第一章 礦區概述

第一節 概述

一、交通位置

青山煤礦位于織金縣珠藏鎮，距織金縣城直距約13km，礦區地理坐標為：東經105°41′45″～105°42′41″，北緯26°33′17″～ 26°34′06″。礦區位于織(金)-普(定)公路東側，公路相通，交通方便

二、礦井發展概況、生產、建設情況

2006年因國家煤炭行業政策的調整，織金縣青山煤礦被列批為資源整合技改礦井。由原青山煤礦、原華明煤礦、原金利煤礦三礦整合成一個礦井，整合后，保留原青山煤礦的礦名，利用原青山煤礦的工業場地。青山煤礦于2009年5月20日經有關部門審核同意進行礦井技改建設，2011年技改建設結束，同年完成聯合試運轉、安全生產許可證、煤炭生產許可證的驗收工作;現青山煤礦已獲得上級各部門頒發證照齊全的生產礦井。采礦許可證：5200000830929，煤炭生產許可證號：205224250550，安全生產許可證：(黔)MK安許證字[0599]，

礦區范圍由12個拐點坐標圈定，走向長度1.523Km,傾向長度1.020Km,礦區面積1.2994km2，開采深度：+1700～+1450m;設計生產能力15萬噸/年;截止2007年11月底，礦井保有資源量445.0萬噸，工業資源/儲量327.4萬t，設計利用儲量217.44萬t，設計可采儲量157.74萬t;礦井設計服務年限8.0年。主要可采煤層自上而下有M16、M23號煤層，M16號層已基本采完，目前主要開采M23號煤層。

第二節 開采技術條件

一 水文地質情況

1、地層含、隔水性

(1)含水層巖組

二疊系上統茅口組(P3m)：為灰色、深灰色中厚至塊狀灰巖，分布于礦區東部，為燧石灰巖構成，厚度大于200m，含溶洞、裂隙水，其富水性強，為強含水層。

二疊系上統龍潭組 (P31)：為區內主要含煤巖系。由粉砂巖、粘土巖夾少量砂巖、煤線和煤層交互組成。分布于背斜軸礦區部，為砂巖、泥(頁)巖，煤層夾少量灰巖構成，厚100-200m，平均150m。含水性弱，為弱含水層。

第四系(Q)：為殘坡積粘土、亞粘土、含礫粘土及人工填土等，零星分布區內緩坡地帶，不整合覆蓋于各時代地層之上，厚6—10m。礦區內覆蓋的第四系，為孔隙水含水較弱，為弱含水層。

(2)隔水層巖組

區內主要隔水層為龍潭組中的粉砂質泥巖及煤層。

2、斷層導水性

礦區內有一近東北向延伸的逆斷層F3，傾角20°～45°，斷距約12m，切穿龍潭組地層，位于礦區西北部，距離礦區邊界為60m,在本礦區內在+1566m標高與M16煤層切割，已經接近礦區深部，對本開采影響不大。

3、水文地質類型

根據各含隔水層水文地質特征、斷層導水性及動態變化特征，區內地下水補給來源主要為大氣降水，地表水及地下水排泄條件良好，準采水平+1450m，水平低于侵蝕基準面(本區最低侵蝕基準面1500m)50m左右。在今后開采中要注意地下水的涌入。

綜上所述，本區水文地質類型屬裂隙充水礦床,水文地質條件中等。

4、礦井充水因素分析

礦井充水的因素主要有以下幾個方面：

1)大氣降水：是主要的充水水源。含煤地層裸露，直接接受大氣降水補給，其充水強度和降水的強度及持續時間有著密切聯系。

2)地表水：礦區西南側有河流經過，距礦區有1500m。區內沖溝發育，切割較深。有些沖溝常年有水，枯季流量較小，雨季暴漲。

3)老窯水：區內老窯和小煤礦分布廣泛，且開采歷史悠久，大部分被關閉。老窯采空冒落造成地表開裂、塌陷，致使地表水及降雨由裂隙滲入老窯蓄積。因此，老窯大多有積水。開采淺部煤層，應預防老窯水涌入。

4)茅口組：灰巖裂隙、溶隙發育，透水性較強，特別在雨季水量猛增，但由于其在煤系地層以下，對礦井的影響較小。

5)第四系空隙水：巖石破碎，透水性較強，特別在雨季水量猛增。

6)礦井直接充水含水層：含煤地層與隔水段呈間互狀，雖富水性弱，但具一定的承壓性，對礦井開采有一定的影響。

(2)充水通道：

1)自然充水通道：巖石裂隙為礦坑自然充水通道，大氣降水及地表水體會通過巖石裂隙直接進入礦坑。

2)人工充水通道：煤層開采后，大氣降水及地表水會通過其冒落帶、裂隙等進入礦坑。

3)小窯和礦井采空區：礦山內小煤礦和老窯，其廢棄采面或巷道會成為老窯水、采空區積水、為部分地表水進入礦井的通道。

(3)充水方式

由于礦井直接充水含水層露頭分布不廣，接受大氣降水補給不強，為中等～弱含水層，充水通道以巖石原生裂隙、原生通道為主，規模一般不大。以老窯、老空為導水充水的，局部可能發生突水事故，因此，未來礦井充水方式主要以滲水、滴水、淋水為主。

根據《煤礦防治水規定》(國家安全生產監督管理總局令第28號)第十一條規定：礦井受采掘破壞或者影響的含水層及水體，本礦含水層為茅口組：灰巖裂隙、溶隙發育，透水性較強，特別在雨季水量猛增，但由于其在煤系地層以下，對礦井的影響較小。茅口組位于煤層底板(M23煤層距離茅口組平均為120m)，本礦采掘未破壞茅口組含水層，故本礦充水方式為含水層露頭水以及以老窯、老空為導水充水的，礦井充水對開采影響不大，因此本礦水文地質條件中等，

5、水患類型及威脅程度

本礦井水文地質條件是以大氣降水為主要補給來源的裂隙充水礦床，水文地質條件中等，本礦井的井下水害主要是來源于地層含少量的水、風化裂隙水、裂隙水、小煤窯、采空區積水和雨季滲水，這些水害對礦井安全生產存在著一定有威脅。

6、礦井水文安全條件評價

1)對水文地質基礎資料來源及可靠性評價

水文地質基礎資料來源于貴州省奇星資源勘查開發有限公司2007年7月提交的《貴州省織金縣珠藏鎮青山煤礦資源/儲量核實報告》，該《資源/儲量核實報告》水文勘查工作程度較低，應在以后的補充報告中加以完善。

2)水文勘探程度及存在問題

由于水文勘探程度低，對礦區存在的潛在水患，在開采過程中不能作出準確預測。必須強調的是：由于礦山未開展水文地質觀測工作，在建設和開采過程中，必須加強水文地質工作,嚴格按照“黔煤辦字[2007]37”號文“關于加強小煤礦水害防治工作的通知要求”按“預測預報、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原則,采取探(放)水措施,本礦必須高度重視防治水的工作，防止發生井巷(頂板)透水、老窯突水的安全事故，認真作好礦井防治水工作。

建議礦井補充水文地質調查，查清采空區及廢棄老窯積水范圍、積水量，以便為礦井的建設提供指導，達到安全生產的目的。

7、礦井涌水狀況

織金縣珠藏鎮青山煤礦屬于整合礦井，由原青山煤礦、原金利煤礦及原華明煤礦整合而成，整合以原青山煤礦為主體。

采用大氣降水入滲法預測礦井涌水量，其公式為：

Q=2.74α×F×H

式中：Q：大氣降水滲入量(t/d)

α:降水滲入系數，基巖裸露，巖溶發育、排泄通暢的碳酸鹽巖區，取值為0.02。

F：塊段面積(km2)，按礦區面積進行計算，取值為1.2994。

H:平均年降雨量(mm)，采用當地氣象站多年平均降雨量1243.5mm。

經計算，Q=2.74α×F×H=2.74×0.02×1.2994×1243.5=88.55m3/d。

即：正常涌水量3.7m3/h，最大涌水量12m3/h。

根據青山煤礦目前每天抽排的水量計算，礦井正常涌水量41.7m3/h，最大涌水量83.3 m3/h，最小涌水量20.8m3/h。本設計按礦井實測涌水量進行排水設備選型。

二)、鄰近礦井開采及涌水情況

根據業主反應，其他生產礦井均距離本礦較遠，未取得相關資料。

三)、封閉不良鉆孔情況

業主反應，礦區范圍內共布置有六個鉆孔，鉆孔均封閉良好。

四)、主要積水區、主要含水層與主要開采煤層之間的關系

(1)主要積水區與主要開采煤層之間的關系

織金縣珠藏鎮青山煤礦為一整合礦井，原青山煤礦主要開采M16煤層，已開采標高范圍在+1550m至+1625m左右，已形成采空區面積為0.2975 k㎡。原華明煤礦礦井布置有M16煤層主斜井、M16煤層回風斜井、M23煤層主斜井、M23煤層回風斜井共四條井筒。采用平硐開拓，井下工作面回采為走向長壁工作面回采。該礦開采規模較小，礦井在M16煤層開采范圍在+1580—+1625m之間，在M16煤層形成采空區面積為0.0256k㎡, 在M23煤層開采范圍在+1520—+1600m之間，在M23煤層形成采空區面積為0.0719k㎡,西南翼為原金利煤礦，已開采標高范圍在+1575m至+1610m左右，已形成采空區面積為0.0256 k㎡,目前礦井井口已封閉。因此，礦井主要積水區為原有煤礦開采16煤層形成的采空區及煤層淺部老窯空區和老窯破壞區。

(2)主要含水層與主要開采煤層之間的關系

礦井主要可采煤層兩層，M16煤層產于二疊系上統龍潭組(P3l)二段下部，M23煤層產于二疊系上統龍潭組(P3l)一段頂部。礦區內覆蓋的第四系，為孔隙水含水較弱，為弱含水層，與M16煤層之間有二疊系上統龍潭組(P3l)三段(厚118m)相隔，對礦井開采無影響。茅口組灰巖裂隙、溶隙發育，透水性較強，特別在雨季水量猛增，但由于其在煤系地層以下，上距M23煤層大于200m，對礦井的影響較小。煤層底板不存在高承壓含水層。

五)、礦井水文地質特點、水患類型及威脅程度分析、可能發生突水的地點和突水量預計。

1、礦井水文地質特點

礦井為以大氣降水為主要補給來源的裂隙充水礦床。

2、礦井水害類型

織金縣珠藏鎮青山煤礦為一整合礦井，原青山煤礦主要開采M16煤層，已開采標高范圍在+1550m至+1625m左右，已形成采空區面積為0.2975 k㎡，原采空區積水經瓦斯抽放巷排出，基本無積水。原華明煤礦礦井布置有M16煤層主斜井、M16煤層回風斜井、M23煤層主斜井、M23煤層回風斜井共四條井筒。采用平硐開拓，井下工作面回采為走向長壁工作面回采。該礦開采規模較小，礦井在M16煤層開采范圍在+1580—+1625m之間，在M16煤層形成采空區面積為0.0256k㎡, 估算采空區積水量約1220m3。 在M23煤層開采范圍在+1520—+1600m之間，在M23煤層形成采空區面積為0.0719k㎡, 估算采空區積水量約3620m3。西南翼為原金利煤礦，已開采標高范圍在+1575m至+1610m左右，已形成采空區面積為0.0256 k㎡。估算采空區積水量約2750m3。

礦井主要積水范圍和積水量比較清楚，僅淺部老窯空區積水量不清楚，按《煤礦防治水規定》(表2-1)礦井水文地質劃分條件，青山煤礦礦井水文地質屬中等類型。

3、突水水源與地下水導水通道

1)突水水源

突水水源主要為采空區積水、地下水、地表水。

2)地下水導水通道

由于該煤礦均處于同一區域水文地質單元的補給區地帶，因此，地下水的補給來源主要為大氣降水。大氣降水主要通過裂隙、巖溶洼地下滲補給，但各含水層接受大氣降水補給的程度具有明顯的差異，表現在含煤巖系上部第四系空隙水，巖石破碎，透水性較強，特別在雨季水量猛增。茅口組灰巖裂隙、溶隙發育，透水性較強，特別在雨季水量猛增，但由于其在煤系地層以下，對礦井的影響較小。

4、礦井水害威脅程度分析

根據以上可見，礦井受采空區(老窯)積水、地下水威脅較大，存在采空區、地下水突水危險，也存在地表水、滑坡或暴雨時，雨水通過地表裂縫或井筒潰入

5、可能發生突水的地點和突水量預計

(1)可能發生突水的地點

該礦可能發生突水的地點為：各煤層淺部接近的老窯附近;接近原系統形成的采空區附近;接近原系統形成的老巷附近。

(2)突水量預計

織金縣珠藏鎮青山煤礦為一整合礦井，原青山煤礦主要開采M16煤層，已開采標高范圍在+1550m至+1625m左右，已形成采空區面積為0.2975 k㎡，原采空區積水經瓦斯抽放巷排出，基本無積水。原華明煤礦礦井布置有M16煤層主斜井、M16煤層回風斜井、M23煤層主斜井、M23煤層回風斜井共四條井筒。采用平硐開拓，井下工作面回采為走向長壁工作面回采。該礦開采規模較小，礦井在M16煤層開采范圍在+1580—+1625m之間，在M16煤層形成采空區面積為0.0256k㎡, 估算采空區積水量約1220m3。 在M23煤層開采范圍在+1520—+1600m之間，在M23煤層形成采空區面積為0.0719k㎡, 估算采空區積水量約3620m3。西南翼為原金利煤礦，已開采標高范圍在+1575m至+1610m左右，已形成采空區面積為0.0256 k㎡。估算采空區積水量約2750m3。

