某县煤矿瓦斯防治方案

大方县高店煤矿2012年度瓦斯防治方案大方县高店煤矿技术组二一二年元月十二日目 录前 言3一、问题的提出3二、编制依据3第一章 矿井概况5一、矿井地理及交通位置5二、矿井证照情况5三、特种工程及专职安全员的培训和配备情况5四、煤层赋存情况及层间距及顶底板的力学性质5五、矿井开采技术条件6第二章、矿井各生产系统现状8一、矿井开拓系统8二、矿井供电系统9三、矿井通风系统11四、瓦斯抽采系统12五、瓦斯监控系统15六、矿井提升系统15七、矿井排水系统16八、矿井防尘、防火、供水16第三章、矿井采掘部署调整16一、开拓巷道调整及工程量162、采区巷道布置及工程量163、采区及采掘工作面接替顺序174、采掘布置及采掘队伍安排175、采掘部署调整井巷工程统计表17第四章、矿井瓦斯治理方案18第一节、瓦斯治理方案18第二节、瓦斯抽采设计19一、抽采方案及方法19二设计区域及钻孔分布21三、钻场、钻孔布置21四、瓦斯抽采基本参数24五、钻机选择与钻孔施工26六、抽采管路32七、地面主要抽放设备选型34八、地面固定抽采站布置37九、抽采系统安全装置39十、矿井瓦斯抽采管理41第三节、防治煤与瓦斯突出44第一小节、区域性防突措施44第二小节、区域防突措施45第三小节、采掘工作面预测46第四小节、局部综合防突措施47第五小节 通风系统、通风安全设施的施工和管理51第六小节 瓦斯监测52第七小节 自救系统52第八小节 启爆和瓦斯管理53第五章、整治完善各生产系统58一、完善通风系统58二、完善瓦斯抽采系统（已经验收）58三、完善防尘、防灭火及供水系统59四、完善监测监控系统59五、矿井供电系统59六、提升运输系统60七、矿井排水系统61八、矿山救护61第七章、保障措施61一、组织措施61二、制度建设及考核办法62三、质量保证体系62四、安全技术措施62五、质量标准化建设要求62第一章 矿井概况一、矿井地理及交通位置大方县高店煤矿位于大方县大方镇金星村，距大方县县城约13km，二、矿井证照情况矿井始建于xxx年代初，为私营企业，矿井于xxx年 月开始建设， 年基本建成投产，六证齐全有效，现生产能力核定为 万吨/年，批准开采标高为 m，批准开采区内 、 煤层，已达到安全管理 级质量标准化矿井标准。三、特种工种及专职安全员的培训和配备情况我矿及时送配各种特种作业人员,配备有专职安全管理人员 名（其中通风安全工程师 人、采掘工程师 人、地质测量工程师 . 人、机电工程师 人）,瓦斯检查员 名,电工 名,瓦斯监测电工 . 名,瓦斯监控员 名,防突效检工 名,绞车工 名,主扇司机 名.四、煤层赋存情况及层间距及顶底板的力学性质井田内含煤可达 层，一般 层，呈 状、似 状产出，由下至上依次可分三个含煤组A、B、C。本区B煤组内由下至上为B1、B2、B3、B4，而允许矿山开采的煤层为B3、B4煤层，局部可采的B2、B1煤层未被批准开采，现对B3、B4煤层分述如下：B4煤层俗称“上连炭”，位于宣威组第三段的顶部，下距B3煤层1.38m3.78m，一般为2.43m,矿山井巷内仅1m1.5m,为复煤结构煤层.上部为黑色暗淡半暗煤与半亮光亮型煤间互相成;下部为线理状半暗暗淡型煤。煤层厚1.10m1.58m，平均1.29m。一般含12层夹矸，夹矸厚0.010.14m，岩性为炭质泥岩或高岭石粘土岩，其中一层为褐灰色高岭石化晶屑凝灰岩，具砂状结构，易于识别，本次在井巷中未见煤层夹矸。煤岩组分为暗煤为主，含亮煤条带及丝炭透镜体，内生裂隙较为发育，质坚硬，呈块状。顶板为深灰、灰黑色炭质泥岩、泥岩或砂质泥岩，含动物化石碎屑或个体，含黄铁矿较多；底板多为深灰色粘土岩或砂质泥岩，含灰色肾状菱铁矿结核。（2）B3煤层俗称“中连炭”，位于宣威组第三段上部，上距B4煤层约1m1.5m,下距B2煤层约5m8m，三分性明显，中部为灰黑色、黑色半亮光亮型煤，上、下为半暗型煤；煤层结构单一，不含或偶含1层夹矸，煤层厚度1.201.51m，平均厚为1.37m，区内稳定可采。