1202工作面补切眼防突措施（修改）(2)

兴文县玉竹山煤矿 1202工作面补切眼

掘 进 工 作 面 防 突 措施

玉竹山煤矿总工办 2014年11月3日

1202工作面补切眼掘进防工作面突措施

编 制： 生 产 科： 通 风 科： 机 运 科： 调 度 室： 安 监 科： 机电副矿长： 安全副矿长： 生产副矿长： 防突技术负责人：技术负责人： 矿 长：

审 批 表

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安全技术措施贯彻记录表

措 施 名 称 时间 地点 主持人 贯彻人 应到： 人： 实到： 人： 贯彻内容： 贯 彻 签 字 表 2

1202工作面补切眼

掘进工作面防突措施

目 录

一、 概述

（一）工作面位置及相邻关系

（二）工作面煤层、瓦斯、地质构造情况 （三）相邻区域巷道布置情况 （四）水文地质情况 二、组织管理措施 三、工作面综合防突措施 （一） 区域综合防突措施 1、区域突出危险性预测 2、区域防突措施 3、区域措施效果检验 4、区域措施验证 （二） 局部综合防突措施 1、工作面突出危险性预测 2、工作面防突措施

3、工作面防突措施效果检验 4、安全防护措施 四、防突其他管理 （一）技术管理

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（二）现场管理 五、避灾 六、附图

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1202工作面补切眼 掘进工作面防突措施

一、 概述 （一）工作面慨况

1、工作面位置及相邻关系

由于断层影响，在工作面中下部煤层被构造挤压，顶板破碎，煤层厚达6m左右，破碎，无法开采，因此，决定在构造煤之上正常煤层中另掘补机巷和补切眼，为1202工作面开采服务。根据1202工作面补切眼设计，1202工作面补切眼位于+150m水平1202工作面上下段，沿工作面倾向布置在1202轨道巷、补机巷和风巷之间，并与两巷贯通，形成工作面新的开采系统。

1202工作面补切眼南为1202回风上山；北为F3次级断层边界及永清河保安煤柱薄化区，东面是+150m1202轨道巷、1#石门，西为1202补机巷和风巷，该区域无其它采掘作业。详见附图二：1202工作面补切眼平面布置图。

2、防突巷道工程量：根据1202工作面补切眼设计，1202工作面补切眼防突工程量98m。

（二）工作面煤层、瓦斯、地质构造情况

1、煤层：该巷所处区域11#煤层与1202轨道巷、风巷煤厚基本一致，一般1.5—2.2米，平均厚度1.8m。煤层属不易自燃；煤尘无爆炸危险性。煤层直接顶为砂质泥岩、粉砂岩，厚度1.2-2.65米，老顶为砂岩，厚度平均2.5m左右，底板为砂质泥岩，厚度平均1.0m，详见附图一：地质柱状图。 2、瓦斯：根据1202轨道巷掘进工作面掘进情况，预计瓦斯较大。矿于1997年在+250m水平曾发生过煤与瓦斯突出，属煤与瓦斯突出矿井。 3、地质构造

矿井煤层受f3、f4断层的影响，不太稳定，煤层厚度变化频繁，并有局

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部小构造，煤层倾角有一定变化，一般在150～300之间。根据1202轨道巷和回风上山施工情况，由于受f3断层影响，预计有小断层构造。 （三）相邻区域巷道布置情况

1202工作面南面布置了1202回风上山与1202 回风巷相连，布置了+200m顶板巷，1202回风巷、顶板巷又与二采区总回风上山相连，形成了1202工作面补切眼掘进的回风系统，同时布置1201轨道巷与1202轨道巷相连，形成掘进1202工作面补切眼施工的运输系统和进风系统，通风系统独立，可供施工使用，详见附图二。