根據煤礦防治水規定，煤礦企業、礦井應當按照本單位的水害情況，配備滿足工作需要的防治水專業技術人員，配齊專用探放水設備，建立專門的探放水作業隊伍。礦井在采掘過程中要堅持“預測預報、有掘必探、先探后掘、先治后采”，以及“有疑必停”的原則，防治突水事故的發生。

二、煤層瓦斯賦存及規律

瓦斯在煤體中存在的狀態有二種：一種叫游離狀態，一種叫吸附狀態。在天然條件下，煤體中以吸附狀態貯存的瓦斯約占90%，以游離狀態貯存的占10%，總體來說，瓦斯絕大部份是以吸附狀態存在的。根據《儲量核實報告》提供資料：瓦斯自然組分：CH475.19%—100%,平均91.11%;二氧化碳0.00—23.81%，平均6.10%，屬沼氣帶。

青山煤礦為高瓦斯礦井。礦井瓦斯主要為采掘工作面涌出占全礦瓦斯總量的56.4%，其次為采空區及其它瓦斯涌出，占全礦瓦斯總量的43.8%。

礦井未進行瓦斯基本參數測試，各煤層中吸附瓦斯和游離瓦斯狀態之間的規律有待進一步測試和研究，建井過程中業主必須請有資質的單位進行煤層瓦斯基本參數測定。

三、煤層瓦斯含量、壓力

礦井目前因技術和設備問題不能掌握到煤層瓦斯含量和瓦斯壓力等相關資料。

3、礦井瓦斯等級

根據礦井2005、2006、2007及2008至2010年瓦斯等級鑒定結果，青山煤礦都被鑒定為高瓦斯礦井，其鑒定結果見下表：

青山煤礦瓦斯等級鑒定結果統計表

四、煤塵爆炸危險性和煤炭自燃發火傾向性

根據貴州省煤田地質局實驗室2007年11月15日提供的《織金縣龍山礦業有限責任公司(青山煤礦)23#煤層煤塵爆炸性鑒定性報告》，青山煤礦23#煤層煤塵無爆炸性。青山煤礦未提供M16的煤塵爆炸性鑒定性報告，由于M16已經采完，設計只開采M23煤層，因此，本礦按煤層無煤塵爆炸危險性設計和管理。

根據貴州省煤田地質局實驗室2007年11月15日提供的《織金縣龍山礦業有限責任公司(青山煤礦)23#煤層自燃傾向等級鑒定報告》，青山煤礦23#煤層自燃傾向性屬Ⅲ類不易自燃煤層，由于由于M16已基本采完，設計只開采M23煤層，因此，礦井按Ⅲ類，即煤層自燃Ⅲ類礦井設計和管理。

五、礦井煤(巖)與瓦斯(二氧化碳)突出危險性

根據貴州省安全生產監督管理局、貴州煤礦安全監察局、貴州省煤炭管理局(黔安監管辦字[2007]345號)文件《關于加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防治工作的意見》的規定，織金縣劃定為煤與瓦斯突出礦區和突出危險礦區。

青山煤礦沒有煤與瓦斯突出記錄。中國礦業大學于2008年3月對該礦M23煤層進行了煤與瓦斯突出鑒定，提交了《貴州省織金縣珠藏鎮青山煤礦23#煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》報告。報告對煤層瓦斯壓力、煤的堅固性系數(f)、瓦斯放散初速度(△P)進行了測試，測試結果見表1-4-3、表1-4-4、表1-4-5。

表1-4-3 瓦斯壓力測定鉆孔參數表

根據測試結果，青山煤礦M23煤樣瓦斯放散初速度△P為27.750。

中國礦業大學礦山開采和安全教育部重點實驗室于2010年5月對礦井M23煤層進行了煤與瓦斯突出鑒定，提交了《貴州省織金縣珠藏鎮青山煤礦23#煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定》報告，根據該報告提供的資料及貴州省能源局黔能源發[2010]253號《關于對畢節地區工業和能源委員會〈關于請求審批織金縣珠藏鎮青山煤礦M23#煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報告的報告〉的批復》文件。青山煤礦M23#煤層在開采+1560m標高以上煤層時不具有突出危險性。

第二章 礦井各生產系統現狀

一、開拓與開采系統

礦井布置三條井筒，其中，增設一條主斜井，改造原青山煤礦的主斜井為整合后礦井的副井，風井將原有的風井作適當的改造后作新風井用即總回風斜井。

主斜井布置在工業廣場的中部，坐標為：X=2939223，Y=35570224，Z=+1683，α=73°，β=18°;主斜井從地面開口，掘長233m至+1607m標高位置后，按2°掘進方位折返，以18°傾角，掘進249m后到達+1551m標高落平，在落平的水平布置井底集中水倉;在揭23#煤層位置布置繞道和23#煤層運輸大巷。主斜井承擔全礦井的運煤任務。

副斜井(X：2939204，Y：35570256，Z：+1678m，方位208°，傾角25°)利用原青山煤礦的主斜井進行改造，拓寬巷道斷面，改變原有巷道的使用功能，局部改造巷道支護形式，副井改造總長度(包括緊接副井下段的軌道運輸巷)400m，然后在副井改造的尾段+1633m位置，布置聯絡小繞道及上部車場，再以方位角10°，傾角25°布置軌道下山,掘至240m到+1551m標高后，用繞道與主下山聯通，在+1551m標高上布置水泵房;在軌道下山見23#煤的位置布置軌道大巷和井下變電所。副斜井承擔礦井的輔助運輸任務。

總回風井(X：2939182，Y：35570208，Z：+1678m，方位角158°，傾角25°)上段100m利用原舊風井拓寬改造而成，在標高+1633m位置以掘進方位角353°，傾角24°布置回風下山,掘185m到+1569m標高后，布置23#層回風大巷，然后通過23#層聯絡巷聯系23#層軌道大巷和23#層運輸大巷，礦井開拓系統形成。風井承擔礦井的回風任務。

首采工作面2301工作面，已回采結束，2012年計劃有2302采面和2303采面、2305采面及南翼23煤運輸大巷、南軌道大巷、南總回風大巷開拓及采面回采巷道掘進工作。

二、礦井通風系統

礦井按設計要求采用中央并列抽出式通風。主扇風機型號為FBCDZ N0-20/2*75對旋風機兩臺，一臺工作，一臺備用一臺工作一臺備用，工作能力為抽風量2950 m3/min ～4890 m3/min，靜壓170～1010Pa,全壓效率≥83%，主扇風機工作方法為抽出式。經礦井實際測風總進風量為3600 m3/min～3700 m3/min，總回風量4000m3/min～4500 m3/min。新鮮風流由主斜井、副斜井進入，乏風通過回風斜井排出。回采工作面和兩個掘進工作面均采用獨立通風;掘進工作面采用壓入式局部扇風機供風，風機型號為FBDNo5.6/2×15，功率2×15KW對旋式風機2臺，一臺工作一臺備用并能自動接換，該風機的額定排風量為:420~ 300 m3/min，符合要求，能滿足掘進供風需要。

井下采煤工作面利用礦井主要通風機全負壓通風，回采工作面采用上行通風，均設有獨立的進、回風系統，無串聯通風。

1采面：地面→主井(副井)→皮帶下山(軌道下山)→軌道大巷→2302運輸巷→2302回采工作面→2302回風巷→回風大巷→回風斜井→總回風井→引風道→地面。

2掘進：地面→主井(副井)→皮帶下山(軌道下山)→皮帶運輸大巷→2303運輸巷(2303回風巷)→2303運輸巷工作面(2303回風巷工作面)→2301回風繞道(第四聯絡巷)→回風大巷→回風斜井→總回風井→引風道→地面。

三、瓦斯抽放系統

1、地面瓦斯抽放泵房設備;

礦井建立了地面永久的高低負壓瓦斯抽放系統。高負壓抽放為2BEA-353水還式真空泵兩臺，一用一備，極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;低負壓抽放為2BEA-353水還式真空泵兩臺一用一備，極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;

2、瓦斯抽放管路

高、低抽放主管從總回風斜井鋪設了φ250mm的PE抽放管道各為410m長，共830米，分干支管為φ200mm高低抽放管趟3452米，支管分干支管為φ100~150mm高低抽放管趟910m。

3、抽放方法

1)2302、2303、2305回采工作面是采用本煤層預抽瓦斯，利用運輸巷沿煤層布置高負壓瓦斯抽放系統預抽消突。

2)利用低負壓瓦斯抽放系統抽放采空區瓦斯。工作面開采期間，利用回風巷埋管抽放采空區瓦斯;工作面回采完畢密閉后，插管路抽放采空區瓦斯;

3)巷道掘進前利用高負壓瓦斯抽放系統進行先抽后掘瓦斯抽放，瓦斯抽放達標后，方可進行掘進作業。

四、粉塵災害防治系統

地面設有的井250m3的井下消防水池，防塵水管選用D100無縫鋼管引入井下，各巷道每隔50-100米安設三通、閥門各一個，裝載點裝設噴霧灑水，防塵裝置齊全;嚴格實施個人粉塵防護及礦井綜合防塵措施。

五、防滅火系統

礦井建立了消防灑水系統，井下按設計要求安裝了隔爆水棚，井上、下設置消防材料庫，配備齊全的消防器材。

六、防排水系統

礦井在+1551m標高的軌道下山與皮帶下山間設置主副水倉，主水倉容積分別為：主水倉長：45m，斷面：11.4m2，水倉容量510m3;副水倉，45m，斷面11.4m2水倉容量510m3;安設選用100UF45×5型水泵三臺，一臺工作，一臺備用，一臺檢修，電機功率為90KW，排水管路2趟，選用φ160×8無縫鋼管。

七、供電系統

青山煤礦按設計要求采用了雙回路供電，一回路取自織金縣城10kv變電所，另一回路取自珠藏鎮10kV變電所，電源均為LGJ-70。

礦井設地面和井下變壓所。地面變電所現有六臺變壓器：兩臺為S11-630kVA，兩臺為KS11-630kVA，兩臺為KS11—250KVA。六臺變壓器中，三臺使用，三臺備用;其中：S11-630kVA變壓器為地面壓風機、篩選機、機修、照明供電;KS11-630kVA變壓器為地面瓦斯抽放泵、主斜井皮帶機、副井提升絞車供電;KS11-250kVA變壓器為主扇專用。井下變電所采用10KV雙回路供電;變電所有四臺變壓器，兩臺KBSGY-630kVA變壓器，一臺給井下用電設備供電，一臺備用;另外兩臺型號為KBSGY-200kVA，為局部通風機專用，亦為一臺使用，一臺備用。

八、礦井運輸提升系統

主斜井采用DTⅡ—80/10/2×30S型，皮帶下山采用DⅡ—80/10/40S型大傾角帶式輸送機，完成煤炭運輸任務，23煤運輸巷采用DSJ650/2×20S型和回采工作面采用DSJ650/2×20S 型固定帶式輸送機各一臺;在副井設置JTP-1.2×1.0型提升絞車，軌道下山采用JTB1200×1024絞車并配備了相應的提升安全設施、裝置。

九、礦井壓風系統建設

礦井在地面建了壓風站，采用LG-20/8G型和LGU75A螺桿式空壓機兩臺，功率為90KW，排氣量20m3 /min、12.3m3 /min，壓風管路采用φ100×4無縫鋼管作為壓風管路，支管理選用寸無縫鋼管，壓風自救系統管路已接至采掘工作面。

十、安全監控系統

安裝KJ95N型煤礦綜合監控系統，設置了5個分站，礦井下各種監控探頭安裝到位，瓦斯檢測監控系統正常運行。采掘工作面、井下各巷道及硐室、通風設施等地點全安設各種傳感器，共安裝 105個傳感器。

十一、通訊系統

礦井在調度室設有內外聯絡的專用電話，礦井內部井上下通信選用KTJ3-16型礦用本安型選號報警電話，井下各采掘工作面，各硐室及機電設備地點均安裝有電話。

附表：青山礦井瓦斯防治系統、設施、儀器儀表統計表

第三章 瓦斯治理的必要性和可行性

一、瓦斯治理的必要性

煤礦瓦斯事故是制約煤炭工業安全發展和可持續發展、影響地區和全省安全穩定好轉的突出問題，煤礦必須認識瓦斯治理的重要性和必要性。

我礦擴建初步設計按高瓦斯礦井設計，礦井地質構造復雜，開拓開采不正規，各生產系統和安全系統不完善，安全資金投入不足，管理機構人員配備不足，管理制度不完善等問題，嚴重制約礦井安全生產，難以達到瓦斯治理的各項要求，為此，我礦瓦斯治理不但必要，更顯得事在必行。

二、瓦斯治理可行性

為切實搞好瓦斯綜合治理，煤礦要認真嚴格貫徹“安全第一、預防為主、綜合治理”的安全生產方針和“先抽后采、監測監控、以風定產”的瓦斯治理工作方針，切實建立健全“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”的瓦斯綜合治理工作體系，緊緊抓住礦井通風系統、抽采抽放、監測監控、現場管理四個關鍵環節，根據本礦井的安全生產條件及危害因素分析,采取行之有效的針對措施，堅持標本兼治、重在治本，進一步完善瓦斯治理結構，落實瓦斯防治管理制度，提高裝備水平和提高礦井防治瓦斯災害能力，建立健全穩定可靠的礦井通風系統，科學合理的瓦斯抽采體系，有效管用的監測監控網絡和嚴格規范的現場管理制度。礦井瓦斯事故是可控、可防、可治的。因此，煤礦要以更大的決心、更強的力度、更嚴的態度、更扎實的措施，鍥而不舍地打好煤礦瓦斯治理攻堅戰，瓦斯治理是可行的。