煤岩组分以暗煤为主，含较多丝炭，夹亮煤条带，参差状断口，质疏松，外生节理发育，易碎成小块。直接顶板为深灰色泥岩或炭质泥岩，局部为粘土岩，不含动物化石，含灰色明状菱铁矿；底板为灰色、浅灰色粘土岩，以含黄色球粒状粗晶菱铁矿结核或团块为特征。五、矿井开采技术条件一、矿山水文地质条件矿区属长江上游一级支流的长宁河水系，矿区坑口南侧即为洛甫河，属常年性河流，因河面标高为+490m，将成为未来开采中地下水的补给源；矿区西部的锅圈岩沟常年有水径流，也可成为地下水的补给源之一，如因顶板冒落变形塌陷，也可作为矿坑涌水水源，故开采地表水系地段煤层或在该水系地段的井巷应采取保护措施。区内地下水类型包括碎屑岩裂隙水、松散岩类孔隙水两类。飞仙关组及宣威组碎屑岩裂隙水为本区的主要地下水类型，矿区地下水主要为大气降水渗入补给，次为地表水补给，随深度增加水量减小；松散岩类孔隙水主要赋存于第四系残积层中，水量中等，对矿坑充水影响较小。另外老窑及采空区积水亦为矿坑充水水源，同时随着浅部岩体的塌陷，地表水也将成为矿坑的主要充水水源。因此，该矿为裂隙型充水矿床，目前矿井涌水量为200m3/d，水文地质条件中等至简单。二、矿山工程地质条件本区属深丘低山工程地质区，区域稳定性较好。矿山煤层为缓倾斜煤层，顶板岩性主要由粉砂岩、砂质泥岩夹薄层细砂岩组成；底板岩性主要为粘土岩。因此，硐室围岩均属软质岩体，故本矿将主平硐及运输巷布置于围岩中是正确的。由于岩层较缓，深部岩体中地压力较大，硐室顶板、帮壁岩石中节理裂隙较为发育，岩体较为破碎，极易发生变形和片帮；底板饱水后产生鼓胀，如B4煤层底鼓幅度每季度可达3040cm。硐室顶棚易产生冒落，直接冒落高度约30m，该矿也曾经发生过顶板冒落，造成了人员伤亡，因此，应加强采空区和硐室围岩的管理。硐室稳定性总体为中等至较差，工程地质条件中等。三、矿山环境地质条件矿山地处地质灾害易发区，地质环境较为脆弱。据本次现场调查，矿区内尚未发现滑坡、塌陷、地面开裂等地质灾害，但随着开采的进行，可能诱发地面地质灾害，地表水体（泉）疏干可能较为严重。我们建议矿山企业应按现行规定及矿山地质环境评价报告中提出的措施和建议，采取相应措施，做好矿山地质环境保护与地质灾害防治工作。四、其它开采技术条件1、瓦斯我矿于xxx年xx月，委托金沙县救护大队进行了矿井瓦斯等级鉴定，其鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量为：xxm3/min，相对瓦斯涌出量为：60.51 m3/t；矿井绝对二氧化碳涌出量为：6.328m3/min，相对二氧化碳涌出量为：21.26 m3/t；确定为高瓦斯矿井。2、煤尘爆炸性：根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤尘均无爆炸性危险。3、 煤层自燃发火倾向性根据“2007年3月30日xxx煤炭产品质量监督检验站”的鉴定报告，我矿B4、B3煤层均属不易自燃。4、地温本区属正常的地温区，地温梯度约为3/100m，当井下通风时其巷内温度一般可控制在25左右。第二章、矿井各生产系统现状一、矿井开拓系统1)矿井开拓系统矿井开拓方式为平硐开拓，主井口标高+512.5m,风井标高为+632.00m，井筒支护为锚喷、发碹及工字钢架棚支护，断面S=10.1,对已采完和未使用井巷全部进行了封闭。2)采区巷道布置（采掘工作面及队伍安排情况、劳动组织、井下最大班人数）矿井现划分为二个水平，以+515运输大巷为界，上水平分为二个阶段，即+515+555和+555+595阶段，下水平为+515至+425阶段。目前主采+515+555m阶段，阶段运输巷布置在煤层底板中，破石门进入B4、B3煤层，煤层运输巷、回风巷均按走向布置，工作面沿煤层倾向布置，阶段运输巷内设置车场形成运输系统。