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1、富源县营上镇大 坪 煤矿 一 号 井口210803工作面运输巷掘 进作 业 规 程作业 地 点：二采区210803运输平巷作业 内 容：掘 进井 长：刘立书技术负责人：张华编 制：章士荣编制日期：二0一四 年二月二十日210803工作面运输巷工作点掘进作业规程（半煤岩巷）第一章 概 况第一节 概 述一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为南翼1613水平C8煤210803工作面运输巷。二、掘进目的及用途掘进目的是形成210803工作点生产系统，满足210803工作点生产的通风、行人、运输各管路敷设等需要。三、巷道设计长度和掘进时限巷道设计长度：210803运输巷工程量550m。联络巷4条320m掘进
2、时限7个月。四、预计开竣工时间本掘进工作面自2014年3月5日开工，预计2014年9月5日竣工。第二节 编写依据一、 开发设计利用方案批准时间开发设计利用方案名称为1650m水平延深设计说明书。批准时间为2006年4月20日。二、 地质说明书及批准时间地质说明书名称为1650m水平延深地质说明书。批准时间为2003年1月20日。第二章 地面位置及地质情况第一节 地面相对位置及邻近采区开采情况待掘巷道地面相对位于本矿工业广场和山地，地面标高17601980m。待掘巷道井下位于本矿井田北翼。南为井底车场，东运输石门为界；南、北为本矿实体煤层，未采掘。第二节：煤（岩）赋存特征一、 煤（岩）产状、厚度
3、、结构、坚固系数和层间距本区煤（岩）层为东向西倾斜的单斜构造，产状稳定，岩层厚度变化不大，走向N150向S330，倾角2028，上部倾角略大于下部。该煤层为有烟煤，有光泽，厚1.82.5m，坚固系数为0.81.3，属块状煤层。该煤层顶板岩层由下向上依次为泥质粉砂岩、中细砂岩、泥质及铝土质粉砂岩、和中粗砂岩。泥质粉砂岩厚1.0m左右，黑色，含泥质，岩石坚固系数为3，块状岩层；中细砂岩厚30m左右，灰白色，石英长岩为主，中细粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固系数为6；泥质及铝土质粉砂岩厚28m左右，含泥质及铝土质，灰黑色，岩石坚固系数为3，块状岩层；中粗砂岩厚25m左右，长石为主，石英
4、次之，灰白色，中粗粒结构，分选良好，钙质胶结，层状岩层，岩石坚固系数为6。该煤底顶板岩层由下向上依次为泥质粉砂岩、中细砂岩和9号煤层。泥质粉砂岩厚8.0m左右，顶部2m左右泥质含量较高，灰黑色，岩石坚固系数为23，块状结构；下部泥质含量较低，黑色，岩石坚固系数为4，层状结构。中细砂岩厚17m左右，灰白色，中细粒结构，石英长岩为主，钙质胶结，岩石坚固系数为6，层状岩层。附图1：煤岩层综合柱状图。工作面煤层综合柱状图附图1项目煤层名称煤层厚度（m）煤层倾角（度）工作面可采储量（万吨）瓦斯相对涌出量（m3/吨日）有无煤层爆炸危险煤层自燃发火期采区涌水量(m3/小时）说明C101.620-254032
5、64有有2煤层结构、煤层硬度及节理、构造、顶底板围岩分类情况地层年代煤层编号柱状图层厚岩 性 描 述位于宣威组第二段下部直接顶伪顶C8直接底老底1-2米0.5-1.2米0.8-1.5米0.05-0.10.3-0.6米0.3-0.6米2-6米粉砂质泥岩夹菱铁质粉砂岩泥质炒岩夹溥层状菱铁岩块状结构,半暗型泥岩夹矸块状结构,半暗型粉砂质泥岩夹透镜状菱铁岩粉砂质泥岩夹中厚层状菱铁岩二、 煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数该煤层瓦斯绝对瓦斯涌出量为13.2m3/min，属高瓦斯；煤层自燃倾向性为II类，易自燃，不存在自燃发火；煤尘爆炸指数Vd为4.46，有煤尘爆炸性。第二节 地质构造本区地层