三、瓦斯治理的主要內容

根據我礦生產現狀和存在的主要問題，我礦瓦斯治理的主要內容為：優化生產布局，以理順完善通風系統為核心，切實搞好一通三防管理，合理組織生產，堅持采用正規采煤方法，進一步完善其它相關安全系統，加強現場監督管理，建立健全并認真落實瓦斯治理各項管理制度。

第四章 瓦斯治理方案

第一節 通風系統治理方案

一、采掘部署合理

1、采區水平布置

礦井沿傾向分為一個水平即+1563水平開拓兩個盤區即北翼盤區和南翼盤區開采，該水平沿23M煤層布置皮帶運輸大巷、軌道大巷、回風大巷，三條大巷貫通形成完善的負壓通風系統，水平兩側沿23M傾斜方向分別布置采掘巷道，采煤工作面有專用回風巷，回采工作面和掘進工作面分別實現獨立回風，無串聯通風。

2、煤層開采順序

采區內各煤層開采順序為自上而下進行，即先采上層，后采下層。上層16M煤層基本采完，現開采下層23M煤層，2012年計劃在23M煤層布置2302、2303、2305采面。

3、采煤方法

23M煤層平均厚1.8m，含夾矸1層厚0.1～0.5m,煤層平均傾角5o，我礦采用傾向長壁后退式采煤法，全部冒落法管理頂板。

4、回采工藝

工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用刮板運輸機運煤，運輸順槽采用刮板輸送機運煤。外注液式單體液壓支柱配合鉸接頂梁支護頂板，棘輪回柱器回柱放頂。

二 通風系統

【一】通風系統合理可靠

礦井采用中央并列抽出式通風，主要通風機采用 FBCDZ N0-20/2*75 對旋主扇，通風能力為 2950 ～4890 m3/min，礦井總進風量為 4506 m3/min，總回風量為 4591 m3/min，通風阻力為 326.9 Pa，通風等積孔為 2.93m2 .，最大通風流程為 1050 米，外部漏風率為 1.86 %，采掘工作面都實現了分區通風，都具有專用回風巷，采煤工作面計劃風量 670 m3/min，實際風量 1050 m3/min，掘進工作面計劃風量 335 .m3/min，實際風量 380 m3/min，具體通風路線如下：

2303 采煤工作面通風路線：

主副井筒→皮帶(軌道)下山→23煤運輸大巷→2303采煤工作面進風巷→2303采煤工作面→ 2303 采煤工作面回風巷→ 回風大巷 → 23煤回風下山→總回風斜井→地面主扇風機。

2305回風巷掘進工作面通風路線：

主副井筒→軌道(皮帶運輸)下山→23煤運輸繞道巷→局部通風機送入2305回風巷掘進工作面→2305回風巷→2301回風上山巷→2301回風繞道巷→23煤回風下山→總回風斜井→地面主扇風機

2305運輸巷掘進工作面通風路線：

主副井筒→軌道(皮帶運輸)下山→23煤運輸繞道巷→局部通風機送入2305運輸巷掘進工作面→2305運輸巷→第五措施聯絡巷 → 南回風大巷→23煤回風下山→總回風斜井→地面主扇風機。

【二】 加強通風管理防止瓦斯積存的措施

(一)防止瓦斯積存的措施

1、通風異常是造成瓦斯積存的主要原因，礦井建立一個安全可靠、完整的、獨立的通風系統，我礦采用中央并列式通風方式，主要通風機工作方法為抽出式，主要通風機房三班倒有特作抽風機司機值班管理主扇風機。

2、礦井主要通風機采用雙回路供電，一回電源停止供電后，另一回路必須馬上投入運行。配備了2臺主要通風機，一臺工作，一臺備用。

3、礦井總風量計算符合本礦實際情況，合理進行風量分配，按時每旬進行測風，在阻力計算表中進行了風速驗算和校核。生產過程中，應根據7、建立完備的通風設施和通風系統的檢查制度。配備足夠數量的通風安全檢測儀表，儀表必須由國家授權的安全儀表計量檢驗單位進行檢驗。

4、實際需要進行風量計算和風量調整，確保礦井安全生產。

5、建立完備的通風設施和通風系統的檢查制度。配備足夠數量的通風安全檢測儀表，儀表必須由國家授權的安全儀表計量檢驗單位進行檢驗。

6、加強局部通風及局部風機管理。

(1)掘進工作面采用局部通風機通風，局部通風機必須配備安裝同等能力的備用局部通風機，并能自動切換。正常工作的局部通風機必須采用三專(專用開關、專用電纜、專用變壓器)供電，專用變壓器最多可向4套不同掘進工作面的局部通風機供電;備用局部通風機電源必須取自同時帶電的另一電源，當正常工作的局部通風機故障時，備用局部通風機能自動啟動，保持掘進工作面正常通風。

(2)局部通風機和啟動裝置，必須安裝在進風巷道中，距掘進巷道回風口不得小于10m;全風壓供給該處的風量必須大于局部通風機的吸入風量，杜絕循環通風,局部通風機安裝地點到回風口間的巷道中的最低風速必須符合《煤礦安全規程》第一百零一條的有關規定。

(3)局部通風機必須由指定人員負責管理，保證正常運轉，每天應進行一次正常工作的局部通風機與備用局部通風機自動切換試驗，每班要進行瓦斯、風電閉鎖試驗一次。試驗記錄要存檔備查。

(4)局部通風機安裝和拆除應由生產部門提出申請，通風、機電等部門審查并共同實施。

(5)當掘進長度超過250m時，應加大局部通風機功率。

(6)嚴禁3臺以上(含3臺)的局部通風機同時向1個掘進工作面供風。不得使用1臺局部通風機同時向2個作業的掘進工作面供風。

7、風筒管理

(1)采用抗靜電、阻燃風筒，其風筒直徑不得低于600mm。

(2)加強對風筒的維護，風筒必須整齊，轉彎應平緩，破損的風筒必須及時修補，減少風筒的漏風，保證工作面迎頭有足夠的風量。

(3)掘進工作面施工過程中，風筒出風口應隨工作面掘進及時移動，確保掘進工作面有足夠風量，風筒出口到掘進工作面的距離不得超過5m且不小于2m。

(4)風筒吊掛要平、直、緊、穩，逢環必掛;

(5)風筒在拐彎、過風墻處要用硬質風筒，不準拐死彎;

(6)風筒對接不少于500mm，風筒間接口嚴密，無破口(末端20m除外)，無反接頭，采用雙反壓邊;

(二)、及時安全地處理已積存的瓦斯

1、因檢修、停電或其他原因停止主要通風機運轉時，必須制定停風措施。

變電所或電廠在停電以前，必須將預計停電時間通知礦調度室。

主要通風機停止運轉時，受停風影響的地點，必須立即停止工作、切斷電源，工作人員先撤到進風巷道中，在井下進風巷中等待30分鐘，主要通風機停止運轉沒有恢復運行抽風時，井下所有工作人員全部撤出地面。

2、使用局部通風機供風的地點必須實行風電閉鎖，保證當正常工作的局部通風機停止運轉或停風后能切斷停風區內全部非本質安全型電氣設備的電源。正常工作的局部通風機故障，切換到備用局部通風機工作時，該局部通風機通風范圍內應停止工作，排除故障;待故障被排除，恢復到正常工作的局部通風機后方可恢復工作，使用2臺局部通風機同時供風的，2臺局部通風機都必須同時實現風電閉鎖。

3、使用局部通風機通風的掘進工作面，不得停風;因檢修、停電、故障等原因停風時，必須將人員全部撤至全風壓進風流處，并切斷電源。

恢復通風前，必須由專職瓦斯檢查員檢查瓦斯。只有在局部通風機及其開關附近10m以內風流中的瓦斯濃度都不超過0.5%時，方可由指定人員開啟局部通風機。

4、礦井必須有因停電和檢修主要通風機停止運轉或通風系統遭到破壞以后恢復通風，必須編制排放瓦斯和送電安全措施。恢復正常通風后，所有受到停風影響的地點，都必須經過通風、瓦斯檢查人員檢查，證實瓦斯濃度低于0.8%以下，無危險后，方可恢復工作。所有安裝電動機及其開關的地點附近20m的巷道內，都必須檢查瓦斯，只有瓦斯濃度符合《煤礦安全規程》規定時，方可開啟。

5、臨時停工地點，不得停風;否則必須切斷電源，設置柵欄，揭示警標，禁止人員進入，并向調度室報告。停工區內瓦斯或二氧化碳濃度達到3.0%或其他氣體濃度超過《煤礦安全規程》(2010版)規定不能立即處理時，必須在24h內封閉完畢。

6、恢復已封閉的停工區或采掘工作接近這些地點時，必須事先排除其中積聚的瓦斯。排除瓦斯工作必須制定安全技術措施。

7、嚴禁在停風或瓦斯超限區域內作業。

(三)、加強瓦斯排放工作的安全管理

1、瓦斯排放實行分級管理制度。

1臨時停風時間短，瓦斯濃度不超3%的采掘工作面，由通風隊和瓦斯檢查員負責就地排放。

2巷道瓦斯濃度超過3%，排放瓦斯風流途徑路線短、直接進入回風系統，不影響其他采掘工作面的排放瓦斯的安全措施必須由礦總工程師組織有關部門共同審查簽字批準，由礦山輔助救護隊排放，并報縣級煤炭管理部門備查。

3掘進巷道瓦斯積聚或貫通已封閉的停工區，瓦斯濃度超過3%，排放瓦斯路線長，影響范圍大，排放瓦斯風流切斷采掘工作面的安全出口，其排放瓦斯的安全措施必須由礦總工程師組織有關部門共同審查簽字批準，由礦山輔助救護隊排放，并報縣級煤炭管理部門備查。

4批準的排放瓦斯的安全措施必須由礦總工程師或通風安全副總工程師負責組織貫徹 ，責任落實到人，并簽字備查。

5安全監察部門負責監督排放瓦斯的安全措施的實施，必須有安監人員在現場監督檢查，安全措施不落實，絕對禁止排放瓦斯;若發現違章排放瓦斯，必須責成立即停止，并追查責任，嚴肅處理。

2、局部通風機因故停止運轉，在恢復通風前，必須首先檢查瓦斯，只有停風區中最高瓦斯濃度不超過0.5%和最高二氧化碳濃度不超過1.5%，且符合上敘第三條開啟局部通風機的條件時，方可人工開啟局部通風機，恢復正常通風。

3、停風區中瓦斯濃度超過0.8%或二氧化碳濃度超過1.5%，最高瓦斯濃度和二氧化碳濃度不超過3.0%時，必須采取安全措施，控制風流排放瓦斯。

4、停風區中瓦斯濃度或二氧化碳濃度超過3.0%時，必須制訂安全排瓦斯措施，報礦技術負責人批準。

5、在排放瓦斯過程中，排出的瓦斯與全風壓風流混合處的瓦斯和二氧化碳濃度都不得超過1.5%，且采區回風系統內必須停電撤人，其他地點的停電撤人范圍應在措施中明確規定。只有恢復通風的巷道風流中瓦斯濃度不超過0.8%和二氧化碳濃度不超過1.5%時，方可人工恢復局部通風機供風巷道內電氣設備的供電和采區回風系統內的供電。

6、獨頭巷道長或封閉的獨頭巷道啟封后排放瓦斯采取逐段通風排放法：排放由外向內逐段分段進行，先準備一節5m長的短風筒，接在密閉外的風筒上，用于沖淡啟封密閉墻的開口孔洞瓦斯，控制風筒的排風量，使沖淡后的瓦斯濃度低于1.5%，正常后再分段接長風筒逐段排放巷道積存瓦斯，直到全獨頭積存瓦斯排放完轉入正常通風時止。

【三】 硐室通風管理措施

(一)、井下獨立通風硐室的通風系統及安全措施

1、礦井投產時期井下獨立通風硐室

根據本礦的開拓系統布置，礦井投產時期井下需獨立通風的硐室為+1569m標高的采區變電所，+1551m標高水泵房布置在軌道下山與皮帶下山巷之間。

采區變電所的通風線路為：副井→軌道下山→軌道大巷→變電所→回風下山→風井→引風道→地面。

在變電所靠近回風大巷的通道內設置調節風門，對風流及風量進行調節，確保變電所內有足夠的風量通過，確保風流不發生短路。

水泵房通風線路為：主井→皮帶下山→水泵房→軌道下山→軌道大巷→回風大巷→回風下山→風井→引風道→地面。

(2)礦井通風困難時期井下獨立通風硐室

礦井通風困難時期無新增硐室。

(二)、采用擴散通風的酮室及通風要求

硐室深度不超過6m、入口寬度不小于1.5m而無瓦斯涌出，可采用擴散通風。根據本礦的開拓布置，井下消防材料庫、避難硐室、臨時材料庫、臨時水倉是采用擴散通風的硐室。

【四】井下通風設施管理

1、一般規定

(1)、通風設施完工后，必須由安全科會同施工單位進驗收，不合格的必須經整改合格后方能投入使用。

(2)、每月由礦技術負責人牽頭，對礦井通風設施進行一次全面的檢查。礦安全員必須每天對井下通風設施進行巡視，發現問題及時處理，并向礦地面值班室匯報。

(3)、各生產班組對本區域的通風設施負責管理，任何單位和個人不得隨意破壞或拆除通風設施。

(4)、各生產區域的負責人、瓦檢員，必須對所轄區域的通風設施的管理和使用負責，保證通風設施隨時處于正常工作狀態。發現問題時，應立即向地面值班室匯報，及時組織人員修復。

