运输巷揭61煤层安全措施定稿.docx

1、运输巷揭61煤层安全措施定稿水城县xx煤矿1601运输巷揭6-1煤层专项防突设计及揭煤安全技术组织措施编 制： 编制时间：2013年3月5日矿井名称：xx煤矿 工程名称：1601运输巷施工单位： 施工负责人： 审批部门技术科： 地测组： 通防科： 机电科： 安全科： 矿调度： 分管领导通风副总： 掘进副总： 安全矿长： 总工程师意见：1601运输巷揭6-1煤层专项防突设计及揭煤安全技术组织措施编制依据1.国家安全生产监督管理总局令第19号防治煤与瓦斯突出规定；2.国家安全生产监督管理总局令第29号煤矿安全规定（2010年版）；3.煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）；4.煤矿瓦斯抽

2、采基本指标（AQ10262006）；5.煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）；6.煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T10472007）；7.煤层瓦斯含量井下直接测定方法（AQ10662008）；8.预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法（MT/T 1037-2007）；9.矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）；10.煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）；11.煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292006）；12.xx煤矿1601运输巷相关资料。前 言为认真贯彻煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定，防治煤与瓦斯突出事故的发生，

3、根据防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规定（2011年版）、煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）、煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T10472007）、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10262006）、煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范（AQ10202006）、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292006）等及1601运输巷的有关资料，特编制1601运输巷揭6-1煤层专项防突设计及揭煤安全技术措施。目 录第一章 工程概况 1第二章 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设

4、施的措施 2第三章 揭煤作业程序 5第四章 控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施 7第五章 揭煤工作面突出危险性的预测 9第六章 防治煤与瓦斯突出的措施 11第七章 防突措施的效果检验及验证 12第八章 补充防突措施 16第九章 安全防护措施 16第十章 爆破设计及安全技术措施 20第十一章加强过煤层段巷道支护的措施 26第十二章组织管理及安全技术措施 27附 图 第一章 工程概况一、工程位置及周围开采情况该工程揭煤位置位于1601运输巷里程350m处。东为1603未施工区域；南为待揭露6-1煤层；西为1601工作面未回采区域；北为主斜井井筒及1602运输联络巷；顶为地表耕地、荒坡，与该工程净

5、高差58m。 二、煤层情况及顶底板情况 揭煤区域为6-1煤层，因受一斜交正断层影响，通过地质钻孔探控资料分析，该巷道将在里程350m处揭露断层上盘煤，其厚度3.0m。本煤层位于龙潭组（P3l）上段，上距5号煤层7.2324.43m，下距6-2号煤层0.857.35m，煤层走向，倾向，倾角，属结构较简单，厚度较稳定，全区可采。其顶板为泥岩、粉砂质泥岩，含植化，底板为泥岩。 三、瓦斯地质情况根据水城县xx煤矿开采方案设计（变更2）提供依据，6-1号煤层原始瓦斯含量：13.77m3/t；根据水城县xx煤矿6-1煤层瓦斯含量取值依据，6-1煤层瓦斯含量为10.6 m3/t；因受断层搓动影响，导致顶板结

6、构较为破碎，瓦斯容易释放，瓦斯赋存状态主要以游离瓦斯形态存在。四、巷道施工参数根据设计，1601运输巷从主斜井里程242.7m下帮为中开掘，按193中线方位、巷道顶板跟煤层顶板掘进至距井田边界20m停头，预计总工程量为450m。巷道设计净断面为 11.2m2，支护方式为“锚网”。第二章建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施一、揭开煤层后的需要风量计算及风机选型1、风量计算掘进工作面的日平均绝对瓦斯涌出量和日最高绝对瓦斯涌出量及瓦斯涌出不均衡的风量系数如下表：煤层采掘工作面编号日平均瓦斯涌出量(m3/min)日最高瓦斯涌出量(m3/min)瓦斯涌出不均衡的风量系数6-11601运

7、输巷0.240.281.56根据公式：Q掘=100q掘KCH4/0.81、按绝对瓦斯涌出量计算：1601运输巷需要风量计算：（q掘取平均瓦斯涌出量0.24，KCH4取1.67）Q掘=100q掘KCH4/0.8 =1000.241.67/0.8 =50.1(m3/min) 2、按掘进工作面同时作业人数计算：根据公式：Q掘4N 式中：N掘进工作面最多同时作业人数为20人计算，则掘进头需要风量为：Q掘420Q掘80(m3/min)3、按局部通风机实际吸入风量进行计算：1601运输巷需要风量计算：该掘进头为煤巷，采用（230KW）局扇进行供风，局扇安设地点为岩巷，巷道断面积为8m2，吸入风量实测为36