6、为一西倾斜构造，煤（岩）产状稳定， 走向N300N330E，倾向S50ES70E，倾角2528，上部倾角略大于下部。据本区钻孔资料，没有发现落差较大的断层（即落差2m以上的断层），也没有发现岩浆侵入本地层。由于钻孔间距限制，控制程度较低，因此，区内可能隐藏有落差较小的断层（即落差5m以下的断层）需在巷道设计时加以考虑。水文地质本区掘进巷道为新开拓巷道，在该采区内1750地面水沟对井下无危害，由于井下岩层节理发育，裂隙水较突出，随雨季增大而变化，因而增大了开采难度，雨季必须加强“一通三防”工作。区域内虽有地质勘探孔，但封孔良好；C8煤层顶扳虽有一砂岩裂隙含水层，对本区巷道掘进并无影响。第三章 巷
7、道布置及支护说明第一节 巷道布置210803运输平巷布置在1613水平210803运输石门50米处以150方位掘进210803运输平巷。第二节：支护设计 一、巷道断面该210803运输平巷巷道支护为矿工钢支护，断面形状梯形。210803运输平巷巷道断面S毛=5.04m2，S净=4.4m2。附图4：巷道断面图。（210803运输石门平巷）1.80.31.622.22.02.83.0侧面图断面图说明：支护用工字钢支护，朋距0.3m。（二）、支护设计1、巷道支护采用1515型C钢2.2米长、顶梁1.6米长，朋距0.3米的支护方式，巷道为梯形。2、临时支护采用吊挂前探支架作为临时支护，前探梁由15Kg
8、/m的钢轨制作，长度不小于2.2m，间距不大于0.5m，利用四根纲丝绳掉挂在工字纲顶粱上。前探梁必须及时跟头，其最大控顶距为2m，前探梁上用2块规格为（长宽厚）=1500200150mm半圆形木接顶。 附图5：临时支护平、剖面图。（同附图5） 第四章 施工工艺第一节 施工方法一、本规程的巷道均采用工字钢进行掘进，（一）各交岔点均布置在顶，底板中，所有交岔点均采用工字钢支护。施工时，先掘进直巷超过交岔点的长度后，再以扩帮挑顶的方法施工交岔点。（二）交岔点处使用工字钢长度为2.8m，高2.2m，棚距0.3m（三）210803工作面运输巷使用工字钢长度为顶粱1.6m、，高2.2m，棚距0.3m)。凿
9、岩方式一、本规程所有巷道均采用爆破、风镐、手镐的掘进方法进行掘进。二、打眼使用YT-23（7655）凿岩机型打眼；风源来自于地面压风机LCJ13/7型压风机一台，通过4寸管路输送到工作面。第三节 运输一、运输方式施工中掘进工作点采用刮板机运输运到C10煤通风联络平巷再用皮带输送到C10煤运输上山车场地面煤仓。第四节 管线及轨道敷设在掘进施工中，所敷设的电缆、供水各排水管路管路、风筒均应按断面图中规定的位置吊挂牢固整齐。一、风水管路接头要严密，不得漏风漏水。供风和水管路使用2寸铁管，防尘供水使用1.5寸铁管，距工作面20m范围水使用1寸胶管。风筒使用直径600mm的风筒，吊挂平直，逢环必挂，且不
10、得漏风，风筒口距沿头不超过5m。第五节 设备及工具配备设备及工具配备见表3表3 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型 号单 位数 量备 注1局部通风机JBT-52台2备用一台2凿岩机ZYP-17台3备用一台3水泵100D453台3备用一台4风镐G10台5备用一台5液压架柱式回转钻机ZYJ-380/210台2备用一台6凿岩机YT-23（7655）台2备用一台78910第五章 生产系统第一节 通 风施工过程中采用压入式通风方式，不得采用串联通风，210803运输平巷局部通风机安设在1613水平C10煤通风联络平巷距210803运输石门平巷回风口外10米处，最长供风距离为230m，210803运输