(5)、井下的正向風門必須聯鎖，井口的防爆風門不得聯鎖，嚴禁礦車沖撞風門。

(6)、掘進工作面的瓦檢員必須及時縫補風筒破口或更換風筒，保證磧頭風量符合作業規程的規定。

(7)、通風設施前后10米范圍內嚴禁堆放材料、設備及其它雜物。

(8)、采空區必須及時封閉。采煤工作面回采結束后，必須及時用永久密閉封閉采空區，在密閉前必須設置柵欄和警標，禁止人員入內。密閉墻施工前，必須拆除同封閉區相連通的軌道、鐵管、電纜等。

(9)井下盲巷和臨時停風地點必須設置密閉和柵欄，定期檢測瓦斯和氧氣濃度，并掛牌管理嚴禁任何人違章進入。

2、通風設施質量標準

(Ⅰ)風門

A、永久風門

①永久風門的砌筑位置應盡量避開動壓區，選擇頂、幫條件較好的地點設置。

②每組風門不少于兩道，通車風門間距不小于一列車長度，行人風門間距不小于4米，每道風門應能完全敞開，并能自動關閉。

③風門墻垛要用不燃性材料構筑，厚度不小于0.8米，四周要掏槽，見實底、實幫，與煤巖接實，墻面平整，墻體必須灰漿飽滿，無裂縫、重縫、干縫，并預留管線孔。

④門框要包邊沿口，有襯墊，四周接觸嚴密不漏風(以不透光為準，通車風門底坎除外)，門扇平整不漏風，門扇與門框不歪扭，木質風門要錯口對縫和穿帶，門扇厚度不少于100毫米。

⑤通車風門要設底坎。其余風門下方要設擋風簾，管線孔要堵嚴。

⑥風門前后5米范圍內巷道支護良好，無雜物、積水和淤泥，風門水溝要設翻水池或擋風簾。

B、防突風門

防突風門設計選用特制風門，由兩道反向風門組成，防突風門設置應滿足以下技術要求：

1)避免在彎道和緩傾斜巷道中設置防突風門，防突風門必須設在掘進工作面的進風側，以控制突出時的瓦斯能沿回風道流入回風系統;

2)在突出煤層的石門揭煤和煤巷掘進工作面進風側，必須設置至少2道牢固可靠的反向風門,風門之間的距離不得小于4m。反向風門的前后5m內支架完好，反向風門墻垛可用磚、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周邊巖石的深度可根據巖石的性質確定，但不得小于0.2m;墻垛厚度不得小于0.8m。在煤巷構筑反向風門時，風門墻體四周必須掏槽，掏槽深度見硬幫硬底后再進入實體煤不小于0.5m。通過反向風門墻垛的風筒、水溝、刮板輸送機道等，必須設有逆向隔斷裝置。

3)結構嚴密，不漏風，向關門方向緩傾斜80°～85°，確保自動關閉;

4)反向風門距工作面的距離和反向風門的組數，應當根據掘進工作面的通風系統和預計的突出強度確定，但反向風門距工作面回風巷不得小于10m，與工作面的最近距離一般不得小于70m，如小于70m時應設置至少三道反向風門。

5)防突風門等通風構筑物的設置應堅固穩定，并加強通風管理，及時進行檢查和維修。

6)在采掘工作面回風風流與其他進風風流之間以及與其他采掘工作面回風風流之間的聯絡巷內設置防突風門。

7)放炮時防突風門必須關閉，對通過內墻垛的風筒，必須設有隔斷裝置;

8)人員進入工作面時必須把反向風門打開、頂牢。工作面放炮和無人時，反向風門必須關閉。

C、防爆門的設置技術要求

為了防止爆炸性氣體爆炸時沖擊主要通風機，在回風井口處設置防爆門，防爆門的設計要求如下：

1、防爆門至井筒內引風道的開口位置的長度應比引風道長度短10m，隨時保證防爆門的完好并每6個月檢查維修一次，引風道與風井之間的夾角為30°，采用風機蝶閥開關狀態控制風機運行狀態，主要通風機運行時，主要通風機蝶閥全打開并固定好，備用通風機蝶閥則關閉并固定好。

2、防爆門應布置在出風井同一軸線上，其斷面積不應小于出風井的斷面積。

3、出風井與風硐的交岔點到防爆門的距離，比該點到主要通風機吸風口的距離至少要短10m。

4、防爆門應主要靠主要通風機的負壓保持關閉狀態，并安設平衡重物或其他措施，以便主扇停運時防爆門易于開啟。

5、防爆門門框的結構為半圓拱型的整體式，材料是11#礦用工字鋼。門板為半圓拱型，左右各一扇，門板材料為75×75×8mm的角鋼及3mm厚的鋼板，相互之間焊接組成門板，縱橫方向各設計有加強筋板，使門板能有足夠的抵抗壓力變形的能力，并有防腐和防拋出的安全措施。

6、防爆門門板與門框之間采用橡膠條進行密封，用鐵壓條和螺栓將橡膠條固定在門板上，左、右門板正面沿外邊緣一周均裝有密封橡膠條，橡膠條在兩端均加工成45o，用氯丁橡膠粘接劑(813)粘接，使密封材料分別在左右門板上形成密封環;當合上防爆門時，礦井負壓使門板緊貼在門框上，從而形成密閉，防止漏風的產生。

D、臨時風門

①每組風門不少于兩道，通車風門間距不小于一列車長度，行人風門間距不小于米，4每道風門應能完全敞開，并能自動關閉。

②風門應設在頂幫完好處，風門前后5米內巷道支護良好，無雜物、積水和淤泥，無其它材料、設備堆積。

③風門墻四周要接觸嚴密，見實幫、實底，墻兩面要用灰泥滿抹平整。

④門框要包邊沿口，有襯墊，四周接觸嚴密不漏風(以不透光為準，通車風門底坎除外)，門扇平整不漏風，門扇與門框不歪扭，木質風門要錯口對縫和穿帶，門扇厚度不少于100毫米。

⑤通車風門要設底坎。其余風門下方要設擋風簾，管線孔要堵嚴。

(Ⅱ)密閉

A、永久密閉

①永久密閉必須用不燃性材料構筑，嚴密不漏風(手觸無感覺，耳聽無聲音)。

②密閉應設在支護良好，無片幫、冒頂，距全風壓巷道的距離不超過3米的地方。密閉前應支護良好，無雜物、積水和淤泥，無其它材料、設備堆積，無瓦斯積聚。

③密閉四周要掏槽，見硬幫硬底，與煤巖接實。密閉墻厚度應根據其高度、地點、選用材實確定，但不應小于0.8米。

④墻面用灰泥滿抹或勾縫。墻面平整(1米內凹凸程度不大于10毫米，勾縫除外)，墻面必須灰漿飽滿，無裂縫、重縫、空縫。

⑤密閉墻前要設柵欄、警標和檢查記錄牌，每旬至少檢查一次。

B、臨時密閉

①密閉應設在支護完好，無片幫、冒頂處，距全風壓巷道不得超過3米的地方。

②密閉四周接觸嚴密不漏風。密閉前6米內支護良好，無片幫、冒頂，無積水、淤泥、雜物，無瓦斯積聚。

③密閉墻前要設警標和檢查記錄牌板并定期檢查。

(Ⅲ)調節風窗

①調節風窗的墻體，必須用不燃性材料構筑，其質量標準同永久風門。

②調節風窗應盡量設在墻體的上方，尺寸應按巷道最大需風量設計。確實不能滿足時，也可設置在風門門扇及墻體的兩側，但必須能調節風量。

③調節風窗前后5米內支護良好，無片幫、冒頂，無雜物、積水和淤泥。

(Ⅳ)測風站

1、測風站應滿足以下技術要求：①建在進回風井口30米以下。②測風站長度4米，測風站必須設在直線巷道中，測風站前后各10～15m范圍內巷道無分支、無拐彎、斷面無變化，站內不得有障礙。③測風站所在4米巷道應砌墻，抹頂成光滑斷面。④特殊情況可以只在巷道兩側各砌1.3米高的墻。⑤測風站兩端抹成流線型，以降低阻力。⑥測風站應設置測風記錄牌板。

2、測風站應選擇在支護良好，前后10米范圍內無風流分支、匯合，無巷道拐彎障礙，巷道斷面規整無變形的地點，長度不小于10米。

3、測風站位于架棚巷道或其它斷面不規整巷道時，巷道應采用木板或其它材料襯壁成固定形狀的斷面。

4、測風站要全面粉刷，兩端抹100毫米寬的標志線。臨時測風站必須設置明顯的標志。

5、測風站及其前后10米內支護良好，無片幫、冒頂，無雜物、積水和淤泥以及材料堆積。

6、測風站內要用灰泥抹成測風記錄牌(長0.7米，寬0.5米)，內容包括巷道名稱、斷面、風速、風量、空氣溫度、大氣壓力、瓦斯、二氧化碳、測定日期、測定人等，測風結果要及時填入測風記錄牌中。

【五】、巷道貫通管理

1、在掘進巷道同其它巷道或老空、老巷貫通時，為防止通風、瓦斯、水、火、放炮事故的發生，必須制定專門的安全技術措施，報礦技術負責人批準。

2、掘進巷道貫通前60米，礦安全員必須向安全科和礦技術負責人匯報，并下達貫通通知書，通知相關部門和作業人員。

3、相向掘進的巷道相距60米前，必須停止一個工作面的掘進，撤出人員，并保持正常的通風和瓦斯檢查。正常掘進的工作面，每次放炮前，班組長和瓦檢員必須共同到停掘的工作面檢查通風和瓦斯濃度。當瓦斯濃度超限時，必須先停止掘進面的工作，然后進行處理。只有在兩個掘進工作面的瓦斯濃度都在1%以下時，方可放炮。放炮前，兩個工作面都必須設置警戒。放炮后，班組長、放炮員、瓦檢員必須巡視放炮地點，只有當兩個工作面的通風、支護等都正常時，方可進行其它工作。

4、間距小于20米的平行巷道掘進時，必須停止一個工作面。

5、掘進巷道在穿老空前，必須制定穿老空的安全措施。

6、掘進巷道貫通前，安全科應先繪制準確的測量圖，隨時掌握巷道進度，及時安排進行巷道貫通的通風系統調整工作。對特殊地段，必須堅持“逢掘必探，先探后掘”的原則。

7、被貫通巷道必須保持正常通風，瓦斯濃度必須在1%以下。

8、貫通時，安全員，掘進隊負責人必須在現場指揮。貫通后，安全科應立即組織人員調整通風系統。

9、不得在應力集中區和地質構造復雜區貫通。

10、應盡可能減少石門揭穿突出煤層的次數，揭穿突出煤層地點應避開地質構造帶。如果條件許可，應盡量將石門布置在被保護區，或先掘出揭煤地點的煤層巷道，然后再與石門貫通。石門與突出煤層中已掘巷道貫通時，被貫通巷道應超過石門貫通位置5m以上、并保持正常通風。

11、突出煤層上山掘進工作面同上部平巷貫通前，上部平巷必須超過貫通位置，其超前距不得小于5m。

12、巷道貫通前，必須保證停掘巷道和貫通的正常通風，每次爆破前，必須派專人和瓦斯檢查工共同到停掘的工作面檢查工作面及其回風流中的瓦斯濃度，瓦斯濃度超限時，必須先停止在掘工作面的工作，然后處理瓦斯，只有在2個工作面及其回風流中的瓦斯濃度都在0.8%以下時，掘進的工作面方可爆破，每次爆破前，2個工作面入口必須有專人警戒。

13、巷道貫通后，必須停止采區內的一切工作，立即調整通風系統，風流穩定后，瓦檢員檢查工作面及回風流中的瓦斯濃度都在0.8%以下后，方可恢復作業。

第二節、分源治理瓦斯

分源治理瓦斯是針對瓦斯來源的涌出量與涌出規律的特征采取相應的措施。

礦井瓦斯涌出的區域可分為回采區、掘進區和已采區。瓦斯來源是分源治理的基本依據。要同時測定礦井各回采區、各掘進區回風流中的瓦斯量，得到礦井瓦斯涌出量平衡表及周期性動態。

1、已采區：必須及時封閉，并保證密閉質量，以控制其瓦斯涌出。

已采區瓦斯涌出特點是：隨著采止時間的增長，涌出量漸減;地面大氣壓力變化必然引起礦井井下大氣壓力的變化，對瓦斯涌出有著密切的關系，其涌出量會隨之波動，氣壓降低時涌出量增大。因此大氣壓力變動季節，應加強對采空區瓦斯的觀測與管理。當老空區涌出量較大時，應進行抽放瓦斯，抽放這種瓦斯方法簡易，工程量小，容易奏效。

2、掘進區：涌出的瓦斯主要是煤巷所在煤層本身的瓦斯。

掘進區局部冒頂積存的瓦斯：可在支架頂梁處安設導風板沖淡瓦斯或用充填黃土的方法處理。

掘進瓦斯的涌出治理：可采用濕潤煤體與灑水;減少一次爆破量與爆破深度;間歇掘進但不停風;雙巷掘進;縮短獨頭掘進巷道的長度;加強通風，嚴格通風管理;限制掘進速度等措施。

3、回采區：回采工作面的瓦斯涌出特征與涌出量是回采區治理瓦斯的基礎。

回采工作面的瓦斯涌出特性與涌出量是回采工作面治理瓦斯的基礎。該礦井回采工作面采用爆破落煤，煤層暴露面最大，放炮時出現瓦斯涌出高峰，峰值可分為兩部分：Q1和Q2。

Q1：包括入風攜帶的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空區涌入回采工作面的瓦斯等，這些是與采煤產量無直接關系的涌出。

