《轨道下山揭穿M21煤层专项设计及安全技术组织措施11.23.doc》由会员分享，可在线阅读，更多相关《轨道下山揭穿M21煤层专项设计及安全技术组织措施11.23.doc（26页珍藏版）》请在taowenge.com淘文阁网|工程机械CAD图纸|机械工程制图|CAD装配图下载|SolidWorks_CaTia_CAD_UG_PROE_设计图分享下载上搜索。
1、目 录第一章 基本情况2第一节 巷道基本概况2第二节 地面相对位置及邻近采区开采情况2第三节 煤（岩）层赋存特征2第四节 地质构造3第五节 水文地质3第六节 煤层突出、瓦斯等级鉴定3第七节 煤层瓦斯及压力情况3第二章 通风系统及通风设施4一、通风方式4二、工作面风量计算及风机选型4三、局部通风管理6四、通风系统要求6五、监测监控系统6六、通风安全管理7第三章 揭煤防突设计8第一节 揭煤程序8第二节 控制煤层层位的措施9第三节 安全岩柱的确定10第四节 “四位一体”防突措施10一、揭煤区域性预测预报10二、揭煤区域防突措施11三、区域性防突措施的效果检验12四、区域验证13五、揭煤工作面防突措施
2、14六、工作面防突措施效果检验14七、最后验证15八、安全防护措施16第五章 揭 煤17第一节 留设安全岩柱17第二节 揭煤工作18第六章 安全技术措施措施19一、揭煤安全技术措施19二、防止揭煤造成瓦斯超限的安全技术措施19三、防止误揭煤的安全措施19四、通防安全措施20五、其它安全措施24第七章 组织措施26第一章 基本情况第一节 巷道基本概况1、巷道位置：二采区轨道下山石门布置在岩层中，开口在1800运输联络巷内A246号测点处，按3方位、3的坡度掘进64米，调方位按314掘进151.7米至3#煤层（附图01:二采区轨道下山石门平面布置图）。二采区轨道下山石门设计长度349米。其服务年限
3、：16年。本掘进工作面自2016年12月2日开工，预计2017年3月20日竣工。2、用途：服务于1800区段的通风、生产、行人、运输等系统。第二节 地面相对位置及邻近采区开采情况二采区轨道下山石门范围与邻区及地面的关系：巷道布置在一采区一水平，巷道标高+1800m。巷道上部、左帮、右帮、下部、前方均为进行过任何采掘活动，巷道掘进不受临近采掘活动影响。对应地面为陡坡山地地貌，地面无建筑物和其他设施（附图02:二采区轨道下山石门井上下对照图）。第三节 煤（岩）层赋存特征位于龙潭组中下部，稳定，厚度2.55.1m，平均3.83m;煤层全区可采，结构较简单。上距10号煤12-18m。顶板：浅灰色粉砂质
4、泥岩或泥岩。底板：灰色泥质粉砂岩或泥岩。煤层特征表煤层编号煤层厚度（m）煤层间距（m）夹矸（m）煤层结构煤 层稳定性煤层顶板岩性煤层底板岩性最小最大平均M11.201.601.38254030无简单较稳定粉砂岩泥质粉砂岩砂质粘土岩M31.753.152.68无简单较稳定粉砂岩泥质粉砂岩砂质粘土岩254030M71.152.051.68无简单较稳定粉砂质粘土岩粉砂质粘土岩162420M91.151.451.34钙质页岩较简单较稳定泥质粉砂岩页岩粉砂岩81210M101.052.351.89钙质页岩较简单较稳定泥质粉砂岩页岩粉砂岩121815M122.505.103.83无简单较稳定粉砂质泥岩或泥
5、岩泥质粉砂岩或泥岩193125M171.305.103.02无简单较稳定粉砂质泥岩或泥岩泥质粉砂岩或泥岩121815M180.901.261.05钙质页岩较简单较稳定泥质粉砂岩页岩粉砂岩405045102015第四节 地质构造该区内产状：岩层走向为211，倾向301，倾角35。待掘工作面在施工时可能会遇到小断层。其断层落差0.5-0.8m。第五节 水文地质 根据原小煤窑资料得知，周围无采空区，因此不受老窑水的威胁，本块段距上覆煤层，隔水层厚度满足条件，本块段主要隐患是二采区轨道下山石门渗水及雨季期间地表水的渗入。第六节 煤层突出、瓦斯等级鉴定1、瓦斯等级：根据黔能源煤炭2012392号关于盘县
6、煤炭局的批复，盘县梓木戛煤矿为突出矿井。2、煤层突出鉴定情况：我矿未对12号煤层进行突出危险性鉴定，揭煤期间按照突出煤层管理。第七节 煤层瓦斯及压力情况根据2017年元月重庆创诚安全技术咨询有限公司贵州分公司出具的盘县盘南煤业投资有限公司盘县乐民镇梓木戛煤矿3、7、9、10、12、17、18号煤层瓦斯基本参数测试报告（以下简称报告），12号煤层瓦斯参数分别为放散初速度P=17.4、煤层坚固性系数f=0.49、瓦斯吸附常数a=19.3583、瓦斯吸附常数b=1.3285、水份1.9%、灰份21.49%、挥发分16.33%、真密度1.45g/cm、视密度1.4cm、孔隙率3.45%、煤层破坏类型为