11、平巷联络巷掘通后，局部通风机安设在210803运输平巷联络巷后10m处。1、通风系统必须独立可靠，保证回风系统畅通，掘进前通风组必须派人认真切实检查通风系统，有问题先处理好，确保通风系统安全、稳定、可靠。2、掘进前，通风组必须认真检查通风设施构筑质量情况，有问题必须先进行处理好，确保设施完好可靠。3、掘进前及掘进期间，通风组派专人负责对瓦斯电闭锁检查维护，机电组派专人负责对风电闭锁检查维护，确保“两闭锁”灵敏可靠。一 、掘进工作面风量计算独立通风的掘进工作面实际需风量应按瓦斯或二氧化碳涌出量、人数和局部通风机实际吸风量分别进行计算，并取其中最大值。（一） 按瓦斯涌出量计算 Q=100qK=10
12、00.681.8=122.4m3/min式中: Q掘进工作面实际需风量, m3/min; 100单位瓦斯涌出配风量; q掘进工作面绝对瓦斯涌出量, m3/min;K掘进工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数,取1.8。（二）按炸药量计算 Q=25A=254.95=124m3/min式中: 25每1Kg炸药不低于25 m3/min的风量; A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，为4.95Kg。（三）按人数计算 Q =4N=414=56m3/min式中： 4每人每不低于4m3/min的供风量; N掘进工作面同时工作的最多人数，为10人。（四）按局部通风机实际吸风量计算Q=QafI+600.25Shd=240
13、+600.254.4=330 m3/min;式中: Qaf -掘进工作面局部通内机的实际吸风量，FBDNO5.6/215Kw型为240m3/min; I掘进工作面同时通风的风机台数，为1台。0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shd-局部通风机安装地点掘进工作点距回风口10米间的巷道最大断面积m2；210803运输石门平巷掘进工作面，该工作面是岩巷掘进，根据井下实际测量并计算，局部通风机实际吸风量为：330m3/min，同时工作的局部通风机有1台，局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积为4.4m2Q=Qaf+600.25Sha=330+600.254.4=429 m3
14、/min按局部通风机实际吸风量计算需要风量为372m3/min （五）根据局部通风机吸风量372 m3/min，选用NO 6.0/218.5KW型局部通风机（18.5KW）可以达到要求。（六）风筒采用抗静电、阻燃风筒，直径为600。风筒要吊挂平直，缓慢转弯，保证风流畅通。二、掘进工作面按风速进行验算（1）验算最小风量有瓦斯涌出的岩巷、半煤岩巷和煤巷Qaf600.25Shf(2)验算最大风量Qaf604.0S式中: Shf 掘进工作面巷道的净断面积m2。A、验算最小风量掘进工作面为半煤巷掘进，掘进工作面巷道的净断面积为4.4m2；Qaf600.25Shf600.254.466m2/minB、验算
15、最大风量掘进工作面为煤巷掘进，掘进工作面巷道的净断面积为4.4m2；验算最大风量Qaf604Shf6044.41056m3/min根据掘进工作面需风量计算，该掘进工作面的需风量取值为429m3/min，其风速及同时作业的最多人数需风量符合煤矿安全规程的规定。 (3)按掘进工作面温度和炸药量验算炸药量/Cg5520温度/C6以下62223261616222326需风量/（m3/min）405060506080 从表中可知，温度25C、炸药量在5 Cg以下时风量为60m3/min。(4)按有害气体浓度验算 回风流中瓦斯浓度不得超过1%，即： Q=P瓦/Q掘1%式中: Q掘进工作面需风量, m3/m