Q2：與每次放炮的孔深、孔數，爆破區長度，煤的破碎程度及本煤層瓦斯含量有關。這些參數越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是與煤產量直接有關的瓦斯涌出。

回采工作面采用U形通風系統，這種系統具有漏風小的優點，但在上隅角附近由于采空區涌出的瓦斯大部分在這里集中，同時在此處風速低，風量不足，容易積存瓦斯而超限。處理措施：采用采空區留管抽放方法進行瓦斯抽放，將高濃度瓦斯通過抽放管抽到地面排放;在工作面上隅角附近設置木板隔墻或帆布風障，迫使一部分風流流經上隅角，將積存瓦斯沖淡、排出。

頂板附近瓦斯層狀集聚處理：若回采工作面風速未能保證設計風速而小于1m/s，則容易使瓦斯浮于巷道頂板附近，形成一個比較穩定的帶狀瓦斯層，這即是瓦斯的層狀集聚。處理辦法是保證回采工作面的設計風速，使瓦斯與風流能充分地紊流混合，沖淡及排出。

(6)井下停風地點柵欄外風流中的瓦斯濃度每天至少檢查1次。

(11)在生產過程中，要組織專職人員及時封閉廢棄的盲巷及采空區，對暫不利用巷道應封閉或掛危險牌，加強這些地方的瓦斯監測，防止瓦斯聚集。對回風順槽中聚集的煤塵應組織專人按期清掃，消除瓦斯煤塵爆炸隱患。

第三節、嚴格瓦斯檢查制度

1、礦井必須建立嚴格的瓦斯及其他有害氣體的檢查制度，井下有毒有害氣體與人體中毒的關系詳見本章第一節表3—1—2至表3—1—6。

2、瓦斯檢查員必須經三級以上資質煤礦安全培訓機構培訓，持有其頒發的任職資格證書。瓦斯檢查員的配備：瓦斯檢查員具備初中以上文化程度，在采掘崗位工作兩年以上，并經培訓考試合格的人員擔任，上崗后還應定期進行輪訓和考核。瓦檢隊伍要保持相對穩定，不合格的要及時調整，瓦檢員的調整必須通過礦長同意。瓦檢員的數量必須滿足礦井安全生產和現場管理的需要。每個回采及掘進工作面每班至少配備瓦斯檢查員、安全員、放炮員、質量監督員各一名。本礦配備瓦斯檢查員16人(每班4人)，光學甲烷檢測儀20臺。

3、礦井總回風巷或一翼回風巷瓦斯或二氧化碳濃度不得超過0.70%;采區回風順槽、采掘工作面回風順槽風流中瓦斯濃度不得超過0.8%，二氧化碳濃度不得超過1.5%。

4、礦井有害氣體最高允許濃度見下表。

5、礦井必須建立安全儀表計量檢查制度。建立礦井安全監測監控系統。

6、建立完備的瓦斯和其他氣體檢查制度。礦長、礦技術負責人、爆破工、采掘區隊長、通風區隊長、工程技術人員、班長、流動電鉗工、安全監測工、抽水工、密閉工、鉆探工等特作崗位工種人員下井時，必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀或數字式瓦斯檢測報警礦燈。瓦斯檢查工必須攜帶光學甲烷檢測儀和便攜式甲烷檢測報警儀。瓦斯檢查員為特種作業人員，應持有特種作業人員證方能上崗作業。

7、采煤工作面、掘進工作面必須配備專職瓦斯檢查員經常檢查瓦斯各作業地點每班至少檢查三次，其它用風地點每班至少檢查一次，本班無人作業的地點每班至少檢查一次，密閉前每周至少檢查一次。;水泵房、煤倉上下口、其他巷道的瓦斯每班至少檢查1次;井下停風地點的密閉、柵欄外風流中的瓦斯濃度每天至少檢查1次，擋風墻外的瓦斯濃度每周至少檢查1次。

8、瓦斯檢查人員執行瓦斯巡回檢查制度，并認真填寫瓦斯檢查班報。每次檢查結果必須記入瓦斯檢查班報手冊和檢查地點的記錄牌上，并通知現場工作人員。瓦斯濃度超過《煤礦安全規程》(2010版)有關條文規定時，瓦斯檢查工有權責令現場人員停止工作，并撤到安全地點。通風值班人員必須審閱瓦斯班報，掌握瓦斯變化情況，發現問題及時處理，并向礦調度室匯報。通風瓦斯日報必須送礦長、礦技術負責人審查并簽字。瓦斯手冊、瓦斯牌板、瓦斯臺賬必須三對口。

9、突出危險工作面(包括采掘工作面)必須配備專職瓦斯檢查員，跟班經常檢查瓦斯并密切觀測煤與瓦斯突出預兆，監督檢查采掘工作面的防突措施落實情況，當發現有突出預兆時，瓦斯檢查員必須停止作業、撤出人員，并安設甲烷斷電儀。

10、采、掘工作面當班班長必須攜帶便攜式甲烷檢測報警儀，在采煤工作面回風上隅角或掘進迎頭不大于5m處懸掛便攜式甲烷檢測報警儀，一旦出現瓦斯涌出現象，立即停止作業、撤出人員、切斷電源，向礦領導匯報，制定專門措施處理。

第四節、控制和消除引爆火源措施

防止瓦斯引燃的原則，是對一切非生產必須的熱源，要堅決禁絕。生產中可能產生的熱源，必須嚴格管理和控制，防止它的發生或限制其引燃瓦斯的能力。為此，礦井應從以下幾種火源的來源采取措施：

一、井下爆破防止引燃瓦斯措施

1、井下每個爆破作業點的爆破工作必須由一名專職放炮員擔任，爆破工必須是經安監部門培訓考試合格后持證上崗，使用專用發爆器，爆破母線采用絕緣好的雙線并獨立懸掛且距電纜0.5米以上，嚴禁與其它動力、通信電纜接觸，不允許有破口或明接頭。

2、采掘工作面或其他作業地點風流中瓦斯濃度達到1.0%時，必須停止用電鉆打眼;爆破地點附近20m以內的風流瓦斯濃度達到1.0%時，嚴禁爆破。

3、井下放炮：放炮必須遵守井下爆破的有關內容的規定。

1)采、掘工作面都必須使用安全等級不低于三級的煤礦許用含水炸藥和煤礦許用雷管。使用煤礦許用毫秒電雷管時，最后一段的延期時間不得超過130毫秒。

2)采、掘工作面應采用毫秒爆破。在掘進工作面必須全斷面起爆，在采煤工作面，嚴禁使用兩臺放炮器同時進行放炮。

3)炮眼封泥應用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分，應用粘土炮泥封實。

4)炮眼封泥嚴禁用煤粉，塊狀材料或其他可燃性材料，無炮泥或不實的炮眼，嚴禁放炮。

5)炮眼內發現異狀、溫度驟高驟低、有顯著瓦斯涌出、煤巖松散、透老空等情況時，不準裝藥放炮。

6)放炮母線、連接線和電雷管腳線必須相互扭緊并懸掛，不得同軌道、金屬管、鋼絲繩、刮板輸送機等導電體相接觸。嚴禁使用固定放炮母線。

7)在放炮地點20m內，有礦車、未清除的煤、矸或其他物體堵塞巷道1/3以上時，不準裝藥放炮。

8)處理瞎炮(包括殘炮)必須在班組長直接指導下進行，并應在當班處理完畢。如果當班未能處理完畢，放炮員必須同下一班放炮員在現場交接清楚。

9)放炮時，應采用正向起爆。

10)放炮必須嚴格執行“一炮三檢查”(裝藥前、放炮前、放炮后)和“三人連鎖”(放炮員、班組長、瓦檢員)制度，嚴禁采用糊炮、明火放炮和一次裝藥多次放炮。

11)炮眼深度和炮眼的封泥長度應符合下列要求：

1炮眼深度小于0.6m時，不得裝藥、爆破;在特殊條件下，如挖底、刷幫、挑頂確需淺眼爆破時，必須制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必須封滿炮泥。

2炮眼深度為0.6～1m時，封泥長度不得小于炮眼深度的1/2。

3炮眼深度超過1m時，封泥長度不得小于0.5m。

4炮眼深度超過2.5m時，封泥長度不得小于1m。

5光面爆破時，周邊光爆炮眼應用炮泥封實，且封泥長度不得小于0.3m。

6工作面有2個或2個以上自由面時，在煤層中最小抵抗線不得小于0.5m，在巖層中最小抵抗線不得小于0.3m。淺眼裝藥爆破大巖塊時，最小抵抗線和封泥長度都不得小于0.3m。

12)嚴格執行《規程》中關于爆破材料和井下放炮的各條規定，且按煤與瓦斯突出礦井等級選用煤礦許用的炸藥和雷管。

4、采用遠距離爆破，啟爆地點必須設在進風側反向風門之外的全風壓通風的新鮮風流中或避難硐室內，啟爆地點距離工作面不得小于300m，并設有直通礦調度室的電話。

二、防治煤炭自燃措施

(一)開拓開采方面的措施

本礦開拓巷道采用砌碹或錨網噴支護，回采和掘進巷道采用錨網噴支護，地質條件變化地點采用工字鋼梯形棚支護。礦井采用傾斜長壁后退式開采，全部垮落法管理頂板。

礦井開采時，要注意觀察，加強自燃征兆的早期識別工作。采煤方法對自燃發火的影響主要表現在煤炭回收率的高低、回采時間的長短上。礦采用傾斜長壁后退式采煤法，回采率高，巷道布置屬中等類型。頂板管理采用全部垮落法，人工攉煤，清掃浮煤，盡量使工作面回采率提高，采煤工作面回采結束后，必須在45天內進行永久性封閉。綜合防治，有很高的防火安全性。

合理的采煤方法能夠提高礦井先天的抗自燃發火能力，多年來的實踐表明，降低煤炭自燃發火的可能性要從以下幾個方面著手：

1)少丟煤;

2)控制礦山壓力，減少煤柱破裂;

3)合理布置采區;

4)回采時應盡量避免過分破碎煤體;

5)加快工作面的回采速度，使采空區熱源難于形成;

6)及時密閉已采區和廢棄的舊巷;

7)注意選擇回采方向，不使采區回風順槽過分受壓或長時間維護在煤柱里。

(二)通風方面的措施

通風因素的影響主要表現在采空區，煤柱和煤壁裂隙漏風，漏風就是向這些地點供氧，促進煤的氧化自燃。采空區面積大，漏風量相當大，但風速低，散熱作用差，在工作面的兩巷(回采工作面的運輸順槽和回風順槽)一線(停采線)，過斷層地帶，煤層變薄跳面的地方有大量的浮煤堆積，最易發生自燃。所以每一回采工作面回采完畢必須立即進行封閉，以減少浮煤堆積地點的漏風量，防止自燃。良好的通風系統可以在很大程度上控制自然火災的發生。為防止煤層自燃，在通風方面采取如下措施：

1、井在開采過程中，工作面采用“U”型通風方式，一進一回。新風和乏風均不通過采空區，漏風少;

2、調節風門、風門應設置在圍巖堅固、地壓穩定的地點，還應避免引起采空區或煤柱裂隙漏風量的增大;

3、采取措施，降低采區進回風順槽之間兩端的負壓差，以減少漏風;

4、風門、調節風門之間的距離留有較大的余地;

5、設置雙向風門，礦井可實現反風，以防火災事故擴大;

6、實現風門閉鎖，使一組風門不能同時敞開，確保風流穩定。

(三)檢測監控方面的措施

在風井、采煤工作面回風順槽、掘進工作面回風巷、采空區密閉等地點設計溫度、OC傳感器。

四、電氣防爆措施

1、機電設備入井前必須由機電礦長組織檢驗其“產品檢驗合格證”、“防爆合格證”、“煤礦礦用產品安全標志”是否齊全，并檢驗其安全性能，合格后，方準入井安裝使用。大修后的設備入井前必須經其檢查合格后方可入井。

2、井上、下裝設防雷電裝置;井下不得帶電檢修搬遷電氣設備、電纜和電線;電氣設備實行掛牌管理，電纜懸掛必須符合規定，井下機電設備硐室防火設施必須齊全，并有機電設備運行記錄。

3、井下供電應做到“兩全”、“三堅持”、“三無”、“四有”、“兩全”，

①防護裝置全，絕緣用具全。

② “三堅持”堅持使用檢漏繼電器，堅持使用煤電鉆、照明和信號綜合保護裝置，堅持使用瓦斯電、風電閉鎖。

③ “三無”無雞爪子、無羊尾巴、無明接頭。

4“四有”有過流和漏電保護裝置，有螺釘和彈簧墊，有密封圈和擋板，有接地保護裝置。

4、井下電氣設備、儀器、儀表、電纜、照明燈具等的選擇要求

1)煤(巖)與瓦斯突出礦井的井底車場的主泵房內，可使用礦用增安型電動機;