8、8m3/min。根据公式：Q掘2=q扇0.25S =368+0.25608 =488(m3/min)4、按风速进行验算：根据公式：岩巷掘进最低风量：Q岩掘9S掘 (m3/min) 煤巷掘进最低风量：Q煤掘15S掘 (m3/min)岩煤巷掘进最高风量：Q掘240S掘 (m3/min)式中：Q掘掘进工作面需要风量 (m3/min) S掘掘进工作面的断面积 (m2)1601运输巷需要风量验算：（该掘进工作面为煤巷掘进，断面积为12m2）Q掘215S掘(m3/min)Q掘21512,即488120经过验算：掘进工作面风量符合9SQ掘240S及15SQ掘240S要求。二、通风方式及通风路线1、通风方式：

9、局部通风机压入式通风。 2、通风路线：副斜井（新鲜风）12车场（新鲜风）局部通风机（新鲜风）1450顶板绕道（新鲜风）1601运输巷迎头（新鲜风）1601运输巷（污风）1450顶板绕道（污风）1450回风联络巷（污风）总回（污风）地面。三、加强控制通风风流设施的构建和安全技术措施1、控制通风风流设施的构建1）防突反向风门构建地点：揭煤前，通防科必须在1601运输联络巷施工一组正反向防突风门。2）防突反向风门构建标准：施工的防突风门不少于两道，必须掏槽且与墙体接触严密，风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向必须联锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度不小于0.8m，门框厚度不小于150mm，门扇厚度

10、大于50mm，揭过煤期间，通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置，其它严格按防治煤与瓦斯突出规定中“第一百零三条”要求构筑。2、加强控制通风风流设施的安全技术措施(1) 加强通风管理，揭煤前，通防科必须安排专人将所有影响范围内的通风设施进行全面检查，若有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好、可靠。(2) 通防科每天必须派专人加强井底联络巷、12车场、1601运输联络巷的风门检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。(3) 每次放炮，由施工单位班组长负责将1601运输巷的防突风门水沟孔用沙袋或黄泥袋堵严实。(4)两道正向风门必须进行连锁，不得将正向风门同时打开，确保通风系统稳定、可靠，监控维

11、护员对两道正向风门装上风门开关传感器与地面监控室连通，确保随时对风门进行监控。第三章揭煤作业程序一、揭煤位置控制分别在1601运输巷里程269m、289m处施工挂耳钻场瓦斯抽放钻孔时遇到断层面，故在1601运输巷里程312m处施工了3个地质钻孔，在1601运输巷里程340m处施工了4个进一步探控层位钻孔，对1601运输巷断层下盘6-1煤层赋存条件、煤层位置、产状等已探明并绘制了平、剖面图（详见打钻成果图）。二、在距断层上盘煤层10m的1601运输巷里程340m处，向6-1号煤层施工了19个瓦斯抽放钻孔对揭煤区域实施预抽煤层瓦斯区域防突措施，并进行效果检验，直到有效。三、在距煤层法线距离5m外，

12、施工2个穿透煤层全厚的钻孔，测定煤层残余瓦斯含量（或进行区域验证）。四、采取补充防突措施（预测或区域验证有突出危险时）。五、实施防突措施的效果检验（措施无效则继续补充防突措施直至措施有效）。六、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面措施效果检验的方法进行最后验证。七、距煤层法线距离2.0m，即1601运输巷里程348m处作斜面进行揭煤。 八、岩石巷道与煤层连接处必须及时进行永久支护，每够一块网的位置及时打锚杆挂网支护，直到过完煤进入煤层底板岩层距煤层法线距离2m以上施工时，方可按正常工序组织施工。附：1601运输巷揭6-1号煤层施工流程图第四章 控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施

13、一、控制揭煤位置措施1、在1601运输巷里程312m施工了3个地质钻孔，在里程340m处施工了4个进一步探控层位钻孔，以便进一步控制煤层，严防误揭煤，钻孔各项参数详见预想剖面及打钻设计。2、1601运输巷掘进至距6-1号煤层垂距2m时，再进行层位探控，下预报通知单到相关单位，现场标定控制点位置，并在现场悬挂掘进进度大样图，施工单位必须严格进行控制，并每班向矿调度汇报进尺，防止误揭煤层。3、在1601运输巷掘进距6-1号煤层垂距2m时，施工单位每次打眼前必须在该巷道底板两侧及中间各施工1个小直径42mm前探钻孔，确定6-1号煤层层位，保证岩柱距6-1号煤层厚度不小于2.0m的垂距，该钻孔必须始终