下水平设计布置3个阶段，每100m一个阶段，现正在施工下水平的主提升巷、+460石门及甩车场、+490m底板抽放巷道。采掘工作面均按“三八作业制”进行安排，掘进班组每小班一般 . 人，采煤工作面 人，井下大班最多人数 人左右。3)采掘部署开采顺序分区段开采，采用采区前进，区内后退式开采，先采上解放层（B4煤层），后采下层B3煤层，B4煤层工作面形成时布置网格抽放对工作面进行预抽，然后再进行回采。采煤方法为：走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板、打眼放炮落煤、人工装煤、工作面采用40型可弯曲刮板输送机运煤，煤炭运至机头位置装入侧卸式矿车，+555至+595水平（+595水平已回采结束）由人工推到车场经提升巷绞车下放到+515运输巷，再由机车运出地面；+515至+555水平直接由人工推到车场，再由机车运出地面。支护采用单体液压支柱，排距1.0m,柱距1.0m,“见四回一”支护形式，“三.八制作业”“两采一准”的作业方式。掘进工作面煤层运输巷、回风巷、切眼采用煤电钻打眼，全断面一次爆破（煤巷分次爆破）人工装矸，巷道支护采用11矿用工字钢架棚支护，棚距1.0m，不足一架料的位置采用前探梁护顶；煤（矸）采用人工装运，岩巷掘进采用YT28凿岩机打眼，全断面一次爆破，装岩采用17型耙斗机，发碹作为永久支护，1T矿车运输，“三.八制作业”，矿井采掘接替正常，二、矿井供电系统矿井采用双回路电源供电，1000千瓦柴油发电机作备用电源，矿井主要设备有45KW绞车，11.4KW绞车，110KW固定空压机，25.5KW局部通风机等用电设备。矿井地面供配电采用10kV和660/220V两级电压，一、二级用电负荷采用双电源供电。当一回供电电源发生故障，另一电源可担负负荷用电。在矿井地面设有2座10/0.69/0.4kV变电所，在各变电所视其情况设置功率因数自动补偿装置，主井工业广场地面变压器为SG-315/10/0.4，井下变压器为KBSG-400/10/0.69，风井变压器为SG-250/10/0.4，在变压器容量大于315kVA的变电所低压侧均设置零序电流保护装置。地面照明电压为220V，采用三相四线制。矿井的生产照明和生活照明分开供电,对移动设备的供电回路设有漏电保护装置。住宅及办公室采用荧光灯；主通风机房、机修车间、木工房等机器房用白炽灯。矿井主通风机房、空压机房、瓦斯抽放泵站等需要照明的场所一般采用双电源自动切换的照明装置来实现，个别场所采用应急灯作为应急照明。 矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，局部通风机采用双电源供电，采用两台专用变压器、专用开关及专用电缆。掘进工作面中的电气设备设有风电瓦斯电闭锁，只有局部通风机开始运行后才能起动掘进工作面的电气设备，一旦局部通风机停止运行或瓦斯超标，风电瓦斯电闭锁装置立即切断局部通风机供风巷道中的一切电气设备的电源。井下运输大巷、中央变电所、采区变电所、采掘工作面等均设固定照明，照明电压为127V，选用ZBX型矿用隔爆照明综合保护装置，照明灯具一般选用DGS型矿用隔爆节能荧光灯，有旋转机械的硐室选用DGS型矿用隔爆白炽灯。三、矿井通风系统1、主通风机、安全装置和仪表及规章制度、矿井配风量、巷道阻力、通风设施xx煤矿采用中央边界抽出式通风，回风井口安装KZT60-16B型通风机(参数见下表)；一台运行一台备用,功率290KW，矿井总进风量类别型 号台风量（m3/min）静压（Pa）全压（Pa）功率（Kw）运行KZT60-16B1420724759053355952-3532290备用KZT60-16B1420724759053355952-35322902653m3/min，总回风2712 m3/min，等积孔1.62m2。