16、in； P瓦瓦斯绝对涌出量，m3/min。 则：Q0.09/0.01=9 m3/min 掘进工作面配372m3/min风量满足以上4个条件，所以选用FBDNO5.6/222Kw型（22KW）风机。三、局部通风机安装地点安装局部通风机的地点设在1613水平C10煤通风联络平巷进风巷，此处全风压风量大于局部通风机吸风量，且可以保证局部通风机吸入口至掘进工作面回风道口之间的最低风速。附图9：通风系统图。第二节 压 风风源来自地面空压机房，选用LGJ-13/7空压机一台。自空压机房经1650水平车场分别用3寸铁管和1寸胶管送到工作面。机房风压为7MPa，工作面风压不小于6 MPa。压风系统：地面空压机
17、房副斜井车场10煤运输巷口分叉管b管：210803运输石门平巷掘进工作点。 1、在揭煤期间，井下警戒点处设置压风自救装置，压风自救袋二组，每组数量不少于58个，且压缩空气供给量每人不少0.4m3/min。揭煤前由通风组负责安装、检查其完好情况，确保压风自救系统正常完好。2、进入井下的所有人员，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。附图10：压风系统图。第三节：综合防尘1、防尘水源：井下排水到地面污水处理池。经过污水处理后按设防尘管路。自地面防尘水池、主斜井、车场10煤运输巷口分叉管b管210803运输石门平巷。从地面防尘水池用1.5寸铁管和1寸胶管送到工作面，每50m安设一个
18、三通，工作面外设3道喷雾。在距工作面615m内安设喷雾，距在工作面50m内安设一道全封闭常开水幕，采用湿式打眼、使用水炮泥、爆破喷雾、装岩洒水、冲刷岩壁、净化风流等综合防尘措施。第四节：防灭火该工程均采用风钻湿式打眼，爆破喷雾降尘。相邻煤层无自燃发火倾向各火区，防火的重点是电缆、机械摩擦和人为火灾。车场、机电硐室、备有灭火器及砂子，可直接灭火。防火水源来自地面防火水池主斜井、车场10煤运输巷口分叉管a管10煤运输下山、210803掘进工作点第五节：安全监控一、 便携式甲烷报警仪的配备和使用矿各组管理人员、班组长、技术员、班组长和流动电钳工等下井时必须携带甲烷报警仪，对所经过的路线和各硐室、工作
19、点随时进行瓦斯检查。放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检”工作，并作好记录；班组长应把常开报警仪悬挂在掘进工作面5m范围内风筒一侧，随时对工作地点进行瓦斯检测；电钳工在检修地点20m范围内检查甲烷气体浓度，报警仪有报警信号时必须停止作业。二、 甲烷传感器的配备和使用掘进工作面采用北京新岛新技术公司的CJ70型甲烷传感器，通过地面瓦斯监控室监控分站与安全监控系统相连。由于本矿为高瓦斯矿井，按规定掘进工作点、进回风巷、水仓，全部设置双配的甲烷传感器，工作点甲烷传感器距工作面不得大于5m，并且应有防炮崩措施，具体布置在巷道上方，垂直悬挂，距顶板不得大于300mm，距巷帮不得小于200mm，且该处巷道顶
