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煤矿防突方案

河南XX煤业

防治煤与瓦斯突出方案

河南XX煤业有限公司

二0一一年六月二十六日

第一章矿井概况…………………………………2

第一节兼并重组情况………………………2

第二节开采技术条件………………………2

第三节安全生产系统状况…………………5

第四节矿井停产前防突情况………………9

第二章防治煤与瓦斯突出方案…………………11

第一节建立健全防突机构和队伍………………11

第二节突出危险区域划分……………………11

第三节区域措施先行局部措施补充……………12

第四节完善防突系统提高防突装备水平………23

第三章防突方案可靠性结论……………………24

XX煤业防治煤与瓦斯突出方案

第一章矿井概况

第一节兼并重组情况

河南XX煤业有限公司（原荥阳市贾峪镇XXXX煤矿，以下简称XX煤业），位于荥阳市贾峪镇南XX境内，运输以公路为主，连霍高速、310国道、郑州至刘河公路在矿区北部通过，荥阳至新密公路在矿区的西部通过，交通便利。

本矿为技术改造矿井，井田面积0.4234平方公里，地质储量390万吨，保有地质储量365.88万吨，保有可采储量217.36万吨。

设计生产能力21万吨/年，服务年限7.96年。

属煤与瓦斯突出矿井。

2006年4月30日河南省煤炭工业局豫煤行[2006]455号文件批准了技术改造初步设计，2006年7月28日河南省煤矿安全监察局郑州分局郑州安监[2006]145号文件批准了技术改造安全专篇，2006年8月12日荥阳市煤炭管理局批准开工。

技改工程项目已经完成，通过了荥阳市煤炭局的初验收并获批准试运转。

自2008年8月8日以来停产整顿，只保持矿井通风排水。

2010年9月进行了煤炭企业兼并重组，成立了河南XX煤业有限公司，省煤层气公司控股51%。

10月3日接管后派驻了五职矿长、管理和专业技术人员。

目前矿长资格证、矿长安全资格证、营业执照、采矿证已经办理。

第二节开采技术条件

一、地质构造

根据相关资料和揭露情况分析，矿区内无明显的地质构造，只有矿区东南边界为延伸长度大于3km的李新寨断层（F31），断层产状为630,倾向3330,倾角约700,东南盘上升、西北盘下降，落差10～20m。

二、煤层赋存情况

二1煤层位于山西组下部，下距一1煤层80m左右，距O2m石灰岩约90m左右。

该煤层直接顶板由断层角砾岩和泥岩、砂质泥岩及粉细粒砂岩组成,仅有0.30m炭质泥岩伪顶,直接顶板厚度为2.59～34.07m不等，角砾成份复杂,泥质再生胶结,角砾岩上部为泥岩或砂质泥岩，顶板较易管理。

底板岩性多为砂质泥岩,有0.86m炭质泥岩伪底。

二1煤层结构简单，不含夹矸，煤为黑色粉状，偶见片状、块状。

煤的原生结构遭破坏，呈挤压、揉搓结构特征，煤的强度低，滑而发育。

煤的视密度为1.46t/m3,真密度为1.67t/m3。

二1煤层及其以下地层为一宽缓向斜构造，轴部位于矿区中部，轴向N20°E，其西北翼地层走向310°左右，倾向40°左右，倾角16°；东南翼地层走向90°左右，倾向0°左右，倾角10～15°，平均12°，厚3.80～8.37m,平均5.83m,煤厚变化标准差为1.23,变异系数为21.0%,为较稳定的中厚～厚煤层。

二1煤原煤灰分产率（Ad）为10.73～43.43%,平均为12.08%,全硫含量（St,d）为0.43%,高位发热量（Qg,vd）为29.83MJ/kg,Qgr,v,daf为34.92MJ/kg,挥发分（Vdaf）为7.62%,煤中氢元素含量为2.67%,区内二1煤为低灰、特低硫、高熔灰分、中高发热量之粉状无烟煤二号,因此主要作为动力用煤,也作为高炉喷吹和悬浮床气化用煤,同时,也是上好的民用燃料。

三、煤层瓦斯赋存情况

1、相邻矿井瓦斯情况

与我矿相邻的兴华煤矿和XX煤矿,生产过程中瓦斯涌出情况如下:

兴华煤矿位于我矿浅部,竖井开采二1煤层,设计生产能力为9万吨/年,机械通风。

在以往采掘过程中,矿井瓦斯浓度一般在0.1～0.3%,2003年关闭前按高瓦斯矿井管理。

宏祥二矿位于我矿东邻，该矿设计生产能力为15万吨/年，系立井开采二l煤层，采煤方法为单水平上、下山开拓方式，走向长壁式炮采工艺，中央并列式机械抽出式通风,在以往采掘过程中，矿井瓦斯涌出量相对较低，正常通风条件下，瓦斯浓度不超限，未发生过矿井瓦斯事故,按突出矿井管理。

2、矿区煤层瓦斯情况

本矿区煤层标高在-20～-100m之间,矿区东部为开放性的李新寨断层（F31）,本矿区二1煤层瓦斯含量变化较大，为0.67～25.84m3/t，大致有由浅至深、从东至西逐渐变大的变化趋势。

煤层瓦斯风化带分布于矿区东部,风化带宽度0～150m,矿区西部则均为瓦斯沼气带。

由上述生产矿井瓦斯情况和矿区煤层瓦斯赋存特征可知,受李新寨断层影响，以13103孔为界，矿区东部煤层瓦斯含量相对较低，尤其是浅部，多为煤层瓦斯风化带，有利于煤炭资源的开发，其深部含量可达15～20m3/t。

目前矿井绝对瓦斯涌出量1.54m3/min，相对瓦斯涌出量2.16m3/t。

四、矿井涌水量

矿井地质说明书显示：

矿区充水主要以二1煤层顶板直接充水含水层充水为主。

该含水层水源补给条件差，富水性弱，矿区内构造简单，范围小，水文地质条件中等，设计正常涌水量为70m3/h，最大涌水量130m3/h。

目前正常涌水量为20m3/h，最大涌水量50m3/h。

五、煤的自燃倾向性

据平煤集团通风实验室2004年11月鉴定结果:

二1煤自燃倾向指标（AT0）为180C,为三类不易自燃发火煤层。

六、煤尘爆炸危险性

据计河井田勘探测试资料和平煤集团通风实验室2004年11月鉴定结果:

抑制煤尘最低岩粉量为0,属无煤尘爆炸危险性。

第三节安全生产系统状况

矿井采用立井单水平上山开拓方式，现有立井3座，分别为主井、副井和风井。

皮带运输巷、轨道大巷和回风大巷均布置在二1煤层底板岩石中，上距二1煤层底板15米左右。

采煤方法为伪倾斜长壁工作面分层开采，炮采工艺。

开采标高-25m～-100m。

埋深200～320m。

一、提升运输系统

主井筒净直径3.2m，井筒深度328m,井架高度24m，装备一对立井单绳2.0t箕斗，担负全矿井的原煤提升任务。

主井提升机采用2JK-2.0/1.0型单绳缠绕式提升机，电控设备采用型号为BPDK-ZN-ZKT/P控制系统，电机YR355L1-8型，电压380V、功率220KW，提升钢丝绳FC-6×19-Φ24.5型，采用人工装载系统。

副井井筒净直径为3.6m，井深328m,装备一对1t单层单车钢丝绳罐道单绳罐笼，安装有梯子间，作辅助提升兼作安全出口之用，可以满足提人、运料、排矸任务。

副井提升机采用2JTK-1.6/0.9型单绳缠绕式提升机，电控设备采用TKJ4-400主控台，该系统采用电阻控制。

电机JR-125-6型，电压380V、功率130KW。

提升钢丝绳FC-6×19-Φ24.5型。

运输系统轨道运输巷铺设600mm轨距，18kg/m轨道，配备0.75t矿车，人力推车运输。

掘进煤、矸石采用人工装入矿车，推至副井底车场，由副井提升至平地。

皮带运输巷安装2部DSJ-650/30/2×30型皮带机；采煤工作面和运输顺槽安装SGB—420/40T型刮板机运输。

工作面煤炭由刮板机运出,经运输顺槽刮板机和皮带运输巷皮带机转载至主井煤仓，再由定量装载到箕斗经主井提升至地面。

二、供电系统

矿井供电采用双回路电源，电压等级为10KV，其中一路来自贾峪110KV变电站10KV、9板，LGJ-70型裸线,长度6Km；另一路来自楚村35KV变电站10KV、9板，LGJ-70型裸线,长度6Km，架空至矿地面10KV变电所。

