三采区+1930m回风石门揭4#煤层
防突专项设计
一九三〇煤矿
通风防突办
2012年3月1日
1前言 .......................................................................................................................................................... - 5 -
2三采区基本情况 ....................................................................................................................................... - 5 -
2.1三采区概况 (5)
2.2三采区地质条件 (6)
2.3三采区开拓方式 (8)
2.4三采区水文地质概况 (8)
2.5构造 (9)
2.6通风情况 (9)
2.6.1.初期风量计算 (10)
2.6.2困难时期 (19)
2.7瓦斯情况 (29)
3 +1930M水平回风石门基本情况 ............................................................................................................ - 29 -
3.1+1930M水平回风石门概况 (29)
3.2揭煤工程量 (30)
4 主要内容................................................................................................................................................ - 30 -
5 石门揭煤防突设计 ................................................................................................................................ - 30 -
5.1地质勘探 (30)
5.24#煤层的基本参数测定 (31)
5.3揭4#煤层防突设计 (32)
5.3.2石门揭煤瓦斯预抽效果检验及验证 (41)
5.4石门揭煤局部综合防突设计 (43)
5.4.1石门揭煤突出危险性预测 (43)
5.4.2石门揭煤工作面防突措施及效果检验 (45)
5.5揭开4#煤层后的煤巷掘进防突设计 (46)
5.5.1 掘进工作面突出危险性预测............................................................................................................. - 46 -5.5.2 掘进工作面防突措施及效果检验..................................................................................................... - 48 -5.6其他防突措施.. (50)
6安全防护措施 ......................................................................................................................................... - 51 -6.1 揭煤安全防护措施 .......................................................................................................................... - 51 -
6.2钻孔施工安全措施 (53)
7 防突管理................................................................................................................................................ - 56 -
7.1组织管理 (56)
7.2技术管理 (61)
7.3揭煤工作实施时对各单位责任划分如下： (61)
1前言
目前，三采区+1930m回风石门已掘进约46米，工作面已揭5#煤层，通过地质资料分析，该石门距5#煤层法向距离约66米位置处为4#煤层，为防治4#煤层发生突出，中煤三建29处三采区项目部已施工了长度为60米，直径为42mm的超前预测地质探孔，为确保安全揭4#煤层，加快工程施工进度，特此编制一九三〇煤矿三采区+1930m水平回风石门揭煤专项防突设计。
本设计主要依据及参考资料如下：
⑴《煤矿安全规程》（以下简称《规程》），国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局2011年；
⑵《防治煤与瓦斯突出规定》（以下简称《规定》），煤炭工业出版社2009年；
⑶新疆煤炭设计研究院有限责任公司2008年编制的“新疆焦煤集团三采区改扩建工程设计方案”。
⑷一九三〇煤矿三采区矿井概况。
2三采区基本情况
2.1 三采区概况
三采区位于1930煤矿井田西部。东部以原二采区西翼回采工作面开切眼以西20米保护煤柱为界，西部以1930井田境界保护煤柱为界，北部以改道后河床保护煤柱为界，上部以+1930m水平为界，下部+1800m水
平为界，东西长约1500米，南北宽约260米，面积0.39km2。
2.2 三采区地质条件
井田地处天山山区，属山区沟谷地貌，艾维尔沟呈近东西狭长状展布，沟底地势较平缓，在河谷两侧阶地上有第四系黄土沉积，植被较发育，南北两侧高山区发育着“V”字型冲沟，沟深坡陡，基岩裸露，植被稀少。西高东低，最高海拔+2685m，最低海拔+1910m，最大高差可达775m。
艾维尔沟矿区位于北天山优地槽褶皱带南部，该褶皱带北与东北、西南准噶尔褶皱带和准噶尔坳陷接壤，南由博罗科努－阿其克库都克岩石断裂为界，呈近东西向展布，向西与准噶尔阿拉套相连，向东进入甘肃、蒙古境内，是一个典型的华力西优地槽褶皱带。
矿区构造形态受深大断裂控制，其中博罗科努－阿其克库都克断裂影响最为强烈，对本区构造岩相带的建立起了明显的控制作用。艾维尔沟矿区位于天山山脉，矿区内构造较复杂，断裂较发育。矿区断裂构造较发育，主要集中在艾维尔沟矿区，一般多为走向断层且规模较大，横切断层稀少。
井田位于艾维尔沟矿区西部，主体为走向近东西、倾向南西的单斜构造，地层倾角向东逐渐变缓，并伴有缓波状的构造形态和局部的褶曲，井田内构造较复杂，断裂发育。
井田内可采及大部可采煤层为1、2、3、4、5、6、7、8、9、10号煤层，其中全矿井可采煤层为1、4、5、6号煤层，其余都是大部可采煤层。煤层倾角在18°～38°之间；属于倾斜煤层。可采煤层特征详见表1。表1 可采煤层特征表
2.3三采区开拓方式
1930煤矿现阶段主要回采面有一采区37122、37123工作面，二采区36211工作面，矿井剩余可采储量不足180万吨，预计可回采至2013年4月。1930平硐150万吨改扩建工程预计投产日期是2020年，根据现阶段施工情况来看，按期完成比较困难。为了保证1930煤矿矿井采掘接续的正常，三采区设计布置，回采光明沟东部保护煤柱至原三采区井田境界保护煤柱，回采1号、4号、5号、6号煤层+1930m—+1800m水平。采煤方法采用综合机械放顶煤进行开采，一次采全高。煤层开采顺序一般为1、4、5、6号煤层，采用平硐暗斜井的开拓方式。矿井开采范围为东西1500米，南北400米
2.4三采区水文地质概况
根据以往地质勘探资料对矿井水文描述并结合矿井实际采掘情况来看，1930煤矿三采区即将开采的1、4、5、6、号煤层。其直接充水含水层为八道湾组含煤岩系裂隙含水层。八道湾组含煤岩系裂隙含水层因其富水性较强可能会对井下安全造成危害；地表水艾维尔沟河的渗漏而成为矿床充水的危险水源。
第四系强含水层，主要分布在河床及河流两岸和支沟的沟谷内，含水层主要为Q4的冲洪积层。主沟含水层一般厚度不超过10米，由砂砾石及卵石、漂石组成，此含水层直接受河水补给，含水层水也向河里排泄，成互补关系。此层水及河水是矿区开采的主要水患。
根据现阶段2130矿井实际测水资料预计此采区正常涌水量为