20、板要坚固、无淋水，不得悬挂在风筒出风口及风筒漏风处。 按照煤矿安全规程规定，CH4报警浓度设为大于或等于1%，断电浓度设为大于或等于1.5%，复电浓度设为小于1%，断电范围为轨道下山和输送带下山掘进巷道内全部非本质安全型电器设备。 安全监控设备必须定期进行调试、校正，每月至少一次。甲烷传感器、甲烷检测设备，每7天必须送县煤炭局检校站调校一次，安全监控设备发生故障时，必须及时进行处理，在故障期间必须有安全措施。 必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报监测值班员；当两读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依
21、据，采取安全措施并必须在8h内对两种设备设备调校完毕。 附图：安全监测监控布置示意图。第六节 供 电 该工作面掘进施工中。电源来自地面配电室，供电方式为集中供电。附图13：供电系统图。第七节 排水系统排水系统：工作点流往运输巷1617C10煤临时水仓、在用水泵排到运输石门、连络巷、主水仓。地面。附图14：排水系统示意图。第八节 运输系统运料系统：运料车副斜井连络巷井底车场C10煤运输下山C10煤通风联络平巷工作面。附图15：运输系统示意图。第九节 通信系统工作面、工作点均安设有电话，能直接与调度室、井车场、地面变电室、空压机房、浮化泵房、地面风机房直接联系。第十节 劳动组织与主要技术经济指标劳
22、动组织采用“三班六小时工作制”循环作业。循环进度：开切眼、为、2.0m/d，日进一个循环。劳动组织见表4（劳动组织表）。表4 劳动组织表工种出勤人员/人备注早班中班夜班带班领导111安全员111瓦检员111班长111电钳工111刮板司机111上料工111开泵工111降尘工111掘进工888合计171717一、合理安排各道工序，进行平行交叉作业。二、打乱正规循环的补救措施提高效率，缩短循环时间，赶上正规循环作业；适当调整循环进度，力争在本班内抢回，在正规循环恢复后再恢复正常循环进度；组织力量突击，适当增加人员、设备，确保正规循环；本班内抢回循环有困难，本班为下班多做一些准备工作，保证下班顺利完成
23、循环。附：正规循环作业图工作面作业循环图表工 种班 次早 班中 班夜 班早班中班合计7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 1 2 3 4 5 6打眼（挖煤）224攉煤（运煤224运料工224支护工112降尘工112瓦检员112安全员112小班长112通风工112合 计121224备注：该掘进工作点一般情况下不需放炮落煤，多用手搞落煤，若需放炮时，必须严格执行爆破作业规程。第二节主要技术经济指标主要技术经济指标见表5序号技术经济指标单 位数 量备 注1巷道长度米452巷道坡度度53煤（岩）层倾角度25-284煤（岩）层硬度系数f35
24、5巷道断面形式梯形6掘进断面米25.047净断面米24.48巷道支护方式木支护9炮眼个数个10爆破效率%11循环进度米1.512平均日进尺米3.013职工在册人数人12014出勤率%70%15掘进工效米/工0.216掘煤回收吨/米517棚距(木支护、矿工钢支护)米0.20.518锚杆间排距米19喷浆（砌体）厚度毫米20炸药消耗定额千克/米21雷管消耗定额发/米22锚杆消耗定额套/米23坑木消耗定额米3/米0.372第七章 安全技术措施第一节 210803掘进技术措施一、技术要求: 1、安全技术规定： （1）、在掘进施工过程中，严格执行煤矿安全规程、煤矿操作规程和作业规程，严格按照施工措施组织施
25、工。坚决贯彻“安全第一、预防为主”的安全生产方针，坚持先安全后生产，不安全不生产的原则，坚有掘必探，先探后掘。（2）、通风、瓦斯与放炮管理规定： 1）、掘进选用222KW对旋式轴流通风机通风，风筒距迎头距离不超过5米。 2）、局扇必须安装“风电闭锁”，使用的电器设备必须安装“瓦斯电闭锁”装置，并确保完好使用。 3）、施工中，瓦斯（二氧化碳）浓度不得超过0.5%，严禁瓦斯超限作业。一旦瓦斯超限，必须汇报调度室并按规定进行处理。 4）、严格执行瓦斯检查制度，巷道迎头、高冒区、电器设备附近20米范围内及其它需要检查的地点，必须巡回检查，并作好记录，正确填写牌板和手册，及时汇报调度室。 5）、严格执行