14、超前于工作面迎头1.5m以上，以防止误揭开6-1号煤层。4、施工探煤钻孔必须由施工单位与安检员现场签字验收，严禁弄虚作假。确保钻孔的真实性，防止误揭煤层。5、当掘进工作面距煤层垂距2.0米时，必须停掘，开始进行斜面制作。附：1601运输巷地质钻孔设计图及1601运输巷地质钻孔成果图二、测定煤层瓦斯压力的措施于2012年7月经沈阳煤科院鉴定，6-1号煤层具有煤与瓦斯突出危险性，根据防治煤与瓦斯突出规定第61条规定，1601运输巷在揭里程350m处断层上盘煤层前，已在1601运输巷里程340m处，距煤层最小法向距离10m 时，向1601运输巷断层上盘6-1号煤层施工了19个瓦斯抽放钻孔兼作测压钻孔

15、，之后选择CK4、CK8两个穿透煤层全厚的钻孔作为测压孔，并于2013年3月2日中班安装了压力表进行测压至3月8日。1601运输巷测压钻孔施工情况：1、测压孔：CK4于2013年3月2日早班施工结束。 CK8于2013年3月2日中班施工结束。2、封孔深度：CK4测压管为20.6m，封孔深度为16m。CK8测压管为21.5m，封孔深度为16m。3、封孔材料：4分铁管、玛丽散、棉纱、水泥灌注。4、压力表：02.5Mpa压力表2块。5、测压孔参数及煤层瓦斯压力参数：详见地质钻孔成果图及压力曲线图。6、压力测定的要求:（1）施工测压钻孔过程中，施钻人员必须详细记录见煤及终煤位置及钻孔瓦斯喷孔情况。（2

16、）通防科测风员每天必须检查压力表的完好情况，并做好详细记录。（3）测定结束后必须及时绘制压力曲线图，掌握煤层瓦斯压力情况。（4）经测定7天，瓦斯压力最大分别为：0.22、0.14Mpa，最小分别为：0.20、0.12MPa。第五章揭煤工作面突出危险性的预测1601运输巷在揭露6-1号煤层前，于2013年2月19日2月20日已在1601运输巷距煤层最小法向距离10m 处，向1601掘进前方的6-1号煤层施工了19个瓦斯抽放钻孔抽放10天，测得瓦斯压力最大为0.22a最小0.12MPa，为加强防突措施实施的可靠性，根据防治煤与瓦斯突出规定第62条规定，工作面掘进至距煤层最小法向距离7m时，须作突出

17、危险性预测工作，具体预测工作如下：1、在工作面掘进至距煤层最小法向距离7m时，停止掘进，将布置4 个穿透6-1号煤层的预测钻孔。2、采用DGC瓦斯含量直接测定指标法进行预测。3、预测钻孔参数表。钻孔编号方位（）倾角（）预计长度（m）备注预测孔11931724检验孔穿过6-1号煤层全厚预测孔21931730预测孔32082036预测孔417815364、施工预测钻孔时，钻进速度应控制在1m/min 左右，钻孔倾角可根据现场煤岩层倾角进行调整，以保证预测钻孔在全煤中钻进。钻孔进入6-1号煤层时，即进行采样测定煤层瓦斯含量及瓦斯压力。5、在施工预测预报钻孔时，只要出现喷孔、卡钻等突出现象都视为有突出

18、危险性（无论预测指标超或未超）。6、预测程序：（1）施工预测钻孔时，由打钻人员用ZY-750型钻机按布置图向煤层打4 个钻孔（穿过岩层钻孔，用ZY-750型钻机配直径89mm 钻头干打眼至煤层时停钻），打钻时施钻人员必须配合防突工，听从防突工指挥。（2）打煤层时采用73mm 岩芯管取出煤样，由防突工收集资料（防突工对钻杆长度进行标定）。（3）对预测预报钻孔只作煤层残余瓦斯含量及瓦斯压力的考察。7、预测指标：钻孔进入煤层后，直至钻孔施工至设计位置。根据防治煤与瓦斯突出规定规定，经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，瓦斯压力小于0.74Mpa, 证明区域防突措施有效，则该揭煤区域为无