415m3/h，最大涌水量534m3/h。
2.5构造
三采区位于1930煤矿井田西部，主体为走向近东西、倾向南西的单斜构造，地层倾角向东逐渐变缓，并伴有缓波状的构造形态和局部的褶曲，区内构造较复杂，断裂发育。主要受F4-2断层影响，叙述如下：F4-2断层
为逆断层，横越工作区的中部，东起区外6线以东，西至2130平硐井田12线以西，走向100-140°，南倾，倾角30-52°，东缓西陡。断距20-120米，由东向西断距增大。此条断层为本井田主要断层，在本井田切割3-6号煤层。
2.6通风情况
前期：三采区目前未形成完整的通风系统，在地面安装两台3×22型风机（一备一用）即由三采区主提升斜井进风，新鲜风流经过各工作面后由回风井排出地面。
后期：三采区井下供风由1930平硐，三采区三采区主提升斜井供给，三采区风井安设两台抽出式通风机，风机型号：FBCD-NO-31，其中一台运转一台备用，初期通风量为2863.5m3/min，后期通风量将达到5483.46m3/min。具体计算步骤如下：
2.6.1.初期风量计算
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算。
Q矿≥（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q备＋∑Q其它）×K矿通m3/min
式中：
Q矿——矿井总需风量，m3/min；
∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道实际需要风量的总和，m3/min；
K矿通——矿井通风系数（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通取1.25～
1.3）。
⑴.采煤工作面实际需要的风量
∑Q采=Q采1＋Q采2＋…＋Q采n m3/min
式中：
∑Q采——所有采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
Q采1、Q采2、…Q采n——不同采煤工作面的需风量，m3/min。
三采区首个回采工作面为24311综采面，年度接续工作面为34311备采面。
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆炸后的有害气体产生量以及工作面温度、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。根据三采区接续设计和巷道布置情况进行风量计算。
A.低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量。
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温m3/min
式中：
Q采——采煤工作面需要风量， m3/min；
Q基本——不同采煤方式工作面所需要的基本风量，m3/min；
K采高——回采工作面采高调整系数，取1.5；
K采面长——回采工作面长度调整系数，取1.0；
K温——回采工作面温度调整系数，取1.0；
Q基本＝工作面最大控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
24311综采工作面最大控顶距5.2m，采高1.8m，工作面长度94m，由于该综采工作面温度均在18℃以下，适宜风速取1.0 m/s。则：Q基本＝工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
＝5.2×1.8×70%×1.0×60＝ 393.12 m3/min
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温m3/min
＝393.12×1.5×1.0×1.0 ＝ 589.68m3/min
B．按工作面温度选择适宜的风速进行计算
Q采＝60×V采×S采m3/min
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/s；V采——采煤工作面适宜风速，m/s；
S采——采煤工作面的平均断面积， m2。24311综采工作面平均断面积为16m2，则
Q采＝60×V采×S采m3/min
＝60×1.0×16＝ 960m3/min
C.按回采工作面同时作业人数计算
每人供风量不得少于4m3/min。
Q采≥4×Nm3/min
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；N——采煤工作面同时工作的最多人数，人。24311综采工作面最多工作人数为60人。
则Q采≥4×N＝4×60＝ 240m3/min
D.按工作面最大炸药消耗量计算
每千克炸药供风量不得少于25m3/min。
Q采≥25×Am3/min
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；A——采煤工作面一次使用最大炸药量， kg。24311综采工作面最多炸药消耗量为3kg。
则Q采≥25×A＝25×3＝ 75m3/min
E．按二氧化碳涌出量进行计算
Q采＝100×q采×K CH4 m3/min
＝100×0.75×1.2 ＝ 90m3/min
Q采——采煤工作面需要风量， m3/min；
q采——回采工作面回风巷回风流中二氧化碳的平均绝对涌出量，m3/min；(参照2130煤矿24221综采工作面绝对二氧化碳涌出量0.75 m3/min) K CH4——采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。
F.按风速进行验算
15S采＜Q采＜240S采
式中：
Q采——采煤工作面实际需要的风量，m3/min；
S采——采煤工作面平均断面积，m2。
24311综采工作面平均断面积为16m2。则
240＝15×16＝15S采＜Q采＜240S采＝240×16＝3840 m3/min
根据以上计算，回采工作面需风量取最大值，则：24311综采工作面所需风量为960 m3/min。
⑵掘进工作面所需风量
∑Q掘=Q掘1＋Q掘2＋…＋Q掘n = 0m3/min
式中：
∑Q掘——所有掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
Q掘1、Q掘2、…Q掘n——不同掘进工作面的需风量，m3/min。
矿井三采区有34311运输巷和34311回风巷2个掘进工作面，则
A.按瓦斯涌出量计算
Q掘=100×q掘×k掘通m3/min
式中：
Q掘——单个掘进工作面的需要风量，m3/min；
q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的绝对涌出量；(参照2130煤矿24221及24222工作面绝对瓦斯涌出量3.28m3/min、绝对二氧化碳涌出量0.75m3/min)
k掘通——瓦斯（或二氧化碳）涌出不均衡通风系数，一般可取K采通
=1.2～2.1。
-i
34311运输巷为：
Q掘=100×q掘×k掘通 = 100×3.28×1.2 = 393.6m3/min
34311回风巷为：
Q掘=100×q掘×k掘通 = 100×3.28×1.2 = 393.6m3/min
B.按二氧化碳涌出量计算
34311运输巷为：
Q掘=100×q掘×k掘通 = 100×0.75×1.6 = 120m3/min
34311回风巷为：
Q掘=100×q掘×k掘通 = 100×0.75×1.6 = 120m3/min
C.按掘进工作面同时作业人数计算
每人供风量不得少于4m3/min。
Q掘≥4×Nm3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；N——掘进工作面同时工作的最多人数，人。34311运输巷为：
Q掘≥4×N = 4×20= 80m3/min
34311回风巷为：
Q掘≥4×N = 4×20 = 80m3/min
D.按掘进工作面最大炸药消耗量计算
Q掘≥25×Am3/min
式中：
Q掘——掘进工作面实际需要的风量，m3/min；A——掘进工作面一次使用最大炸药量， kg。34311运输巷为：
Q掘≥25×A = 25×6.4 = 160m3/min
34311回风巷为：
Q掘≥25×A = 25×6.4 = 160m3/min
E.按风速进行验算
15S掘＜Q掘＜240S掘
式中：
Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min；
S 掘——掘进工作面平均断面积，m2。
34311运输巷为：
168.75 = 15×11.25 = 15S掘＜Q掘＜240S掘=240×11.25 = 2700 m3/min 34311回风巷为：
168.75 = 15×11.25= 15S掘＜Q掘＜240S掘=240×11.25= 2700 m3/min
F.按局部通风机实际吸风量计算
Q掘= Q通×Ii＋15Sm3/min
式中：
Q掘——掘进工作面安装局通处巷道全风压风量，m3/min；
Q通——局部通风机实际吸风量，m3/min；
Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，台；
S——安设掘进工作面供风局部通风机的巷道的断面，m2。
34311运输巷为：
Q掘= Q通×Ii＋15S = 273×1＋15×12.25= 456.75m3/min
34311运输巷局通安装处巷道全风压风量为1546 m3/min以上，符合技术要求。
34311回风巷为：
Q掘= Q通×Ii＋15S = 273×1＋15×12.28 = 457.2m3/min
34311回风巷局通安装处巷道的全风压风量为1546 m3/min以上，符合
技术要求。
则确定34311运输巷有效风量为393.6m3/min；34311回风巷有效风量为393.6m3/min。
∑Q掘=Q掘1＋Q掘2= 400+400 = 800m3/min
⑶井下硐室需风量，按矿井各个独立通风硐室实际需要风量的总和计算。
∑Q硐=Q硐1＋Q硐2＋…＋Q硐n
式中：
∑Q硐——所有独立通风硐室实际需要风量的总和，m3/min；
Q硐1、Q硐2、…Q硐——不同独立通风硐室的需风量，m3/min。
三采区需要独立通风的硐室为三采区变电所和临时炸药库。
a.井下临时炸药库配风量取100m3/min。
b.三采区变电所
三采区变电所为+1800m水平变电所，断面为26.28m2，温度不超过30℃。按最低风速配风，三采区变电所为150m3/min。
则∑Q硐=Q硐1＋Q硐2＋Q硐3 = 150＋100 = 250 m3/min
⑷备用工作面供风量计算
34311备采工作面配风量为正常回采工作面风量的一半。
备采工作面配风量
Q备= 480 m3/min。
⑸其它井巷实际需要风量，按矿井各个其它巷道用风量总和计算
∑Q其它=Q其1＋Q其2＋…＋Q其n m3/min
式中：
∑Q其它——所有独立通风巷道实际需要风量的总和，m3/min；
Q其1、Q其2、…Q其n——不同独立通风巷道的需风量，m3/min。
三采区需独立通风的巷道共7条，巷道平均断面为10 m2。
a.按瓦斯涌出量计算
Q其1=100×q CH4×k其通 = 100×0.49×1.3 = 63.7 m3/min
式中：
Q其1——第i个其它井巷实际需要风量，m3/min；
q CH4——第i个其它井巷最大瓦斯绝对涌出量（参照2130煤矿1950水平轨道上山掘进面绝对瓦斯涌出量0.49m3/min、绝对二氧化碳涌出量0.50m3/min)
k其通——瓦斯涌出不均衡系数，取1.3。
b.按其风速进行验算
Q其1＞9×S其1 = 60×0.15×10 = 90 m3/min
每条巷道风量取90 m3/min。
∑Q其它=Q其1＋Q其2 = 7×90= 630 m3/min
根据以上计算，三采区所需风量为
Q1采=（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q备＋∑Q其它）×K矿通 m3/min
=（960+800+250+480）×1.15=2490×1.15= 2863.5 m3/min
综合上述计算方法取最大值，即三采区总进风量为 47.73m3/s。
2.6.2困难时期
生产矿井需要风量按各采煤、掘进工作面、硐室及其他巷道等用风地点分别进行计算。
Q矿≥（∑Q采＋∑Q掘＋∑Q硐＋∑Q备＋∑Q其它）×K矿通 m3/min
式中：
Q矿——矿井总需风量，m3/min；
∑Q采——采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q掘——掘进工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q硐——硐室实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q备——备用工作面实际需要风量的总和，m3/min；
∑Q其它——矿井除了采、掘、硐室地点以外的其它巷道实际需要风量的总和，m3/min；
K矿通——矿井通风系数（抽出式K矿通取1.15～1.2，压入式K矿通取1.25～
1.3）。
⑴.采煤工作面实际需要的风量
∑Q采=Q采1＋Q采2＋…＋Q采n m3/min
式中：
∑Q采——所有采煤工作面实际需要风量的总和，m3/min；
Q采1、Q采2、…Q采n——不同采煤工作面的需风量，m3/min。
三采区回采工作面为25311综采面、35311综采面，年度接续工作面为26311备采面。
每个回采工作面实际需要风量，应按瓦斯、二氧化碳涌出量和爆炸后的有害气体产生量以及工作面温度、风速和人数等规定分别进行计算，然后取其中最大值。
A.低瓦斯矿井的采煤工作面按气象条件或瓦斯涌出量确定需要风量。
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温 m3/min
式中：
Q采——采煤工作面需要风量， m3/min；
Q基本——不同采煤方式工作面所需要的基本风量，m3/min；
K采高——回采工作面采高调整系数， 5#取1.5。
K采面长——回采工作面长度调整系数， 5#取1.0。
K温——回采工作面温度调整系数， 5#取0.9。
Q基本＝工作面最大控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
25311综采工作面最大控顶距5.4m，采高4.5m，工作面长度98m，由于该综采工作面温度均在18℃以下，适宜风速取0.8 m/s。则：Q基本＝工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
＝5.4×4.5×70%×0.8×60＝ 816.48 m3/min
Q采＝Q基本×K采高×K采面长×K温 m3/min
＝816.48×1.5×1.0×0.9 ＝ 1102.248 m3/min
35311综采工作面最大控顶距5.2m，采高4.5m，工作面长度81.33m，由于该综采工作面温度均在18℃以下，适宜风速取1 m/s。则：Q基本＝工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速
编号：QY-JP-TF-2014—3-002 贵州百里杜鹃金坡煤矿 石门揭煤专项防突设计 (1403回风石门) 编制人：陈玉根 编制时间：2014年3月5日
审阅人签字
规程（措施）学习贯彻签字单
前言 黔西县金坡乡金坡煤矿为资源整合矿井，由原金坡煤矿和杉林煤矿整合而成。根据贵州省人民政府文件（黔府函[2007]105号）省人民政府《关于毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整方案的批复》，同意原黔西县金坡煤矿、杉林煤矿进行资源、企业整合，成立黔西县金坡乡金坡煤矿。生产能力为30万t/a，经鉴定，M4煤层在开采+1340m水平以上具有突出危险性，本设计是针对以上区域石门揭煤工作面专项防突设计。 第一章矿井基本概况 一、交通位置 金坡煤矿位于百里杜鹃风景名胜区管委会金坡乡，隶属百里杜鹃风景名胜区管委会金坡乡管辖。 黔西县金坡乡金坡煤矿位于黔西县城北西方向，直线距离约19.6km。距金坡乡政府所在地约1.0km，南距321国道（野坝）约25km、距离贵毕高等级公路约27km，北距326国道约15km，有简易公路直到矿区，交通较为方便。
二、工作面基本概况 1403回风石门位于一采区中下部，轨道上山与回风上山之间的六平联络巷下部，由轨道上山内六平联络巷下方9米处开口以71度方位水平施工8m后，再以131度方位角水平施工108米后揭露M4煤层；然后施工1403回风顺槽，1403回风石门巷道全长116m，标高为+1411m。 设计巷道的四周均有巷道，但巷道掘进前方为M4煤层，因此必须做好探放水和防突工作，特别是石门揭煤期间的防突管理工作。 三、该巷道相对地面位置