（四）水文地质情况

区内地层总体属缓倾斜的单斜构造，地层走向北西-南东，倾向北东 ，倾角15--28°，一般在21°左右；总体上，区内构造属简单的单斜构造类型。

区内水文地质条件中等，地表水系不发育，仅有大气降水部分渗透作为地下水的补给源，矿床开采的主要充水因素为顶板裂隙含水层，但充水量较小；根据地质资料，1202工作面轨道巷、回风巷及补切眼对应上覆地层中只有长兴组含水层是工作面的充水源，其余含水层已被隔水层隔开。地表无沟谷、溪河、塘库等水体，无民房，在掘进过程主要受上覆长兴组含水层裂隙水威胁。底板距二叠系下统茅口组含水层约有100m，对巷道掘进无影响。 二、组织管理措施 组织机构：

1、 矿成立1202工作面补切眼掘进工作面防突管理领导小组 组 长：曾其忠 副组长：张文革、陈启均

成 员：刘腾辉、刘伟、任刚明、易启明、李济廷、罗天平、刘春江、任奉华、张小华、王波

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防突管理领导小组下设防突办公室。陈启均任防突技术负责人，负责编制防突设计措施以及防突工作计划,指导防突施工队伍完成防突措施的实施和预测预报以及措施效果检验工作，有重大情况必须向矿长和矿技术负责人汇报。阮祥汉防突队长，具体负责1202工作面补切眼煤与瓦斯突出的治理，检查防突工作的执行情况，掌握煤与瓦斯突出的动态，安排落实防突人员，严格按防突措施进行防突工作，填写突出卡片，积累突出技术资料。其余人员严格按防突规定和矿制定的煤与瓦斯突出各级安全生产责任制，各施其职，各负其责，确保防突工作的顺利开展。

2、专职安全员对“防突规定”和防突技术措施的贯彻执行情况进行监察，监督检查防突技术措施在现场的落实情况，制止违章指挥、违章作业。 三、工作面综合防突措施 （一）、区域综合防突措施 1、区域突出危险性预测

我矿于1997年在+250m水平曾发生过煤与瓦斯突出，2012年宜宾市瓦斯等级鉴定，属煤与瓦斯突出矿井。2009年8月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对我矿+250m水平11#煤层进行了瓦斯压力测试和参数测试。测试结果相对瓦斯压力为0.87MPa，绝对瓦斯压力0.97MPa，大于防治煤与瓦斯突出0.74MPa的规定，煤层具有突出危险性。 2、区域防突措施

根据1202工作面防突设计，采取了顺层钻孔预抽工作面回采区域煤层瓦斯区域措施，措施实施情况如下： （1）瓦斯抽放参数：

根据四川省安全科学技术研究院编制的《四川省兴文县玉竹山煤矿瓦斯抽采设计》，煤层瓦斯含量为21.8m3/t。根据矿业大学开采与安全教育部重点实验室提供的[兴文县万寿镇玉竹山煤矿11号煤层瓦斯参数测试报告]参数结论，煤层相对瓦斯压力为0.87MPa ，绝对瓦斯压力0.97MPa。根据

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我矿瓦斯抽放情况考察，二采区长时抽放单孔平均抽放量约0.005m3/min，高负压中长时集中抽放量，顺层钻孔单孔抽放量约0.03-0.08 m3/min,抽放半径3米。。 （2）钻孔布置

在1202工作面机巷布置順层抽放钻孔50个，预抽工作面煤层区域瓦斯；除去风巷15m条带抽放控制斜长范围和机巷轨道巷以上为控制运输巷而加宽为30m的抽放条带后，工作面順层钻孔实际新抽放平均为55m。除去切眼条带30m，工作面走向控制215m，钻孔抽放设计详见附图三。措施实施情况：见附图四钻孔竣工图。

（3）钻孔设计抽放时间

1）、順层钻孔控制新抽范围内煤炭总量 G=a×b×m×d=55×215×1.7×1.55=31159吨； 式中：a—防突钻孔控制新抽倾向长度平均55米：

b—防突钻孔控制走向长，215米： m—煤层厚度，1.7米： d—煤的容重，1.55t/m:

2）、钻孔控制范围内应抽瓦斯量

W=G×（X-X1）=31159吨×(21.8-7.9)=433110.1m3 式中：W-应抽瓦斯量，m3；

G-顺层抽放钻孔控制范围内的煤炭总量,吨； X-煤层瓦斯含量，取21.8 m3/min；

X1-煤层残余瓦斯含量，m3，根据防治煤与瓦斯突出规定小于8 m3/t，取7.9 m3/t；

3）、设计顺层抽放钻孔日抽放量 Q=B×q×60×24=48×0.05×1440=3456m3 式中：Q-设计穿层抽放钻孔日抽放量， m3/t

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B-顺层抽放钻孔个数，48个

q-单孔抽放流量，根据我矿抽放统计资料，取0.05m3/min

4）、预抽时间

T=W÷（Q×K）=433110.1÷（3456×80%）=157天 式中：T-预抽时间，天 K-日抽放时效，取80%

其余符号同上。

5）、实际抽放时间：2013年11月施工完毕投抽，实际施工了50个钻孔，可抽瓦斯48个，抽到2014年8月底，抽放瓦斯459220.84万m3。

3、区域措施效果检验

（1）检验方法：该工作面根据1202工作面回采防突设计，采取了顺层抽放钻孔预抽工作面煤层瓦斯区域措施。根据防突规定，采取间接计算煤层瓦斯残余含量法检验。 （2）检验指标：

表1 煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域检验的临界值

瓦斯压力(P/Mpa) < 0.74 瓦斯含量W/ (m3.t-1) < 8 区域类别 无突出危险区 突出危险区 除上述情况以外的其他情况 （3）检验结果：

A、瓦斯抽放时间:从2013年11月起到2014年8月,共计10个月. B、瓦斯抽放量: 到8月底止已抽放瓦斯459220.84万m3(纯量),抽放率67.6%。

C、措施效果：该面经顺层钻孔瓦斯抽放后，吨煤残余瓦斯含量为7.33m3/T，小于8 m3/T的防突规定，达到措施效果要求。

（4）、措施效果评价：

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1202回采工作面防突措施经措施效果检验，达到防突规定，措施有效，可以执行区域验证回采，见1202工作面消突效果评价报告。1202补切眼在1202工作面可以进行验证掘进。

4、区域措施验证

（1）、验证方法：采用钻屑指标法，钻孔布置详见附图五、附图六 （2）、突出危险性判断：验证判定指标见表2： 表2 判断突出危险性的钻屑指标

△h2 pa ≥200 ＜200 最大钻屑量Smax ㎏/m L/m ≥6 ＜6 ≥5.4 ＜5.4 K1 mL/(g.min1/2) ≥0.5 ＜0.5 危险性 突出危险工作面 无突出危险工作面 大于或等于临界值判定为突出危险工作面，小于临界值判定为无突出危险工作面。

（3）验证次数：

A、1202工作面补切眼开始掘进时，立即连续进行至少2次区域验证，即在掘进前进行第一次验证，无突出危险，保留不少于5米的最小防突措施超前距离后，执行安全防护措施进行掘进；掘完允许掘进进度后，立即进行第二次验证，无突出危险后，则工作面每掘进10米，至少进行2次区域验证。

B、在构造破坏带连续进行区域验证。

C、工作面每班掘进前必须打一个超前距离不小于10m的超前钻孔，探测地质构造和观察突出预兆。

D、工作面经验证为无突出危险后，必须采取安全防护措施后进行掘进。

E、经区域验证只要有一次有突出危险，则该区域以后的掘进作业均执行局部综合防突措施。

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（二）、局部综合防突措施 1、工作面突出危险性预测

（1）预测方法：采用钻屑指标法，钻孔布置详见附图五、附图六。 （2）突出危险性判断：预测判定指标见表2，大于或等于临界值判定为突出危险工作面，小于临界值判定为无突出危险工作面。 （3）工作面循环预测