26、“一炮三检”和“三人连锁”放炮制度。6）、放炮前首先开启防尘水幕，理顺风筒，确保炮烟、粉尘全部排出并有效除尘处理,减少粉尘、炮烟危害。 7）、严格执行火工品管理规定，炸药、雷管必须入箱上锁，钥匙由放炮员专人保管并随身携带。 8）、装药前，停止作业点所有电源，雷管脚线必须扭结，远离导体并用绝缘胶布包好，严防杂散电流引起爆炸事故。 9）、加强放炮警戒工作，所有井下人员必须全部撤至永久避难硐室，严防人员误入。 2、工作面钻眼作业安全措施 ：1）、打眼前，必须进行“敲帮问顶”，找净活石悬矸。 2）、打眼过程中，随时注意钻孔情况，发现可疑现象，必须立即停止打眼，查明原因并及时汇报，请示处理。若有安全危险
27、，立即撤出人员，严禁冒险蛮干。 3）、打眼必须采用湿式作业，防止粉尘危害。眼打好后，把风水管收好，堆放在指定的地方，搞好文明施工。 4）、打钻前必须将永久支护架设到工作面迎头。 5）、工作面必须设一台灵敏可靠的电话。 6）、加强通风管理，严格按规定配风，且风筒到工作面的距离不得大于5米。 7）、在打钻过程中发生顶钻、夹钻、瓦斯异常等现象，必须停止钻进，经分析采取有效预防措施后方可继续进行。3、其它安全技术措施 ：1）、为防止打眼放炮，打抽放钻孔时突出和降低放炮时突出的强度，应采用金属挡栏。金属挡栏是由槽钢排列成的方格框架，框架中槽钢的间隔为0.4m ,槽钢彼此用卡环固定。使用时在迎工作面的框架
28、上，再铺上网眼为2020mm的金属网，然后用木支柱将框架撑成45的斜面。挡栏为一组（两架挡栏组成），其间距6m。 2）、揭开煤层后，在石门附近30m范围内掘进煤巷时，必须加强支护，严格采取防突措施。 3）、雷管、炸药等火工品必须按规定运输，保管和使用。非火工品操作人员严禁操作火工品。 4）、所有作业人员必须爱护电气设备及仪器仪表，非正常损坏的要照价培偿。恶意敲击的，一经发现，要给予重罚。 5）、各工种必须按煤矿安全规程和操作规程的有关规定进行作业，特殊工种必须是培训合格人员，持证上岗。 6）、所有作业人员必须加强自保和互助保安，防止操作工具或传递物料伤人事故发生。 7）、所有现场施工人员及有关
29、辅助、管理人员必须学习本措施，签字后才能上岗作业，对不详之处一定要弄清楚。二、瓦斯抽采为切实搞好瓦斯治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针和“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的十六字工作体系，杜绝在采区范围的采、掘期间瓦斯事故的发生，实现在采掘工作面瓦斯不超过0.5的目标要求，加强现场管理，“坚持不抽不掘”的原则，做到“先抽后掘”抽放技术，必须布置钻场，安规定范围布置钻孔进行瓦斯抽放，把瓦斯抽排到瓦斯达到规程规定范围，才能进行掘进作业。1、210803运输平巷掘进工作点从210803运输石门以1500方位掘进有550米。在210803运输石门交叉口，在交叉口台起龙时，首先在2
30、10803运输平巷左右两侧布置错位走向瓦斯抽放钻场，在每个钻场布置6个走向扇形钻孔，每个钻孔夹角5O，钻孔深度，每个钻孔计划60m，进行C8煤的瓦斯预抽，预抽后在进行瓦斯效果检验达到规程规定范围，才能进行掘进工作。在210803工作面运输巷每隔30m布置1个左右错位走向瓦斯抽放钻场，进行C8煤的瓦斯预抽，预抽后在进行瓦斯效果检验达到规程规定范围，才能进行掘进工作。2、在210803运输巷掘进工作面掘进时采用先抽后掘的技术方法，即每隔30米，在巷道左右两帮错距5m各布置一个钻场，每个钻场布置6个钻孔，顺层扇形6个，钻孔深度4060米，对本作业点进行瓦斯预抽。迎头布置3个顺层扇形钻孔，钻孔深度30