11601石门揭煤防突专项设计 兴阳煤矿属新建矿井，设计生产能力为15万吨/年，采用斜井开拓方式，采用中央并列式通风，目前尚未形成负压通风系统。井田内主要含煤地层为二叠系中统茅口组、二叠系上统龙潭组、三叠系下统飞仙关组长兴组、大隆组。矿井未做煤与瓦斯突出突出危险性性鉴定、煤层自燃倾向性鉴定、煤尘爆炸性鉴定。主井、副井、风井均布置在16#煤层顶板岩石中，在施工过程中无喷孔、顶钻、卡钻现象，矿井按煤与瓦斯突出设计与管理。为防止煤与瓦斯突出事故的发生，按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，结合我矿实际情况，特编制本专项设计。 一、11601联络巷石门概况 1、巷道概况 11601联络巷石门担负11601首采工作面运送材料、通风行人、管线铺设工作面进风等任务，同时作为工作面发生灾变时的安全通道。11601联络巷石门在副井Y10点前20.5m处开门，方位角90°22′，平巷段施工5m，变20°上山施工75m至+1654m标高时开始落平施工石门。预计石门施工至25-35m时揭露16#煤层。巷道为锚网喷支护，半圆拱断面，墙毛高1.3m，毛宽3.2m，掘进断面为8.2m。 11601联络巷石门靠近2705钻孔，附近有副井掘进头施工，周围无采空区及其它开采活动。该巷道由浙江中宇公司负责施工，所有人员全部经过入井及防突专业知识培训。 2、煤层情况
16#煤层上距6#煤层98m，下距23#煤层52m，距27#煤层73m。16#煤层平均倾角30°，厚度0.82～2.29m，一般1.9m，属中厚煤层，全区可采。含夹石0～3层，单一煤层占见煤点的69.4%，结构简单，厚度较稳定，为稳定煤层。顶板为粉砂质泥岩，间接顶板为粉砂岩夹薄层菱铁岩，底板为浅灰色团块状泥岩。 3、瓦斯概况 我矿未做过瓦斯等级鉴定，根据《贵州省织金县煤矿区文家坝井田南段精查地质报告》，16#煤层的甲烷含量加重烃含量平均值大于10mg/g.r，属沼气带，二氧化碳平均值1.06%～3.4%。根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字【2007】54号）对毕节地区煤矿2006年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，相邻矿井织金县城关镇核桃坝煤矿2006年度为高瓦斯，瓦斯绝对涌出量为5.87m3/min，相对瓦斯涌出量24.01m3/t，二氧化碳绝对涌出量为0.43m3/min，相对涌出量1.76m3。依据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）计算，16#煤层瓦斯含量分别为9.92m3/t,依据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）,采用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量16m3，故以相邻矿井的瓦斯涌出量作为设计依据。 主井、副井和风井在施工过程中均揭露过23#煤层、27#煤层，揭煤过程中瓦斯含量低，无突出危险性。在施工11601联络巷超前钻孔时亦没发生喷孔、顶钻、卡钻等瓦斯突出现象，初步评价揭煤区域范围内瓦斯压力P＜0.74Mpa无突出危险性。 二、通风、抽放、监控及控制风流的设施
井巷揭煤防突设计编报内容 一、说明 <一）概述。 简述井巷工程用途，施工标高、方位、范围，巷道断面形状、尺寸、支护方式。迎头位置及测点控制。周边开采关系<包括煤柱、采空、地面钻孔）及采掘活动。施工队伍情况。 煤<岩）层倾向、倾角、厚度，所揭煤层顶底板岩性、结构，邻近煤层。简述区域地质情况<水文地质），巷道前方影响到揭煤范围内的构造及控制程度。 构造单元内及相邻区域煤层瓦斯含量、涌出量、突出指标参数<实测的最大瓦斯压力），历史上突出发生点及基本情况。预计揭煤处的煤层瓦斯含量、瓦斯压力。初步评价揭煤区域的突出危险性程度。 巷道掘进供风<局扇、风筒、风量）情况，局部通风系统，揭煤回风影响到的相关区域。 地质说明书。 <二）揭煤工序安排。 简述揭煤防突工序及每道工序的施工组织安排，附防突工序流程图。 二、前探钻孔 <一）明确前探孔数量、控制范围和取芯钻孔的孔号，实施时距待揭煤层的法距。 <二）附：钻孔施工钻孔编号、孔径、施工方位、俯角或仰角，预计见煤深度、止煤深度、终孔深度等参数表。 <三）要求：
1.前探钻孔控制范围、测斜取芯等内容必须符合规定要求。 2.前探钻孔施工后必须提交的资料：钻孔开孔位置、见煤深、止煤深、孔长、取芯钻孔岩<煤）芯的采取率，以及施工过程有无喷孔、顶钻等异常现象。 三、测压<取样） 明确：测压孔数量不得少于3个<具备条件的，哪些前探钻孔兼作测压孔）；开孔位置<距待揭煤层的最小法距），选择岩层完整的地方开孔；施工方位、俯角或仰角、终孔深度、终孔点控制范围；哪些孔取样，以及所取煤样测定的内容。简述测压方法、封孔工艺。要求： 1.测压钻孔必须穿透全煤，一次不能穿透的，必须进入煤层不少于3m。封孔深度应大于10m。 2.取样时应测定△P、f值及a、b吸附常数值等，并必须计算待揭煤层的瓦斯含量W。 3.瓦斯压力(P>必须测准。测压孔若出水，必须根据水文地质情况，采取技术手段区分水压和瓦斯压力。 4.加强瓦斯压力观察，设立台帐，绘制压力变化曲线。 四、区域性突出危险性预测 明确：揭煤地点的突出区划情况。区划属突出危险区直接确定揭煤区域为突出危险区；属突出煤层无突出危险区揭煤或非突出煤层首揭的必须在距揭煤层最小法距10m前进行预测，预测同时采用实测瓦斯压力P和瓦斯含量W，符合以下条件之一，即视为突出危险区： 1.瓦斯压力P≥0.74MPa； 2.瓦斯含量W≥8m3/t； 3.前探、预测等各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等动力现象。
10802运输巷专用回风巷石门揭煤防突专项设计 一、概况 10802运输巷专用回风巷石门开门点设计于副井Z5点后31.8m，巷道开口方位角90°，掘进19m后调向按方位角33°，倾角+16°上山掘进施工，预计施工43m揭煤。 1、煤层煤质 工作面设计为二叠纪上龙潭组K8煤层，煤层厚0.6-1.8m，中有一层夹矸，厚0-0.1m，煤层较稳定，结构简单。以亮～半亮型煤为主，条带状结构，粉状～块状构造。井筒附近煤层较薄，厚度在0.3～0.8m之间，副井西侧较厚0.8～1.3m,平均1.2m，从东向西煤层右边厚的趋势，但变化不大，平均厚度1.2m。 煤质特征 Mad（％）Ad（％） Vdaf （％） St，d （％） Qnet （MJ/Kg） 工业 牌号 1.18-1. 36 13.59-15 .06 8.02-10 .40 2.52-2. 65 29.216-30. 108 WY03 1.28 14.36 9.21 2.59 29.662 属低灰、中高硫、特高热值无烟煤3、煤层顶底板情况 煤层顶底 板名 称 岩石名称平均 厚度 （m） 岩性特征
顶底板情况老顶细砂岩、粉 砂岩 8.7 灰色中厚，水平层理发育 直接 顶 粉砂岩 3.38 黑色炭质，煤层为半亮型煤，粉状-块 状，以亮煤为主。 伪顶粘土岩0.5 灰黑色，以碳质泥岩及少量粉砂岩为 主. 直接 底 粉砂质粘土 岩 2.5 深灰、灰黑色碳质泥岩及薄-中厚层、 粉砂质粘土岩为主 老底粉砂岩 6.5 灰色中厚粉砂岩为主，水平层理发育 4、煤层埋深 煤层埋深5m～122m。 5、地质构造情况 10802运输顺槽位于井田北翼，井筒西端，无地质构造，地层基本南北走向，平均11°，揭煤区内无断层，无开采影响，区内构造复杂程度为简单类型。 6、瓦斯赋存 K8煤层瓦斯含量，10802运输顺槽开掘前，根据煤层地质探钻孔测试，孔内瓦斯压力低于10%，属低瓦斯含量区，吨煤瓦斯含量低于5m3。根据重庆煤科院提供的突出危险性鉴定报告k8煤层在该区无突出危险性。
淮南矿业集团井巷揭煤管理规定 （集政…2009?265 号） 一、井巷揭煤原则 （一）从设计源头，避免在地质构造破坏带、应力集中带揭煤；避免小角度、长距离揭煤； （二）层位、构造探测不清不揭煤；瓦斯压力测量不准不揭煤； （三）区域防突措施先行、局部防突措施补充。 二、井巷揭煤基本程序及相关技术要求 （一）井巷距揭煤层最小法向距离20m 前。 1. 井巷距揭煤层最小法向距离20m（或石门拨门）前，依据揭煤地质说明书编制揭煤专项防突设计，并按规定报批。 2. 层间距在20m 以内的煤层群，可编制联合揭煤专项防突设计；大于20m 的，必须分别编制揭煤专项防突设计。 3. 突出煤层（分层开采后除外），新采区、新水平、井筒首 次揭穿平均厚度0.3m 以上的非突出煤层，以及平均厚度0.3m 以上的非突出煤层防突指标超标的，揭煤必须编制专项防突设计，报集团公司批准。其他揭煤设计比照本规定，由矿（矿建项目部）总工程师审批执行。 4. 地质构造复杂、岩石破碎的区域，距揭煤层最小法向距离