地面10KV变电所内安装2台S9M-630/10/0.4型有载调压电力变压器，13台GG-A1型10KV高压真空开关柜，10台GGD2型低压配电柜。

另外还装备有95KW发电机组1台。

地面重要场所（主、副井提升机、空压风机房、主通风机、调度室等）供电采用双回路电源，电压等级为380V，分别来自地面变电所两个不同的母线段的S9M-630/10/0.4型变压器；地面其它供电采用一趟电源，电压等级为380V或220V，来自地面变电所两个不同的母线段S9M-630/10/0.4型变压器中的一个。

井下供电采用10KV高压直接入井，从地面变电所两个不同的高压母线上各馈出1趟长505米的MYJV42-10KV-3×70型电缆，沿副井井筒敷设至井下中央变电所。

中央变电所共有变压器4台（其中KBSG-500型2台，为动力专变、KBSG-200型2台为风机专变），11台BGP47-10型高压配电装置，9台KBZ-400A低压馈电开关，形成井下双回路供电系统，担负全部负荷。

井下电气设备选用矿用隔爆型和本安型，各种保护设施齐全。

三、排水系统

井底中央泵房水仓现有东、西水仓各1个，水仓容积750m3。

井底中央泵房安装MDM155-67×6G排水泵2台，扬程402m，配套电机为YB2-355M1-4型，电压10KV、功率280KW；安装D85-45×9型水泵2台，扬程405m，配套电机电压660V，功率132KW。

4台水泵，1台工作，2台备用，1台检修。

副井筒中敷设3趟排水管，其中Φ159×7mm无缝钢管2趟，Φ108×7mm无缝钢管1趟。

四、通风系统

矿井通风方式为中央并列式，主井、副井进风，风井回风。

通风方法采用机械抽出式通风。

目前矿井总回风量为2528m3/min，总进风量为2386m3/min，有效风量为2128m3/min，有效风量率89.2%，矿井等积孔1.57m2。

风井直径3.2米，装有梯子间，专做回风之用。

安装2台FBDCZ-6-No16-2×75型对旋轴流式通风机，其主要参数为：

电机功率2×75KW；电机转速980r/min；电压380V；工作风量2100～3200m3/min；风压680Pa。

一台工作，一台备用。

井下各采掘工作面和临时抽放泵站都具有独立通风系统，采煤工作面为全负压通风，掘进工作面为FBD-2×15KW型通风机压入式供风，风筒直径为600mm，抗静电阻燃强力软质风筒，供电实现双风机双电源自动倒台和“三专两闭锁”。

五、抽放系统

停产整合前，建立有井下移动抽放泵站，安装有2台型2BEA-253（ZWY-30/55）抽放泵，电机型号YB250M-4/55KW，抽放负压33～400hpa，抽出量30m³/min,一备一用。

抽放主管路采用Ф108mm无缝钢管，法兰连接。

现有长度达600多米，所抽出的瓦斯排到专用回风巷内，在12011回采工作面预抽。

在12011回采工作面机巷垂直工作面煤壁布置，沿切眼方向向工作面煤体打抽放孔，孔径为Ф75mm，孔深45m，孔间距为2.5～3m，水泥砂浆封孔。

六、压风自救系统

矿井压风机房设置于工业广场西部，装设QGFD-19.8型空气压缩机2台，一台工作，一台备用。

压风系统供风主管路为Ф108mm无缝钢管，管路从地面—风井—总回风巷—回风上山—皮带运输巷。

进入各采掘工作面的压风管为Ф50mm无缝钢管，压风自救采用Ф25mm无缝钢管和矿用压风自救装置。

压风自救袋距地面高度保持1.2～1.3m。

各掘进工作面均按规定每隔50m设立一组压风自救袋，每组压风自救不少于5个，靠近迎头一组不少于10个，迎头一组距迎头保持25～40m的距离。

采面进风巷每隔50m设立一组压风自救袋，每组压风自救不少于5个；回风巷设一组压风自救袋12个,距采面保持25～40m的距离。

放炮地点设一组8个压风自救袋。

避难硐室内安装不少于20个压风自救袋。

指定有专人管理，保证压风自救处于完好状态。

七、安全监测监控系统

我矿采用镇江中煤电子有限公司研制的KJ101N型安全监控系统，并与郑州分公司监控联网。

根据我矿目前实际情况，井下设5个监控分站，安装了9个瓦斯传感器，4个风速传感器，1台负压传感器，1个水位传感器，4个风门开关传感器，6个设备开停传感器，5个馈电传感器。