7、、煤层原始瓦斯含量8.7441m/t、煤层原始瓦斯压力2.1328MPa。根据安全专篇梓木戛煤矿12号煤层瓦斯含量为12.75m/t、瓦斯压力为2.11MPa。由本次测定12号煤层瓦斯参数地点在+1800m标高，而本次揭12号煤层也在+1800m标高，故煤层原始瓦斯含量取值8.7441m/t、煤层原始瓦斯压力取值2.1328MPa。第二章 通风系统及通风设施一、通风方式采用双风机双电源压入式通风，最长供风距离370m。二、工作面风量计算及风机选型掘进工作面实际需要的风量，应按巷道断面、瓦斯或二氧化碳涌出量、炸药用量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并必须取其中最大值。（
8、一）掘二采区轨道下山石门掘进时所需风量1、 按瓦斯涌出量计算Q掘 = 100q瓦掘k掘通 = 1000.091.2=10.8（m3/min）式中：Q掘 掘进工作面实际需要的风量，（m3/mim）； q瓦掘 掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，（m3/mim）； k掘通 掘进工作面的瓦斯和CO2涌出不均匀的备用风量系数，取k掘通 = 1.2。2、 按炸药量计算：Q掘 = 25A =2515.9=397（m3/min）式中：A 掘进工作面一次爆破的最大炸药用量，18Kg。3、 按人数计算：Q掘 = 4n=420=80（m3/min）式中：n 掘进工作面同时工作的最多人数，取20人。4、 按局部通风机的实际
9、吸风量计算 Q=Q局IKf Q掘进工作面实际需要风量，m3/min； Q局掘进工作面局部通风机的实际吸风量，m3/min I掘进工作面同时运转的局部通风机台数，台。目前，我矿采用局扇为FBDN06.3/211型，额定吸风量为320 480m3/min。 Kf为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数，这里取1；则 Q=3601=360m3/min 通过以上计算，工作面掘进需风量取最大值Q掘=397m3/min，我矿采用的局扇满足通风需要。 （二）掘进工作面风量验算1、 按最低风速验算：岩巷掘进工作面最低风量为：Q岩=qS岩=911.6=104.4m3/minq按岩巷掘进工作面最低风速换算系数，取q
10、=9.S岩掘进断面积，S岩=11.6m。 得Q掘Q岩 ，则符合要求2、 按最高风速验算 岩巷掘进工作面最高风量： Q岩 240S岩 （m3/min）=24011.6=2784m3/min 式中：S岩 掘进工作面的掘断面积为11.6m2 240按掘进工作面最高风速4m/s的换算系数 得 Q掘Q岩，则符合要求根据上述计算和验算，掘进工作面需要风量397m3/min满足以上4个条件，所以选用FBDN06.3/211型局扇。风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为800mm。风筒要吊挂平直，缓慢拐弯，保证风流畅通。（三）局部通风机安装地点和通风系统1、局部通风机安装地点局部通风机安设主副井底联络巷新鲜风流中，
11、距二采区轨道下山石门掘进工作面汇合风流处大于10m。2、通风系统轨道井井底车场211Kw局部通风机直径800mm的风筒二采区轨道下山石门掘进工作面二采区轨道下山石门井底联络巷回风井引风硐290Kw主扇地面。3、风流方向进风流方向：轨道井井底车场211Kw局部通风机直径800mm的风筒二采区轨道下山石门掘进工作面。回风流方向：二采区轨道下山石门掘进工作面二采区轨道下山石门井底联络巷回风井引风硐290Kw主扇地面。三、局部通风管理1、风机放在风机托架上，距底板不小于300mm。2、风机开关必须上架，严格执行挂牌管理，风筒距工作面迎头不得大于5m，保证有足够的新鲜风流。3、局部通风机必须挂牌管理，专