31、50米进行瓦斯预抽，在掘进工作点随时保持20米的超前钻孔，对掘进工作面进行瓦斯排放。三、210803运输平巷效果检验？工作面防治突出措施实施，应采用WTC瓦斯突出参数仪，钻屑指标法等方法检验防治突出措施的效果。210803运输平巷掘进工作面检验钻孔孔数4个，其中1个在运输平巷中间并位于措施孔之间，其他3个孔位于运输平巷上部和两侧，终孔位置应位于措施孔控制范围的边缘线上。采掘工作面防突措施检验的结果都在该煤层突出危险临界值以下，则认为防突措施有效；反之，认为防突措施无效。四、防治煤与瓦斯突出措施1、在工作面施工抽放钻孔预抽煤层瓦斯，抽放钻孔必须控制到巷道轮廓线8m外，并穿透煤层。2、抽放钻孔打完
32、后，必须立即接管抽放瓦斯，并保证抽放效果。3、现场实测后经计算，煤体瓦斯原始含量已降至8m3/T以下。4、工作面掘进时，每隔10m施工3个(1#、2#、3#)措施效果检验孔，效果检验孔采用42mm钻头施工，打钻速度应控制在1m/min左右，钻孔穿全煤层。(效果检验孔见附图)5、当措施效果检验K1值0.5，最大钻屑量Smax6kg/m时必须立即停止掘进，继续抽放瓦斯，直至当再次进行措施效果检验K1值0.5，最大钻屑量Smax6kg/m时，否则必须继续停止掘进、采取措施直至措施效果检验有效。五、210803运输巷掘进专项防突措施一、210803运输巷掘进工作面概况：1、位置及标高：210803运输
33、巷掘进工作面位于二采区，210803运输巷掘进工作面开口位置位于210803运输石门50m处,标高在+1613米，沿C8煤层走向掘进。2、煤层及构造情况：210803运输巷掘进工作面沿C8煤层走向掘进，根据C8煤层底板等高线图，煤层厚度变化不大，煤层厚度平均在2.0米，煤层走向方位150度，倾角25-28度。3、地质情况：C8煤层顶板主要为粉砂岩、粉砂质泥岩和细砂岩为主，底板为灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩为主。4、通风系统：进风：风机安设在C10通风联络巷反向风门外，通过局部通风机及风筒供风，风筒经210803运输石门进风流中210803运输掘进工作面回风：C10煤回风上山C9回风石门C8回
34、风上山C8回风平巷C8回风上山总回风巷地面。局部通风：采用2台222Kw局扇（一台供风、一台备用）、直径600mm的胶质阻燃、抗静电风筒供风，双回路电源供电，实现“三专两闭锁”。二、安全技术措施 （一）工艺流程210803运输巷掘进过程中，必须严格执行“有掘必探”“先探后掘” 、“四位一体”的综合防突措施。（二）区域综合防突措施1、区域突出危险性预测结合我矿实际情况，210803运输巷掘进前，在工作面210803运输巷沿C8煤层走向布置3个测压钻孔，测定煤体的瓦斯压力，测压孔设计孔深控制工作面前方距离至少50m，钻孔孔径65mm，且每次循环至少保留20m的超前距离，当测定的煤体瓦斯压力达到或超
35、过0.74MPa及测压孔施工过程中有卡钻、顶钻、喷孔等现象时，则按突出危险区进行管理，采取打钻预抽煤层瓦斯的区域防突措施；当测定的煤体瓦斯压力小于0.74MPa及测压孔施工过程中无卡钻、顶钻、喷孔等现象时，则视为无突出危险区。2、区域防突措施210803运输巷掘进经区域预测为突出危险区后，在工作面每隔30米布置左、右错位钻场，向210803运输巷掘进方向沿C8煤层布置6个抽放钻孔预抽煤体瓦斯，左右钻场各控制210803运输巷巷道两帮沿煤层走向方向C8煤倾斜长70m范围内的煤体，预抽钻孔根据测压孔深度布置，与测压钻孔的控制巷道距离相匹配，孔径不小于65mm，最短孔深控制工作面前方距离至少50m，