19、突出危险区域；反之，措施无效，为突出危险区域，必须补充施工瓦斯抽放钻孔进行抽放的局部防突措施。第六章防治煤与瓦斯突出的措施经2012年7月沈阳煤科院鉴定，6-1号煤层具有煤与瓦斯突出突出危险性。1、钻孔布置：在1601运输巷里程340m处向1601运输巷掘进前方的断层上盘6-1号煤层共布置了19个揭煤预抽钻孔，钻孔布置参数详见附后的1601运输巷区域性瓦斯抽放钻孔设计图及1601运输巷钻孔成果图。2、钻孔施工要求：用89mm的钻头施工进入岩石2m后方可拔钻。3、封孔要求：采用马丽散封孔，封孔深度为8m。4、钻孔施工的整个过程中，派工程技术人员现场跟班指导，确保钻孔的方位、倾角、孔深等参数达到设

20、计的要求。5、必须编制专门的钻孔施工安全技术措施报总工程师审批，并组织所有参加施工钻孔的人员学习，并履行签字手续。6、施工预抽钻孔时，必须施工一个、封孔一个、连抽一个。防突队加强对抽放系统进行维护，确保钻孔孔口抽放负压不小于13kPa。7、必须在揭煤预抽瓦斯汇流处安装流量检测装置，每天对抽放瓦斯量进行计量，并做好记录。第七章防突措施的效果检验及验证一、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验方法工作面掘进距6-1号煤层垂距7m时，根据抽放瓦斯量和煤层原始瓦斯含量计算煤层残余瓦斯小于8m3/t后，采用测定残余瓦斯含量法进行预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验，测定煤层残余瓦斯方法：1、煤层原始瓦斯含量及所需

21、抽放量计算V=Lbh=75153+33153=4860Q(总)= Vrq =48601.410.6=72122.4 m3式中：V：钻孔控制范围内煤体体积(m3)；L：钻孔控制煤体的斜长(m)。b：钻孔控制煤体宽度(m)；h：煤层厚度Q(总)：钻孔控制范围内煤体瓦斯总量 m3r：煤的容重；q：煤层原始瓦斯含量m3/t根据煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的要求，则所需最少抽放瓦斯量为： Q(抽) =Q(总) (10.6-8)/10.6=17690.4 m3经抽放计量，只有当钻孔控制范围内瓦斯抽放纯量大于17690.4m3后方可进行区域措施效果检验。2、测定预抽煤层瓦斯区域措施效果检验钻孔布置设计及参

22、数工作面掘进距6-1号煤层垂距7m时在迎头布置4个区域措施效果检验钻孔并取芯采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定6-1号煤层残余瓦斯含量及残余瓦斯压力，具体检验钻孔布置设计及参数见图。附1601运输巷揭煤区域防突措施效果检验钻孔设计图。3、煤层残余瓦斯压力测定方法测定煤层残余瓦斯压力必须严格执行AQ1047-2007煤层瓦斯压力直接测定方法规定，严格按照上述区域防突措施效果检验孔设计参数将检验孔施工到位后，封孔安装压力表对煤体残余瓦斯压力进行测定。二、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验指标1、经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，瓦斯压力小于0.74Mpa, 证明区域防突措施有效，则

23、该揭煤区域为无突出危险区域；反之，措施无效，为突出危险区域，必须补充施工瓦斯抽放钻孔进行抽放的局部防突措施。2、检验后，若区域防突措施有效，防突队根据措施和检验情况及时编制区域防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批同意后，掘进至与煤层法向距离5米的位置时，在进行防突措施效果检验(检验方法同煤层法向距离7m时一样)，防突措施有效后，方可掘进至远距离爆破揭开煤层前的工作面位置（与煤层法向距离2米的位置），进行区域验证；若区域防突措施无效，则采取局部防突措施，直到防突措施有效。三、掘进至与煤层法向距离2m处的区域验证（一）当工作面掘进至与煤层法向距离2m的位置时，采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施

24、进行验证，采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量,具体方法如下： 用电煤钻在工作面迎头施工4个直径为42mm，孔深8m10m的钻孔，1号位于巷道掘进方向上部，平行于掘进方向， 2号钻孔位于巷道掘进方向中部，平行于掘进方向，3号、4号钻孔布置在巷道两侧300mm腰线位置，终孔点位于巷道断面轮廓线外24m处。（二）区域验证指标临界值1、根据防治煤与瓦斯突出规定第73条规定，钻孔进入煤层后，每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，若该1m段的全部钻屑量Smax小于6Kg/m，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。2、每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值，直至钻孔施工至设计位置

25、，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/gmin1/2和，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。3、区域验证钻屑量及钻屑瓦斯解吸指标k1值，其中任何一项指标超标时，均判断为突出危险工作面，必须延长预抽煤层瓦斯的时间，继续抽放煤层瓦斯，再进行区域验证，直至各项指标达标后。防突队 根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批，审批同意后，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。（三）区域验证方法：1、揭露煤层前，施工四个效果检验孔对煤层突出危险性指标测定2、预测钻孔参数表。钻孔编号方位（。）倾