20m 之前必须布置不少于3 个探测钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角变化、地质构造和瓦斯情况。 （二）井巷距揭煤层最小法向距离10m 前。 1. 必须建立揭煤安全防护系统及独立的、可靠的通风系统。 2. 前探：至少施工两个穿透煤层全厚且进入底（顶）板不小 于0.5m 的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料。所有前探孔必须测斜，并且至少有1 个前探钻孔沿井巷揭煤正前方布置。 3. 测压：设计的前探钻孔可用作测压钻孔，若二者不能共用 时，则测压钻孔应布置在该区域各钻孔见煤点间距最大的位置。测压钻孔不少于3 个，并且至少有1 个测压钻孔布置在井巷轮廓线外15m，测压钻孔与其它钻孔见煤点间距不少于5m。近距离煤层群的，层间距小于5m 或层间岩石破碎时，可测定煤层的综合瓦斯压力。 4. 预测：预测指标同时采用瓦斯压力P、瓦斯含量W 及前探、测压等各类钻孔施工过程中有无喷孔、顶钻等其他异常现象。施工前探或测压钻孔过程中，必须取煤样测定a、b 常数值及△P、f值。 （三）井巷距揭煤层最小法向距离7m 前。 1. 非突出煤层、突出煤层无突出危险区、突出危险区采取
淮北矿业石门揭煤防突管理规定 淮矿通【2013】168号 为规范石门（含立井、斜井，以下同）揭煤防突管理，严把揭煤关键环节，确保揭煤安全，特制定本规定。 第一条管理职责。矿长对石门揭煤工作总体负责；矿总工程师对石门揭煤技术管理、所有防突措施的实施全面负责；掘进副矿长对石门揭煤巷道施工负管理责任；安监处长对石门揭煤措施落实负监督责任；相关副总工程师、科（区）单位的管理职责由矿明确。 第二条巷道布置原则。尽量减少揭煤次数；揭煤地点应避开地质构造破坏带；确实难以避开的，要在防突设计中加以论证说明。要根据巷道用途优化巷道设计，缩短巷道揭穿煤距离或降低揭煤难度。 第三条关键节点划分。石门揭煤管理划分为7个关键节点，分别为距煤层底（顶）板法距10m（地质构造复杂、岩石破碎区域20m）、7m、5m、3m、1.5m(急倾斜煤层、岩石松软破碎为2m)、穿煤施工及离开煤层顶板法距2m或离开煤层底板法距5m。 石门工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板距离2m（5m）的过程均属于揭煤
作业段。 第四条距煤层法向距离10m（地质构造复杂、岩石破碎区域20m）主要工作内容及要求。 1、施工前探取芯钻孔。至少施工两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料，查明揭煤作业段岩性层组结构。 2、测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量、坚固性系数、放散初速度等参数，预测石门揭煤工作面突出危险性。 3、根据探测结果，编制针对性的石门揭煤防突设计报集团公司审批。 4、现场悬挂石门工作面预想剖面图（地质探查成果图），标明石门揭煤管理各节点位置。 5、地质副总负责提交地质探查资料、突出煤层层位控制，并掌握施工进度，直至揭煤结束；防突副总负责煤层瓦斯基本参数测定、防突设计编制。 第五条距煤层法向距离7m（地质构造复杂、岩石破碎为10m）主要工作内容及要求。 1、建立安全系统。建立独立可靠的通风系统、安全防护设施、防喷瓦斯抽采系统，回风流安设高低浓瓦斯传感器。 2、突出危险区必须执行区域性预抽（排）煤层瓦斯防突措施。瓦斯压力大于2.0Mpa的松软煤层、厚煤层及长距离石门揭煤时，必须在巷道两帮施工抽放钻场，实现揭煤期间巷帮钻孔拦
兴文县金河煤业责任有限公司３７５m抽放巷石门揭煤 防 突 专 项 设 计 二0一三年 会审意见
目录 第一章概况 (33)
第一节地面相对位置及邻近采区情况 (33) 第二节煤（岩）层特征 (44) 第三节地质构造 (44) 第四节水文地质 (44) 第五节瓦斯、煤尘、及突出危险性 (55) 第二章通风及监控系统 (66) 第一节通风系统 (66) 第二节压风系统 (77) 第三节安全监测监控系统 (77) 第四节供电系统 (88) 第三章石门揭煤区域综合防突措施 (88) 第一节石门揭煤实施流程 (88) 第二节区域预测 (1010) 第三节区域防突措施 (1010) 第四节区域措施效果检验 (1111) 第五节区域验证 (1212) 第四章局部综合防突措施 (1313) 第一节揭煤工作面预测方法 (1313) 第二节揭煤工作面防突措施 (1414) 第三节工作面防突措施效果检验 (00) 第四节安全防护措施 (11) 第五章防突管理 (33) 第一节防突组织管理 (33)
第二节揭煤防突安全措施 (44) 第三节防突主要设备 (88) 第四节避灾线路 (99) 附图： 1.通风系统及避灾路线示意图 2. 区域检验孔布置图 3. 预测（检验）孔布置图 4. 瓦斯排放孔布置图 第一章概况 第一节地面相对位置及邻近采区情况 一、地面相对位置 该系统巷道相对应地面为大园顶以东山脊东面斜坡一带（西高东低）；巷道距地表埋深300m，为一小型背斜构造，位于背斜轴东翼。
二、相邻采区情况 巷道掘进层位全范围均为实体煤岩层，东翼330m处为K5煤层回风上山，上方100m处为+410mK5回风巷；下部102m处为+330mK5瓦斯抽放巷，西翼+230m 处为矿井田边界，其上部是k6煤层，均未布置回采巷道。 第二节煤（岩）层特征 井田含煤地层为二叠系上统龙潭组，厚90～105m，含煤10余层，其中可采及局部可采煤层3层，自上而下为： K6煤层(大汉炭或高炭)：位于煤系顶部，上距长兴灰岩6.0～9.4m，煤层厚1.0～2.36m，平均厚1.91m，全区可采。煤层结构简单，局部含1～2层粘土岩或炭质泥岩夹矸，夹矸单层厚0.02～0.15m，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩或泥岩、细砂岩，有时直接底板为粘土岩。泥岩细砂岩为较稳固岩石，粘土岩具弱膨胀性，易底鼓，遇水尤为严重。 K5煤层(小汉炭)：上距k6煤层6.0～10.0m，煤层厚约0.8m，局部可采。 K1煤层(细花炭)：位于煤系底部，其下为黄铁矿层，厚约0.9m，结构复杂，局部可采。 按“采矿许可证”规定，煤矿只开采K6煤层。 煤层综合柱状图见附图一。 第三节地质构造 巷道掘进范围内无大的地质构造。根据已掘的K5瓦斯抽放巷及K5回风上山地质资料反映，在巷道掘进范围内无大型地质变化,巷道在掘进过程中，不会遇到大的地质变化，但不排除遇到小的褶皱等地质构造，故在巷道掘进时应加强现场管理及先探后掘的措施。 第四节水文地质 巷道位于K6煤层底板内,即含水性较弱的长兴灰岩下方，由于其与长兴灰
编订：__________________ 单位：__________________ 时间：__________________ 石门揭煤安全技术措施 (正式) Deploy The Objectives, Requirements And Methods To Make The Personnel In The Organization Operate According To The Established Standards And Reach The Expected Level. Word格式 / 完整 / 可编辑
文件编号：KG-AO-8963-87 石门揭煤安全技术措施(正式) 使用备注：本文档可用在日常工作场景，通过对目的、要求、方式、方法、进度等进行具体、周密的部署，从而使得组织内人员按照既定标准、规范的要求进行操作，使日常工作或活动达到预期的水平。下载后就可自由编辑。 1.1 工程简况 11601回风巷自皮带大巷尾开口，开口点标高+1596.987m，沿M16煤层顶板施工，施工5米时遇一断层，煤层缺失。目前已经施工约26m处，迎头处于M16煤顶板层位，巷底距离M16煤顶板法距3m，斜距约13.3m。随着巷道施工下山，预计该巷道向前施工13.3米将由巷道底板揭开M16煤。本巷道设计断面7.28m2，净宽2.8m，净高2.6m，采用锚网喷支护形式。 1.2 地质情况： 该区域M16煤为黑色半亮型煤，以亮煤为主，夹镜煤和暗煤，块状构造，玻璃光泽，硬度较多，煤坚固性系数f=1.15，煤层平均厚2.0m。顶板为灰色薄至中厚层粉砂岩，夹薄菱铁质粉砂岩及团块状铝土质粘土岩；底板为砂质粘土岩。水文地质条件简单。