各工作面瓦斯传感器除监测瓦斯浓度实时数据以外，还具有瓦斯电闭锁功能。

八、人员定位系统

我矿安装使用KJ211-Ⅰ型人员定位系统，共安设8个分站，实现了对入井人员分布信息采集和管理。

九、消防降尘系统

矿井地面静压水总容量250m3，其中消防水池一座，容量150m3；蓄水罐3个，容量为100m3。

消防、防尘管路与供水管路共用，地面布置Φ108mm无缝钢管至主井，主井内布置一趟Φ108mm无缝钢管至井底。

皮带巷一趟Φ108mm无缝钢管，防尘、供水管路每隔50米设置一个三通阀门，每隔100米设置一个阀门。

采掘工作面各布置Φ50mm无缝钢管一趟，分别每隔50米设置一个三通阀门。

地面、井下设有消防器材库各一个,地面重要场所（如绞车房、灯房、风机房、井口仓库、木料厂等）各地点及井下各机电硐室共布置有50台手提贮压式干粉灭火器（MFZL4型），50T/H型消防泵2台。

制定有完善的防灭火管理制度。

为了防止粉尘对职工的危害，采取了综合防尘措施机电硐室口附近设置供水管路并设阀门,井下各产尘地点、转载点等均设置防尘水幕，掘进采用湿式钻眼，井下所有巷道坚持洒水降尘，采掘工作面使用水炮泥，所有人员佩带防尘口罩，可以达到防尘降尘的目的。

十、通讯系统

矿井安装1套SW-2000D程控调度交换机，装机容量128门，安装2部市话，主要领导配手机供矿井对外联络。

在立井筒中敷设的电话电缆采用HVA-30×2×0.5型钢丝铠装矿用电话电缆；井下电话电缆采用HVA-30×2×0.5型。

井下采用HBZ-1A本安型话机；市内电话采用HA805（11）P/T电话机。

调度电话用户主要包括各业务科室、生产区队、主副井口、绞车房、井上下变电所、井下中央泵房、采掘工作面、转载点等场所。

第四节矿井停产前防突情况

我矿目前技术改造基本结束，采掘区域为12采区，首采工作面为12011工作面，走向长度剩余为160米，切眼长度为80米，处于试运转阶段。

开采区域标高-50～-20m，瓦斯含量5m3/t以下。

我矿建井以来采掘过程中的有关瓦斯地质资料显示：

绝对瓦斯涌出量1.54m3/min，相对瓦斯涌出量2.16m3/t，炮后瓦斯浓度0.6%以下，没发生过瓦斯动力现象。

荥阳市煤炭管理局根据2004年荥阳市崔庙煤矿开采的二1煤层发生了煤与瓦斯突出，把我矿定性为煤与瓦斯突出矿井并上报，河南省煤炭工业局以豫煤安（2005）450号文件批复。

