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1、煤矿1602掘进工作面防突设计（完整版）资料(可以直接使用，可编辑 优秀版资料，欢迎下载） xxxx县xxxx镇xxxx煤矿 1602掘进工作面防突设计 第一章 工作面概况及瓦斯地质 第一节 工作面概况一、巷道名称、用途1602运输巷掘进工作面主要承担1603回采工作面投产时的进风、行人、运输任务。二、巷道设计1602运输巷设计长度530m，沿6中煤层底板掘进，矩形断面，掘进高度2.4m，掘进宽度2.6m，掘进断面5.7m，采用锚网（锚索）联合支护。三、周围开采情况、井上下对应标高和垂深及工作面情况1602回采面为我矿一采区第三个工作面，位于一采区北侧，上部无可采煤层，下部煤层尚未开采，东部、
2、南部为采空区。1602运输巷掘进煤层为6中煤，平均煤厚1.7m，采用局部通风机压入式通风，风机安装在轨道上山新鲜风流中，1602运输巷开口标高为1757m，对应地面标高为1810m,垂深53m。 第二节 瓦斯地质一、地质概况1、我矿含煤地层为二叠系上统龙潭组龙潭组为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色、黄灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、燧石灰岩、泥灰岩、煤层组成。具水平层理、波状层理、交错层理。揭露可采煤层或局部可采煤层为4层。总厚度约300m。由上至下分为三个岩性段。上段由粉砂岩、页岩、砂质页岩、薄层灰岩等组成，含薄煤层及煤线45层。中段以粉砂岩为主，夹页岩、砂质页岩、薄层灰岩，
3、含可采煤层34层，本矿主要开采煤层6中、14#、19#、26#煤层均位于此段。本段厚约110m。下段以粉砂岩为主，夹泥质粉砂岩、砂质页岩、钙质页岩、薄层凌铁质及煤线45层，本段厚约90m。2、构造整个矿区处于xxxx背斜南东翼，区内有向斜一条，该向斜走向呈近南向，向斜西翼地层走向北东南西向，倾向南东，倾角7度；向斜东翼地层走向北西南东向，倾向南西，倾角7度，延伸长度大于3km。3、煤层赋存情况矿区内揭露的可采煤层为6中、14#、19#、26#煤四层（经过对比M16为14#煤，M11为19#煤）；根据邻边资料6中、26#煤层为可采煤层。目前我矿首采煤层为6中号煤层。6中号煤层：位于龙潭组上部，该
4、煤层厚0.205.63 m，一般含02层夹石，一般一层夹石，厚度变化较大，平均采用厚度为1.60m。顶板岩性：直接顶为泥岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。底板岩性：为粉砂岩或细砂岩，局部为泥质粉砂岩。6中号煤层埋藏深度80130m。4、煤与瓦斯突出危险性根据煤炭科学研究总院重庆研究院2021年7月提交的xxxx煤矿6中煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，6中号煤层破坏类型为类构造煤，在+1761m标高以上范围内6中煤层无突出危险性。根据贵州省对煤与瓦斯突出区域的划分及贵州煤矿安全监察局水城监察分局对xxxx煤矿原安全专篇出具的批复文件(黔煤安监水字2007 183号)，矿井按煤与瓦斯突出设计和管理。根据