2)允許使用經安全檢測鑒定，并取得煤礦礦用產品安全標志的礦燈。

3)普通型攜帶式電氣測量儀表，必須在瓦斯濃度1.0%以下的地點使用，并實時監測使用環境瓦斯濃度。

4)煤礦安全監控設備之間必須使用專用阻燃電纜或光纜連接，嚴禁與調度電話電纜或動力電纜等共用。

防爆型煤礦安全監控設備之間的輸入、輸出信號必須為本質安全型信號。

5)爆破母線必須采用專用電纜，并盡可能減少接頭，有條件的可采用遙控發爆器。

6)井下照明線必須使用阻燃電纜，電壓不得超過127V。

5、電氣設備防爆當班電工每班檢查一次，機電隊每天檢查一次，杜絕失爆現象。停電的電氣設備每次啟動前都必須檢查瓦斯，只有瓦斯濃度在0.5%以下時才能啟動電機。

6、停風、停電的工作面，未經排放檢查瓦斯，嚴禁送風送電。

7、有故障的供電線路，不準強行送電。嚴禁帶電檢修和移動電氣設備。

8、電氣設備的保護裝置失靈后，不準送電

五、防止撞擊產生火花的措施

1、防止機械摩擦火花和沖擊火花的產生，采取安設過熱保護裝置，使用難引火性合金工具(如使用銨銅合金工具等)等措施。

2、高分子聚合材料制品，如風筒、運輸膠帶等，容易因摩擦而積聚靜電，當其靜電放電時，可能引燃瓦斯、煤塵或發生火災。因此井下應采用無靜電、難燃的聚合材料制品，其內、外兩層表面電阻都必須不大于3×108Ω，并應在使用過程中保持此值。

3、采掘工作面或其他作業地點風流中，電動機或其他開關安設地點附近20m以內風流中瓦斯濃度達到1.50%時，必須停止工作、切斷電源，撤出人員，進行處理。

4、礦燈的管理和使用要遵守下列規定：

1)礦井完好的礦燈總數，至少應比經常用燈的總人數多10%。

2)礦燈集中統一管理。每盞礦燈必須編號，經常使用礦燈的人員必須專人專燈。

3)礦燈應保持完好。如有電池漏液、亮度不夠、電線破損、燈鎖不良、燈頭密封不嚴、燈頭松動、玻璃破裂等情況時，嚴禁發放。發出的礦燈，最低應能連續正常使用11h。嚴禁使用假冒偽劣礦燈。

4)嚴禁使用礦燈人員拆開、敲打、撞擊礦燈。人員出井后，必須立即將礦燈交還礦燈房。

5)在每次換班2h內，燈房人員必須把沒有還礦燈人員的名單報礦調度室。

6)礦燈必須裝有可靠的短路保護裝置，并裝有短路保護器。

六、防止產生引燃瓦斯爆炸的明火火源措施

1、嚴格執行入井人員檢身制度;

2、嚴禁攜帶煙草和點火物品下井;嚴禁穿著化纖衣服;嚴禁進行電焊、氣焊和噴燈焊接工作，井下需要進行電焊、氣焊和噴燈焊接時，應嚴格遵守《煤礦安全規程》有關規定并制定電焊、氣焊和噴燈焊接的安全技術措施。

3、井口房及通風機房周圍20m內禁止使用明火。井下嚴格禁止使用燈泡取暖和使用電爐。礦燈應完好，否則不得發出礦燈。應愛護礦燈，嚴禁在井下拆開、敲打、撞擊礦燈。

4、井下嚴禁存放汽油、煤油和變壓器油等易然易爆物品。

七、防止地面雷電波及井下措施

井上、下必須裝設防雷電裝置，并遵守下列規定：

1、經由地面架空線路引入井下的供電線路和電機車架線，必須在入井處裝設防雷電裝置。

2、由地面直接入井的軌道及露天架空引入(出)的管路，必須設置絕緣裝置，必須在井口附近將金屬體進行不少于2處的良好的集中接地。

3、通信線路必須在入井處裝設熔斷器和防雷電裝置。

第五節 瓦斯、煤塵爆炸隔爆措施

隔爆措施是防止爆炸擴大為全礦性災難的采取的措施，使災害損失減至最小。開采有煤塵爆炸危險煤層的礦井，隔絕煤塵爆炸傳播可采用噴霧灑水、撒布巖粉、隔爆水棚(水棚、巖粉棚)等措施。

礦井在發生瓦斯爆炸時，其煤塵有相互作用狀態，故其隔爆設施主要用于縮小瓦斯、煤塵爆炸影響范圍，減少爆炸損失。為防止瓦斯、煤塵爆炸災害范圍擴大，主要在煤層掘進巷道、采煤工作面巷道設置隔爆水棚。生產期間，必須加強管理，經常檢查和更換破損的水棚，補給水量，保證其有效性。

采用噴霧灑水和設置隔爆水棚的措施。同時，由于瓦斯和煤塵爆炸時，存在相互作用的狀況，故兩種爆炸的隔爆均可采用隔爆水棚。本礦煤塵無爆炸性。

一、防止災害擴大的措施

1、礦井主要通風機安設反風裝置，井下各通風構筑物均按反風要求設置，滿足井下災害發生時全礦井及局部反風需要，減少災害損失。

2、主要通風機出風井口安裝防爆門，防止爆炸事故發生后主要通風機損壞，影響全礦井通風。

3、加強職工安全教育，下井人員必須配備隔離式自救器，熟悉閉災路線。

4、設置隔爆水棚或巖粉棚、水幕，阻止爆炸時火焰傳播，同時在巷道中撒布巖粉，撒布巖粉巷道長度不得小于100m。

5、各工作面必須采用獨立通風，不得串聯通風。

6、不使用的廢棄巷道必須及時封閉。

7、編制礦井災害預防和瓦斯爆炸事故處理計劃，預防災害的發生。

8、采用水袋棚、自動抑爆裝置作為隔爆設施，以防止瓦斯爆炸由局部擴大為全礦性的災難。生產期間必須加強管理，經常檢查和更換破損水棚袋、補給水量，保證其有效性。

9、風井井口設置防爆門，防止爆炸產生的沖擊波摧毀主要通風機，從而造成救災和恢復生產的困難。

10、主扇有反風裝置，能在10min內改變風流方向。

二、隔爆措施

隔絕瓦斯、煤塵爆炸傳播可采用噴霧灑水、撒布巖粉、隔爆水棚(水棚、巖粉棚)等措施。本礦設置被動式隔爆水棚，集中布置在巷道內。根據本礦情況，在皮帶下山巷、軌道下山巷、回風下巷、回風大巷、南運輸大巷、2302采面進、回風巷、2303運輸順槽、2303回風順槽設置輔助隔爆棚。隔爆水棚的設置見防塵供水管路系統圖。

(一) 防塵降塵措施

1、通風方面：合理的通風系統，適中的風速。通風既能將涌出的瓦斯稀釋排走，又能及時地將空氣中的浮塵帶走，但需同時保證不會將落塵重新揚起。

2、防塵灑水方面：在井下各主要產塵點，設置風流凈化水幕、灑水裝置、灑水管路等，使煤塵濕潤，減少煤塵的飛揚，降低風流中煤塵濃度。

3、除塵方面：在掘進工作面采用濕式除塵設備，減少煤塵的產生。

4、檢測方面：本設計為礦井配備了適當的粉塵檢測設備，應加強對粉塵濃度的檢測和采樣，一旦發現空氣風流中粉塵濃度高時，必須采取相應的降塵措施。

(二)對于井巷中積聚的煤塵的防爆措施

1、經常清掃巷道中積聚的煤塵，盡量勿使煤塵飛揚蔓延，防止沉積的煤塵參與爆炸。

2、對煤塵沉積強度較大的巷道，采取水沖洗的方法、沖洗周期應根據煤塵的沉積強度及煤塵爆炸下限濃度確定，在距離塵源30m的范圍內，沉積強度大的地點，應每班或煤日沖洗一次;距離塵源點較遠或沉積強度小的巷道，可幾天或一天沖洗一次;運輸大巷可半月或一個月沖洗一次;工作面巷道必須定期清掃或沖洗煤塵，并清除堆積的浮煤，清掃或具體沖洗周期由總工程師決定。

3、巷壁刷漿，用石灰水或水泥石灰水噴灑在巷道周壁，使煤塵固結起來不能飛揚到空氣中參與爆炸，巷壁刷漿后，還能改善井下環境，并有利于沖洗煤塵。刷漿用石灰水為生石灰與水按1：1.5(體積比)配制，或以水泥：石灰：水=1：2：10(體積比)配制成水泥石灰水。刷漿工作一般每半年進行一次。

4、經常對巷道中積聚的煤塵進行清掃，對易產生煤塵的巷道進行灑水及噴霧降塵。

5、對轉載點等易產生煤塵處實行灑水噴霧降塵及集塵器捕捉兩種方式降塵。

6、對浮游煤塵主要采取噴霧降塵加人工清理的方式。

7、在所有巷道均鋪設消防灑水管路，經常檢查巷道煤塵積聚情況，沖洗巷道，防止煤塵積聚。

第六節 安全監控系統

安裝KJ95N型煤礦綜合監控系統，井下采掘工作面，水倉、變電所及硐室等地點都設置可種檢測探頭，對瓦斯、溫度、CO等進行檢測，瓦斯抽放參數的監測監控系統也在安裝完善當中，盡量利用高科技技術手段管理監控瓦斯危害情況，杜絕瓦斯事故的發生。

第七節 瓦斯抽放治理方案

1、地面瓦斯抽放泵房設備;

礦井建立了地面永久的高低負壓瓦斯抽放系統。高負壓抽放為2BEA-353水還式真空泵兩臺，極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;低負壓抽放為2BEA-353水還式真空泵兩臺，極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;極限壓力3300帕，轉速：415轉/分，最大抽速58m3/mim，功率為90kw;

2、瓦斯抽放管路

高、低抽放主管從總回風斜井鋪設了φ250mm的PE抽放管道各為410m長，共830米，分干支管為φ200mm高低抽放管趟3452米，支管分干支管為φ100~150mm高低抽放管趟910m。

3、抽放方法

1)2302、2303、2305回采工作面是采用本煤層預抽瓦斯，利用運輸巷沿煤層布置高負壓瓦斯抽放系統預抽消突。

2)利用低負壓瓦斯抽放系統抽放采空區瓦斯。工作面開采期間，利用回風巷埋管抽放采空區瓦斯;工作面回采完畢密閉后，插管路抽放采空區瓦斯;

3)巷道掘進前利用高負壓瓦斯抽放系統進行先抽后掘瓦斯抽放，瓦斯抽放達標后，方可進行掘進作業。

第八節 防治煤與瓦斯突出方案

一、區域突出措施

【一】、區域突出危險性預測

(一)區域性綜合防突措施基本程序和要求

1、按突出礦井管理就應當對煤層進行區域突出危險性預測(以下簡稱區域預測)。經區域預測后，突出煤層劃分為突出危險區和無突出危險區。未進行區域預測的區域視為突出危險區。

區域預測分為新水平、新采區開拓前的區域預測(以下簡稱開拓前區域預測)和新采區開拓完成后的區域預測(以下簡稱開拓后區域預測)。

2、突出煤層區域預測的范圍根據礦井的開拓方式、巷道布置等情況劃定。

3、新水平、新采區開拓前，當預測區域的煤層缺少或者沒有井下實測瓦斯參數時，依據地質勘探資料、上水平及鄰近區域的實測和生產資料等進行開拓前區域預測。

開拓前區域預測結果僅用于指導新水平、新采區的設計和新水平、新采區開拓工程的揭煤作業。

4、 開拓后區域預測依據預測區域煤層瓦斯的井下實測資料，并結合地質勘探資料、上水平及鄰近區域的實測和生產資料等進行。

開拓后區域預測結果用于指導工作面的設計和采掘生產作業。

5、 對已確切掌握煤層突出危險區域的分布規律，并有可靠的預測資料的，區域預測工作由礦技術負責人組織實施;否則，應當委托有煤與瓦斯突出危險性鑒定資質的單位進行區域預測。

區域預測結果由煤礦企業技術負責人批準確認。

6、 經評估為有突出危險煤層的新建礦井建井期間，以及突出煤層經開拓前區域預測為突出危險區的新水平、新采區開拓過程中的所有揭煤作業，必須采取區域綜合防突措施并達到要求指標。

經開拓前區域預測為無突出危險區的煤層進行新水平、新采區開拓、準備過程中的所有揭煤作業應當采取局部綜合防突措施。

7、經開拓后區域預測為突出危險區的煤層，必須采取區域防突措施并進行區域措施效果檢驗。經效果檢驗仍為突出危險區的，必須繼續進行或者補充實施區域防突措施。

經開拓后區域預測或者經區域措施效果檢驗后為無突出危險區的煤層進行揭煤和采掘作業時，必須采用工作面預測方法進行區域驗證。

所有區域防突措施均由煤礦企業技術負責人批準。

8、 區域防突措施：優先采用開采保護層

礦井首次開采保護層時，應當對被保護層進行區域措施效果檢驗及保護范圍的實際考察。如果被保護層的最大膨脹變形量大于3‰，則檢驗和考察結果可適用于其他區域的同一保護層和被保護層;否則，應當對每個預計的被保護區域進行區域措施效果檢驗。此外，若保護層與被保護層的層間距離、巖性及保護層開采厚度等發生了較大變化時，應當再次進行效果檢驗和保護范圍考察。

保護效果檢驗、保護范圍的考察結果報煤礦企業技術負責人批準。

9、 突出危險區的煤層不具備開采保護層條件的，必須采用預抽煤層瓦斯區域防突措施并進行區域措施效果檢驗。

預抽煤層瓦斯區域措施效果檢驗結果應當經礦技術負責人批準。

(二)區域突出危險性預測基本原則

1、 區域預測要根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質分析的方法進行，也可以采用其他經試驗證實有效的方法。

根據煤層瓦斯壓力或者瓦斯含量進行區域預測的臨界值由具有突出危險性鑒定資質的單位進行試驗考察。在試驗前和應用前由煤礦企業技術負責人批準。

區域預測新方法的研究試驗應當由具有突出危險性鑒定資質的單位進行，并在試驗前由煤礦企業技術負責人批準。

2、 根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質分析的區域預測方法按照下列要求進行：

① 煤層瓦斯風化帶為無突出危險區域;