主、风井口高差120m，通风机房安装有水柱计，矿井通风负压1.16KPa,自然风压对矿井通风系统有一定影响,矿井通风系统比较稳定，通风能力能满足安全生产的需要，风机房有各种规章制度和操作规程，风井安装有防爆门和正反向切换风门。2、矿井风量及分配矿井设计需供风量2179m3/min，实际供风量2653m3/min，风量分配详见下表：序号需 风 地 点需 风 量实际供风量备 注1225252230035631742484208248522625061802007208250820825092502821020020011合 计3、掘进通风及布置情况掘进工作面采用压入式通风方式，掘进通风选用一台FDB-5型（25.5kw）配500的胶质风筒为碛头供风，安设于回风口以外10米的进风流中，在进风侧设置一组正反向风门(两正两反)，风筒口距碛头距离5m，局部通风机实现“三专两闭锁”,风机供风量满足生产用风需要。4、主通风与局部通风机供电a、还未完全实现“双风机双电源”供电。b、主扇电源不稳定，经常要切换至柴油发电机供电。四、瓦斯抽采系统1、抽采设备我矿选用2BE1-353-0型水环式真空泵作为抽采泵，电机功率110KW，有关参数见下表：型号转速r/min 轴功率kW 电机功率kW 配用电机380V极限真空度mbar 最大抽气速率 泵重(整机）kg m3/hm3/min2BE1-353-0 464（皮带） 81110Y315S-433mbar(-0.098MPa) 410068.339052、抽采管路抽采管路采用高压胶管将抽采钻孔导管与钻场汇流管紧密联结，做到密闭不漏气，高压胶管无120度以下的急弯；汇流管与钻场瓦斯管连接，钻场瓦斯管与巷道中的分区瓦斯抽采支管连接；与其它管路有明显的区别和标志，抽采主管路设置在515m顶板巷，高度不小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离满足安装检修要求，瓦斯抽采管件的外缘距巷道壁大于0.1m。抽采管路分岔处均设置有与安装地点的管径相匹配控制阀门，主管上的阀门设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域的正常抽采；抽采管路安装平直，拐弯处设有弯头，无急弯死弯，并保持一定的流水坡度（一般为3）；抽采钻场、门框架、低洼处均设置有放水器；抽采管路跨越巷道时都设置有门框架，门框架设置都不影响抽采、行车和行人安全；抽采管的接头、接口做到紧密不漏气；回风巷、回风石门等平巷安设的管路，均设有管子架，管子架距离不大于 5m，并把接好的管子用卡子等固定在管子架上。管路距离巷道底板都大于300mm。在提升下山巷、回风上山、总回风巷等倾斜巷道中安设的管路，均采用防滑装置（或管卡）将管子固定在巷道支架或巷道壁上。管卡间距为1520m(巷道倾角30)；且提升下山巷的抽放管路与矿车最外缘的间隙都大于800mm；瓦斯抽采管路与电缆线分别敷设在巷道的两侧。抽采主管、干管及其与钻场连接处装设有瓦斯检测和计量装置。3、抽采管材抽采管材全部选择PE管作为矿井瓦斯抽采管。抽采主管 PE1.0/355 (公称压力1.0MPa,壁厚26.1mm, 公称外径355mm、内径302.8 mm)抽采干管 PE1.0/315 (公称压力1.0MPa,壁厚23.2mm, 公称外径315mm、内径268.6mm)抽采支管 PE1.0/160（公称压力1.0MPa,壁厚11.8mm, 公称外径160mm，内径136.4mm）3、抽采孔布置根据矿井煤层瓦斯压力、瓦斯含量、透气性系数等，确定矿井抽采瓦斯基本参数。抽采钻孔孔径：设计矿井与*矿区相邻,煤层硬度系数和煤层透气性系数比较接近，现*矿区各煤矿瓦斯抽采钻孔孔径为64mm，抽采效果较好，而且施工方便，速度快；因此，设计确定矿井瓦斯抽采钻孔孔径为64mm。