5、该矿的煤与瓦斯突出鉴定结论，在+1761m水平以上6中煤层开采区域则可以按高瓦斯区进行建设和管理。二、煤层及瓦斯地质煤层产状及瓦斯地质煤 层 产 状走向N160倾向N65倾角2-6煤 层 厚 度1.6m-2.0m 平均1.8m采掘层位6中煤层软分层厚度及层位整个煤层均较松软煤层节理、裂隙层理紊乱、节理、裂隙不发育煤层稳定性煤层厚度变化不大，为较稳定煤层宏观煤岩类型色泽较暗煤种牌号无烟煤水分2.19%灰分23.78%挥发份7.12%煤的容重煤的坚固系数煤的破坏类型煤尘爆炸性煤的自燃倾向1.4t/m0.32无煤层瓦斯含量 m/t煤层瓦斯压力 MPa绝对瓦斯涌出量 m/min近三年来最大瓦斯涌出量为
6、12.240.284.08突出参数测定情况煤层测压为0.28MPa；p=45；f=0.2煤层顶板特性煤层直接顶为泥岩，层理发育局部较为破碎，老顶为细砂岩煤层底板特性煤层底板为砂质泥岩，遇水易膨胀，直接底为砂岩较为完整煤层、顶底板及地质构造等因素对突出影响的综合评述虽然xxxx煤矿6中煤层在+1761m标高以上范围内无突出危险性，此工作面标高为1757m已低于不突出区域标高，煤层中的最高破坏类型（f）、最大瓦斯放散初速度（p）均已达到或超过临界值，仅煤层瓦斯压力未达到或超过临界值，因此在施工中要严格执行区域或局部“四位一体”综合防突措施 第三节 编制依据1、煤矿安全规程20212、防治煤与瓦斯突
7、出规定20213、开采设计、安全专篇4、xxxx煤矿防治煤与瓦斯突出专项设计 第二章 区域防突措施 第一节 区域预测根据煤层瓦斯压力P进行预测。若果没有或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，在确定前可暂按下表预测。瓦斯压力 P MPa瓦斯含量W m/t区域类别 P0.74 W8无突出危险区除上述情况以外的其他情况 突出危险区 第二节 区域防突措施一、防突措施1、在掘进前预抽煤层瓦斯，巷道掘进采用耳朵式钻场进行迈步交替前进抽放。2、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯钻孔应控制的条带长度为60m，巷道两侧的控制范围是：煤层巷道上帮轮廓线外至少20m
8、，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。钻孔超前保护距离为20m。3、钻孔布置图钻场布置：钻场布置在掘进煤巷的两帮，钻场尺寸根据巷邦瓦斯抽放钻孔的布置要求，以及使用的钻机外形尺寸及钻杆的长度确定，为3.03.02.2m。，结合本矿的实际情况，每组钻场在煤巷两侧交替布置，同侧相邻两个钻场之间的距离为40m。钻孔布置异侧相邻两钻场为一组，间距5m，上邦钻场布置8个抽放钻孔，下邦钻场布置8个抽放钻孔，钻孔布置参数在矿井抽过程中，通过对抽放量、抽放浓度、防突效果考察后，根据实际情况进行调整。抽放钻场、钻孔布置见图。4、封孔根据煤层实际情况，抽放钻孔
9、全部采用聚氨酯封孔，封孔深度不小于8m。5、在每个钻孔安设导气管，用多功能参数测定仪检测瓦斯浓度、抽采负压。工作面干管和抽放主管均安设瓦斯抽采计量装置。在低洼处安装放水器。 煤巷掘进工作面边掘边抽钻孔布置图 煤巷掘进钻孔参数表 钻场孔号同侧每组钻场间距(m)钻场格长宽高(mmm)与巷道中线夹角钻孔长度（m）孔口与巷道中心线的距离（m）终孔与巷道轮廓线距离（m）上邦钻场1603.03.02.22603.022 2603.223 660.33.364 960.83.4105 1261.33.5146 1562.23.6187 1857.83.7208 2156.53.720下邦钻场1603.03.
