8231机巷过断层施工安全技术措施

8231机巷过断层施工安全技术措施8231机巷施工至J31136M（平距）将揭露逆断层FD5023035H3M,为确保机巷过断层期间施工安全，特编制安全技术措施如下一、技术要求1、严格按中、腰线施工。2、8231机巷施工至J3M开始变平施工5M后，按原方位、12上山预计施工176M后揭露断层面，跟上煤层顶板沿煤跟顶施工，具体见II7224N风巷（里段）预想剖面图。3、当锚带网索不能满足支护要求时，即采用煤巷锚网支护工字钢单棚套棚支护双层支护形式。工字钢单棚支护参数梁腿3632M，净高27M，棚距1000MM，采用半圆木、板皮腰帮、过顶，帮、顶必须接实。棚间撑木7根，撑木直径不小于50。工字钢单棚套棚支护滞后煤巷锚网支护不大于6M。附图18231机巷平面示意图附图28231预想剖面示意图二、施工准备1、施工前护材料准备充足，废旧皮带、大板等防护材料准备充足，风、水管路接至迎头。2、煤锚支护巷道必须备有不少于10M的工字钢棚架棚备用料、10根单体及10根86M长锚索，及1台配套供液设备，并保证完好可用。3、除正常支护用料外，还要准备充足的备用材料且用后要及时补给。4、备用材料及工具要堆放在距迎头不超过30M的位置。5、加强通风管理，风筒距离迎头不大于5米，通防部设专职瓦检员检查迎头瓦斯等情况，一旦发现异常，应立即停止作业，待查明原因，排除隐患后，方可施工。三、顶板管理1、严格执行敲帮问顶制度。开工前，班组长必须对工作面安全情况进行全面检查，确认无危险后，方准人员进入工作面。每次开工前均应及时进行找顶，找净顶部、两帮及迎头的活矸及危矸。2、找顶工作应由两名有经验的工人担任，其中一人找顶，另一人辅助照明，观察顶板。观察人员应站在找顶人员侧面。找顶和观察人员应站在支护完好的安全地点，并保证后路安全畅通，严禁进入空顶区域找顶。找顶人员应戴手套，使用长度不小于3M长钎子，从支护完好的地方开始，由外向里，上山应站在一侧进行，先顶部后两帮依次进行，找顶地点不准同时进行其它工作或其他人员进入。3、敲帮问顶时，敲击若发出“咚咚”的声音，应顺着裂隙慢慢进行，不得硬刨强挖，对于找不掉的可采用带帽点柱支护等行之有效的方法加以处理。四、临时支护1、顶板完整时，煤锚支护巷道采用金属前探梁进行临时支护1）临时支护的选择（形式、材料、规格）（1）使用3根金属前探梁进行超前临时支护，金属前探梁使用25寸钢管制成，长度45M；同一巷道必须使用同一规格同一材料的前探梁；（2）前探梁使用白、红油漆均匀分成5段交替刷漆，以使前探梁醒目；（3）吊梁器采用10厚的钢板焊制或使用4寸钢管制成，吊梁器的强度要与前探梁的强度相匹配，同一巷道必须使用同一规格同一材料的吊梁器；（4）前探梁生根应牢固可靠，每根吊梁器不少于3个，应均匀间隔布置，两端超出吊梁器均不低于100，固定吊梁器的锚杆必须留有足够的丝扣，同时丝扣必须露出吊挂螺母310，以保证吊梁器的牢固；（5）前探梁上铺设BH20050，长度与巷宽相宜的木质大板，外侧大板与永久支护间距不得大于400，里侧大板与迎头间距不得大于400，两块大板间距不得大于500，与顶板接实，不实处用木刹或木垫板刹实；（6）煤锚巷道3根前探梁自巷道左帮向右帮分别固定在第2、3、5根锚杆上；（7）前探梁到迎头的端面距离不得大于03M，斜巷施工时前探梁末端及中间位置必须各设置一道直径不小于6防滑钢链，防滑链一端固定在前探梁上，另一端固定在吊梁器上，防滑链应拉紧栓牢，防止下滑；（8）前探梁及其配件必须保持完好，弯曲、变形及损坏时必须及时更换。