12、人负责，实现“三专两闭锁”和双风机双电源，并能自动切换。4、风筒必须拉走向绳吊挂在巷帮上，距底板不小于1.3m，风筒必须逢环必挂，要求平直稳，不得出现拐死弯、死弯现象。5、风筒接口要严实不漏风，要求手摸无感觉、耳听无声音，工作面风筒不落地，并采取防炮崩措施。6、风筒选用规格800mm软质阻燃风筒供风。7、局部通风机位于主副井底联络巷内新鲜风流中。局部通风机吸入口至掘进工作面回风口之间距离不小于10m。四、通风系统要求1、 二采区轨道下山石门有独立的、可靠的通风系统。2、工作面回风进入直接回风井。3、回风侧严禁设置通风设施，回风线路上的巷道必须严格按照专用回风巷进行管理。五、监测监控系统采用KJ
13、73N煤矿安全监控系统对二采区轨道下山石门掘进工作面瓦斯浓度、局部通风机的运行状况、二采区轨道下山石门等防突风门开闭情况进行连续监测监控。当瓦斯浓度超过设定报警值时，现场瓦斯传感器发出声光报警，地面监控服务器及各监测终端同时发出报警信号；当瓦斯浓度超过设定断电值时，现场瓦斯传感器发出声光报警，地面监控服务器和各监测终端发出断电报警信号，同时执行断电指令，控制断电器切断断电范围内全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁，当瓦斯浓度低于复电值时，监控分站执行复电指令解除闭锁，解除闭锁后掘进工作面才可以人工恢复供电。（一）安装位置及控制参数1、在中央水泵房安设有1台分站、1台断电器、局部通风机开停传感器
14、4台、防突风门开闭语音报警装置3套。2、二采区轨道下山石门掘进工作面甲烷传感器（T1）垂直吊挂在距迎头小于5m范围内风筒的另一帮，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm并能真实反映现场实际气体浓度的地点。参数：报警浓度0.8%， 断电浓度0.8% ，复电浓度0.8%。断电范围：二采区轨道下山石门掘进巷道及其回风线路上所有巷道内的全部非本质安全型电气设备。3、二采区轨道下山石门回风流甲烷传感器（T2）垂直吊挂在距汇合1015m范围内，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm并能真实反映现场实际气体浓度的地点。参数： 报警浓度0.8%， 断电浓度0.8% ，复电浓度0.8%。断电范围
15、：二采区轨道下山石门掘进巷道及其回风线路上所有巷道内的全部非本质安全型电气设备。（二）二采区轨道下山石门安全监测监控系统二采区轨道下山石门安全监测监控布置情况（详见附图14：二采区轨道下山石门监测监控系统图）。六、通风安全管理掘进头后方5m安设瓦斯传感器T1，回风流距离混合风流10m位置安设瓦斯传感器T2。配备安全员3名，瓦检员3名，保证每个点班有1名安全员和1名瓦检员跟班作业。局部通风机实行专人管理。定期冲洗巷道粉尘。每20m安设一个防尘三通，掘进头后方20m安设移动式喷雾，出矸前先洒水灭尘。瓦斯检查地点为掘进头、回风流、高冒处等局部地点。掘进头后方40m及巷道开口处安设压风自救器。在距离进
16、工作面开口60m开始安设隔爆水槽，严格按照400L/的要求计算水量和隔爆水袋数量，棚区长度不小于30m，隔爆水袋架间距1.2-1.4m。在主副井底联络巷内的全负压新鲜风流中安设一组间距4m以上的正反向牢固防突风门。放炮前必须将防突风门用原木、工字钢、轨道等抵牢，封堵管孔及水沟。放炮必须在防突风门之外进行，且放炮地点、设岗截人点必须安设满足人员的压风自救器。入井人员必须随身携带自救器。技术员、矿长、班长、队长、安全员等还必须携带便携式瓦斯报警仪。 第三章 揭煤防突设计第一节 揭煤程序为使揭煤工作安全进行，必须严格按照防止煤与瓦斯突出细则中的相关规定进行揭煤，根据我矿实际情况，采取以下揭煤程序：一
17、、探明揭煤工作面和煤层的相对位置。巷道掘进至巷道顶板距煤层底板法向距离为10m时，设计施工前探地质钻孔，探明煤层情况。二、巷道掘进至巷道顶板距煤层底板法向距离为7m前，设计施工区域突出危险性预测钻孔，采取施钻取芯直接测定煤层原始瓦斯含量和煤层原始瓦斯压力，若两项指标均未超标，评判为无突出危险性，下达允掘通知书，掘进至巷道顶板距煤层底板法向距离5m位置；若两项指标中有其中任何一项或两项超标，评判为有突出危险性，必须采取区域防突措施。三、采取区域防突措施。经区域突出危险性预测，待揭煤煤层范围具有突出危险性，必须在巷道顶板距煤层底板法向距离为7m前采取区域防突措施。本次采取设计施工穿层钻孔预抽待揭煤