为防止区域防突措施穿层预抽或顺层预抽可能出现局部因隐伏构造影响，瓦斯压力仍然较大，可能仍有突出危险，工作面实施连续预测预报，即在工作面每次预测预报无突出危险所下达的允许掘进进度掘完后，立即进行下一次预测预报，以此类推，连续进行，未进行预测预报不得掘进。

①、预测方法：采用上述工作面突出危险性预测所选取的钻屑指标法进行预测。

②、预测钻孔布置

A、煤层赋存稳定，软分层厚度在0．3m以下时布置三个孔，钻孔直径42mm，孔深8-10m，其中一个钻孔位于巷道断面中部，并平行于巷道掘进方向，其余钻孔的终点位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m处，详见附图五、附图六。

B、受地质构造影响，煤层增厚或变薄地带，或软分层在0.3m以上时，布置5-6个预测孔，即在巷道断面顶部和下部沿巷道掘进方向或在工作面软分层增厚的位置，向巷道顶部和底部增加布置预测钻孔，同时探清前方煤层情况，若探得前方煤层厚度发生急剧变化，则立即实施防突技术措施。超前排放钻孔详见附图七、附图八。

③、预测参数及工作指标

预测参数有钻屑量S值、钻屑瓦斯解吸指标K1值，按表2的工作指标判定工作面的突出危险性。

④、允许掘进进度：经预测无突出危险和突出预兆时，按预测孔投影

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到巷道掘进方向上保留不少于5m的防突措施超前距离，下达掘进允许进度，并执行安全防护措施组织掘进。允许进度掘完后，立即进行下次循环预测，未经预测严禁掘进。

2、工作面防突措施

1202工作面补切眼施工时，经验证或预测有突出危险时，则采用超前钻孔排放或抽放瓦斯等局部防突措施来消除潜在的突出危险。

该工作面经钻屑法预测或验证工作面前方无突出危险时，留足足够防突措施超前距离，执行安全防护措施进行工作；如有突出危险时则采用超前钻孔排放或布置抽放孔预抽等措施来消除潜在的突出危险。

（1）浅钻孔超前排放 ?、钻孔布置

浅孔超前排放孔布置在相对最软的软煤分层中或预测参数超标的预测孔附近，成扇形布置，孔深一般为9m-12m。孔径为42-75mm，控制巷道断面及两帮轮廓线外不小于5.0m。钻孔个数根据煤层厚度和钻孔有效排放半径而定。钻孔有效排放半径为：直径42mm的钻孔有效排放半径不超过0.5-0.7m，直径75mm的钻孔有效排放半径不超过0.7-1.0m。

当构造煤厚度小于1.2m时布置单排排放孔；当构造煤厚大于1.2m时，布置双排排放孔，以控制整个煤层，钻孔的终孔间距必须小于有效排放半径，且必须保证不留“空档”，以便前方煤体得以充分卸压，排放孔布置方式详见附图七、附图八。

?、钻孔施工

排放孔的施工方法与预测孔相同，排放孔施工中喷孔严重，则需要停止施工，待瓦斯浓度降至1.0%以下时，方可恢复施工。 （2） 深孔超前排放措施

当超前浅孔排放措施不能及时消除工作面前方的突出危险以及钻孔施工难度大、工程量特别大、不能满足防突的需要时，采用深孔超前排放

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措施与浅孔超前排放相结合的措施，其具体实施方法：首先由生产班组在碛头或按设计要求施工好钻场；其次，由防突队按矿技术负责人设计的钻孔施工顺层排放钻孔（排放钻孔设计由矿防突技术负责人根据其具体情况到时编制）。

（3）瓦斯抽放：当采取深孔超前钻孔排放瓦斯措施，钻孔长时间达不到排放效果时，则将深孔超前钻孔封孔，进行瓦斯抽放。若现场具备重新打钻布置抽放钻孔的条件，也可重新打钻布置抽放钻孔，进行瓦斯抽放。抽放钻按扇形布孔，布孔数量一般7—9个，孔径75mm，控制巷道断面及两帮轮廓线以外8-10m﹙平巷上邦不少于10.0m, 下邦不少于8.0m﹚，终孔间距2-4m，抽放半径1.0－２.０m，采用水泥砂浆封孔，深度不低于10米，并保证严实不漏气，孔口负压要求大于13Kpa，抽放浓度20—50%。经抽放后，经调试每个单个钻孔瓦斯抽放浓度都达不到抽放浓度要求后，进行措施效果检验，经检验措施有效后留足5.0m的防突措施超前距离组织掘进。 3、工作面措施效果检验