2）临时支护架设要求（1）每次放炮后，用专用工具进行敲帮问顶，将顶、帮的危岩活矸彻底找净并确认安全后，及时前移前探梁并放置支护大板，大板与顶板不实处用木刹或木垫板刹实，严禁空顶作业；（2）每根前探梁用3个吊梁器悬挂固定在迎头退后第1、3、4排顶部锚杆上，并随施工及时前移；前探梁与吊梁器之间必须用木刹或木垫板刹实；（3）前探梁生根应牢固可靠，前探梁两端超出吊梁器均不低于100，固定吊梁器的锚杆必须留有足够的丝扣，同时丝扣必须露出吊挂螺母310，以保证吊梁器的牢固；（4）前探梁架设好后必须正规有劲；（5）临时支护最大距离为锚杆排距的2倍，顶板破碎时必须逐排施工。临时支护里侧大板与迎头间距不得大于400，超距时必须采用带帽点柱临时支护。2、遇顶板破碎、掉顶、构造破碎带、有草帽顶等情况时，煤锚支护巷道采用带帽点柱作为临时支护1）临时支护的选择（形式、材料、规格）（1）当顶板破碎、草帽顶发育区域，采用带帽点柱作为超前临时支护。（2）采用逐排掘进，带帽点柱必须按一梁一柱形式布置使用。2）临时支护架设的质量要求（1）一梁一柱带帽点柱布置形式；支柱采用DZ2525/100（25M单体）单体液压支柱，帽采用BHL200MM100MM1400MM的两面平木料，单体支柱从巷中向两侧分别800MM位置各一根，支柱间距1600MM，支柱柱头定位在帽中，支柱中心距永久支护不大于06米，支柱中心距迎头不大于05米。（2）施工中迎头破岩之后，施工人员立即找尽帮顶危岩活矸，然后挖柱窝，栽单体，在进行带帽点柱临时支护的同时，迎头接永久支护端头进行超前挂网，柱帽压住金属网。（3）单体支柱必须生根在实底上，底板松软时必须穿鞋，鞋为单体配套铁鞋或规格为300200150的优质木块。单体支柱必须用两根防倒绳（14麻绳）连成一个整体，一根垂直顶板布置在柱头位置，与顶板永久支护连接；另一根防倒绳栓在柱头向下200位置，防倒绳生根在顶部永久支护钢带上；防倒绳必须拴牢拉紧，以防泄液等原因倾倒伤人。在用单体液压支柱注液口方向必须统一平行于巷道中心线朝向掘进迎头反方向。支柱时，人员必须站在支护完好的地点操作，升柱时，人员严禁面对注液枪，以防弹枪伤人。所使用单体支柱要强化压力监控，支柱采用PB2063清水泵动压注液，其压力范围为020MP。单体液压支柱初撑力不低于20KN（26MPA），现场配备检测仪表。每班施工前，要检查单体液压支柱是否构件齐全、完好且性能灵活可靠，确保单体生根牢固，正规有力。必须超前铺好顶网，方可打设带帽点柱。附图3煤锚支护巷道临时支护示意图（单位）123断面布置312逐排掘进布置方式321迎头一梁一柱带帽点柱布置示意图金属前探梁临时支护布置示意图3、超前防片漏1）掘进工作面应采取防片帮措施，并符合下列规定（1）上山掘进巷道坡度超过12的，迎头煤（岩）壁必须全断面采取防片帮措施。（2）平巷及上山掘进巷道高度超过26M、下山掘进巷道高度超过35M的，迎头端面距巷道底板15M以上必须采取防片帮措施。2）防片帮形式及要求（1）防片帮网采用菱型金属编织网，全断面防片帮时，上下联网之间压茬不小于200，同时横向每200MM间距用12铁丝扎接一道。（2）临时支护结束后，顶部超前挂网贴住迎头断面，然后根据要求向端面下部联网。在正迎头左右上下角距帮200MM左右位置和巷道正中用风钻配合28钻头施工若干个深05M06M的锚桩孔，然后使用2025MM、长500600MM、末端带弯钩的圆钢楔形锚桩插入孔内后用紧楔刹紧固定。（3）锚桩孔打设上部孔打在顶板下不超过200MM，距巷道轮廓不超过400MM处；下部孔打在距防片帮网下边沿不超过200MM，距巷道轮廓不超过400MM处；巷中孔打在两片网子的中间。（4）当迎头有超前片倾向时采用右旋全螺纹锚杆代替锚桩固定防片帮网，确保防片帮网紧贴断面煤岩壁。右旋全螺纹锚杆规格为20MM2000MM，每眼用1卷MSK2380树脂锚固剂，锚固力不小于60KN，扭矩不小于150NM。托盘采用蝶形钢托盘，规格BL140140MM，厚度8MM，迎头铺设好防片帮网之后，使用等强螺母拧紧，使防片帮网紧贴端面煤岩壁面。