18、层范围内煤层瓦斯。四、区域措施效果检验。待所有单孔浓度降至10%以下，采用直接测定煤层残余瓦斯含量和煤层残余瓦斯压力进行区域效果检验，设计布置5个检验测试点，分别位于要求预抽区域内的上部、中部、两侧及正前方，至少有一个测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围。控制巷道前方、顶板、底板、左帮右帮，取芯测定残余瓦斯含量、残余瓦斯压力，检验钻孔必须布置在抽放钻孔密度最小处，经检验区域防突措施有效，下达允掘通知书掘进至距煤层底板法向距离5m；若区域防突措施无效，采取继续抽放作为补救措施，直至经检验消除突出危险为止。五、工作面突出危险性预测或区域验证。根据允许通知书掘进至巷道掘进至距煤层底板法向距
19、离5m位置，设计3个预测或验证钻孔，测定K1值、最大钻屑量。经工作面突出危险性预测或区域验证，工作面无突出危险，下达允掘通知书掘进至距煤层底板法向距离2m。六、工作面防突措施。若经工作面突出危险性预测或区域验证有突出危险，必须采取工作面防突措施。采取设计施工抽放钻孔作为工作面防突措施进行消突，钻孔必须控制到巷道上部、两侧廓线外5m和控制巷道下部3m。七、工作面措施效果检验。待所有单孔浓度降至10%以下，根据防治煤与瓦斯突出细则第九十九条、第七十一条采用钻屑指标法进行工作面措施效果检验，设计布置5个检验孔，分别位于要求预抽区域内的上部、中部、下部和两侧。经检验指标在临界值以下且未发现其他异常情况
20、，则措施有效，下达允掘通知书掘进至巷道掘进至距煤层底板法向距离2m位置；反之，判定为措施无效，采取继续抽放作为补充措施，直至经检验消除突出危险为止。八、最后验证。设计5个验证钻孔，法向3个、煤层走向3个（中心孔共用），分别测定K1值、最大钻屑量，若经最后验证，2项指标均中其中任何1项或2项或发现其他异常情况，采取施工排放钻孔作为补充措施，直至经最后验证无突出危险为止；若经最后验证2项指标均小于临界值且未发现其他异常情况，则判定为无突出危险，采取远距离爆破等安全防护措施后允许放炮一次性揭露煤层。第二节 控制煤层层位的措施二采区轨道下山石门在1800运输联络巷内A246号测点处开口，按3方位、3的
21、坡度掘进60.9米（巷道设计修正），准备调向按314掘进，掘进前于2017年5月26日中班开始施工探放水、前探地质孔，截止2017年5月29日早班结束，共计施工钻孔7个，根据探放水钻孔补1#、2#、3#探明12号煤层走向34、倾角28，煤层厚度7.041m。煤层参状已经探明（详见附图03:二采区轨道下山石门地质钻孔成果图）。一、巷道掘进至距煤层法向距离10m时，在工作面向顶板打3个穿透煤层全厚且进入顶板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料，以掌握煤层的厚度、赋存形态、地质构造和瓦斯情况等。二、层位控制钻孔设计孔1钻孔位于巷道中轴线上，距离巷道底板1300mm，方位与巷道方位一致，倾
22、角11；孔2位于巷道中轴线上，距离巷道底板900mm，方位与巷道方位一致，倾角0，终孔穿过煤层顶板0.5m；孔3位于巷道中轴线上，距离巷道底板500mm，方位与巷道方位一致，倾角-4，终孔穿过煤层顶板0.5m（详见附图04:二采区轨道下山石门揭12号煤层层位控制钻孔设计图）。第三节 安全岩柱的确定根据防治煤与瓦斯突出细则第六十四条之规定及盘县安监局煤监三股制定的石门揭煤程序，安全岩柱取2m（垂距）为保护岩柱。第四节 “四位一体”防突措施一、揭煤区域性预测预报（一）预测指标的选择根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的区域预测方法应当按照下列要求进行：（一）煤层瓦斯风化带为无突出危险区；（二）根据已开
23、采区域确切掌握的煤层赋存特征、地质构造条件、突出分布的规律和对预测区域煤层地质构造的探测、预测结果，采用瓦斯地质分析的方法划分出突出危险区。当突出点及具有明显突出预兆的位置分布于构造带有直接关系时，则根据上部区域突出点及具有突出预兆的位置分布与地质构造的关系确定构造线两侧突出危险区；否则，在同一地质单元内，突出点及具有明显突出预兆的位置以上20m及以下的范围为突出危险区；（三）存在上述（一）、（二）项划分出的无突出危险区和突出危险区以外的区域，应当根据煤层瓦斯压力P进行预测。如果没有或者缺少煤层瓦斯压力资料，也可根据煤层瓦斯含量W进行预测。预测所依据的临界值应根据试验考察确定，在确定前，可按照