我矿在２００８年９月停产以前，严格按照突出矿井进行管理，成立有专业管理机构和队伍，配备有专职人员，认真贯彻落实“四位一体”综合防突措施。

采掘工作面采用预测进尺，预测采用钻屑指标法，敏感指标选用Δh2和S，其临界值指标分别为２００Ｐａ和６Ｋｇ／ｍ。

采掘期间预测参数Δh2最大值为１００Pa,一般为２０～４0Pa；S值最大为４.２Kg/m,一般为2.3-3.６Kg/m。

使用的仪器为WTY型突出参数仪。

在采掘过程中没有发生过动力现象。

第二章防治煤与瓦斯突出方案

第一节建立健全防突机构和队伍

建立健全以总工程师为首的瓦斯防治技术管理体系，配备一名防突副总配合总工进行防突管理，配齐通风、抽采、防突、地质测量等专业机构和人员。

成立防突科和防突队。

其中防突科不少于5人，包括2名地质专业人员；防突队不少于37人，主要包括防突工、抽放工、打钻工等工种。

进一步完善各级防突管理目标责任制、岗位安全生产责任制和各项规章制度。

按时编制防突措施年度、季度、月度计划，并与各级领导防突目标管理挂钩，由防突科每月进行落实考核。

重点加强防突调度、防突工、抽放工、抽放泵司机、打钻质量验收员等各工种的管理力度，保证防突工作正常运行。

要求各工种严格执行操作规程，做到细心操作，详细规范地填写有关记录和报表，准确反映实际防突参数。

加强防突教育培训，编制管理人员和井下工作人员防突培训计划，矿长和总工程师必须经过二级以上安全培训机构组织的防突专项培训，防突人员必须每年接受一次煤矿三级及其以上安全培训机构组织的防突专项培训。

其它管理人员和入井人员必须接受72小时以上防突知识培训，并经考核合格后方可上岗作业。

矿长负责每月至少组织一次防突办公会议，专题研究、检查、部署防突工作，落实防突需要的人、财、物。

矿总工程师对防突技术工作负责，负责组织编制年度矿井防突预案并进行演练，根据情况变化及时修订预案。

防突副总每10天组织一次专题会议，安排防突工作。

第二节突出危险区域划分

矿井复工前，必须首先测定瓦斯压力、瓦斯含量、坚固性系数、透气性系数、排放半径、抽放半径等基础参数，进行区域突出危险性预测及突出危险区域划分，编制矿井防突设计和矿井瓦斯地质图，指导我矿今后的防突工作。

在区域危险性划分的基础上，根据划分结果，对无突出危险区和突出危险区分别采取不同的防突措施，提高防突措施的针对性和有效性。

已经与中国矿大签订了防突技术参数测定、区域划分等技术协议。

第三节区域措施先行局部措施补充

根据突出危险区域划分结果，严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，先执行区域“四位一体”综合防突措施，局部“四位一体”综合防突措施作为补充。

坚决做到不掘突出头，不采突出面。

一、区域防突措施

1、在划定的无突出危险区域，采用局部“四位一体”综合防突措施。

2、在划定的突出危险区域，优先采用地面井（钻孔）预抽煤层区域瓦斯区域防突措施，在此基础上进行消突评价，并根据情况采用顺层钻孔预抽回采区域和煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。

目前已经形成的采掘工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，

对于有可利用的底板岩巷时，可采用底板穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施。

在采掘过程中尽量减少石门揭煤的次数，必须石门揭煤时，采用底板穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施。

当地面井（钻孔）预抽煤层区域瓦斯效果不理想时，采用开采下保护层区域防突措施，开采保护层时采用保护层顶板穿层钻孔和采空区埋管等煤层瓦斯预抽措施。

具体区域防突措施如下：

（1）利用地面（钻孔）井预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施

与省煤层气工程公司合作进行地面（钻孔）气井预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施研究。

已经在地面设计布置3口气井控制我矿突出危险区域，进行水力压裂增加煤层透气性后再进行地面预抽瓦斯。

（2）顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施

现有12011首采面和已经掘出机风巷的12东采面停产前已采取了顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施，在回采之前，仍然采用该措施。

从机巷和风巷施工顺层钻孔，孔径89mm，孔深50m,机风巷内施工的钻孔交叉不小于5m，钻孔数量根据实测的抽放半径布置，不留空白带。

详见附图。

（3）顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施

在掘进之前，从工作面施工顺层钻孔，孔径89mm，孔深60m,钻孔的数量根据实测的抽放半径布置，不留空白带。

详见附图。

（4）底板穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施

在煤层底板距煤层的法线距离10m以上岩巷内,从巷道向掘进区域施工一定数量的穿层钻孔，首先进行穿层钻孔高压水力压裂，然后再施工一定数量的穿层抽放钻孔，孔径不低于75mm,钻孔的数量根据实测的抽放半径布置，控制巷道两帮轮廓线外20m。