凡是实施抽(排)放钻孔措施后，必须进行措施效果检验，以证明措施是否有效。

①、检验方法：检验孔测试方法、参数及工作指标与预测相同。 ②、检验孔布置：

检验孔必须要具有针对性，检验孔布置在预测超标的钻孔附近和布置在施工措施孔时有喷孔等突出预兆的措施孔附近，距周围各防突措施孔尽可能保持相等距离，孔数不少于3个(根据施工中的异常钻孔，可适当增加)，孔长8.0m-10.0m，孔径42mm。

③、经检验，测试参数未超标，并且未出现突出预兆，措施有效时，若检验孔与防突措施孔向巷道掘进方向的投影长度相等，则可在留足不少于5m的防突措施超前距离，执行安全防护措施组织生产。当检验孔的投影孔深小于防突措施孔投影孔深，则在留足所需的防突措施超前距离并同时

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保留有2m检验孔投影孔深超前距离的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。

④、经检验，工作面前方仍有突出危险，则必须采取相应的补救措施，如增加抽(排)放孔数量或延长抽(排)放时间等，并再次进行检验，只有经检验措施有效，所测参数不超标，且未见突出预兆，工作面前方煤体无突出危险后，方可按上述要求，按矿技术负责人审批的《防突技术措施效果检验报告》单的要求组织生产。

4、 安全防护措施 （1）避难所

我矿在二采区设置有紧急避险硐室，硐室设置有向外开启的防爆隔离门和观察孔，室内净高3m、长度28m、宽度4m，设有与矿调度室直通的电话。避难所内配备有60台压缩氧自救器，安装有60个压风自救袋，由地面30 m3空压机直接供风。 （2）压风自救系统：

矿按规定设置了井下压风自救系统，风源由地面空压机供给。地面空压机输出管路分别通过副斜井、原玉竹山煤矿主平硐主管路、各提升巷道、水平运输巷分管接通各采掘工作面区域的支管路，向采掘工作面供风，形成供风系统。

1202工作面补切眼施工压风自救系统供风系统：

地面空压机→副斜井→+150m车场石门→+150m1201顶板巷→+150m1201轨道巷→1202工作面轨道巷及补切眼。

工作面压风自救袋设置

①、工作面压风自救袋设施主管选用?20镀锌管，安装在工作面压风管路上，并设置闸门控制。

②、压风自救袋分管选用与压风自救袋控制闸阀规格一致的镀锌管，按600mm间距接设在主管路上，每个分管安装一套压风自救袋，离地高度

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800mm。

③、每套压风自救袋设控制闸阀和减压装置，用时避难人员坐地将自救袋打开罩住头，打开阀门，经减压装置减压后的新鲜空气流出即可供人呼吸，每个自救袋的空气供给量每人不得少于0.3m3／min。

④、工作面每组压风自救袋设置个数按核定作业人员加管理人员设置，其余地点按5-8个设置。

⑤、工作面自救袋设置在距掘进工作面25～40m左右的地点,回风巷道压风自救袋在距第一合流点以里50m左右设置一组，中间段按100m-150m设置一组。

⑥、压风自救袋必须安设在宽敞、完好、利于人员避灾的巷道或硐室内。供风管路必须垫托和捆绑牢固，需横跨巷道的支管要从巷道底板上穿过，有条件处压风管路应从进风侧进入压风自救袋。 （3）通风系统及正方向风门设置

1）正反向风门设置位置：在1202轨道巷入口以里设置一组两道正方向控制风门，设风窗和风筒孔，为掘进1202补切眼施工防突使用。风窗400×400，安装逆止门，风筒孔?500mm,设逆止门。

