、瓦斯地质概况

由于我矿为新建矿井，无矿井瓦斯等级鉴定资料，瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料；根据《水城县大树脚煤矿防治煤与瓦斯突出设计》提供+1310m以上掘进工作面瓦斯涌出量预测：

C1、C3、C5、C9、C10煤层瓦斯含量分别为12.42m3/t、11.68m3/t、9.68m3/t、10.6m3/t、8.68m3/t，按上级相关部门文件要求及我矿所属矿区区域为煤与瓦斯突出区域，因此必须按突出矿井进行管理，在揭煤前及揭煤期间必须加强防止煤与瓦斯突出管理工作。

四、巷道施工参数

+1385m运输石门方位为358°，坡度按3‰控制，巷道断面为直墙半圆拱形，巷道净高为2900mm，净宽4000mm，掘进断面10.7m2。

巷道支护锚网喷浆联合支护；锚杆间排、距800×800mm。

第三章　建立安全可靠的独立通风系统及

加强控制通风和设施的措施

一、工作面通风、瓦斯概况

A、通风系统

1、+1385m运输石门采用2台2×15KW局部通风机压入式供风（一台工作，一台备用，负压：

600-3280Pa，风量：

320-520m3/min，风筒直径为600mm），局扇安装在地面，并实现“双风机、双电源”供风。

2、局部通风机由当班瓦检员负责管理。

局扇要保持正常运转，严禁任何人员随意停开风机。

3、风筒吊挂要求缝环必挂且平直，接头要严实不漏风，破口及时修补，以保证迎头有足够的风量。

4、风筒出口距工作面的距离不大于5m。

5、对副平硐联络巷风门进行连锁并安装风门开关传感器进行实时监控，确保通风系统稳定。

施工人员爱护好通风设施，如有损坏，应及时恢复，严禁无风、微风作业。

6、局扇停电停风时，人员必须撤到地面，由瓦检员在井口设置警戒绳，揭示“禁止入内”警标。

7、通风线路：

进风：

地面局扇→风筒→副平硐→+1385m运输石门工作面；回风：

+1385m运输石门工作面→1012回风石门→副平硐→地面。

B、瓦斯涌出量情况

根据《大树脚煤矿防突设计》提供资料，根据《水城县大树脚煤矿防治煤与瓦斯突出设计》提供+1310m以上掘进工作面瓦斯涌出量预测：

+1385m运输石门往前掘进地质情况较复杂、该区段煤层未开采处于原始瓦斯状态，煤层瓦斯涌出量比较大，要做好防治煤与瓦斯突出管理工作。

C、瓦斯管理

1、每班必须派一名专职瓦检员跟班检查瓦斯，瓦斯检查员必须现场交接班，严禁脱岗、漏检、假检，严禁岗上睡觉。

专职瓦检员不得随意调换作业地点。

2、矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘班排长、电钳工下井时必须携带便携式甲烷检测报警仪。

3、必须按规定安设甲烷传感器监控瓦斯。

T1距工作面不大于5m，其报警浓度为≥0.8%、断电浓度为≥1.2%、断电范围：

工作面和回风流的水泵、电煤钻电源、复电浓度为<0.8%。

T2距回风口10~15m，其报警浓度为≥0.8%、断电浓度为≥1.0%、断电范围工作面和回风流的水泵、电煤钻电源、复电浓度为<0.8%。

4、瓦斯传感器必须定期进行校验，现场必须使用校检合格的瓦斯传感器。

5、实现“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”，一旦掘进工作面局扇停电停风或瓦斯超限能立即断开掘进工作面所有非本质安全型的动力电源。

机电队和通风队定期对“风电闭锁”和“瓦斯电闭锁”进行试验，保证其灵敏可靠。

6、局部通风机因故停风后，恢复通风前必须进行瓦斯检查：

（1）当停风区瓦斯浓度小于3%，汇报矿调度，在值班矿领导指挥下撤出回风线路人员，并派专人在进如回风线路的通道站岗警戒、切断停风和回风系统范围范围一切电源后，方可通知瓦检员人工启动局部通风机控制风筒入风量排放瓦斯。

排放瓦斯时要严格控制风筒入风量，确保排出风流同全风压风流汇合出瓦斯和二氧化碳都应小于1.2%。

（2）当停风区瓦斯浓度大于或等于3%，由矿编制排放瓦斯措施。

请救护队员进行瓦斯排放工作。

7、当工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%或二氧化碳浓度达到1.2%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源、进行处理。