石门揭煤防突细则规定 第三章区域综合防突措施 第三节区域防突措施 第六十四条采取井下预抽煤层瓦斯区域防突措施时，应当遵守下列规定： （三）穿层钻孔预抽井巷揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当在揭煤工作面距煤层最小法向距离7m以前实施，并用穿层钻孔至少控制以下范围的煤层：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或者下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m。 当区域防突措施难以一次施工完成时，可分段实施，但每一段都应当能保证揭煤工作面到巷道前方至少20m之间的煤层内，区域防突措施控制范围符合上述要求； 第四节区域防突措施效果检验 第六十九条采用预抽煤层瓦斯区域防突措施的，必须对区域防突措施效果进行检验，检验指标优先采用残余瓦斯含量指标，根据现场条件也可采用残余瓦斯压力或者其他经试验（应当符合本细则第五十七条的要求）证实有效的指标和方法进行检验。 采用穿层钻孔预抽井巷揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施时，也可以参照本细则第八十八条的方法采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。 第七十条对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应当根据经试验考察（应当符合本细则第五十七条的要求）确定的临界值进行评判。在确定前可以按照表2指标进行评判，当瓦斯含量或者瓦斯压力大于等于表2的临界值，或者在检验过程中有喷孔、顶钻等动力现
象时，判定区域防突措施无效，该预抽区域为突出危险区；否则预抽措施有效，该区域为无突出危险区。 穿层钻孔预抽井巷揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施采用钻屑瓦斯解吸指标进行检验的，如果所有实测的指标值均小于临界值且没有喷孔、顶钻等动力现象时，判定区域防突措施有效，否则措施无效。 第七十一条对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应当首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求。不符合设计要求的，不予检验。 第七十二条采用直接测定煤层残余瓦斯含量或者残余瓦斯压力等参数进行预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验时，应当符合下列要求： （二）对穿层钻孔预抽井巷揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，至少布置4个检验测试点，分别位于井巷中部和井巷轮廓线外的上部和两侧。 当分段实施区域防突措施时，揭煤工作面与煤层最小法向距离小于7m后的各段都必须进行区域防突措施效果检验，且每一段布置的检验测试点不得少于4个。 自煤层顶板揭煤对实施的防突措施效果进行检验时，应当至少增加1个位于巷道轮廓线下部的检验测试点； （七）各检验测试点应当布置于所在钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离各预抽瓦斯钻孔或者尽可能与周围预抽瓦斯钻孔保持等距离，避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。 第五节区域验证 第七十三条区域预测为无突出危险区或者区域措施效果检验有效时，采掘过程中还应当对无突出危险区进行区域验证，并保留完整的工程设计、施工和验证的原始资料。
黔西县新益煤矿 石门揭煤防突专项设计 矿长： 总工程师： 编制：黄伟 编制日期：2010年5月
前言 新益煤矿为新建矿井，于2005年批准建设。新益煤矿位于黔西县城南西，行政区划属黔西县羊场乡管辖，生产能力为30万t/a，经鉴定，M5煤层在开采+1300m水平以上时不具有突出危险性，M8煤层在开采+1300m水平以上时不具有突出危险性，M10煤层在开采+1300m水平以上时不具有突出危险性，M12煤层在开采+1300m水平以上时不具有突出危险性。本设计是针对以上区域石门揭煤工作面专项防突设计。 第一章矿井基本概况 第一节井田概况 一、交通位置 新益煤矿位于黔西县城南西，行政区划属黔西县羊场乡管辖。地理坐标：东经105o59′09″～106o00′39″；北纬26o49′40″～26o51′30″。矿区距黔西县城33km，距毕节市138km，距贵阳市157km，距黔西火电厂45km，原煤采用汽车运输或在修文久长货运站转载火车外运，矿区交通较方便。详见图。
二、井田范围和煤炭储量 1、井田范围 矿区形状呈不规则的多边形，矿区范围由5个拐点圈定，矿区面积4.9801km2，开采深度1000m～1500m标高，其拐点坐标（北京坐标系）见表。 井田范围拐点坐标表 根据贵州省国土资源厅文件黔国土资储函[2003]304号“关于印发《贵州省黔西县煤矿区新益煤矿详查地质报告》评审意见的函”：截止2003年12月26日止，新益煤矿保有资源量3677万t，其中：控制内的内蕴经济资源量（332）714万t，推断的内蘊经济资源量（333）1156万t，预测的潜在资源量（334？）1807万t。 第二节地层、煤层及煤质 一、地层及煤层 （一）地层 矿区内出露的地层由老至新为二叠系中统茅口组（P2m）上部含燧石石灰岩；二叠系上统的龙潭组（P3l）煤系、长兴组（P3c）灰岩、燧石灰岩；三叠系下统夜郎组（T1y）的沙堡湾段（T1y1）粉砂岩，玉龙山段（T1y2）石灰岩、泥质灰岩。此外，沟谷中零星分布有第四系（Q）的坡积、残积含砾、砂的亚粘土、粘土等。 1、二叠系中统茅口组（P2m） 为灰色薄至中厚层灰岩，含燧石结核及蜓科化石，厚度不详。 2、二叠系上统龙潭组（P3l） 为灰色、深灰色细砂岩、粉砂岩、粉砂质泥岩夹灰岩及煤层，含可采煤层7层。厚170.0～200.0m，厚度变化不大。与下伏茅口组呈假整合接触。 3、二叠系上统长兴组（P3c） 上部为灰色、深灰色薄层石灰岩、粉砂岩、粉砂质泥岩、灰黑色页岩互层，下部为深灰色中厚层燧石灰岩。厚10～40m。与下伏龙潭组呈整合接触。
一、概况： 三采区四区段343石门位于四区段甩车场以西70m 处，在13#煤层顶板开口，掘进方位150°，掘至7#煤层顶板停头，该石门需要进行揭煤施工的有11#、10#、9#、8#、7#，其中8#、11#煤层为不突出煤层。为保证10#、9#、7#煤层揭煤工作的安全，防止煤与瓦斯突出，根据《煤矿安全规程》及《防治煤与瓦斯突出细则》的有关规定，特编制本揭煤设计和安全技术措施，请有关单位必须严格执行。 从332石门、333石门层位来看，各突出煤层之间层间距较小，石门开口点距10#煤层 6.59m ，10#煤层到9#煤层垂距14.6m ，9#煤层到7#煤层垂距 5.67m ，故将该石门所需揭露的突出煤层10#、9#、7#煤层的揭煤设计编制上报。 该石门在灰岩段为切圆拱形断面，锚网支护巷道、毛断面积 6.5m 2。揭煤施工均在软层岩段进行，各煤层均为从煤层底板揭煤。 二、揭煤前的准备工作： ㈠、前探层位控制钻孔： 根据《防治煤与瓦斯突出细则》要求，343石门开口前就必须对10#煤层进行层位控制钻孔,之后在距9#煤层垂距10米之前，再实施前探层位控制钻孔。因我矿9#煤层至7#煤层垂直间距为 5.67m ，故9#、7#两煤层同时进行前探控制。根据333石门揭露情况，预计10#煤层厚 1.6m ，7#煤层厚 1.4m 。 前探钻孔布置示意图 工作面 2 # # 1 (10 ) #
#以掌握工作面迎头距各煤层相对位置，地质构造、瓦斯情况等。前探钻孔施工完毕后，生产技术科负责收集钻孔参数并计算允掘距报矿总工程师和安监主任审批后 ，方可继续组织掘进，前探钻孔布置见钻孔参数表及前探钻孔布置示意图(10#)所示。 9#、7#煤层前探钻孔布置图（比例：示意） ㈡、测压钻孔 根据《防治煤与瓦斯突出细则》规定，在工作面距各煤层5米垂距时，打2个Ф75mm 穿透煤层全厚的测压钻孔，经测定煤层原始瓦斯压力。测压方法采用粘土测压法，其操