2）防突通风系统

1202工作面补切眼掘工作面采用独立的通风系统，局部通风机安在+150m1202轨道巷正反向风门进风侧，采用双风机双电源自动切换，新风从主副斜井→+150m1201顶板巷→1202轨道巷局扇、风筒→1202补切眼碛头。工作面乏风→1202工作面补切眼→1202工作面→1202风巷→+200m1202顶板巷→矿井北回风斜井→地面，详见附图九。 3）防突正反向风门设置要求

A、反向风门门墙用砖砌筑，风门四周掏槽见硬帮、实底，且嵌入巷道周边岩石深度不得低于0.2m。风门墙厚1.0m。门框和门扇采用坚实的单层木制结构，门框厚度100mm，门扇厚度50mm，并在门扇面上订贴厚度2mm

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的铁板，铁板全部掩盖门扇，铁板与门扇用螺栓和铁钉连接牢固，横梢和角铁3根，保证风门牢固可靠。

B、每道反向门都有牢固的底坎和扫脚布，其底坎在反向风门关闭后能将其抵牢，使反向风门受突出压力时有较强承压能力。正、反向风门处设有水沟时，无水时用砼将水沟堵严；有水时设置挡风帘和反水池，且放炮时用料石在反向风门侧将水沟作临时封堵严密，放炮完毕再将封堵料石取开。

C、风门风窗、风筒孔的回风侧设置逆止门，逆止门必须全部掩盖风窗、风筒孔洞，且超过风窗、风筒孔周边不低于20mm。逆止门用厚度不低于50mm的木板，加厚度不低于2mm的铁板用铁钉牢固联接而成，然后用绞链与风门墙体连接牢固。

D、正向风门每道都必须在进风侧加横杠（抵门杠），每次放炮前将风门关闭并用横杠抵牢。横杠用直径不小于200mm的木料或工字钢，其两端支点必须牢固。 （4） 自救器：

矿按规定配置了压缩氧自救器，所有入井人员必须携带压缩氧自救器。 （5）远距离放炮

严格执行“井外放炮”制度。工作面放炮时，必须将井下所有人员撤出井口，并由井口管理值班员清齐人员，向值班矿长汇报后，经值班矿长同意后，方准进行放炮。放炮点设在井口20m外的安全地点。 四、防突其他管理措施 （一）、技术管理：

1、加强瓦斯地质工作

地质工作是防治煤与瓦斯突出的基础工作，在1202工作面补切眼施工过程中，矿地质人员应及时收集前探孔资料，到现场收集观察煤岩层变化，分析预测前方地质情况，以指导1202工作面补切眼掘进的防突工作。

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2、生产科技术组，根据地质预报和探孔资料复核1202工作面补切眼措施，需作修改及时修改。

3、通风科防突办组织好该工作面通风技术管理和防突技术管理，及时收集填会防突措施资料，分析瓦斯动态变化，并根据地质预报和现场煤层变化制定相应的防突补充措施。

4、安全科监督检查防突措施落实情况，措施不到位，坚决停止生产。 5、施工人员的培训 培训的主要内容：

（1）煤与瓦斯突出的基本规律和煤与瓦斯突出的预兆； （2）有关煤与瓦斯突出管理的规章制度； （3）预测预报以及措施效果检验的方法及其指标；

（4）学习1202工作面补切眼防突措施，所有施工人员必须熟悉突出预兆、避灾路线，遇瓦斯突出时必须严格按防突措施规定的避灾路线撤退。

（5）对全矿作业人员进行一次自救器基本知识教育和培训，并经实际操作考试合格。 （二）、现场管理：

1、通风管理

（1）每班必须检查防突风门、逆止门的完好情况，其强度必须符合要求。

（2）瓦斯检查员应每班对局部通风风筒吊挂、破漏进行检查，定时对“两闭锁”进行试验。

（3）工作面进回风巷应经常检查、维护，确保巷道断面积符合设计要求，满足安全生产的需要。

（4）坚持每旬对各主要进回风和采掘工作面的风量进行测定，确保各采掘工作面的有效风量满足要求。

（5）施工前，矿严格按照通风系统示意图的要求，设置好通风设施，

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调整好通风系统，保证合理可靠，回风系统畅通，回风巷有效断面不得低于设计断面的70％，回风断面必须保证在3m2以上。