抽采半径：根据该矿煤层透气性系数和参考*矿区的抽采实际，初步确定：B4煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径1.5m；B3煤层预抽煤体瓦斯钻孔抽采半径3m；矿井实施抽采过程中，应根据煤层瓦斯地质变化情况、抽采时间等因素，合理调节钻孔抽采半径，总结出适合本矿的瓦斯钻孔抽采半径。正常生产期间，在布置B4、B3煤层巷道时，同时在巷道的上下帮按每30m的间距布置一个钻场，在每个钻场中沿煤层布置10-20个顺层抽放钻孔，布置底板巷道时也是按30m的间距在上下帮分别布置钻场，进行底板预抽，在布置采煤工作面时还要按3m的间距沿工作面倾斜方向布置抽放钻孔，其深度以距回风巷保持10m的距离为准，瓦斯抽放钻孔布置后立即进行瓦斯抽放，抽放时间以实际检测达到预抽效果后才能撤除，目前有在藉抽放钻孔300个以上。五、瓦斯监控系统监测系统主机：KJ90N型四台（瓦斯监控、抽放监控各2台）， 一台工作，一台备用，监控系统于*年*月份升级完成，KFD-3分站6台，瓦斯传感器KG9701，20台， CO传感器1台，负压传感器一台，风速传感器2台，风门开关传感器12套，设备开停传感受器12台。采煤工作面和回风巷及总回风巷均设置了KG900型甲烷传感器。采煤工作面回风巷的甲烷传感器报警浓度1.0CH4，断电浓度1.5CH4，复电浓度0.55，突出威胁。预测为突出威胁时，每个预测循环应留不少于2米的超前距；预测预报判定工作面前方为突出危险，则必须采取钻孔排放措施，消除其潜在的突出危险。二、掘进工作面预测1）、突出危险性预测。（1）、采用钻孔法测试瓦斯涌出最大初速度（qmax）和钻屑量（Smax）预测突出危险性。参数如下表。参数名称单 位突出危险性突出危险突出威胁最大钻屑量（Smax）Kg/m66最大瓦斯涌出初速度qmaxL/minm55（2）、预测钻孔布置：钻孔布置在煤体相对较软的软煤分层中，深度不低于8-10m，直径42，一般不少于3个，平行于巷道掘进方向，上、下帮各1个，中间一个，控制巷道轮廊线外,上帮不小于5m，下帮不小于3m。第四小节、局部综合防突措施一、石门揭煤防突措施我矿石门（断层）揭煤均采用震动性放炮揭煤防突技术措施。（一）、突出危险性预测及措施效果检验采区石门（断层）揭煤采取钻孔法预测预报和措施效果检验。1、在巷道顶板距煤层法向距离不少于10m处，施工地质钻孔，地质孔参数由矿技术人员负责设计，采集煤芯测定P、f 值，计算综合指标K值作为突出危险性判别指标。K30突出危险K30无突出危险同时掘至距煤层底板法向距离不少于10米时，施工队必须将岩石炸药更换为3煤矿安全炸药，并严格按防突管理的有关规定和措施及执行。2、若综合指标K值超标即有突出危险时，石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于5m时，必须立即在碛头施工抽放钻场，并停头，同时安排在碛头施工抽放孔，预抽揭煤点煤层瓦斯。所施工的抽放孔呈网络状均匀布置（55），终孔间距为2-3m, 控制揭煤点四周不低于5m。只有经检测揭煤点煤层瓦斯预抽率达到25%以上时，方可恢复施工，继续往前掘进。否则必须采取延长抽放时间或补打抽放孔等补救措施。3、恢复施工起，施工队必须执行“探三掘一”的探掘措施。4、石门（断层）揭煤工作面掘至距煤层法向距离不少于3.0m或1.5m处，分别进行突出危险性预测，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，判别指标（见石门揭煤预测工作指标表）。石门揭煤预测工作指标测试参数单位突出危险性突出危险无突出危险最大钻屑量SmaxKg/m6.06.0最大瓦斯涌出初速度qmaxL/min.m5.05.05、在煤层赋存稳定，确认无突出危险的情况下，可采取“五步法”措施揭煤，若已揭开煤层，且尚未全断面揭穿煤层全厚，则必须施工顺层预测孔，预测煤层的突出危险性，测试参数及工作指标按与石门揭煤预测工作指标相同。