管理制度编号：YTO-FS-PD610 突出煤层石门揭煤实施细则通用版 In Order T o Standardize The Management Of Daily Behavior, The Activities And T asks Are Controlled By The Determined Terms, So As T o Achieve The Effect Of Safe Production And Reduce Hidden Dangers. 标准/ 权威/ 规范/ 实用 Authoritative And Practical Standards
突出煤层石门揭煤实施细则通用版 使用提示：本管理制度文件可用于工作中为规范日常行为与作业运行过程的管理，通过对确定的条款对活动和任务实施控制,使活动和任务在受控状态，从而达到安全生产和减少隐患的效果。文件下载后可定制修改，请根据实际需要进行调整和使用。 第一章总则 第一条为切实贯彻《矿山安全法》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规程》，坚持安全第一、预防为主、依靠科学、综合治理的方针，预防石门揭煤发生突出，防止人身事故，确保安全生产，特制定突出煤层石门揭煤实施细则。 第二条资兴矿区安全生产管理局辖区内的煤与瓦斯突出矿井及按突出矿井管理的高瓦斯矿井揭开突出煤层的作业，适用本细则。其它高瓦斯矿井各煤层和突出矿井的非突出煤层在新水平开拓工程首次揭穿这些煤层时执行局部综合防突措施。 第三条揭开突出危险煤层全过程，是指石门和立井、斜井工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m 开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的整个过程。 第四条突出煤层石门揭煤实施全过程，包括编制设计、制订措施、措施落实、协调指挥等工作由公司总工程
石门揭煤专项防突设计
五水平硬子槽石门大槽煤层 揭 煤 专 项 防 突 设 计 2009年11月
青山煤矿五水平硬子槽石门大槽煤层 揭煤专项防突设计 一、基本概况 1、巷道布置 五水平硬子槽石门揭煤位置于五水平大西口进550m处，巷道掘进至揭煤距离还有25m左右(见五水平开拓巷道图)。由矿开拓一区进行揭煤工作。 2、煤层情况 地质构造简单，煤层呈单斜形态。煤层厚约4.0m，走向N55°E，倾角SE65°。 3、地质构造 地质构造简单，岩层呈单斜形态。本区岩层有二迭系下统茅口组（P1m2),三迭系上统安源紫家冲段之砾岩亚段（T3a11)及紫家冲下亚段(T3a12-1),现分述如下: （1)二迭系下统茅口组（P1m2) 灰白色厚层状结晶灰岩，岩溶裂隙不均衡发育，为井田含水层，俗称茅口灰岩，与煤系底层底部砾岩不整合接触。 （2）底部砾岩亚段(T3a11) A、灰色砾岩夹砂岩、粉砂岩。砾石成分为石英、燧石、含灰色粉砂岩团块及少量灰岩，分选行、滚圆度差，泥硅质胶接，中厚层状，厚20m左右。 B、紫家冲下亚段(T3a12-1)：灰黑色泥岩、粉砂岩，中部夹一层砾岩或砂岩，中厚层状，厚50m左右。其下部大槽煤层为本区开采煤层，厚0.6至17.6m。 4、瓦斯情况 （1）根据四水平相对应位置分析：此处岩石中无瓦斯涌出，煤层不在瓦斯突出危险区内。 （2）根据瓦斯地质分析，本区域内属于无突出区域，由于煤层瓦斯
参数不祥，所以在石门揭煤区域内进行瓦斯压力测定，测定方法按照《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》[AQ/T1047-2007]中规定的操作程序执行。 5、通风系统 石门揭煤前，在四水平硬西石门的相对位置采用反井钻机施工方法施工一个回风眼子，在大巷内安装两套正向和反向防突风门，形成单独的通风系统。 二、区域突出危险性预测 1、当工作面迎头距煤层法向距离10m前时，在工作面向顶板打2个穿透煤层全厚且进入顶板不小于0.5m的前探取芯钻孔，并详细记录岩芯资料，以掌握煤层的厚度、赋存形态、地质构造和瓦斯情况等。并在此2个钻孔中进行瓦斯压力测定。 2、取芯钻孔的布置：两钻孔起孔位置中巷道中心点距巷底高1m,向上仰角为0-4°，其中一孔方位平行于掘进方向，两孔深度必须穿透煤层全厚并进入顶板0.5m，取芯后，在24小时内退出钻杆并进行封孔，安装压力表测定瓦斯压力。 3、临界值参数确定：根据《防治煤与瓦斯突出规定》中规定，测定的瓦斯压力P小于0.74Mpa时，工作面确定为无突出危险工作面，否则为突出工作面，应采取区域防突措施。 三、揭煤处的区域防突措施 工作面两个测压钻孔中有一个测定的瓦斯压力P大于0.74Mpa时，必须采取区域防突措施。 1、工作面防突措施的选取 该工作面属水平首次揭煤，采用预抽煤层瓦斯作为区域防突措施。 2、当工作面预测后掘进至煤层的最小法向距离为7m左右时，执行防突措施。 3、钻孔的最小控制范围是：石门揭煤处巷道上部和东西两边的轮廓线外12m，底部6m。根据抽放半径8m计算，抽放钻孔数量为6个，布孔方式如下图1，图中1、2、3号钻孔距巷底高1m,2号孔为中心点，
编号：AQ-JS-05359 ( 安全技术) 单位：_____________________ 审批：_____________________ 日期：_____________________ WORD文档/ A4打印/ 可编辑 煤矿石门揭煤防突技术安全措 施 Safety measures of coal uncovering and outburst prevention technology in crosscut of coal mine
煤矿石门揭煤防突技术安全措施 使用备注：技术安全主要是通过对技术和安全本质性的再认识以提高对技术和安全的理解，进而形成更加科 学的技术安全观，并在新技术安全观指引下改进安全技术和安全措施，最终达到提高安全性的目的。 一、工程概况 1.1工程简况： 1061回风巷石门巷目前已经施工离M6煤底板层位，巷顶距离M6煤底板法距约3m，斜距约10m。随着巷道施工，预计该巷道向前施工约8米将由巷道底板揭开M6煤。本巷道设计断面6.01m2，净宽2.8m，净高2.2m，掘进断面为6.4m2,揭煤前后钧采用工字钢支护形式。 1.2地质情况： 1.2.1煤（岩）层赋存特征 位于龙潭组中上部，稳定，厚度1.4～1.8m，平均厚1.6m，全区可采，无夹矸，结构简单。 顶板：伪顶黑色炭质页岩，强度低；直接顶板为粉砂质泥岩，易风化崩解，遇水易膨胀、软化，为不稳定顶板。
底板：直接底板为灰色页岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，遇水易膨胀、软化，为不稳定底板。 1.2.2地质构造 龙金煤矿位于织纳煤田牛场向斜西北翼，矿区为单斜构造，区内构造简单，无大的断层发育，地层产状较为稳定，地层倾向102o～107o，倾角5o～8o。地层产状变化小。原两个矿山建矿至今，未发现断距>10m的断层，未见影响矿井开拓布置、开采的地质构造。 综上所述，龙金煤矿构造复杂程度类型应属简单～中等复杂。 1.3瓦斯情况 1.3.1瓦斯 根据贵州省能源局2010年11月19日（黔能源发[2010]699号）“关于毕节地区工业和能源委员会《关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告》的批复”：鉴定结果为高瓦斯矿井。矿井绝对瓦斯涌出量为1.41m3/min，相对瓦斯涌出量为12.60m3/t。 1.3.2煤层的自燃特性 1.3. 2.1煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性
峨眉山市八益煤业有限公司苗圃煤矿 43110 上山人行斜巷石门揭煤
防
突
专
项
设
计
编制人：吴勇强
编制时间：2014 年 3 月 29 日
矿审签意见
业务部门及分管领导
签名
日期
编制人
防突队长 安检科长 通风科长 调度科长 机电副矿长 生产副矿长 安全副矿长 掘进副矿长 技术负责人
矿长
目录
二、编制依据 ........................................................... 三、揭煤区域基本情况 ...................................................