10、02.2 2603.022 2603.223 660.33.364 960.83.4105 1261.33.5146 15 62.23.6187 18 57.83.7208 21 56.53.7204、当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面前进方向距未预抽或预抽防突效果无效区域的边界不得小于20m。5、预抽煤层瓦斯的钻孔在整个预抽区域内应均匀布置，钻孔间距应根据实测煤层的有效抽放半径决定。根据安全专篇确定我矿钻孔抽放半径2m，钻孔在眼底间距控制在4m。6、抽放钻孔直径应根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，钻孔直径在75120mm之间。我矿选用钻孔直径为75mm。7
11、、预抽瓦斯钻孔封堵必须严密，穿层钻孔的封堵长度不小于5m，顺层钻孔的封堵长度不小于8m。我矿要严格执行顺层抽放钻孔的封孔规定，按照要求做好每个钻孔施工参数的记录和抽采参数的测定。8、钻孔孔口抽采负压不得小于13KPa，预抽瓦斯浓度低于30%时，应当改进封孔的措施，以提高封孔质量。二、区域效果检验1、从开口向里每执行一循环（60m）顺层钻孔预抽防突区域措施，设置效果检验钻孔，钻孔布置在巷道迎头与或钻场内，数量不低于三个，深度应小于或等于防突措施钻孔。2、每个效果检验钻孔应布置在钻孔密度较小，孔间距较大，预抽时间较短的位置。尽可能远离周围的各预抽孔或与预抽孔保持等距离，且避开掘进巷道的排放范围和工
12、作面的超前距。3、检验效果采用测定煤层残余瓦斯压力法，临界值为0.74MPa。若瓦斯残余压力小于临界值且未发现喷孔、夹钻等突出预兆，判定预抽区域为无突出危险性。否则为突出危险区。预抽防突效果无效，继续采取补充区域防突措施直至有效位为止。三、区域验证1、采用钻屑瓦斯解析指标法验证。措施的控制范围内各项指标均小于临界值。煤层钻屑瓦斯解吸指标（h2/Pa）钻屑瓦斯解析指标 K1/mL.（g.min）-1钻屑量突出危险性Kg/mL/m临界值 200 0.565.4无突出危险性 200 0.565.4有突出危险性2、煤巷掘进工作面每执行一个循环顺层钻孔预抽防突区域措施，至少进行两次区域验证（每20m进行
13、一次区域验证）。3、每次在工作面向前方煤体施工3个检验孔，孔径42mm，孔深10m。4、检验钻孔布置图孔号孔深 m距中线距离 m与中线夹角 倾角 1、3 10.5 1.3 21 -7 2 10 0 0 0B. 数据库技术的根本目标是要解决数据的共享问题计算机网络试题及答案5、钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于巷道断面中部并平行于掘进方向，其他钻孔终孔位于巷道两侧轮廓线外24m处。6、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。 24. 在SQL的SELECT 查询时，使用_子句实现消除查询结果中的重复记录。第三章 局部防突措施一、工作面突出危险性预
14、测5数据模型不仅表示反映事物本身的数据，而且表示_。巷道在施工前必须进行瓦斯突出危险性预测。本设计采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面的突出危险性。若所有钻孔K1值指标0.5mL（gmin1/2）-1,且未发现其他异常情况，则该工作面无突出危险，否则为有突出危险工作面。钻屑指标法操作及要求如下：t=a1、预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个直径42mm，孔深810m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。2、钻孔应尽可能布置在软分层中，其中一个钻孔位于巷道断面中部，并平行于回采方向。其他钻孔的终孔点位应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。3、钻孔每钻进1米
15、测定该1米段的全部钻屑量S，每钻进2米至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或h2值。c=t4、各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性指标临界值应根据试验确定，在确定前可暂时用下表的临界值确定工作面的突出危险性。do while .t.钻屑瓦斯解吸指标0.5mL（gmin1/2）-1MUL=_ 钻屑量S【答案】A Kg/m L/m 0.5 6 5.45、突出危险性预测为无突出危险性工作面，且无其他突出预兆的情况下，执行安全防护措施后，方可掘进。6、突出危险性预测为突出危险性工作面时，必须采取局部防突措施。二、局部防突措施在煤巷掘进过程中只要有一次区域验证为有突出危险或发现突出预兆，则该区域
16、必须执行局部综合防突措施。1、在工作面迎头布置22个浅孔抽放钻孔，双排布置。钻孔直径75mm，钻孔深度15m，控制巷道两帮轮廓线外5m，钻孔终孔间距不大于3m，钻孔应尽量布置在软分层中，以扩大预抽效果。2、浅孔预抽钻孔布置图及参数表孔号与巷道中线夹角孔深m孔号与巷道中线夹角孔深m 1 0 15 12 0 15 2 10 15.3 13 10 15.3 3 20 16 14 20 16 4 29 11.6 15 29 11.6 5 45 7.5 16 45 7.5 6 56 5.6 17 56 5.6 7 10 15.3 18 10 15.3 8 20 16 19 20 16 9 29 11.6
17、 20 29 11.6 10 45 7.5 21 45 7.5 11 56 5.6 22 56 5.6三、局部措施效果检验1、采用钻屑瓦斯解析指标法进行检验。措施的控制范围内各项指标均小于临界值。煤层钻屑瓦斯解吸指标（h2/Pa）钻屑瓦斯解析指标 K1/mL.（g.min）-1钻屑量突出危险性Kg/mL/m临界值 200 0.565.4无突出危险性 200 0.565.4有突出危险性2、煤巷掘进工作面在采取浅孔抽排防突措施后，进行局部防突效果检验。3、在工作面向前方煤体施工3个检验孔，孔径42mm，孔深10m。4、检验钻孔布置图孔号孔深 m距中线距离 m与中线夹角 倾角 1、3 10.5 1.