（5）在刷底角或挖腿窝时，帮部距底板1M以上实施防片帮措施，使用不小于12的铁丝将防片帮网固定在锚桩上或用7分钢管以腰帮的形式备在迎头永久帮部钢带上。（6）安装、拆除防片帮装置时，必须敲帮问顶，将迎头危岩活矸找净。附图4迎头防片帮示意图附图5帮部防片帮示意图注帮部距底板1M以上的防片帮示意图五、过断层施工安全技术措施1、施工中应加强顶板管理。施工中，当顶板松软破碎、草帽顶发育、极易掉顶时，在永久支护紧跟迎头的同时采用加打超前护顶锚杆支护，严防高冒。2、护顶锚杆在找顶之后，在永久支护迎头向前方倾斜16仰角加打超前护顶锚杆，护顶锚杆采用202600右旋全螺纹锚杆。间距200MM，护顶锚杆数量根据迎头顶板破碎情况和离层矸石大小而定（但最少不得少于3根），正中向两帮护顶范围内不小于18M。护顶锚杆的护顶步距为两排，压茬不小于800MM，即每施工两排就必须打设一次护顶锚杆。护顶锚杆自一侧依次打设，打好一根及时锚固并上紧，依次进行，超前护顶锚杆采用配套的铁托盘配合木楔，每根超前护顶锚杆只准使用一个木楔，严禁使用木托盘代替铁托盘。直至打设完毕后再进行煤巷锚网支护。3、护帮锚杆当迎头帮部易片时，在迎头放炮之前必须采取防片帮措施具体为在迎头端面紧靠帮部位置，由肩窝向下500MM、800MM，各打一根护帮锚杆，锚杆采用202600右旋全螺纹锚杆，每眼用1卷K2380树脂锚固剂，并加配木托盘。锚杆方向以进尺方向偏斜帮部1520为宜，护帮锚杆数量根据现场帮部情况可进行增减，护帮锚杆施工好后，方可进行施工。4、施工时，实行短掘短支，逐排掘进，一打一锚，可适当缩小排距，加密至排距600。5、根据顶板岩性变化情况，经生产技术部同意后，可采取锚索加粗、加长、加密等方法进行加强支护。6、顶板锚杆、锚索必须打一个、装一个、锚一个，严禁打完全茬锚杆眼后，再装锚杆。7、锚杆托盘、钢带必须紧贴岩面，并用扳手拧紧。8、锚杆方向与岩层层面或巷道轮廓线的夹角不得小于75，间排距必须符合设计要求，严禁打穿皮眼及沿顺层面裂缝打眼。9、每一小班都必须对上一班及本班锚杆螺母扭距及安装质量进行逐一检查，进行二次紧固，发现不合格的及时加扭或补打。附图6超前护顶锚杆打设示意图右旋全螺纹锚杆木楔铁托盘顶板钢带附图7超前护帮锚杆打设示意图迎头六、工字钢套棚支护工艺1、当煤巷锚网支护不能满足支护要求时，即采用煤巷锚网支护工字钢单棚支护双层支护形式。工字钢单棚支护参数梁腿3632M，净高27M，棚距1000MM，采用半圆木、板皮腰帮、过顶，帮、顶必须接实。棚间撑木7根，撑木直径不小于50。工字钢单棚套棚支护滞后煤巷锚网支护不大于6M。2、每班进入施工地点前，班队长要首先到施工地点排查安全隐患，确认无安全隐患后方可进行施工。3、施工中，要严格执行敲帮问顶制度，及时找掉危岩活矸。4、在刚开茬无法上前探梁时，找净帮顶的危岩活矸并挖好腿窝、栽好腿子后，两帮用专人扶住棚腿，一人负责观察，然后再上梁，上梁时必须先用14的双股麻绳将棚梁两端绑好，留设在棚腿上方金属网上，并确保牢固，之后根据中腰线校正棚梁的高低、明暗、掉斜等。5、套棚第一棚及最后一棚施工结束后，必须及时对支架进行加固；加固方法为每架棚梁两端距牙壳400处及两边棚腿距棚梁400处，各用1组202000右旋全螺纹锚杆（每组2根）配合12钢板加工的抬棚板进行加固。6、施工好3棚后，再使用3根长32M的棚腿作为前探梁，待施工7棚后，前探梁更换为长度不少于45M的11工字钢。7、前探梁要求紧跟迎头，每施工一棚，前移一次前探梁；使用前探梁应遵守以下规定前探梁采用3根长度不少于45M的11工字钢，每根前探梁用3副前探梁卡子均匀卡在已架好的第2、4、5架正规棚梁上。前探梁与棚梁接触不实处用木楔刹紧。8、施工按由外向里的顺序逐棚施工，一棚未支护完好之前，严禁施工下一棚。9、人工上梁时，必须手托棚粱，稳抬稳放，不要将手伸入棚梁接口处，防止挤伤。