26、角（。）长度（m）备注预测孔11601710检验孔穿过6-1号煤层全厚预测孔21601712预测孔31702014预测孔415015143、检验孔控制距离：检验孔深度打穿煤层全厚，作区域防突措施效果检验，若指标均达标时，可实施远距离爆破揭开6-1号煤层。第八章补充防突措施若经区域验证防突措施无效，则需在1601运输巷距煤层垂距2m处实施局部防突措施，即向1601运输巷掘进方向施工瓦斯抽放钻孔，然后在进行区域防突措施检验，直到防突措施有效，方可进行揭煤工作。第九章安全防护措施一、临时避难所1、临时避难所位置：临时避难所设置在12车场。2、临时避难所支护形式及规格尺寸：长5m、宽3m，净高2.5m

27、，采取锚网喷支护，支护良好，深度能满足扩散通风的要求，能同时容纳15人。3、避难所内配备的设备设施：(1)室内设有直通矿调度的电话，(2)安设了4组压风自救装置，每人供风量0.3m/min，设有减压装置和带有阀门的呼吸嘴，(3)配备有能满足15人同时避难的隔离式自救器，（4）室内安设一根一寸饮水管，并保正供水正常。二、压风自救1、压风自救系统安设要求：压风自救安设在11601运输联络巷正反向风门以北的压缩空气管道上。风源来自地面压风机房，分别用4吋铁管、2吋铁管、1吋铁管和1寸胶管接至1601运输巷掘进迎头。地面风压为0.75MPa，掘进迎头风压最小为0.4MPa。2、压风自救系统装置安设地点

28、12车场临时避难所安设了4组压风自救装置；同时在警戒设置点及1601运输巷距迎头25m处各安设一组压风自救装置，每组压风自救安装6个，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min,并保证完好，供风正常。详见压风自救系统图。3、压风自救系统：地面压风机房副斜井12车场1450顶板绕道1601运输巷迎头。三、防突反向风门的设置情况和管理措施1、1601运输巷掘进前，通防科已在1601运输联络巷施工一组两道牢固的正反向防突风门，且与墙体接触严密，风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向联锁可靠；电缆孔封堵严实；风门墙厚度不小于1m，门框厚度大于150mm，门扇厚度大于50mm。2、通防科每天必须派专人

29、加强对各处防突风门检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。四、远距离爆破安全技术组织措施1、起爆地点：副井车场交岔口处2、遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线及避灾要求1601运输巷的所有人员必须熟悉避灾路线，确保发生灾害时，都能按避灾路线撤出。具体避灾路线如下：1601运输巷施工迎头11601运输联络巷主井地面。3、警戒位置（1）揭煤放炮前撤人范围：全矿井井下所有巷道。（2）揭煤放炮期间站岗警戒位置：共设3个固定警戒；7个临时警戒（附图：避灾路线及放炮岗哨布置图）警戒1：设在副斜井井口处。警戒2：设在风井井口安全通道风门外。警戒3：设在主井进口处。（3）布岗：布岗由安全科安检员负责，警戒员

30、共3人由安全科负责。各处站岗人员都必须认真负责，严守岗位，不得让任何人进入到警戒区域内，只有当接到地面指挥组 “放炮结束，解除警戒”的命令后，方可撤岗。严格按下列顺序进行搜索撤人：1）临时警戒设置在11车场与副斜井交岔口处设置临时警戒1；禁止人员由此进入11车场内；在11专用回风石门与回风斜井交岔口处设置临时警戒2；禁止人员由此进入11专用回风石门内。2）搜索撤人各临时警戒到位后，由安全科长带领6人从1601运输巷迎头出发沿1601运输巷搜索撤人至1450顶板绕道开口处时，分三路同时搜索撤人：一路3人继续沿1601运输联络巷搜索撤人至主斜井时，1人沿主斜井往上搜索撤人至井口地面设置固定警戒1，另2人沿主斜井往下搜索撤人至主副井联络巷交岔口处时，1人沿副斜井往上搜索撤人至副井管子道交岔口设置临时警戒3，另1人沿副井底搜索撤人至永久避难硐室入口处设置临时警戒4；二路（1人）沿1450顶板绕道、12车场搜索撤人至副斜井与12车场交岔口处设置临时警戒5；三路（3人）沿1450顶板绕道、1450回风联络巷搜索撤人至回风斜井时，1人往上搜索撤人至安