6、在上述钻孔资料分析煤层赋存不稳定，构造复杂或钻孔施工中出现喷孔及预测中任一参数超标，均预报为突出危险，则必须采取施工抽（排）放钻孔的防突措施，并进行措施效果检验，只有经检验证实措施有效后，方可采取“五步法”防突措施揭煤。二、掘进工作面防突措施（一）、突出危险性预测和措施效果检验对于B4煤层的掘进工作面以及B4层煤柱下未受卸压保护的B3煤层掘进工作面，掘进前，均采取钻孔法预测预报工作面前方煤体的突出危险性，若经预测为无突出危险，可留不少于5.0m的安全屏障组织生产；若经预测为突出危险，必须采取防突技术措施后，并经措施效果检验为无突出危险，方可按技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求组织生产。(1)钻孔布置1、在煤层赋存稳定，煤体结构未遭到破坏的正常煤层中掘进，布置三个孔，见图2，预测孔控制巷道断面及其轮廓线外不少于2.0m。2、受地质构造影响，煤层增厚或变薄地带，但类煤在0.5m以下，类煤在0.3m以下时，或在预计的煤与瓦斯突出集中带掘进时，布置35个预测孔，当任一预测参数超标则停止预测，立即实施防突技术措施，其中一个预测孔为探清前方煤层情况，布置于煤层底板附近，兼作摸岩孔，若探得前方煤层发生变化，则立即实施防突技术措施。3、煤层赋存发生极大变化，或类构造煤大于0.5m及以上，类煤大于0.3m及以上和施工中出现卡钻、喷孔、煤体变冷、施工中瓦斯忽大忽小等突出预兆时，则不论测试参数是否超标立即实施防突技术措施。(2)预测参数及工作指标预测方法采用钻孔法，预测参数有钻屑量S值、钻孔瓦斯涌出初速度q值，按（石门揭煤预测工作指标表）判定工作面的危险性。(3)出现下列情况时，均视为突出危险1、因断层、褶曲构造致使煤层增厚、变薄，且类煤达0.5m及以上，类煤达0.3m及以上时。2、施工中出现喷孔、卡钻、煤体变冷等突出预兆时。3、炮后30分钟瓦斯涌出量成倍增加时。4、煤层赋存（如煤厚、倾角）发生急剧变化时。(4)工作面一旦有突出危险，必须立即实施防突措施，并经措施效果检验证实措施是否有效。检验孔控制巷道断面及轮廓线外不少于3.0m，严重突出危险地带控制轮廓线外不少于4.0m，检验孔参数工作指标按石门揭煤预测工作指标表执行，只有经检验为无突出危险后必须留足不少于5.0m的安全屏障，按矿技术负责人审批的防突措施效果检验报告单的要求组织生产。（二）、治理突出技术措施超前抽（排）放钻孔措施作为该区掘进工作面主要的局防技术措施。1、深孔超前抽（排）放钻孔措施在已确认的严重突出危险地带，掘进工作面掘进前，可采用该措施。超前孔孔长不少于30米，孔径52-84mm。根据掘进工作面实际条件，可以在碛头上直接施工或在其巷道两侧钻场施工。2、小直径超前排放钻孔在煤层松软、有自喷能力的地段，采用该措施。钻孔深912m，孔径42mm，一般布置一排孔，当煤厚大于1.8m时，采用双排孔。钻孔控制范围为巷道断面轮廓线外不少于3.0m ,在严重突出危险地带，控制巷道断面及轮廓线外不少于5.0m。三、回采工作面防突措施（一）、突出危险性预测和措施效果检验对于B4煤层回采和B4煤层煤柱下回采时，回采前均采取钻孔法预测。若经预测工作面为无突出危险，则可留不少于2.0m的安全屏障，并按矿技术负责人审批的突出危险预测预报报告单的要求组织生产；若预测工作面为突出危险，必须采取防突措施并进行措施效果检验，然后可留不少于2.0m的安全屏障，并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。1、钻孔布置预测孔一般情况下沿工作面每隔5-10m布置一个孔并垂直于工作面，在煤层赋存不正常地段，则必须有针对性地在地质构造及非原生结构煤位置布置预测孔。检验孔布置在参数超标的预测孔附近或措施孔之间，对有喷孔、响煤炮等突出预兆的措施孔必须进行针对性检验。