不留抽放空白带，保证抽放后区域内瓦斯压力低于0.74Mpa或瓦斯含量小于8m3/t。

详见附图。

（5）底板穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施

在石门揭煤工作面距煤层的法线距离7m时，施工穿层钻孔，水力压裂后进行穿层预抽，控制揭煤处巷道轮廓线外20m。

详见附图。

13202钻孔柱状图

开采保护层所采用的主要抽采方法为：

①保护层顶板穿层钻孔预抽回采区域煤层卸压瓦斯措施

沿着保护层工作面风巷每隔50m设置一个钻场，共计4个钻场，在每个钻场内施工8个穿层钻孔，钻孔直径为89mm，要求钻孔穿透二1煤层顶板0.5m。

距离开切眼50m的第一个钻场内钻孔长度为55m，其他三个钻场内钻孔长度为110m，钻孔压茬长度为50m。

保护层顶板走向穿层钻孔布置见附图。

保护层顶板走向穿层钻孔布置剖面图

单个钻场内钻孔平面布置图

②采空区埋管抽采采空区瓦斯措施

采空区埋管抽放是通过在采面风巷及采空区安装管路，直接抽采被保护层因卸压涌入采空区的部分瓦斯，主管路和支管路交替迈步抽放瓦斯，使进入采空区内的吸气口距工作面上隅角的距离在10～30m之间，尽量减少采空区瓦斯流入工作面，保证工作面及上隅角瓦斯不超限。

详见下图。

由于采空区底板附近瓦斯浓度较低，应将吸气口的位置抬高，抬高到距采空区底板1～3m高的位置。

用木跺支撑或是在底板打钻孔，固定金属管，保持直立。

这样可以提高抽采率。

详见下图。

二、局部防突措施

1、采面防突措施

①深孔中压注水措施：

孔径为∮42mm，孔深8m，采面孔间距为5m，垂直工作面煤壁布置。

注水压力为8～10Mpa，注到临近孔出水或该孔泄压为止。

保留5m超前距。

②超前排放钻孔措施：

孔径为∮89mm，孔深15m，孔间距和孔数根据实测的排放半径布置，不留空白带。

保留5m超前距。

③浅孔抽放措施:

将已经施工过的排放钻孔，用快速封孔器进行封孔进行联网抽放，抽放时间不低于2小时。

2、煤巷掘进工作面防突措施

①深孔卸压地质钻孔：

在掘进工作面施工3个钻孔，孔深60m，孔径75～89mm。

一方面为工作面卸压，另一方面探明前方地质构造。

保留10m超前距。

②超前排放钻孔措施：

根据实测的排放半径，布置排放钻孔，孔深15m,孔径89mm，控制巷道两帮巷道轮廓线外5m。

保留10m超前距。

详见附图。

③浅孔抽放措施：

将已经施工过的超前排放钻孔，用快速封孔器进行封孔并联网抽放，抽放时间不低于2小时。

3、岩巷掘进工作面防突措施

岩巷掘进工作面坚持打探煤地质孔，控制与煤层的间距。

①岩巷掘进正常情况下每45米打3个探煤钻孔，与探水孔联合布置施工，根据巷道设计编制具体钻孔布置图。

②保持10米以上超前距，与煤层法线距离不得小于5米，掘进期间边探边掘，认证观察岩层产状，发现异常立即停止作业并向调度室等有关部门和领导汇报。

③当巷道与煤层法线距离和超前距小于5米时，立即停止作业，由矿总工组织生产技术科和防突科，根据情况制定方案。

需要揭煤时，

必须编制专项揭煤设计方案和安全技术措施，并严格贯彻执行。

4、石门揭煤工作面防突措施

①石门揭穿突出煤层前必须打钻控制巷道前方煤层层位，探明石门（即揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置，准确确定安全岩柱厚度。

探煤钻孔按照探煤孔布置图执行。

在施工过程中，打钻控制煤层层位，掌握煤层的变化趋势。

②在石门工作面掘至距煤层10m（垂距）之前，至少打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。

地质构造复杂、岩石破碎时，石门工作面掘至距煤层20m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外5m范围煤层内布置一定数量的前探钻孔。

以保证能确切地掌握煤层厚度、倾角的变化、地质构造和瓦斯情况等。

③为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距5m时，应在石门工作面顶（底）部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于2m。

④当岩巷距突出煤层垂距不足5m且大于2m时，为了防止岩巷误穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱厚度不小于2m（垂距），如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。

三、安全防护措施

安全防护措施主要有远距离放炮、反向风门、避难所、压风自救系统和自救器等。

第四节完善防突系统提高防突装备水平