（一）工作面位置及周边采掘情况 .................................... （二）揭煤区域地质构造及巷道布置情况 .............................. 四、控制煤层层位措施和准确确定安全岩柱厚度的措施 ....................... 五、揭煤区域通风系统、瓦斯监测系统情况 ................................. （一）揭煤区域内的通风系统 ........................................ （二）加强控制通风风流设施的措施 .................................. （三）瓦斯监测装置的布置及要求 .................................... 六、石门揭煤区域综合防突措施 ........................................... （一）区域突出危险性预测 .......................................... （二）区域防突措施 ................................................ （三）揭煤区域防突措施效果检验 .................................... （四）区域验证 .................................................... 七、工作面局部综合防突措施 ............................................. （一）揭煤工作面突出危险性预测 .................................... （二）揭煤工作面防突措施 ..........................................
织金县绮陌乡兴荣煤矿 防治煤与瓦斯突出专项设计说明书（设计生产能力：9万吨/年） 二〇一三年七月
目录 第一章矿井基本概况 (3) 1.1矿山交通位置、井田围 (3) 1.2地质概况 (4) 1.2.1 地层构造 (4) 1.2.2 煤层赋存情况 (6) 1.2.3 煤质 (9) 1.3矿床开采技术条件 (11) 1.3.1 水文地质条件 (11) 第二章矿井防治煤与瓦斯突出技术措施 (20) 2.1开采保护层 (20) 2.2采用预抽煤层瓦斯的区域性防治突出措施 (21) 第三章区域防突技术措施设计 (22) 3.1保护层开采设计 (22) 3.2保护层回采期间被保护层瓦斯抽放设计 (26) 3.2.2 底板岩巷穿层结合本煤层顺层钻孔抽放卸压瓦斯 (27) 1、前期预抽瓦斯 (27) 3.2.3 底板穿层孔方案设计 (30) 3.2.4 预抽效果考察 (36) 3.3顺层钻孔预抽煤层瓦斯防突设计 (37) 3.3.1瓦斯抽采消突原理及实施方法 (37) 3.3.2效果验证 (37) 第四章区域防突措施效果检验 (39) 4.1开采保护层的效果检验 (39) 4.2保护围及保护效果考察方法 (40) 4.2.1 走向和倾向保护围考察 (40) 4.2.2 被保护层原始瓦斯压力和残余瓦斯压力考察 (41) 4.2.3 被保护层原始瓦斯含量和残余瓦斯含量考察 (42) 4.2.4 被保护层卸压瓦斯抽采量考察 (42) 4.2.5 被保护层工作面采掘作业中消除突出危险性的效果检验考察 (43) 4.3预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验 (43) 4.5区域验证 (49) 第五章局部防突措施设计 (52) 5.1采煤工作面浅孔卸压抽放 (52)
正华矿业集团 水城县化乐乡煤矿2014年防突措施计划 编制人：小波 编制单位：煤矿 编制日期：2014年1月1日
目录
第一章矿井基本情况 (5) 第二章矿井生产情况 (5) 第三章矿井各系统情况 (5) 第四章防突机构及职能 (9) 第五章 2014年度防突措施计划 (17) 第六章矿井区域综合防突措施 (19) 第七章矿井局部综合防突措施 (25) 第一节局部综合防突措施的程序及要求 (25) 第二节煤巷掘进工作面局部综合防突措施 (29) 第三节采煤工作面局部综合防突措施 (32) 第四节石门揭煤局部综合防突措施 (33) 第八章安全防护措施 (37) 规程措施贯彻签字表
被贯彻人签字 第一章矿井基本情况
煤矿位于六盘水市水城县东南方向，属化乐乡管辖。地理坐标：东经105o12′37″～105o13′12″，北纬26o27′44″～26o28′39″。由水城至化乐乡政府有乡村公路可直通本矿，距贵昆铁路滥坝火车站25km，距六盘水站53km，距水城县县政府所在地41km，矿山所在为白泥滥坝向斜成煤地带，交通方便。含可采煤层5层，矿井现有地质储量 753.6 万吨，工业储量343.8万吨，可采储量151.6万吨。矿井采用斜井开拓，中央并列抽出式通风，走向长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板。矿井为高瓦斯矿井，2012年瓦斯等级鉴定结果属突出矿井，最大绝对瓦斯涌出量为9.75m3/min。矿井五证一照齐全有效，现为合法生产矿井。 煤矿现有职工98人，其中管理人员有33人，煤矿安全生产管理机构健全，矿井共有通风安全、地质测量、机电等专业的工程技术人员4人，成立了通风瓦斯队、地质测量组、瓦斯监控室、防突队、抽采队等专业瓦斯治理机构，有瓦斯检查员14人，防突工12人、抽采工3人、瓦斯监测工5人、安全检查员6人，都做到了持证上岗.能够满足矿井安全生产要求。 第二章矿井生产情况 矿井采用斜井开拓，主井安装胶带运输机提升煤炭，副井用串车提升矸石和下放材料。矿井现布置有一个掘进工作面（1240运输石门），一个采煤工作面（1123采煤工作面）。采掘工作面坚持区域先行、局部补充的防突安全技术措施，坚持先探后掘、先治后采的防治水安全技术措施，确保了安全生产。
峨眉山市八益煤业有限公司苗圃煤矿43110 上山人行斜巷石门揭煤 防 突 专 项 设 计 编制人：吴勇强 编制时间：2014 年3 月29 矿审签意见
目 一、前言. ............................................ 二、编制依据. ........................................ 三、揭煤区域基本情况. ........................... 录 错误!未定义书签错误!未定义书签. 错误! 未定义书签
（一）工作面位置及周边采掘情况............. （二）揭煤区域地质构造及巷道布置情况......... 四、控制煤层层位措施和准确确定安全岩柱厚度的措施 五、揭煤区域通风系统、瓦斯监测系统情况 . ......... （一）揭煤区域内的通风系统............. （二）加强控制通风风流设施的措施........... （三）瓦斯监测装置的布置及要求............. 六、石门揭煤区域综合防突措施 . ............. （一）区域突出危险性预测............... （二）区域防突措施.................. （三）揭煤区域防突措施效果检验............. （四）区域验证.................... 七、工作面局部综合防突措施 . .............. （一）揭煤工作面突出危险性预测............. （二）揭煤工作面防突措施............... （三）揭煤工作面防突措施效果检验........... （四）安全防护措施.................. 八、石门揭煤 . ..................... （一）揭煤安全技术措施................ （二）加强过煤层段巷道支护的措施........... 九、石门揭煤的安全防护措施 . .............. （一）瓦斯管理.................... （二）机电设备管理.................. （三）防尘系统.................... （四）防灭火管理.................. （五）其他安全措施.................. 十、石门揭煤的施工组织措施 . .............. 十一、附图 . ....................... 错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签错误!未定义书签