（6）瓦斯检查员，必须按规定检查瓦斯等气体情况，严禁空班、漏检、假检。发现异常情况，及时撤出人员，切断电源并设置栅栏，并立即向监控室汇报。

（7）施工队人员必须爱护通风防突设施，一经损坏，必须立即汇报，未经处理，不得作业。

（8）班队干必须携带便携式瓦斯检查仪，并将便携式瓦斯检查仪悬挂在距碛头5m范围内。

（9）下巷道按有关规定安设足够数量的隔爆水袋，定时加水，并按质量标准化要求设置、维护。

（10）工作面系统发生变化时，通风科必须及时补报通风系统及岗哨位置示意图，并组织全队职工学习。

2、防突措施的施工管理

（1）监督检查防突措施在现场的落实，杜绝违章作业； （2）监督防突措施施工工艺、数量、质量等必须符合技术要求； （3）掌握工程进度，杜绝超掘安全屏障。 3、掘进生产管理

（1）专人负责观测工作面煤与瓦斯突出前的预兆；

（2）掘进班组长对掘工作面的支护方式、数量、质量负责，杜绝空顶作业；

（3）所有电气设备必须有专人负责检查、维护、修理和调校。每周对使用中的防爆电气设备的防爆性能检查不少于2次，杜绝电气失爆；

（4）严禁采用风镐、手镐落煤，防止外力诱发煤与瓦斯突出。 4、防突管理

（1）强掘进巷道预测预报工作，严格执行“两个四位一体”的综合防

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治煤与瓦斯突出措施。

（2）个生产班组必须根据剩余允许掘进进度，控制施工进度，严禁超掘超挖。

（3）作业过程中严禁用钢钎、二锤、十字镐等工具强行落煤，防止因震动煤层而发生突出，全矿干部职工必须熟悉突出预兆和避灾路线 。

（4）职防突员必须按矿领导和技术负责人的安排实施预测预报工作和打排放孔。掌握好钻孔方位、倾角和深度，测试的数据必须真实可靠，严禁弄虚作假。

（5）实施防突钻孔过程中，每往前钻进0.5m必须反复推拉钻杆，排出孔内煤粉后再钻进。如遇喷孔、瓦斯涌出大时，必须停止打钻，待瓦斯泄放后，作业点瓦斯浓度不大于1%时方能恢复打眼工作。

（6）矿管理人员（矿领导、班长、瓦检员、管厢）应随时对防突措施进行检查和督促，每月不少于10次，并有记录可查，发现问题及时汇报处理。

（7）施工中，瓦斯检查员、管厢及作业人员随时观察碛头煤（岩）及瓦斯变化情况，发现煤层增厚、变软、出现断层、瓦斯涌出异常、煤壁外鼓、片帮掉渣频繁、煤炮声、打眼时有顶钻(卡钎)、必须停止作业，撤出人员，停掉电源，及时向矿监测室和矿领导汇报，未采取有效措施不得任意恢复作业。

（8）施工中，若遇地质构造时，坚持“有疑必探，先探后掘”的原则。 （9）加强顶板和巷道支护管理，杜绝因冒顶扯帮而引发煤与瓦斯突出。 （10）所有人员必须随身携带自救器并能够正常使用。

（11）开工前，矿必须组织施工人员认真学习作业规程、防突措施，熟悉突出预兆、自救设施、避灾路线等，并经考试合格后方可入井上岗。

（12）有下列情况之一者，即使测试参数未超标也视为突出危险，必须加强防突管理，实施防治突出技术措施。

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A、在地质构造破坏带，包括断层、褶曲等； B、煤层时厚时薄，变化异常的地带；