24、防治煤与瓦斯突出细则第四十三条执行。表4.2.1 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（m/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根据地方行业主管部门本着提高安全准入门槛的精神，制定了地方瓦斯压力和瓦斯含量临界值（详见表4.2.2）。表4.2.2 地方行业主管部门制定的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（m/t）区域类别P0.6W6无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区本次预测指标选择地方行业主管部门制定的煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量，并根据其突出危险临界值作为突出危险性的评判
25、标准。（二）测定瓦斯压力、瓦斯含量钻孔设计巷道开始施工前，根据防治煤与瓦斯突出细则和盘县安监局煤监三股制定的石门揭煤程序要求施工3个取芯钻孔，实测煤层瓦斯含量和煤层瓦斯压力进行突出危险性预。孔1钻孔位于巷道中轴线上，距离巷道底板2000mm，方位与巷道方位一致，倾角0，终孔穿过煤层全厚到达12号煤层顶板；孔2位于巷道位于巷道左侧，与巷道中线夹角29，方位285，倾角0，距离巷道底板1000mm，终孔穿过煤层全厚到达12号煤层顶板；孔3位于巷道中轴线上，距离巷道底板2000mm，方位与巷道方位一致，倾角35，终孔穿过煤层全厚到达12号煤层顶板；孔4位于巷道位于巷道右侧，与巷道中线夹角25，方位3
26、39，倾角0，距离巷道底板1000mm，终孔穿过煤层全厚到达12号煤层顶板；孔5位于巷道中轴线上，距离巷道底板0m，方位与巷道方位一致，倾角-8，终孔穿过煤层全厚到达12号煤层顶板（详见附图05：100运输石门区域突出危险性预测钻孔设计图）。（三）突出危险性判定经测定煤层瓦斯压力小于0.6MPa且煤层瓦斯含量小于6m/t，施钻过程中无动力等异常现象，判定为煤层无突出危险，否则有突出危险。若为无突出危险，采取安全防护措施后掘进至巷道距煤层最小方向距离5m位置；若有突出危险，必须采取区域防突措施。二、揭煤区域防突措施（一）区域防突措施选择根据防治煤与瓦斯突出细则第四十九条第四款规定及盘县安监局煤监
27、三股制定的石门揭煤程序的要求，选择施工抽放钻孔对揭煤区域煤层瓦斯进行抽放作为本次区域防突措施。（二）区域防突措施设计方案（1）实施防突措施的位置巷道掘进至距煤层底板最小方向距离7m位置时采取防突措施。(2) 钻孔控制范围二采区轨道下山石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，保持每孔最小超前距15m。（3）确定抽放半径本矿考察3号煤层抽放半径为3m，其余煤层未考察抽放半径，参考临近国有大矿金佳煤矿经验数据，选择2m作为抽放半径进行抽放钻孔设计，终孔间排距均为4m。（4） 抽放钻孔设计根
28、据抽放钻孔控制范围及抽放半径，共设计56个钻孔，分别控制巷道上部、下部、两侧巷道轮廓线外12m（详见附图06:二采区轨道下山石门揭穿12号煤层抽放钻孔设计图）。严格按照附图07:二采区轨道下山石门抽采钻孔封孔示意图进行封孔，保证封孔质量。（5）抽放过程控制抽放过程中，定期进行流量、单孔浓度、孔口负压进行检测，负压达不到防治煤与瓦斯突出细则要求时及时查明原因进行处理，单孔浓度低于10%时将其关闭调整负压。所有钻孔单孔浓度均降至10%后，按照设计施工效果检验孔测定煤层残余瓦斯含量和残余瓦斯压力。三、区域性防突措施的效果检验（一）效果检验指标的选择1、根据防治煤与瓦斯突出细则第五十二条的规定和盘县安
29、监局煤监三股制定的石门揭煤程序，采用预抽区域的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量作为本次区主要指标或其他证实有效的指标和方法进行措施效果检验。根据本矿实际本次效果检验选择测定预抽区域的煤层残余瓦斯压力作为主要效果检验方法和指标。域防突措施效果检验指标。临界值根据表4.2.2进行选择。（二）效果检验方案设计钻孔施工完毕经抽放单孔瓦斯浓度下降后进行区域防突措施效果检验，设计5个效果检验钻孔，分别控制巷道上部、下部、两侧及正前方。1#孔布置距巷道底板1000mm，方位314、倾角0、钻孔进入12号煤层到达本煤层顶板取芯；2#孔布置在巷道左侧，距巷道中线1000mm，距巷道底板1000mm，方位287、倾