② 根據已開采區域確切掌握的煤層賦存特征、地質構造條件、突出分布的規律和對預測區域煤層地質構造的探測、預測結果，采用瓦斯地質分析的方法劃分出突出危險區域。當突出點及具有明顯突出預兆的位置分布與構造帶有直接關系時,則根據上部區域突出點及具有明顯突出預兆的位置分布與地質構造的關系確定構造線兩側突出危險區邊緣到構造線的最遠距離,并結合下部區域的地質構造分布劃分出下部區域構造線兩側的突出危險區;否則,在同一地質單元內,突出點及具有明顯突出預兆的位置以上20m(埋深)及以下的范圍為突出危險區(如下圖);

④ 采用上述第③項進行開拓后區域預測時，還應當符合下列要求：　　　A、預測所主要依據的煤層瓦斯壓力、瓦斯含量等參數應為井下實測數據；　　　B、測定煤層瓦斯壓力、瓦斯含量等參數的測試點在不同地質單元內根據其范圍、地質復雜程度等實際情況和條件分別布置；同一地質單元內沿煤層走向布置測試點不少于2個，沿傾向不少于3個，并有測試點位于埋深最大的開拓工程部位。　　　【二】、區域性防突措施　　　我礦區域防突措施采用開采層預抽本煤層瓦斯，回采工作面在運輸、回風巷沿23M煤順層布置抽放鉆孔，每孔按23煤緩傾斜平均傾角5o布置，抽放半徑為1.5米，孔間距為3米，孔深度按工作面傾斜長度而定，采面運輸巷孔深一般為60～80米，回風巷一般為30～50米，運輸、回風巷鉆孔每間隔30米設置一個檢驗點，高負壓抽采，回采過程中在采面上隅角和采空區設置低負壓抽采瓦斯，采面做到預抽消突，先抽后采。　　　掘進巷道采用開采層超前迎頭本煤層卸壓抽放瓦斯，在掘進巷道兩邊邁步設計鉆場，巷道同側鉆場間距40米，異側間距20米，每一鉆場布置3～5個鉆孔，孔深不得少于60米，鉆孔抽放控制在巷道兩幫15米內，抽放孔永遠保持與迎頭20米超前距離。

【三】、區域防突措施效果檢驗

1、采用預抽煤層瓦斯區域防突措施時，應當以預抽區域的煤層殘余瓦斯壓力或者殘余瓦斯含量為主要指標或其他經試驗證實有效的指標和方法進行措施效果檢驗。其中，在采用殘余瓦斯壓力或者殘余瓦斯含量指標對穿層鉆孔、順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施和穿層鉆孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，必須依據實際的直接測定值，其他方式的預抽煤層瓦斯區域防突措施可采用直接測定值或根據預抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等參數間接計算的殘余瓦斯含量值。

2、對穿層鉆孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施也可以參照的方法采用鉆屑瓦斯解吸指標進行措施效果檢驗。

檢驗期間還應當觀察、記錄在煤層中進行鉆孔等作業時發生的噴孔、頂鉆及其他突出預兆。

3、 對預抽煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，應當根據經試驗考察確定的臨界值進行評判。在確定前可以按照如下指標進行評判：可采用殘余瓦斯壓力指標進行檢驗，如果沒有或者缺少殘余瓦斯壓力資料，也可根據殘余瓦斯含量進行檢驗，并且煤層殘余瓦斯壓力小于0.74MPa或殘余瓦斯含量小于8m3/t的預抽區域為無突出危險區，否則，即為突出危險區，預抽防突效果無效;也可以采用鉆屑瓦斯解吸指標對穿層鉆孔預抽石門(含立、斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗，如果所有實測的指標值均小于表4的臨界值則為無突出危險區，否則，即為突出危險區，預抽防突效果無效。

但若檢驗期間在煤層中進行鉆孔等作業時發現了噴孔、頂鉆及其他明顯突出預兆時，發生明顯突出預兆的位置周圍半徑100m內的預抽區域判定為措施無效，所在區域煤層仍屬突出危險區。

當采用煤層殘余瓦斯壓力或殘余瓦斯含量的直接測定值進行檢驗時，若任何一個檢驗測試點的指標測定值達到或超過了有突出危險的臨界值而判定為預抽防突效果無效時，則此檢驗測試點周圍半徑100m內的預抽區域均判定為預抽防突效果無效，即為突出危險區。

4、對預抽煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，均應當首先分析、檢查預抽區域內鉆孔的分布等是否符合設計要求，不符合設計要求的，不予檢驗。

5、 采用直接測定煤層殘余瓦斯壓力或殘余瓦斯含量等參數進行預抽煤層瓦斯區域措施效果檢驗時，應當符合下列要求：

① 對穿層鉆孔或順層鉆孔預抽區段煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時若區段寬度(兩側回采巷道間距加回采巷道外側控制范圍)未超過120m，以及對預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時若回采工作面長度未超過120m，則沿回采工作面推進方向每間隔30～50m至少布置1個檢驗測試點;若預抽區段煤層瓦斯區域防突措施的區段寬度或預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施的回采工作面長度大于120m時，則在回采工作面推進方向每間隔30～50m，至少沿工作面方向布置2個檢驗測試點。

當預抽區段煤層瓦斯的鉆孔在回采區域和煤巷條帶的布置方式或參數不同時，按照預抽回采區域煤層瓦斯區域防突措施和穿層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施的檢驗要求分別進行檢驗;

② 對穿層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，在煤巷條帶每間隔30～50m至少布置1個檢驗測試點;

③ 對穿層鉆孔預抽石門(含斜井等)揭煤區域煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，至少布置4個檢驗測試點，分別位于要求預抽區域內的上部、中部和兩側，并且至少有1個檢驗測試點位于要求預抽區域內距邊緣不大于2m的范圍;

④ 對順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區域防突措施進行檢驗時，在煤巷條帶每間隔20～30m至少布置1個檢驗測試點，且每個檢驗區域不得少于3個檢驗測試點;

⑤ 各檢驗測試點應布置于所在部位鉆孔密度較小、孔間距較大、預抽時間較短的位置，并盡可能遠離測試點周圍的各預抽鉆孔或盡可能與周圍預抽鉆孔保持等距離，且避開采掘巷道的排放范圍和工作面的預抽超前距。在地質構造復雜區域適當增加檢驗測試點。

6、 采用間接計算的殘余瓦斯含量進行預抽煤層瓦斯區域措施效果檢驗時，應當符合下列要求：

① 當預抽區域內鉆孔的間距和預抽時間差別較大時，根據孔間距和預抽時間劃分評價單元分別計算檢驗指標;

② 若預抽鉆孔控制邊緣外側為未采動煤體，在計算檢驗指標時根據不同煤層的透氣性及鉆孔在不同預抽時間的影響范圍等情況，在鉆孔控制范圍邊緣外適當擴大評價計算區域的煤層范圍。但檢驗結果僅適用于預抽鉆孔控制范圍。

【四】、區域驗證

1、 在石門揭煤工作面對無突出危險區進行的區域驗證，采用(工作面突出危險性預測中第3項)所列的石門揭煤工作面突出危險性預測方法進行。

在煤巷掘進工作面和回采工作面分別采用(工作面突出危險性預測中第6項、第10項)所列的工作面預測方法對無突出危險區進行區域驗證時，按照下列要求進行：

① 在工作面進入該區域時，立即連續進行至少兩次區域驗證;

② 工作面每推進10～50m(在地質構造復雜區域或采取了預抽煤層瓦斯區域防突措施以及其他必要情況時宜取小值)至少進行兩次區域驗證;

③ 在構造破壞帶連續進行區域驗證;

④ 在煤巷掘進工作面還應當至少打1個超前距不小于10m的超前鉆孔或者采取超前物探措施，探測地質構造和觀察突出預兆。

2、當區域驗證為無突出危險時，應當采取安全防護措施后進行采掘作業。但若為采掘工作面在該區域進行的首次區域驗證時，采掘前還應保留足夠的突出預測超前距。

只要有一次區域驗證為有突出危險或超前鉆孔等發現了突出預兆，則該區域以后的采掘作業均應當執行局部綜合防突措施。

二 局部防突出措施

【一】、局部綜合防突措施基本程序和要求

1、 工作面突出危險性預測(以下簡稱工作面預測)是預測工作面煤體的突出危險性，包括石門、斜井揭煤工作面、煤巷掘進工作面和采煤工作面的突出危險性預測等。工作面預測在工作面推進過程中進行。

采掘工作面經工作面預測后劃分為突出危險工作面和無突出危險工作面。

未進行工作面預測的采掘工作面，應當視為突出危險工作面。

2、 突出危險工作面必須采取工作面防突措施，并進行措施效果檢驗。經檢驗證實措施有效后，即判定為無突出危險工作面;當措施無效時，仍為突出危險工作面，必須采取補充防突措施，并再次進行措施效果檢驗，直到措施有效。

無突出危險工作面必須在采取安全防護措施并保留足夠的突出預測超前距或防突措施超前距的條件下進行采掘作業。

煤巷掘進和回采工作面應保留的最小預測超前距均為2m。

工作面應保留的最小防突措施超前距為：煤巷掘進工作面5m，回采工作面3m;在地質構造破壞嚴重地帶應適當增加超前距，但煤巷掘進工作面不小于7m，回采工作面不小于5m。

每次工作面防突措施施工完成后，繪制工作面防突措施竣工圖。

3、 石門、斜井揭穿突出煤層前，必須準確控制煤層層位，掌握煤層的賦存位置、形態。

在揭煤工作面掘進至距煤層最小法向距離10m之前，應當至少打兩個穿透煤層全厚且進入頂(底)板不小于0.5m的前探取芯鉆孔，并詳細記錄巖芯資料。當需要測定瓦斯壓力時，前探鉆孔可用作測定鉆孔;若二者不能共用時，則測定鉆孔應布置在該區域各鉆孔見煤點間距最大的位置。

在地質構造復雜、巖石破碎的區域，揭煤工作面掘進至距煤層最小法向距離20m之前必須布置一定數量的前探鉆孔，以保證能確切掌握煤層厚度、傾角變化、地質構造和瓦斯情況。

4、 石門、斜井工作面從距突出煤層底(頂)板的最小法向距離5m開始到穿過煤層進入頂(底)板2m(最小法向距離)的過程均屬于揭煤作業。揭煤作業前應編制揭煤的專項防突設計，報礦技術負責人批準。

揭煤作業由礦鉆探隊施工，并按照下列作業程序進行：

① 探明揭煤工作面和煤層的相對位置;

② 在與煤層保持適當距離的位置進行工作面預測(或區域驗證);

③ 工作面預測(或區域驗證)有突出危險時，采取工作面防突措施;

④ 實施工作面措施效果檢驗;

⑤ 掘進至遠距離爆破揭穿煤層前的工作面位置，采用工作面預測或措施效果檢驗的方法進行最后驗證;

⑥ 采取安全防護措施并用遠距離爆破揭開或穿過煤層;

⑦ 在巖石巷道與煤層連接處加強支護。

5、石門、斜井揭煤工作面的突出危險性預測必須在距突出煤層最小法向距離5m(地質構造復雜、巖石破碎的區域，應適當加大法向距離)前進行。

在經工作面預測或措施效果檢驗為無突出危險工作面時，可掘進至遠距離爆破揭穿煤層前的工作面位置，再采用工作面預測的方法進行最后驗證。若經驗證仍為無突出危險工作面時，則在采取安全防護措施的條件下采用遠距離爆破揭穿煤層;否則，必須采取或補充工作面防突措施。

當工作面預測或措施效果檢驗為突出危險工作面時，必須采取或補充工作面防突措施，直到經措施效果檢驗為無突出危險工作面。

6、 石門、斜井工作面從掘進至距突出煤層的最小法向距離5m開始，必須采用物探或鉆探手段邊探邊掘，保證工作面到煤層的最小法向距離不小于遠距離爆破揭開突出煤層前要求的最小距離。

采用遠距離爆破揭開突出煤層時，要求石門、斜井揭煤工作面與煤層間的最小法向距離是：1.5m。如果巖石松軟、破碎，還應適當增加法向距離。

7、 在揭煤工作面用遠距離爆破揭開突出煤層后，若未能一次揭穿至煤層頂(底)板，則仍應當按照遠距離爆破的要求執行，直至完成揭煤作業全過程。

8、 當石門、斜井揭穿厚度小于0.3m的突出煤層時，可直接用遠距離爆破方式揭穿煤層。

9、 突出煤層的每個煤巷掘進工作面和采煤工作面都應當編制工作面專項防突設計，報礦技術負責人批準。實施過程中當煤層賦存條件變化較大或巷道設計發生變化時，還應當作出補充或修改設計。

10、 在實施局部綜合防突措施的煤巷掘進工作面和回采工作面，若預測指標為無突出危險，則只有當上一循環的預測指標也是無突出危險時，方可確定為無突出危險工作面，并在采取安全防護措施、保留足夠的預測超前距的條件下進行采掘作業;否則，仍要執行一次工作面防突措施和措施效果檢驗。

【二】、局部突出危險性預測

采用鉆屑指標法預測煤巷掘進工作面突出危險性時，在近水平、緩傾斜煤層工作面應向前方煤體至少施工3個、直徑42mm、孔深8～10m的鉆孔，測定鉆屑瓦斯解吸指標和鉆屑量。