8、作业地点风流中瓦斯浓度到达0.8%时，严禁使用电煤钻打眼和装药放炮。

9、煤层中钻眼尽量采用风煤钻。

第四章安全技术措施

1、防尘及隔爆水袋安设

按规定在+1385m运输石门距回风口10-15米范围内设置一组全断面净化水幕，在距掘进工作面迎头15米内安装一组全断面净化水幕，放炮前打开。

在距+1385m运输石门开口50m处安设一组隔爆水袋，棚区长度22m，之后每相距160m安装一组隔爆水袋棚。

2、监测监控系统

已建立KJ-90NA监测监控系统，运行正常。

监控员必须严密关注瓦斯浓度变化情况。

如有异常立即向调度员汇报。

机电科要加强监测监控系统的维护，瓦斯探头按规定7天一校检，确保监测监控系统正常运行。

3、“三条生命线”

①距掘进工作面40m以内的压风自救系统处必须安装通信电话，并且全部作业人员都要记住调度室的电话号码801。

②距掘进工作面25-40m，必须安装压风自救系统，不少于8个压风自救袋。

压风自救系统要设减压阀和控制阀门。

压风管路上每50m安装一个分支阀门。

之后每100m安设一组压风自救袋。

压风自救袋每处安装一部直通调度室的电话。

③供水系统管路必须紧跟压风管路，供水管路上每50m安装一个分支阀门。

并且与压风管路上的分支阀门相距不得超过0.6m。

4、防灭火

利用供水管路作为消防用水，供水管路紧跟迎头，并且每50m设有一个分支阀门，在离工作面30m处有二个8Kg的干粉灭火器和灭火砂箱（随工作面推进前移）。

严禁利用水源扑灭电气类和油类火灾。

火灾的第一目击者应组织直接灭火。

并及时向矿调度室报告。

第五章　防治煤与瓦斯突出的措施

一、综合防突措施

（一）区域综合防突措施

A、煤与瓦斯突出区域预测

在阿戛片区相邻的吉源煤矿曾经发生过煤与瓦斯突出事故，我矿所有煤层按煤与瓦斯突出煤层设计和管理。

按照相关要求+1385m运输石门掘进期间必须严格执行“四位一体”防突措施。

B、区域防突措施

由于+1385m运输石门掘进区段未作任何开采，+1385m运输石门的掘进要依次揭露C10、C9、C5、C3、C1等煤层，本设计选择穿层钻孔预抽煤层瓦斯作为区域防突措施。

1、探水钻孔探60米，掘30米，以此循环，充分利用探水钻孔资料成果，做到一孔多用。

因此，要求探放水施工作业人员必须对钻孔参数做认真记录。

特别是钻孔见煤（过煤）的深度、有无顶钻、卡钻、喷孔，有无涌水等异常情况。

发现异常情况立即向矿调度室报告。

2、在探放水设计中的2号、3号钻点钻孔可能见C10煤层，4号、5号钻点钻孔可能见C9煤层，6号、7号钻点钻孔可能见C5煤层，特别是7号钻点钻孔时要高度重视；8号、9号钻点钻孔可能见C3煤层。

10号、11号钻点钻孔可能见C1煤层。

（详见附图探放水钻探点设计）。

3、煤层层位控制：

地测科根据探水钻孔资料，以及掘进进度跟踪，在掘进工作面距煤层最小法向距离10m时，施工2个穿透煤层的钻孔作为探孔，钻孔采用Φ75mm的钻头施工，打钻过程中，技术人员在现场跟班，掌握钻孔深度、方位、角度及钻进情况，以便准确控制所揭煤层的位置，打钻过程中见到所揭煤层时必须停钻，技术人员做好记录后，才能继续打钻；若要撤钻必须得到技术人员同意后方可撤钻，技术人员根据现场收集的钻孔资料，结合地质分析，确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状并绘制平剖面图。

4、在距煤层最小法向距离7m之前，实施石门揭煤区域防突措施，实施穿层钻孔预抽煤层瓦斯，钻孔控制范围为设计为+1385m运输石门揭煤处巷道轮廓线外12m,同时保证控制范围边缘上任意一点到+1385m运输石门（包括未掘进的部分）轮廓上任意一点的直线距离不小于5m，否则要在原设计钻孔控制范围边缘外侧再增加钻孔，直到距离大于5m为止，这样既保证未经预抽的突出煤层到巷道的轮廓线之间有至少5m的岩柱，增加钻孔又进一步控制煤层层位。