30、角0、钻孔进入2号煤层到达本煤层顶板取芯；3#孔布置在巷道中线上，距巷道底板2000mm，方位314、倾角35、钻孔进入2号煤层到达本煤层顶板取芯；4#孔布置在巷道右侧，距巷道中线1000mm，距巷道底板1000mm，方位338、倾角0、钻孔进入2号煤层到达本煤层顶板取芯；5#孔布置在巷道中线上，距巷道底板150mm，方位314、倾角-8、钻孔进入2号煤层到达本煤层顶板取芯（详见附图08：二采区轨道下山石门揭穿12号煤层区域措施效果检验钻孔设计图）。（三）突出危险性判定若实际直接测定残余瓦斯压力大于或等于0.6MPa、残余瓦斯含量大于或等于6m/t，则判定防突措施无效，必须继续抽放，直至经效果
31、检验为无突出危险位置；若实际直接测定残余瓦斯压力小于0.6MPa，且残余瓦斯含量小于6m/t,则判定区域防突措施有效，且无发现异常（卡钻、顶钻、夹钻、喷孔、温度、瓦斯涌出等），则措施有效。区域防突措施经效果检验无突出危险，下达允掘通知书掘进至煤层底板法向距离5m进行区域验证。四、区域验证区域防突措施经效果检验无突出危险，下达允掘通知书掘进4.26m至12号煤层底板法向距离5m进行区域验证。（一）区域验证方法指标选择采取防治煤与瓦斯突出细则中第五十七条之规定及盘县安监局煤监三股制定的石门揭煤程序的要求，采用防治煤与瓦斯突出细则第七十一条中钻屑瓦斯解析指标法作为本次区域验证指标。（二）区域验证钻孔
32、设计巷道掘进从7m法向距离掘进4.26m后到达5m法向距离，设计施工3个钻孔岩石部分采用1250钻机施钻分别控制巷道前方上部及两侧。1#布置在巷道右侧距巷道中线1600mm，距巷道底板1000mm，方位325、倾角5、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；2#布置在巷道左侧距巷道中线1600mm，距巷道底板1000mm，方位302、倾角5、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；3#布置在巷道中线上，距巷道底板2000mm，方位314、倾角35、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板（详见附图09:二采区轨道下山石门揭穿12号煤层区域验证（工作面预测）钻孔设计图）。（三）验证方法及突出危险性
33、评判岩石部分采用750钻进施钻，待施钻至煤层后，改用42mm的麻花钻杆取样测定钻屑量和K1值。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1。具体施工方法：用钻机施工42mm钻孔每隔2m用WTC测定一次瓦斯解析特征指标K1值，钻孔每钻进1m使用弹簧称称其钻屑量S一次，区域验证按以下指标进行检验，其临界值如下：钻屑瓦斯解析指标K1/【ml/（g.min1/2）】钻屑量S(kg/m)(l/m)0.565.4当验证结果为K1max0.4【ml/（g.min1/2）】且Smax6kg/m，并且未发现其他异常情况，则区域防突措施有效，该工作面为无突出危险；当K1ma
34、x0.4【ml/（g.min1/2）】或Smax6kg/m，区域验证有突出危险，采取施工抽放钻孔作为工作面抽放钻孔作为局部防突补充措施进行消突直至工作面防突措施效果检验无突出危险为止。五、揭煤工作面防突措施若经过区域验证（工作面预测），待揭12煤层有突出危险性，根据防治煤与瓦斯突出细则和盘县安监局煤监三股制定的石门揭煤程序的要求，采取施工抽放钻孔作为工作面防突措施要求钻孔控制帮顶轮廓线外5m、下部3m，抽放半径选用国有金佳煤矿经验数据2m，终孔间距4m。共设计28个钻孔（详见附图10:二采区轨道下山石门揭穿12号煤层工作面抽放钻孔设计图）。六、工作面防突措施效果检验（一）校检指标选择采取防治煤