鉆孔應盡可能布置在軟分層中，一個鉆孔位于掘進巷道斷面中部，并平行于掘進方向，其他鉆孔的終孔點應位于巷道斷面兩側輪廓線外2～4m處。

鉆孔每鉆進1m測定該1m段的全部鉆屑量S，每鉆進2m至少測定一次鉆屑瓦斯解吸指標K1或△h2值。

煤層采用鉆屑指標法預測煤巷掘進工作面突出危險性的指標臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按下表的臨界值確定工作面的突出危險性。

鉆屑指標法預測煤巷掘進工作面突出危險性的參考臨界值表

【三】、局部防突措施

1、工作面防突措施是針對經工作面預測尚有突出危險的局部煤層實施的防突措施。其有效作用范圍一般僅限于當前工作面周圍的較小區域。

2、 石門、斜井揭穿突出煤層的專項防突設計包括下列主要內容：

① 石門、斜井揭煤區域煤層、瓦斯、地質構造及巷道布置的基本情況;

② 建立安全可靠的獨立通風系統及加強控制通風風流設施的措施;

③ 控制突出煤層層位、準確確定安全巖柱厚度的措施，測定煤層瓦斯壓力的鉆孔等工程布置、實施方案;

④ 揭煤工作面突出危險性預測及防突措施效果檢驗的方法、指標，預測及檢驗鉆孔布置等;

⑤ 工作面防突措施;

⑥ 安全防護措施及組織管理措施;

⑦ 加強過煤層段巷道的支護及其他措施。

3、 石門揭煤工作面的防突措施包括預抽瓦斯、排放鉆孔或其他經試驗證明有效的措施。

斜井揭煤工作面的防突措施應當參考石門揭煤工作面防突措施進行。

對所實施的防突措施都必須進行實際考察，得出符合本礦井實際條件的有關參數。

根據工作面巖層情況，實施工作面防突措施時要求揭煤工作面與突出煤層間的最小法向距離為：預抽瓦斯、排放鉆孔均為5m。當井巷斷面較大、巖石破碎程度較高時，還應適當加大距離。

4、在石門揭煤工作面采用預抽瓦斯、排放鉆孔防突措施時，鉆孔直徑一般為75～120mm。石門揭煤工作面鉆孔的控制范圍是：石門的兩側和上部輪廓線外至少5m，下部至少3m。鉆孔的孔底間距應根據實際考察情況確定。

揭煤工作面施工的鉆孔應當盡可能穿透煤層全厚。當不能一次打穿煤層全厚時，可分段施工，但第一次實施的鉆孔穿煤長度不得小于15m，且進入煤層掘進時，必須至少留有5m的超前距離(掘進到煤層頂或底板時不在此限)。

預抽瓦斯和排放鉆孔在揭穿煤層之前應當保持自然排放或抽采狀態。石門揭煤的前探鉆孔和測壓鉆孔布置詳見圖5。

圖6 石門揭煤工作面排放鉆孔布置圖

P—測壓鉆孔;1～28—排放鉆孔

5、 煤巷掘進和采煤工作面的專項防突設計應當至少包括下列內容：

① 煤層、瓦斯、地質構造及鄰近區域巷道布置的基本情況;

② 建立安全可靠的獨立通風系統及加強控制通風風流設施的措施;

③ 工作面突出危險性預測及防突措施效果檢驗的方法、指標以及預測、效果檢驗鉆孔布置等;

④ 防突措施的選取及施工設計;

⑤ 安全防護措施;

⑥ 組織管理措施。

礦井各煤層采用的煤巷掘進工作面和采煤工作面各種局部防突措施的效果和參數等都要經實際考察確定。

6、 有突出危險的煤巷掘進工作面應當優先選用超前鉆孔(包括超前預抽瓦斯鉆孔、超前排放鉆孔)防突措施。如果采用松動爆破或其他工作面防突措施時，必須經試驗考察確認防突效果有效后方可使用。前探支架措施應當配合其他措施一起使用。

下山掘進時，不得選用水力沖孔、水力疏松措施。傾角8°以上的上山掘進工作面不得選用松動爆破、水力沖孔、水力疏松措施。

7、 煤巷掘進工作面在地質構造破壞帶或煤層賦存條件急劇變化處不能按原措施設計要求實施時，必須打鉆孔查明煤層賦存條件，然后采用直徑為42～75mm的鉆孔排放瓦斯。

若突出煤層煤巷掘進工作面前方遇到落差超過煤層厚度的斷層，應按石門揭煤的措施執行。

8、煤巷掘進工作面采用超前鉆孔作為工作面防突措施時，應當符合下列要求：

① 巷道兩側輪廓線外鉆孔的最小控制范圍：近水平、緩傾斜煤層5m，傾斜、急傾斜煤層上幫7m、下幫3m。當煤層厚度大于巷道高度時，在垂直煤層方向上的巷道上部煤層控制范圍不小于7m，巷道下部煤層控制范圍不小于3m;

② 鉆孔在控制范圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鉆孔數。預抽鉆孔或超前排放鉆孔的孔數、孔底間距等應當根據鉆孔的有效抽放或排放半徑確定;

③ 鉆孔直徑應當根據煤層賦存條件、地質構造和瓦斯情況確定，一般為75～120mm，地質條件變化劇烈地帶也可采用直徑42～75mm的鉆孔。若鉆孔直徑超過120mm時，必須采用專門的鉆進設備和制定專門的施工安全措施;

④ 煤層賦存狀態發生變化時，及時探明情況，再重新確定超前鉆孔的參數;

⑤ 鉆孔施工前，加強工作面支護，打好迎面支架，背好工作面煤壁。

9、 煤巷掘進工作面采用松動爆破防突措施時，應當符合下列要求：

① 松動爆破鉆孔的孔徑一般為42mm，孔深不得小于8m。松動爆破應至少控制到巷道輪廓線外3m的范圍。孔數根據松動爆破的有效影響半徑確定。松動爆破的有效影響半徑通過實測確定;

② 松動爆破孔的裝藥長度為孔長減去5.5～6m;

③ 松動爆破按遠距離爆破的要求執行。

10、 前探支架可用于松軟煤層的平巷工作面。一般是向工作面前方打鉆孔，孔內插入鋼管或鋼軌，其長度可按兩次掘進循環的長度再加0.5m，每掘進一次打一排鉆孔，形成兩排鉆孔交替前進，鉆孔間距為0.2～0.3m。

11、 煤巷掘進工作面防治突出措施

設計結合本煤礦生產實際情況，采用施工順層鉆孔預抽煤層瓦斯作為區域性防突措施。煤層掘進時，經效果檢驗無突出危險時，可不采取措施，當未消除突出危險時，在煤巷掘進中布置鉆場進行抽放。

①鉆場布置

在煤巷掘進工作面巷道兩幫施工鉆場，其優點是不影響掘進速度，且抽放效果較好，缺點是需掘鉆場，增加工程量。鉆場尺寸根據巷幫瓦斯抽放鉆孔的布置要求，以及使用的鉆機外形尺寸及鉆桿的長度確定。結合礦井實際情況，每組鉆場在煤巷兩側交替布置，同側相鄰兩個鉆場之間的距離為20-30m，控制范圍為巷道輪廓線外9.5m，鉆孔必須超前于掘進工作面15-20m，符合《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026-2006)標準的規定。煤巷掘進抽放鉆場和鉆孔布置見圖7。

圖7 煤巷掘進工作面抽放鉆場和鉆孔布置圖

②鉆孔布置

每個鉆場內，沿走向布置4個抽放鉆孔，即在左、右鉆場各布置4個，鉆孔編號為1#～8#，孔深分別為1#(44.28m)、2#(43.81m)、3#(43.55m)、4#(43.5m)，5#～8#鉆孔深與1#～4#鉆孔相同，其中，右邊鉆場為1#～4#鉆孔，終孔位置在工作面前方煤層中部，距巷道掘進中心線的距離分別為2m、5m、8m、11m，開孔位置距巷道中心線距離為3.2m;左邊鉆場為5#～8#鉆孔，終孔位置、開孔位置同右邊鉆場的要求一樣。該鉆孔布置參數在礦井抽放過程中對抽放量、抽放濃度、防突效果等考察后，可根據實際情況進行調整。

12、 采煤工作面可采用的工作面防突措施有超前排放鉆孔、預抽瓦斯、松動爆破、注水濕潤煤體或其他經試驗證實有效的防突措施。

13、采煤工作面采用超前排放鉆孔和預抽瓦斯作為工作面防突措施時，鉆孔直徑一般為75～120mm，鉆孔在控制范圍內應當均勻布置，在煤層的軟分層中可適當增加鉆孔數;超前排放鉆孔和預抽鉆孔的孔數、孔底間距等應當根據鉆孔的有效排放或抽放半徑確定。

回采工作面預抽瓦斯，經效果檢驗無突出危險時，可不采取措施，當未消除突出危險時，一方面應加大瓦斯的抽放力度;另一方面應在工作面向工作面推進方向每隔5m施工一個瓦斯排放鉆孔，孔深15m。排放鉆孔布置詳見圖8。

圖8 回采工作面瓦斯排放鉆孔布置圖

14、 采煤工作面的松動爆破防突措施適用于煤質較硬、圍巖穩定性較好的煤層。松動爆破孔間距根據實際情況確定，一般2～3m，孔深不小于5m，炮泥封孔長度不得小于1m。應當適當控制裝藥量，以免孔口煤壁垮塌。

松動爆破時，應當按遠距離爆破的要求執行。

15、 采煤工作面淺孔注水濕潤煤體措施可用于煤質較硬的突出煤層。注水孔間距根據實際情況確定，孔深不小于4m，向煤體注水壓力不得低于8MPa。當發現水由煤壁或相鄰注水鉆孔中流出時，即可停止注水

【四】、局部防突措施效果檢驗

1、 在實施鉆孔法防突措施效果檢驗時，分布在工作面各部位的檢驗鉆孔應當布置于所在部位防突措施鉆孔密度相對較小、孔間距相對較大的位置，并遠離周圍的各防突措施鉆孔或盡可能與周圍各防突措施鉆孔保持等距離。在地質構造復雜地帶應根據情況適當增加檢驗鉆孔。

工作面防突措施效果檢驗包括以下兩部分內容：

① 檢查所實施的工作面防突措施是否達到了設計要求和滿足有關的規章、標準等，并了解、收集工作面及實施措施的相關情況、突出預兆等(包括噴孔、卡鉆等)，作為措施效果檢驗報告的內容之一，用于綜合分析、判斷;

② 各檢驗指標的測定情況及主要數據。

2、 對石門和其他揭煤工作面進行防突措施效果檢驗時，應當選擇(工作面突出危險性預測中第3項)所列的鉆屑瓦斯解吸指標法或其他經試驗證實有效的方法，但所有用鉆孔方式檢驗的方法中檢驗孔數均不得少于5個，分別位于石門的上部、中部、下部和兩側。

如檢驗結果的各項指標都在該煤層突出危險臨界值以下，且未發現其他異常情況，則措施有效;反之，判定為措施無效。

3、 煤巷掘進工作面執行防突措施后，應當選擇(工作面突出危險性預測中)所列的方法進行措施效果檢驗。

檢驗孔應當不少于3個，深度應當小于或等于防突措施鉆孔。

如果煤巷掘進工作面措施效果檢驗指標均小于指標臨界值，且未發現其他異常情況，則措施有效;否則，判定為措施無效。

當檢驗結果措施有效時，若檢驗孔與防突措施鉆孔向巷道掘進方向的投影長度(簡稱投影孔深)相等，則可在留足防突措施超前距(見局部綜合防突措施基本程序和要求中)并采取安全防護措施的條件下掘進。當檢驗孔的投影孔深小于防突措施鉆孔時，則應當在留足所需的防突措施超前距并同時保留有至少2m檢驗孔投影孔深超前距的條件下，采取安全防護措施后實施掘進作業。

4、 對采煤工作面防突措施效果的檢驗應當參照采煤工作面突出危險性預測的方法和指標實施。但應當沿采煤工作面每隔10～15m布置一個檢驗鉆孔，深度應當小于或等于防突措施鉆孔。

如果采煤工作面檢驗指標均小于指標臨界值，且未發現其他異常情況，則措施有效;否則，判定為措施無效。

當檢驗結果措施有效時，若檢驗孔與防突措施鉆孔深度相等，則可在留足防突措施超前距(見局部綜合防突措施基本程序和要求中)并采取安全防護措施的條件下回采。當檢驗孔的深度小于防突措施鉆孔時，則應當在留足所需的防突措施超前距并同時保留有2m檢驗孔超前距的條件下，采取安全防護措施后實施回采作業。

第九節 其它安全技術措施

一、安全監控監測方面的措施

針對本礦井的實際情況，除配足安全監控一般設備外，必須預備溫度和一氧化碳傳感器，并配備紅外線便攜式測溫儀，對重點防范區域，班長配備便攜式多參數檢測器，進行定時、定點、定人的觀測和預報。要曾加瓦斯抽放系統參數檢測設備。

二、礦井通風管理措施

1、礦井每年在安排生產計劃前必須進行礦井通風能力的核定工作，保證礦井不超通風能力生產。

2、礦井必須有完整的獨立通風系統，改變礦井采區以上通風系統必須制定通風設計和專項安全技術措施，由煤礦企業技術負責人審批。

3、生產礦井必須采用機械通風，必須安裝2套同等能力的主要通風機，其中1套作為備用，備用主要通風機必須能在10min內啟動。生產礦井現有的2套不同能力的主要通風機，在滿足生產要求時，可繼續使用。主要通風機必須設專職司機看管。每小時填寫1次運行記錄。主要通風機房必須安裝水柱計、電流表、電壓表、軸承溫度計等儀表和直通礦調度室的電話。反風操作系統圖、司機崗位責任制和操作規程應懸掛上墻。