2、预测、检验参数及工作指标按（石门揭煤预测工作指标表）执行。3、预测、检验及措施孔孔长为8-12m，孔径42mm，其超前距离不得少于2.0m。（二）、防治突出技术措施有突出危险的回采工作面可采用在机、风巷施工顺层抽（排）放钻孔、工作面施工小直径(42mm)排放钻孔等防治突出措施。顺煤层抽（排）放钻孔措施适用于回采中掘进时有突出危险的地带及B4煤层煤柱下未受卸压保护的回采工作面。钻孔间距25m，孔深10-15m，孔径52-84mm。工作面施工小直径排放钻孔措施适用于煤层松软，有自喷能力的地带。孔长一般7.510.5m，孔径42mm，孔间距2-3m。第五小节 通风系统、通风安全设施的施工和管理1、凡是有煤与瓦斯突出危险的采掘工作面应保持独立的回风系统，并尽可能缩小对相邻区域的安全威胁。如出现两个及其以上施工队回风合流后再进入总风的情况时，应尽量将其分开独立回入总风，并尽可能缩短回风；与回风相连的风门、密闭、风桥、隔风墙等通风设施必须牢固可靠，进回风之间不得留有孔洞，以防突出后瓦斯涌入其它区域。2、回风系统必须畅通，回风断面不得小于设计断面的75%。放炮时回风系统（掘进碛头第一合流点以外为回风系统）中不得有矿车或杂物堆积。3、凡是石门揭煤工作面和重点防突头面必须在进回风之间设置三道反向风门，单独一道反向风门设在回风侧，其余防突头面的反向风门不得少于两道。风门尽量施工在支护完好、围岩坚固、无积水、无拐弯的平巷内，有条件时反向风门距碛头不低于50-100m。4、反向风门设置必须牢固，风门墙可用砖或料石砌筑时，应对风门四周掏槽、必须见硬帮、实底，且深入巷道周边煤岩深度不得低于0.2m，风门墙厚不得低于0.8m，门框和门扇采用坚实的单层木质结构，门框厚度不得低于100mm，门扇厚度不得低于50mm，并在门扇上橫贴厚度不得低于2mm的铁板，铁板应全部掩盖门扇，铁板与门扇用螺栓和铁钉连牢固，且螺栓均不低于4颗，另反向风门的橫梢和角铁均不低于3根，并保证风门牢固可靠，两道反向风门的间距不低于4m。5、每道反向风门都必须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、反向风门处设水沟时，无水时应用砼将水沟堵严，有水时必须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。6、掘进工作面风筒孔的回风侧必须设置逆止门，要求逆止门能全部掩盖风筒孔洞，且超过风筒孔周边不低于20mm，逆止门用厚度不低于20mm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。7、掘进工作面局扇前的正向风门每道都必须在进风侧加橫杠（抵门杠），每次放炮前由班长将风门关闭并用橫杠抵牢。橫杠用直径不小于100-150mm的木料或工字钢，其两端支点必须牢固。第六小节 瓦斯监测1、在采区总回风、采区进风、石门、防突采面进风及采掘面回风第一合流点都必须安设监测系统，其监测系统的安装、调校和管理必须符合有关规定。断电点、复电点及断电范围必须符合煤矿安全规程之规定及措施要求。2、监测电工对监测系统每周不少于1次检查调试，瓦检员负责所管区域内的监测校核，以确保监测系统准确、灵敏，并有记录可查。第七小节 自救系统1、所有进入有突出危险的采掘工作面的作业人员必须随身佩戴合格的压缩氧自救器，并放于作业点5米范围内方便可靠的地方以便发生灾变时立即使用，自救器的管理必须符合“xx煤矿自救器使用管理”的规定。2、压风自救袋安设在以下地点：（1）距采掘工作面25-40m的巷道内分别安设一组；（2）放炮启爆点安设一组；采掘工作面每组自救袋一般为5-8个。3、压风自救袋设置要求，所有的压风自救袋都必须安设在宽敞、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，需橫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。