18、3 21 -7 2 10 0 0 05、钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于巷道断面中部并平行于掘进方向，其他钻孔终孔位于巷道两侧轮廓线外24m处。6、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。 7、当检验效果有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距（煤巷掘进工作面应保留的最小防突措施超前距为5m，在地质构造破坏严重地段煤巷掘进工作面应保留的最小防突措施超前距为7m）并采取安全防护措施的条件下进行掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足防突措施超前距并同时保留有至少2m的检
19、验孔投影孔深超前距的条件下，并采取安全防护措施后实施掘进作业。第四章 安全防护措施第一节安全防护措施安全防护措施是“四位一体”综合防突措施的第四个环节，其目的在于预测检验失误或防突措施失效后发生瓦斯突出时，避免造成人员伤害而建立的第二道保障线。安全防护措施主要包括远距离放炮、反向防突风门、避难所、压风自救和隔离式（压缩氧或化学氧）自救器等。一、挡栏为了降低放炮（诱发突出）的强度，在炮掘工作面设置12组金属挡栏，金属挡栏由槽钢排列成方格框架，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上再铺上金属网，然后用木支柱将框架撑成45斜面。一组挡栏由两架组成，间距68m，挡栏距
20、工作面距离10m左右。二、远距离放炮、撤人、警戒1、煤巷掘进工作面采用远距离放炮时，放炮地点必须设在进风侧反向风门以外的全风压通风的新鲜风流中或避难所内。放炮地点距工作面的距离不小于300m。（本工作面放炮地点选在轨道上山片盘避难硐室内），警戒点设在运输石门入口处和回风巷入口处下方50m处，各安装一组压风自救系统，数量不少于15个，警戒点必须明显的警戒牌，回风系统的警戒点距回风流的距离不小于50m，警戒人员必须携带自救器。2、远距离爆破时，回风系统必须停电（局扇、监控除外）、撤人（放炮巷道内及被回风流切断安全出口的所有人员）。放炮后进入工作面检查的时间由矿技术负责人根据情况确定，但不得少于30
21、min。3、放炮前必须对通风系统、供电系统、电气设备、压风自救系统进行全面检查，回风系统中的矿车、杂物等清理干净，确保回风系统畅通，支护完好，以减少突出后回风巷阻力，防止瓦斯逆流。确认符合要求后方可进行放炮。4、起爆点人数不得超过3人，其他人员进入避难硐室躲避。5、施工段队放炮前，要提前一个小时通知调度室，以便做好放炮前的准备工作。掘进工作面放炮时，地面监控中心要加强监测，发现异常及时汇报调度室。在爆破时钻孔要正确使用水炮泥，用黄泥封满填实，装完药后再次通知调度室。6、所有人员进入警戒线以内时必须调度室同意，退出警戒时必须及时通知调度室。7、煤巷掘进工作面打眼放炮时，工作面的防突考察钻孔在放炮
22、前必须用黄泥封满填实，经安检员检查封堵合格后方能放炮。8、施工段队必须如实汇报推进情况，加强日常小班调度汇报制度，遇有煤（岩）性特殊变化及时汇报调度室。9、严格执行“一炮三检制”和“三人联锁放炮制”。10、使用的电雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。11、放炮期间严禁停压风和局扇，否则不准放炮。12、掘进工作面放炮后，必须等待30min后，由瓦检员询问监控值班人员工作面瓦斯情况，只有在无异常的情况下，方可由班长、放炮员、瓦检员进入检查确认无隐患后通知调度室，其他人员方可进入工作面施工。三、设置避难硐室1、掘进工作面超过一定距离后，在巷道行人侧设立避难硐室，距离掘进工作面距离不小于3