C、施工钻孔时，出现喷孔、卡钻、响煤炮等突出预兆； C、放炮后瓦斯忽大忽小，瓦斯涌出量变化异常时；

D、煤层倾角急剧变化地段，当碛头软煤分层达到0.5m厚度时。 5、监测、防失爆管理

（1）在碛头≤5m内和第一合流点以里10m-15m处分别安设甲烷传感器T1和T2，监测分站安设在局扇开关进风侧。甲烷传感器T1：报警瓦斯浓度≥1.0%，断电瓦斯浓度≥1.5%，复电瓦斯浓度﹤1.0%；甲烷传感器T2：报警瓦斯浓度、断电瓦斯浓度≥1.0%，复电浓度﹤1%，T1、T2断电范围为碛头及回风侧非本安型电器设备。甲烷传感器按规定必须每周用气样校对一次，碛头的甲烷传感器在放炮前必须移至安全位置，防止放炮打烂。

（2）瓦斯检查员对甲烷传感器每班校对三次，以保证遥测系统准确、灵敏，并有记录可查，监测电工每隔7天对遥测系统进行校核。

（3）开工前，由技术负责人牵头，矿领导、管厢、电工参加，对工作面、回风系统及电器设备完好失爆进行一次全面检查验收，符合防突施工条件后方可开工。

（4）保证电器设备完好可靠，电工每天对该系统的电器设备检查一次；施工队每班不少1次对碛头及回风系统的电器防爆检查，对电器设备的外观进行防爆检查，做到失爆不消除不送电。

6、放炮管理

（1）放炮作业必须由经考核合格、取得爆破作业证的专职放炮员担任。连线、启爆必须由放炮员一人担任。

（2）放炮必须严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”，严禁井内放炮，必须坚持井外放炮制度和放炮汇报制度。

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（3）放炮母线与其它缆线必须分开吊挂，严禁出现明接头，有破口的要及时用绝缘胶布包好，放炮线不得与金属导体接触。

（4）放炮前班长、安全员、瓦检员、管理员必须将井下所有人员撤到井口外，清点人数并设好岗哨，断开该工作面非本质安全型电源，确认一切工作无误后方可进行放炮工作。

（5）放炮后30分钟，从监控系统上查看工作面和矿井回风瓦斯情况无导常，且瓦斯不超眼后，方可由瓦检员、班长、放炮员等逐步深入工作面检查瓦斯、顶板、爆破效果等情况，确认瓦斯不超限，无异常情况后，方可撤岗送电，恢复正常作业。 五、 避灾

1、煤与瓦斯突出、火灾避灾路线： 1202工作面补切眼碛头→1202轨道巷→1201轨道巷→1201顶板巷→+150m岩石运输大巷→+150m车场主石门→人行副斜井→地面。

2、水灾避灾路线：1202工作面补切眼碛头→1202工作面→1202风巷→+200m1202顶板巷、1201顶板巷→+200m主石门及副斜井→地面。避灾路线详见附图九。

本措施未尽事项，按照《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》的相关规定执行。 六、 附图

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2-4m 2-4m ≥5m 22 图五：顺层预测孔布置图(单排)(1：100) 1 2 3 1/ 2/ 3/ 1 1/ 掘进方向 8-10m 2 2/ 3 3/ 2-4m 掘进方向 2-4m 1 2 3 4 5 图六：顺层预测孔布置图(双排)(1：100) 1/ 2/ 3/ 4/ 5/ 1 2 8-10m 3 4 1/ 2/ 3/ 4/ 5 23 ≥5m 5/ 5m 1 2 3 4 掘进方向 5 6 61/ 2/ 3/ 4/ 5/ 1 35792 4 6 8 图七：超前排放钻孔布置图(单排)(1：100) 1/ 3/ 5/ 7/ 9/ 2/ 4/ 6/ 8/ / 7/ 9/ 5m 24 7 9 ≥5m 8 8/

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