35、与瓦斯突出细则中第五十七条之规定及盘县安监局煤监三股制定的石门揭煤程序的要求，采用防治煤与瓦斯突出细则第七十一条中钻屑瓦斯解析指标法作为本次效果检验指标。（二）效果检验钻孔设计设计施工5个钻孔岩石部分采用1250钻机施钻分别控制巷道前方上部及两侧。1#布置在巷道中线上，距巷道底板1000mm，方位314、倾角0、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；2#布置在巷道左侧距巷道中线1000mm，距巷道底板1000mm，方位302、倾角0、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；3#布置在巷道中线上，距巷道底板2000mm，方位314、倾角25、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；4#布置在巷
36、道右侧距巷道中线1000mm，距巷道底板1000mm，方位325、倾角0、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板；5#布置在巷道中线上，距巷道底板150mm，方位314、倾角-6、进入12号煤层取煤样直至到达本煤层顶板（详见附图11:二采区轨道下山石门揭穿12号煤层工作面措施效果检验钻孔设计图）。（三）检验方法及突出危险性评判岩石部分采用750钻进施钻，待施钻至煤层后，改用42mm的麻花钻杆取样测定钻屑量和K1值。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1。具体施工方法：用钻机施工42mm钻孔每隔2m用WTC测定一次瓦斯解析特征指标K1值，钻孔每钻进1
37、m使用弹簧称称其钻屑量S一次，区域验证按以下指标进行检验，其临界值如下：钻屑瓦斯解析指标K1/【ml/（g.min1/2）】钻屑量S(kg/m)(l/m)0.565.4当验证结果为K1max0.4【ml/（g.min1/2）】且Smax6kg/m，并且未发现其他异常情况，则区域防突措施有效，该工作面为无突出危险；当K1max0.4【ml/（g.min1/2）】或Smax6kg/m，区域验证有突出危险，采取施工抽放钻孔作为工作面抽放钻孔作为局部防突补充措施进行消突直至工作面防突措施效果检验无突出危险为止。经检验，工作面无突出危险，下达允掘通知书掘进6.39m到达距煤层底板法向距离2m位置、工作面
38、防突措施效果检验结果为无突出危险，允许掘进一个循环（一排炮一个循环），法向5m至法向2m之间掘进，必须每循环在工作面沿法线方向施工3个效果检验孔（同区域验证孔设计），对工作面进行效果检验工作，检验指标及临界值同区域验证，若经检验有突出危险立即停止掘进采取重新连管继续抽放，直至经效果检验指标均小于临界指标为止。从法向距离5m开始，必须采取钻探手段边探边掘，保证工作面到煤层的法向距离不小于2m。七、最后验证在工作面距煤层底板法向距离5m时进行区域验证或工作面果检验无突出危险，巷道掘进6.39m抵达距12号煤层底板法向距离2m处停止掘进，进行最后验证。（一）指标选择最后验证指标选择与区域验证相同。（
39、二）最后验证方案设计验证钻孔工设计5个，沿煤层法向3个，巷道掘进方向3个，分别控制巷道上部、下部、两侧及正前方五个方向。孔1、孔3、孔5位于巷道中线上，分别局巷道底板1000mm、2000mm、150mm，方位均为314，倾角分别为0、25、-6；孔2位于巷道左帮距巷道中线1000mm，方位292、倾角0、距巷道底板1000mm；孔4位于巷道右帮距巷道中线1000mm，方位333、倾角0、距巷道底板10mm（详见附图12:二采区轨道下山石门揭穿12号煤层最后验证钻孔设计图）。所有验证钻孔必须穿过煤层全厚。最后验证若有突出危险，采取施工抽放钻孔作为工作面防突补充措施（设计另报），直至局部补充防突
40、措施效果检验无突出危险未知。若最后验证或效果检验无突出危险，下达允掘通知书采用远距离放炮一次性揭露煤层。并允许掘进过完整个煤层。揭露煤层前法向距离2m至揭过煤层后法向距离2m之间为过煤门，过煤门期间若掘进过程中或跑后瓦斯超限，采取施工排放钻孔释放瓦斯，并每循环进行突出危险性验证。过煤门期间只能远距离放炮掘进，严禁手镐作业。八、安全防护措施1、远距离爆破。揭煤前撤出井下所有作业人员，揭煤期间严格执行远距离爆破（起爆地点设置在主斜井井口20m以外），严格按照附图15：放炮撤人警戒图设岗截人，且爆破45min后，方可安瓦员、班长、放炮员进入工作面检查。2、反向风门防突风门。揭煤前在主副井底联络巷设置