23、00m。 2、避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设，门框木质坚实，厚度不小于0.1m，包边沿口，四周与门扇接触严密；门扇木质坚实，包制铁皮，背面使用角铁或槽钢加固，厚度不小于0.05m；隔离门门轴设在工作面一侧，能自动关闭；室内净高不得低于2.0m，长度为8m；宽度为2.5m；采用砌碹或锚网喷支护，支护必须保持良好；隔墙采用红砖砌筑，厚度不小于0.5m。周围与围岩密接且进入岩体不小于0.2m。保证墙体平整、无裂缝，满足强度要求。3、避难所内放置足量的饮用水，采用压风管压缩空气供风，必须设减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴，每人供风量不得少于0.1m3/min。并设有与矿(
24、井)调度室直通的 ；4、避难所内配备隔离式自救器数量必须满足最大避难人数的要求。最低不少于15个。5、掘进距离超过500m的巷道内必须设置工作面避难所。目前在距工作面200m的皮带上山设置了避难硐室，在距工作面310m的轨道上山片盘设置了避难硐室。四、压风自救系统1、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，本设计暂采用压风自救系统，但掘进距离超过500m的巷道按每间隔300设置一避难所，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。2、压风自救系统应当达到下列要求：（1）压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的
25、压缩空气管道上；（2）在以下每个地点都应至少设置一组压风自救装置：距采掘工作面2540m的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处等。长距离掘进巷道每隔50m设置一组压风自救系统。（3）每组压风自救装置应可供58个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。（4）、压风自救系统必须派专人维护，确保设备完好、风量足够，且要求24小时随时可以使用。3、压风自救系统的组成1）在地面安装LGFD-55/011M型压风机三台，2台工作，1台备用，每台空压机供风量10m3/min，排气压力0.8MPa，配套电机：功率55kW, 电压380V。从空压机房沿主斜井敷设
26、一趟1084的焊接钢管作压风主管至井底，从主管至采掘工作面压风自救站敷设893.5的焊接钢管作压风支管，压风支管经三通与口含减压器及面罩相连。2）设计压风自救系统安设8组，每组8个减压阀，每个减压阀（避灾时吸风量）风量0.10m3/min。第二节 组织管理措施为了搞好工作面的瓦斯防治工作，我矿颁布了防突责任制度，将防突责任层层落实。一、防突职责矿长：是矿井安全生产、预防瓦斯事故的第一责任人，对矿井瓦斯治理工作的资金投入、一通三防管理机构设置及人员配备、特种作业人员配备、员工培训、物资器材供给等负全面领导责任。全面负责瓦斯综合治理的各项工作，加强对小组成员的组织领导，明确责任，组织编制瓦斯综合治
27、理各项管理制度及考核办法，及时解决瓦斯综合治理所需的人、财、物，随时监督检查瓦斯综合治理各项工程进展情况，确保各项工程有条不紊的顺利开展。总工程师：是煤矿预防重大瓦斯事故的技术负责人，为矿井瓦斯治理提供技术保障，负责组织编制瓦斯综合治理方案以及瓦斯综合治理各各项工程施工规程、措施会审、培训、考核。负责一通三防各项工程的实施和通风质量标准化的达标工作。通防工程师：是矿井通防工作的主要负责人，协助总工程师搞好矿井的一通三防工作的管理和隐患处理。负责矿井一通三防质量标准化的技术工作，做好一通三防质量标准化检查、整改工作，负责矿井通风、防尘、防灭火、防止瓦斯技术措施、报告、方案以及矿井、采区、工作面的