5、只有预抽煤层瓦斯后，经检测当瓦斯残余含量W＜8m3/t，瓦斯压力＜0.74Mpa时，方可允许掘进2m。

当掘进工作面在距煤层最小法向距离5m之前，至少打2个穿透煤层全厚且进入顶板至少0.5m的钻孔，测定瓦斯压力或预测煤层突出危险性，本设计选择预测煤层突出危险性，选用K1max值和Smax值，临界值设定为：

K1max＜0.5mL/g.min1/2,Smax＜6kg/m。

同时满足，则认为已消除突出危险性；当K1max≧0.5mL/g.min1/2,Smax≧6kg/m。

只要其中一个指标超临界值，则认为突出危险性没有消除，必须再按规定采用措施。

直至突出危险性再次验证已消除。

6、预抽钻孔的设计请详见附图。

7、为准确控制所揭煤层的位置，地测部门预测预报的位置、允许掘进的距离，必须用经纬坐标导线点进行控制，防止造成误揭煤。

8、地测部门根据打探煤钻孔的实测情况及揭煤设计将施工进度与煤层层位关系图悬挂矿调度室，每小班根据掘进进度准确填绘掘进导线控制点。

9、掘进至距煤层的最小法向距离5m开始，采用钻探边探边掘，每次打眼放炮前必须用钎子在巷道上帮靠顶板位置沿预计煤层法线方向以竖直角67°（煤层倾角预计23°）打一个探眼，眼深2.6米，根据眼深更进一步确定煤层的位置，然后根据探眼深度确定循环进度，确保工作面顶板距揭露煤层底板的垂距不小于1.5m；矿揭煤领导小组及调度室必须掌握好距离，严禁超掘。

10、距揭露煤层底板的垂距不小于1.5m时，且有关防突措施效果检验有效后，报请乡煤管站同意，请县煤炭局救护大队驻矿指导揭煤工作。

（三）区域防突措施效果检验工作面突出危险性

根据我矿实际，+1385m运输石门工作面采用残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、K1值、S值进行检验：

1、当煤层残余瓦斯压力小于0.74MPａ或残余瓦斯含量小于8ｍ3／ｔ，预抽区域为无突出危险区；

2、当煤层残余瓦斯压力大于或等于0.74MPａ或残余瓦斯含量大于或等于8ｍ3／ｔ，预抽防突措施无效，预抽区域为突出危险区，必须继续采取补打排放钻孔预排瓦斯或延长排放瓦斯时间，直至区域防突措施有效。

3、如钻屑解析指标K1max＜0.5mL/g.min1/2、钻屑量Snax＜6Kg/m时，预抽区域为无突出危险区。

（四）区域验证

区域防突措施效果检验只是用少数点的数据检验整个区域的突出危险性，经区域防突措施效果检验后为无突出危险区的煤层，掘进过程中不能避免突出危险，需进行区域验证。

+1385m运输石门工作面对无突出突出危险区采用钻屑瓦斯解吸指标法连续进行区域验证，

1、掘进期间还应当至少打5个超前距不小于10m的超前钻孔，探测地质构造和观察突出预兆。

区域验证孔主要参数设计

钻孔编号

钻孔方位（度）

钻孔倾角（度）

设计长度（m）

备注

237

煤层倾角变化按实际倾角进行调整。

-3

-6

11.5

突出危险性表

最大钻屑量（kg/m）

K1（ml/g•min½）

危险性

≥6

≥0.5

突出危险工作区

<0.5

无突出危险工作区

2、钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值：

（1）如果测得的k1max值小于0.5mL/g·min1/2和Smax小于6kg/m时，证明措施有效,工作面无突出危险，应采取安全防护措施进行掘进作业；

（2）如果测得的k1max值大于或等于0.5mL/g·min1/2，或者Smax大于或等于6kg/m时，证明措施无效。

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时，该区域以后掘进作业都必须执行局部综合防突措施。

（二）局部综合防突措施

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十八条的要求，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时，该区域以后掘进作业都必须执行局部综合防突措施。

A、工作面危险性预测

1、工作面掘进期间，采用钻屑指解析指标法进行预测工作面突出危险性。

2、钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。

如果测得的k1max值小于0.5mL/g·min1/2和Smax小于6kg/m时，工作面无突出危险，采取安全防护措施进行掘进；如果测得的k1max值大于或等于0.5mL/g·min1/2或者Smax大于或等于6kg/m时，工作面有突出危险，必须采取防突措施。

B、防突措施

防突措施为超前浅孔排放，即是在工作面迎头施工两排10个Ф75mm、深度不小于10m的超前排放钻孔，钻孔开孔于迎头煤体中部，间距为0.5m，钻孔控制到巷道前方10m和巷道轮廓线外4m范围，对控制范围的煤体瓦斯及应力进行排放，瓦斯及应力充分排放后，进行防突措施效果检验。