第八小节 启爆和瓦斯管理1、防突采掘工作面启爆点必须安设在+515m，+555m的压风自救硐室内的启爆点。放炮时启爆点人员随身携带合格的压缩氧自救器。2、启爆点必须能清楚了解局扇运转情况(安设风机指示灯)，并有直通矿值班室的电话，启爆点位置都必须在现场有明显标记。3、放炮前必须由班长按防突措施进行撤人、断电、布岗工作，并将与该回风系统相关的正反向风门关好，抵牢，确认以上工作准确无误后，向带班矿长汇报，并填好防突卡片，经带班矿长同意后方能启爆。4、放炮后30分钟后，确认无异常情况，方可由瓦检员、班长、放炮员逐步深入进行检查瓦斯，发现瓦斯超限立即退出，待回风瓦斯不超限后，方准继续深入工作面检查，确认安全无异常后方可撤岗，送电恢复生产；或发现异常情况或煤与瓦斯突出，则不准撤岗，并向带班矿长汇报，未经采取有效措施不得任意恢复作业。5、施工中现场人员、班长、值班安全员和瓦斯检查员都必须密切注意工作面煤岩变化以及瓦斯情况，若发现煤变软、增厚、煤壁外鼓、瓦斯忽大忽小、打眼时有顶钻、夹钎、喷孔等突出预兆，必须立即停止作业，由值班安全员或班长带领施工人员有组织地按规定的避灾路线撤离危险区，并立即向带班矿长汇报，未经采取有效措施，不得恢复作业。6、放炮必须严格执行“一炮三检制”和“三人放炮制”，瓦检员除每班三次检查汇报外，平时应加强瓦斯检查和突出预兆的观察，严禁空班、漏检、假检。第六章、整治完善各生产系统根据安全实际需要，制定安全保障能力配套计划，增加安全投入，按规定提足用好煤炭生产安全费用，完善矿井通风、瓦斯抽采、防灭火、综合防尘、监测监控等系统和装备，并确保系统、装备处于完好状态，发挥效用。一、完善通风系统瓦斯综合治理，通风是基础。按照通风可靠的系统合理、设施完好、风量充足、风流稳定四点基本要求，把矿井和采掘工作面通风作为重要的基础性工作来抓。完善矿井通风系统，提高矿井通风系统的可靠性。开展矿井通风系统可靠性的研究工作，并对矿井通风系统进行改造、优化。二、完善瓦斯抽采系统（已经验收）三、完善防尘、防灭火及供水系统合理采掘部署和巷道布置，采用正规采煤方法和开采程序，优化通风系统，建立健全完善的防灭火系统。根据矿井实际情况，配齐配全防灭火装备，包括气相色谱仪、CO检测仪等。因地制宜推广国内外已经成熟的新型防灭火材料。井下所有设备、设施等达到消防要求。按规定安装隔爆抑爆设施。要根据煤层及顶底板等实际情况，分别实施喷雾降尘及洒水控尘、湿式作业等综合防尘措施。井下粉尘浓度达到煤矿安全规程的要求。 进一步完善防尘供水系统，达到每个采掘头面和硐室均有防尘、灭火供水系统。严格按三条生命线的要求完善供水系统。四、完善监测监控系统瓦斯综合治理，监测监控是保障。为完善监测监控系统，必须认真做好以下几项工作：1、配足各类监测监控设备，进一步完善监测监控系统；2、培养或引进监测监控方面的专业人才，搞好系统设备安装、调试、维护工作。3、严格按有关规定使用管理维护好监测监控系统设备。确保煤矿瓦斯监测监控系统正常使用，真正发挥作用。4、依靠科技进步，治理瓦斯灾害五、矿井供电系统1、地面变压器安装处应悬挂“高压危险，禁止靠近”的警示标志。2、局部通风机供电应做到“三专”供电，增强局部通风机供电可靠性。2、漏电保护装置要坚持每天试验1次，确保灵敏可靠，并作好记录。井下照明和信号应安装照明和信号综合保护装置。3、井下机电设备选型应符合煤矿安全规程444条之规定。线路及电气设备维修，必须严格执行停送电制度和工作票制度，并悬挂“有人工作，不准送电”的警示牌。4、每年雷雨季节前应对防雷设施和避雷器进行全面检查、维修、校检，以保证在雷雨季节能正常发挥作用。5、重点抓好流动设备的现场管理，完善安全保护装置，杜绝电气设备失爆，使防爆合格率达100%，彻底消灭电缆中的明接头。6、电气设备使用的绝缘油应按规定定期进行物理