28、一通三防工程设计的编制工作。负责通风安全技术新装备的推广应用工作。生产矿长：是矿井瓦斯综合治理工程的直接指挥者，负责组织各施工单位严格按照煤矿瓦斯综合治理专家会诊考评标准进行施工建设，随时掌握各类重点工程的进展情况，负责对各类重点工程的检查和考核，确保各项工程按时、按质、按量完成。安全矿长：负责各类工程施工过程中的安全监察和监管，负责规程、措施以及瓦斯综合治理各项管理制度的贯彻落实，杜绝违章指挥和违章作业，确保矿井安全生产。机电矿长：负责组织机电、运输系统人员严格按煤矿瓦斯综合治理专家会诊考评标准中的机电、运输整改要求进行施工，随时掌握重点工程的施工进展情况，组织本系统重点工程的检查和考核，确
29、保机运系统整改工程按时、按质、按量完成。通风科长：组织实施抽采钻孔施工1、抽采系统管理，确保抽采达标煤量满足矿井生产计划的需求。负责矿井通风瓦斯管理，风量计划和风量分配，确保各用风地点的有效风量满足安全生产的要求，杜绝矿井瓦斯超限作业。负责主要通风巷道的维修工作，及时优化和调节通风系统，确保通风系统独立、畅通和可靠。调度室：保证各工作面各地点甲烷传感器监测数据的可靠性、准确性。调度员必须熟悉回采工作面作业规程和防突知识。负责落实放炮期间停电、撤人、站岗以及通风系统情况。监测炮前防突风门是否关闭和炮后瓦斯浓度变化情况，有异常立即报告指挥领导小组及相关科室。通防科：负责监督检查回采面瓦斯治理、通风
30、、防突考察等工作，对异常情况及时分析。监督检查瓦斯治理措施现场执行情况。安全科：负责监督检查作业规程及各项施工措施的现场落实，负责瓦斯检查工作。技术科：负责落实考核进尺情况，加强顶板支护监督检查。机电科：负责每天检查一次设备失爆情况，并有记录可查。施工段队：严格按照作业规程要求进行施工，及时对检查出的问题落实整改。保证通风系统合理稳定。负责施工区域的通风设施管理和维护。二、钻孔施工管理措施1、钻孔施工单位必须按技术人员现场标定巷道中腰线、定向基准线施工，按照要求标定施工地点基准点、基准线、基准面，并由钻孔单位管理。钻孔前按照设计参数标出孔口位置并用标记牌做好孔口标记。开钻前必须在开口处捣窝、定
31、位、定向，确认无误后方可开钻。2、施工人员和监钻人员施工前必须学习施工设计，熟知钻孔施工参数和有关规定标准，掌握钻孔参数测量、操作技术。掌握钻孔的开孔位置、角度、深度及钻孔单位和监钻地点的详细情况，掌握钻孔标定方法，钻孔单位在施工现场要设有经批准的钻孔施工图牌板，现场配有皮尺、工程线、钻孔施工偏角对照表和坡度规等量具。钻孔施工人员施工时要带齐标定钻孔量具，按设计标定钻孔。3、钻孔偏角定位采用钻孔施工偏角对照表，倾角用坡度规测量。4、开钻前钻孔单位必须标定钻孔倾角、偏角，班组长、瓦检员、安全员必须在现场检查，对钻孔参数进行检查落实，确保钻孔参数正确。5、退杆时监钻人员（队干、瓦检员、安全员、防突
32、工）必须在现场检查钻杆长度。6、稳钻时用坡度规确定钻孔的倾角，退钻前再次测量钻孔倾角，并把实际角度填入钻孔施工原始记录表中。7、退杆时瓦检员、安全员必须在现场，与打钻人员共同监督钻孔深度是否到位，每完成一个钻孔由施钻单位填写钻孔施工原始记录表2份，钻孔施工负责人及监钻人员要认真填写，详细记录实际施工参数及有关情况，随时掌握钻孔见顶、见底或见断层深度以及见煤点、止煤点等有关数据，如实描述钻孔施工情况。原始记录要妥善保管，不得有缺项，严禁随意涂改。钻孔施工原始记录表填好后现场的安全员、瓦检员、防突员、施钻负责人要在现场共同签字确认。钻孔施工原始记录表要清楚详细，字迹工整清晰，杜绝涂改、空白现象。8
33、、每个钻孔施工后必须及时上图，施工结束后，钻孔竣工图、钻孔施工原始记录表及时上交防突部门审核、存档、备查。三、施工段队管理措施1、施钻单位必须严格按照防突管理有关规定和防突措施及措施效果要求组织施工，并协调好生产与防治突出措施的关系，做到安全生产，严禁超掘。若发现放炮后瓦斯大要及时上报调度室，总工程师要及时组织防突部、地测部等部门根据现场情况制定下一步施工方案。2、负责突出危险性预测预报和施工防突措施的工具配备，并组织人员按照防治突出措施的要求施工。3、负责实施防治突出措施所需的机电设备的安设和维护工作。4、负责对所辖区域内人员贯彻防突管理规定、防突措施等，加强防突基本知识教育，施钻人员必须学