36、钻孔控制巷道轮廓线外12m；且抽放钻孔每次循环至少保留20米的超前距。3、区域措施效果检验当预抽放钻孔单孔抽放瓦斯浓度均小于10%后，进行区域措施效果检验，即在工作面布置3个测压钻孔，测定煤体残余瓦斯压力，此测压钻孔必须与预抽钻孔错开布置，不得与预抽钻孔交叉，否则视为废孔进行重新补打，其孔深与预抽钻孔必须相匹配，至少50米，孔径65mm，每次循环至少保留20m超前距离。当测定的煤体残余瓦斯压力达到或超过0.74MPa时，必须采取延长抽放时间或补打抽放钻孔的措施进行抽放，直到区域措施效果检验有效后方可按无突出危险区进行管理。4、区域验证当区域预测为无突出危险区或采取区域防突措施经区域措施效果检验
37、有效后，采取施工超前钻孔（验证孔）及钻屑瓦斯解吸指标法两种方法进行区域验证。（1）钻屑瓦斯解吸指标法钻屑瓦斯解吸指标法即在工作面向前方煤体施工3个直径42mm、孔深8-10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。预测钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m。当测定的钻屑瓦斯解吸指标K1值小于0.5mL/（g.min1/2）、钻屑量Smax 值小于5.0K g / m时且在施工预测钻孔过程中没有发生瓦斯涌出异常、喷孔、夹钻、工作面响煤炮等突出预兆的情况下，则为无突出危险，否则视为有突出危险。（2）区域验证必须按
38、下列要求执行：首先在工作面向前方煤体施工3个超前距不小于10m的超前钻孔即验证孔，验证孔深根据预抽钻孔孔深确定，但最短孔深至少50米，钻孔终孔点分别控制巷道两帮轮廓线外至少12m，以进一步探测工作面前方的地质构造和观察突出预兆。超前钻孔施工完成且没有喷孔、顶钻、卡钻等明显突出预兆以后，采取钻屑瓦斯解吸指标法再次进行区域验证，经验证也为无突出危险后，掘进作业仍要保留5m的突出预测超前距离，然后进行第二次的验证；钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。 连续两次预测均无突出危险后，在本次预抽钻孔控制范围内，工作面以后每推进1050m（在地质构造复杂区域或
39、采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时宜取小值）至少进行两次区域验证；在构造破坏带必须连续进行区域验证；（3）、当区域验证为无突出危险时，进行消突评价，在规定允许进尺范围内采取安全防护措施后，方可进行掘进作业。（4）、在采用钻屑瓦斯解吸指标法在该区域进行的首次区域验证时，进行掘进作业前必须保留5m的突出预测超前距离，然后进行第二次验证。只要有一次区域验证为有突出危险或施工超前钻孔等发现了喷孔、卡钻、顶钻等突出预兆时，则该区域以后的采掘作业均必须执行局部综合防突措施。（三）局部综合防突措施1、工作面突出危险性预测（1）经过区域验证后为有突出危险或掘进工作面出现下列情况之一的，则判定为突出危险工作面：遇地质构造破坏带，包括断层、剧烈褶曲等。煤层赋存条件急剧变化；采掘应力叠加；打钻有喷孔、顶钻、夹钻等动力现象的。工作面出现明显的突出预兆的。（2）工作面突出危险性预测采用钻屑瓦斯解吸指标法进行，其预测方法及钻孔布置如前所述，但每次预测必须保留5m的预测孔超前距。2、工作面防突措施掘进工作面预测有突出危险后，用钻机打16个（暂定16个，根据现