排放钻孔主要参数设计

钻孔编号

钻孔方位（度）

钻孔倾角（度）

设计长度（m）

备注

-4

煤层倾角变化按实际倾角进行调整。

-4

3#、8#、5#

237

-4

10#

排放孔布置设计见附图：

C、防突措施效果检验

1、防突措施效果检验孔布置。

效果检验钻孔主要参数设计

钻孔编号

钻孔方位（度）

钻孔倾角（度）

设计长度（m）

备注

237

煤层倾角变化按实际倾角进行调整。

11.5

-1

-3

11.5

措施效果检验孔见附图：

突出危险性验证表

最大钻屑量（kg/m）

K1（ml/g•min½）

危险性

≥6

≥0.5

突出危险工作区

<0.5

无突出危险工作区

2、钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑解吸指标k1值。

如果测得的k1max值小于0.5mL/g·min1/2和Smax小于6kg/m时，证明措施有效；如果测得的k1max值大于或等于0.5mL/g·min1/2或者Smax大于或等于6kg/m时，证明措施无效。

在措施有效的情况下，效检工立即汇报矿调度并现场告之瓦检员、安全员、施工班长，按采取的安全防护措施和准掘距离掘，掘进过程中必须留有不小于2m投影孔深的效果检验孔超前距；当措施无效时，效检工现场责令瓦检员、安全员、施工班长停止掘进并立即汇报矿调度，继续采取局部防突措施（延长排放时间等），直至局部防突措施有效，方可采取安全防护措施按准掘距离掘进。

3、根据检验情况及时填写防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批，按照审批的准掘距离现场标定防突控制点控制掘进距离，严禁超掘。

D、安全防护措施

掘进期间采取的安全防护措施有建立压风自救系统、携带自救器和远距离放炮等。

1、建立压风自救系统，安装压风自救装置

压风自救装置安设在压缩空气管路上，由通风队负责安设并维护，压风自救装置必须完好且使用方便。

安装要求为：

（1）每隔50m安设一组压风自救系统，最后一组距迎头距离控制在50m范围内；压风自救系统处必须安装通信电话，并且全部作业人员都要记住调度室的电话号码801。

（2）各警戒点、起爆点和人员撤离集中待命点必须各安设一组压风自救系统；

（3）每组压风自救系统至少能供5～8个人使用，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min；

（4）起爆点安设的压风自救系统必须能够满足同时撤到该地点的最多人员使用（至少能供15个人使用）；

（5）压风自救装置要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，管路安装高度按距巷道底板1.2~1.3m，自救袋的高度距巷道底板0.5m，以便现场人员自救使用。

（6）矿井未形成全负压通风之前，放炮地点设在地面。

矿井形成全负压后，远距离放炮距离工作面300m以上，且在反向风门之外设有压风自救系统处，放炮时关闭反向风门。

正常作业期间打开。

2、携带隔绝式自救器

3、防灭火

严禁利用水源扑灭电气类和油类火灾。

火灾的第一目击者应组织直接灭火。

并及时向矿调度室报告。

所有入井人员必须随身携带隔离式自救器，并熟知隔离式自救器的使用方法。

4、远距离放炮措施

（1）严格执行“一炮三检查”制度。

即打眼前、放炮前和放炮后必须进行瓦斯检查，如果瓦斯浓度达到0.8%及以上，严禁打眼、装药、放炮。

（2）采用毫秒电雷管爆破，严格执行“一次装药一次起爆”工作。

爆破必须采取全断面一次起爆，必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。

电雷管使用前必须进行导通试验，以免出现瞎炮。

所有炮眼必须在炸药与封泥间充填1~2个水炮泥，炮眼封泥必须密实地装至眼口。

所有不装药的眼孔必须用黄泥充填密实至眼口，充填深度不小于装药深度的1.5倍。

（3）起爆地点设在地面副平硐口外侧30m。

（4）停电范围为：

+1385m运输石门、采区运输上山、回风暗斜井、轨道暗斜井、1031回风巷所有非本质安全型电气设备。

（5）撤人范围为：

+1385m运输石门、采区运输上山、回风暗斜井、轨道暗斜井、1031回风巷全部人员。

（6）警戒地点：

放炮前所有+1385m运输石门、采区运输上山、回风暗斜井、轨道暗斜井、1031回风巷全部人员撤到地面副平硐井口50m半径以外的安全地点，

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