41、两组反向风门，风门墙垛用小火砖和混凝土砌筑，掏槽深度为300mm，墙垛厚度0.8m（最薄处）。门框和门扇采用坚实的木质结构，门框厚度200mm，门扇厚度50mm。两道风门之间的距离不得小于4m。风门墙上的所有孔洞必须堵严实，水沟用沙袋填实不漏风。爆破时反向风门必须关闭，通过门垛的风筒设有隔逆流装置。爆破后，有关人员进入检查时，必须把反风门打开顶牢。3、自救器。进入二采区轨道下山石门掘进工作面的人员，必须佩戴自救器。每天下井前与升井后，必须对自救器进行称重和气密性检查，以保持仪器性能良好。4、井下避难所。在井底建有一能矿井避难硐室，揭煤前，派专人检查避难硐室内的设备设施是否齐全可靠，发现问题，立
42、即汇报处理。5、压风自救系统。二采区轨道下山石门迎头退后2540米和防突风门之外、警戒地点、放炮地点都必须在压缩空气的管路上安设压风自救系统。6、揭煤期间加强支护，非揭煤围岩正常段，棚距700mm，巷道顶板距煤层底板法向距离5m开始至揭煤后巷道底板距12号煤层顶板法向距离2m处，棚距缩小至500mm，同时使用32mm的无缝钢管加工成1.2m长的管棚，每架U型棚必须安设管棚，管棚间距200mm，均匀布置在U型棚梁上，加固迎头前方煤体（详见附图13:二采区轨道下山石门揭煤段加强支护设计），防止因巷道掘进导致应力分布诱发突出事故第五章 揭 煤第一节 留设安全岩柱一、安全岩柱的留设依据根据防治煤与瓦斯
43、突出细则要求，安全岩柱取2m（垂距）为保护岩柱。二、刷斜面为了确保石门揭煤效果，不留门坎。在二采区轨道下山石门掘到巷道顶板与煤层顶板法向距离2m时（安全岩柱2m）停止掘进，最后验证无突出危险。从迎头退回2.0m，开始挑顶刷斜面。宽度2m，一直挑顶至迎头，挑顶工作结束后，预留2.0m保护岩柱后，做措施下山即刷斜面，斜面参数如下：下山坡度-8，高度3.3-0m ,下宽2m，斜面长度7.52m，用木柱或工字钢作临时支护。在刷倾斜面工作过程中，人员不能过于集中，安全员必须密切观察前方情况,一旦发现有突出预兆，必须先撤出人员。第二节 揭煤工作为了确保石门揭煤效果，不留门坎。在二采区轨道下山石门掘到巷道顶
44、板与煤层顶板法向距离2m时（安全岩柱2m）停止掘进，最后验证无突出危险。刷斜面施工完毕后，开始按照炮眼布置图进行打眼，采用远距离放炮，一次全断面揭开煤层。爆破前，必须在揭煤后方20m范围内打设间排距为1.5m的锚索加强支护。1、打眼时，分岩眼和岩煤眼，岩眼打到煤层时停止，岩煤眼打穿透煤层。2、所有炮眼内都必须要在炸药与封泥之间装填12个水泡泥，封泥必须密实地装至孔口。3、必须采用铜脚线毫秒雷管，以保证足够电流强度起爆雷管，防止瞎炮产生，最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。4、电雷管使用前必须经过导通试验。启爆电流计算：设计68发雷管，先采用单孔内并联，后采用孔与孔之间串联的联
45、线方式。启爆采用MFB-200型发爆器；单发雷管电阻：r管=4.2；串联后雷管总电阻为33.74；母线电阻r母=5（预计母线电阻）； 脚线电阻：r脚=25（包括脚线、接头电阻）。5、放炮母线必须使用专用电缆，尽可能减少接头，以减少放炮母线电阻值。如有接头应错位包扎，禁止出现明接头。6、要使用能够满足一次起爆的放炮器，严禁使用其它电源起爆。爆破应一次全断面揭穿煤层，如果不能一次揭穿煤层，在掘进剩余部分时，必须按远距离爆破的安全要求进行爆破作业，揭穿煤或揭开煤层后，必须再次对揭煤点后方10m范围内的加固支护。7、放炮前，必须切断井下所有动力电源，将井下所有人员撤出地面，起爆地点设置在主斜井井口20
46、m以外。确认人员全部撤至设岗点外后，通知调度室，由总工程师吴会臣下达揭煤放炮命令。8、煤层揭开后必须立即停止掘进，在煤层中再进行预测预报或效果检验，无突出危险后方可按预测预报或效果检验的控制继续进尺；如果有突出危险，必须立即停止作业，制定消突措施，待采取措施达到消突效果后，方可采用远距离放炮揭煤，消突措施根据现场情况另行制定，直至过完煤层。9、揭煤期间，井下其他地点严禁有人作业。10、揭开煤层后，在迎头前方煤体上按间排距均为500mm施工排放孔，巷道落平，调向施工煤巷时，重新设计煤巷掘进防突专项设计，并按设计采取两个“四位一体”综合防突措施。第六章 安全技术措施措施一、揭煤安全技术措施1、每班班（队）长为当班的安全负责人，负责当班的安全工