34、习本措施并经考试合格方可上岗。5、所有人员必须熟悉突出预兆，预兆有：有声征兆煤壁发生震动或冲击，并伴有声响。煤层变形发出劈裂生、鞭炮声、机枪声、炮击声和远处雷鸣声。声音一般由远到近，由大到小，先单响后连响，最后一声巨响，接着便发生突出。顶板来压，出现裂缝，发生断裂声，支架被压断，发出折断声。无声预兆紧接着响声工作面压力增大，煤壁坍塌，片帮掉渣，煤被挤出，喷出、弹出，局部隆起，顶板下沉，底板鼓起，打眼顶钎、夹钎、喷孔，装药顶炮。煤质变软，有时软硬相间，疏松易碎，层理紊乱，光泽暗淡。地压活动剧烈，工作面瓦斯涌出量大或忽大忽小或呈喷出状，温度下降，空气变冷，煤壁发凉。人在工作面感到头昏发冷。6、施工
35、中要安排专人观察预兆，发现异常情况要及时向调度室汇报，跟班队长、班长及时把工作面及沿途所有人员撤到安全地点。7、跟班队长、班长必须每班向调度室汇报工作面煤层厚度、软分层、地质构造、瓦斯涌出等变化情况。8、跟班队长、班长或技术人员负责观察施工中工作面瓦斯涌出、断层（煤层）倾角、煤层厚度及软分层厚度变化、矿压变化及其他预兆，每班向调度室汇报并交班。发现异常应立即停止工作撤出人员并及时向调度室汇报。第五章 通风、抽放系统、安全监控 第一节 通风一、通风设施1、矿井采用中央分列式抽出式通风，安装两台FBCDZ-16主扇，电机功率分别为2*55KW，一台使用一台备用。矿井总进风量约1887m/min,总
36、排风量约1920m/min,1602回风顺槽采用局扇压入式通风，功率2*11KW，安装了双风机双电源自动切换装置，采用600mm风筒向工作面供风，风筒出口风量380m/min.通风系统独立可靠。2、通风管理1602运输巷施工前，施工段队必须把所有影响范围内的通风设施做全面检查，如有损坏必须立即修复加固，确保完好。所有通风设施必须保证牢靠、完好，风筒吊挂平直，风筒出口距迎头5m，接头严实，不漏风确保有足够风量。严禁无风、微风作业。通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置。检查工作面的进回风风量，如发现风量减弱，立即查找原因进行解决，必须保证工作面风量达到规定要求。二、防突风门防突风门通常是单向加强
37、风门、常开风门，仅放炮时关闭，是为了防止掘进工作地点发生煤与瓦斯突出时，冲击其它工作地点、大范围破坏矿井主要通风系统，在石门和煤巷掘进工作面进风侧设置防突风门，以控制突出时瓦斯能沿回风道流入回风系统。1、在1602运输石门建立两道防突风门。在突出煤层的石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4m。2、反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，应当根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10m，与工作面的最近距离一般不得小于70m，如小于70m时应设置至少三道反向风门。3、反向风门前后5m范围内巷道支护完好，无
38、片帮、冒顶现象，无杂物、积水、淤泥。反向风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。4、墙体平整，无裂缝、重缝和空缝，严密不透风。门框木质坚实，厚度不小于0.1m，包边沿口，四周与门扇接触严密；门扇木质坚实，包制铁皮，背面使用角铁或槽钢加固，厚度不小于50mm；风门能自动关闭。5、通车风门必须设置底坎，门扇底部距离轨面高度不得大于20mm，门扇下部设挡风帘，
39、墙体的所有管孔必须用水泥砂浆封堵严实。6、通过每一道风门墙体的风筒都必须设防止逆流装置（逆止阀），铁风筒铁板厚度35mm，逆止阀铁板厚度不小于5mm。7、跨刮板运输机构建防突反向风门时，过刮板运输机的通道必须设置在风门墙体下部，刮板运输机槽上平面不高于巷道底板，距刮板运输机通道上平面不高于0.2m，刮板运输机两帮间隙不大于50mm，风门墙体刮板运输机通道必须安设防逆风装置，可采用防逆流木挡板或橡胶皮带。采用木挡板隔断时安装方式为向下倾斜均力吊挂（一旦发生突出时，气体冲击可以自动关闭），放炮时人为将挡板放下，并用虚煤封堵严实，严禁漏风。当采用橡胶皮带时，厚度不小于6mm，周边大于通道100mm以
40、上，通道两侧都要安装。8、风门墙体的排水沟采用低于巷道底板的反水沟，深度根据风压大小来构筑，不漏风。三、设施管理1、该巷道施工设专职瓦检员，不得频繁更换，瓦检员要熟悉防突知识。掘进工作面回风侧不得设置调节风量的设施，专职瓦检员要每班检查风门及附属设施情况，如发现反向风门关闭不严、防逆流装置不灵活、反水沟不完好等情况要立即向调度室、信息站、通风科汇报，并要求施工段队严禁进行扰动煤体的作业，只有通风设施处理好后方可作业。2、人员进入工作面时瓦检员或班组长必须把反向风门打开顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。 第二节 瓦斯抽放系统矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套低负压抽放系统抽放采空区和上
41、隅角瓦斯，每台瓦斯抽放泵额定流量35m/min，型号2BEA253，电机功率55KW。共两台（一台工作一台备用）。一套高负压抽放系统抽放本煤层瓦斯，每台瓦斯抽放泵额定流量35m/min，型号2BEA253，电机功率55KW。共两台（一台工作一台备用）。抽放瓦斯管主管沿风井井筒底板敷设，间隔69m设置一个混凝土支承；支承高度不小于0.3m。采区抽放管路与电缆分别挂在巷道两侧，采用沿巷道底板悬臂支承等方式敷设，支承高度不小于0.3m。在倾斜巷道中每隔80100m均设置一个止推支承。地面瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其他建筑物。管路坡度取1%，管接头，阀门以及各种零部件须安装严密，应具有良好的气密性和
42、足够的机械强度，并应满足防冻、防腐要求；不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。1602回风顺槽掘进区域沿6中煤层钻孔抽放瓦斯，根据抽放情况及测压孔的压力表显示小于0.74MPa以下之后，打检验孔检验，当检验K1值和钻屑量均无超限后方可允许施工。第三节 监控系统1、矿井安装国内较先进的KJ73N煤矿监测监控系统，分别对矿井主要通风机、局扇、瓦斯抽放站的开停状态、井下各掘进工作面、回采面及其回风流中的瓦斯浓度、温度、烟雾、风门开闭、断电、馈电等进行实时监控。T1瓦斯传感器安设在回风顺槽内距工作面迎头5m处。监测工作面风流中的瓦斯浓度。当T10.8%时报警、断电，当T10.8%时复电。T2瓦斯
43、传感器安设在回风顺槽开口往掘进方向10-15m处，监测工作面回风流中的瓦斯浓度。当T20.8%时报警、断电，当T20.8%时复电。2、瓦斯动态观察监测队要密切观察巷道瓦斯变化情况，兵进行连续监测，发现放炮后瓦斯最大浓度和超限时间等出现异常必须立即向调度室、防突部、总工程师汇报；通风科长每天审阅监测曲线，对每天的瓦斯监测资料及时分析，发现瓦斯监测资料异常要及时查明原因，有突出危险必须采取果断措施并向总工程师汇报；掘进工作面可根据瓦斯涌出预测工作面的瓦斯突出危险性。基本条件是：掘进工艺不变，坚持正规循环作业，风量、风流稳定，以回风流瓦斯传感器读数为准，传感器距回风口位置不变，在发现放炮后瓦斯变化较大等情况，立即由监