10、腿窝要挖到实底或穿木鞋，栽棚腿时，两边同时较劲，将棚梁与腿子轻轻搭接，并根据中腰线校正棚梁的高低、明暗、掉斜等。11、支架与顶帮之间的空隙必须背实，用半圆木、板皮接实顶板。棚梁上也可用半圆木接“井”字型木垛与顶板之间接实，木垛打设要求顺巷沿支架中心线垂直支架对称放置2根半圆木，之后接1架“井”字型木垛与顶板接实，不实处用板皮或木楔接实；木垛架设时必须打在棚梁上，且平、稳、齐，四角端头超出“井”字边不少于100，且四角成线，接实顶板，木垛必须架设牢固有力且首尾相连。12、接顶人员必须佩戴保险带，保险带长度不得超过15M，保险带生根在顶部钢带上。13、递木料及接料人员一次只准递、接一根木料，递、接料时要拿稳、拿牢，递料时必须把周边杂物清理干净，保证安全退路畅通。14、施工过程中要设专人观察帮顶，发现危情及时撤人，然后采取措施处理，确认无安全隐患后再施工。15、每班的班前、班中、班末，班队长应亲自进行安全质量检查，发现危情或不合格工程及时整改处理，并确保后路畅通。16、为保证巷道支护质量，套棚结束后，两边棚腿距底板向上600处，各用202000右旋全螺纹锚杆配合GDW170型钢带进行加固，滞后迎头不大于6M。17、为防止巷道来压，工字钢棚受力后牙壳崩掉伤人，在架棚结束后，及时用金属网护住棚梁牙壳。附图8工字钢单棚支护断面示意图75320巷道中心线27052636060直径20M20M全螺纹锚杆揭煤施工安全技术措施一、概况（一）揭煤区域地质及煤层瓦斯参数7224N风巷（里段）位于F2155H06M断层与F2165H06M之间，标高510492M，走向长约180M。巷道揭煤位置煤层底板标高510M。本区位于2采区，煤岩层为单斜构造，产状为9015。预计在Q4170M揭露断层F212565H6M,受其影响煤层变薄，最薄处15M。本工作面72煤层厚1220M,平均18M；煤层赋存稳定，煤以碎块状及粉末状为主，条痕黑色褐黑色，具玻璃光泽，煤层结构简单表11煤层瓦斯赋存及瓦斯基本情况表可采煤层平均厚度倾角/0硬度层间距瓦斯含量M3/T压力（MPA）透气性系数抽采半径7218M1604493460150022125M135M7322M160444726101500221820M160432516M47910600238备注以上数据来源于任楼煤矿520M水平以上生产采区72、73和82煤层突出危险性评价、任楼煤矿瓦斯抽采参数分析与优化研究报告及实测资料。（二）揭煤巷道工程情况7224N风巷（里段）揭煤区域施工情况如图11所示，此段巷道施工标高为51125136M。巷道施工顺序依次如下（如图11、12）根据生产技术部2015年9月地质及水文地质预报，本区位于2采区，煤岩层为单斜构造，产状为9015。预计在Q4170M揭露断层F212565H6M,受其影响煤层变薄，最薄处15M。揭煤区域预计巷道施工量38M。巷道布置如下图所示图117224N风巷（里段）施工平面布置图过断层预想剖面图Q4点前168MQ4点前18M图127224N风巷（里段）施工剖面布置图（三）通风系统7224N风巷（里段）揭煤实现独立通风，掘进工作面局部通风系统采用压入式通风。局部通风机必须安设在全风压巷道内且距回风口不小于10M处的新鲜风流中，即7224N风巷（里段）局扇安装在2辅助三车场内。掘进过程中如通风系统调整、变化时，必须及时调整局部通风机的安设位置并要补充说明。新鲜风副井720主轨石门720北翼轨道大巷2辅助轨道上山2辅助轨道三车场7224N机联巷7224N机巷7224切眼7224N风巷（里段）迎头。乏风迎头7224N风巷（里段）7224切眼7224N机巷7224N机联巷2辅助轨道三车场三车场回风联巷2辅助回风上山2辅助回风斜巷中四回风上山315总回风井地面。二、揭煤流程与控制层位、安全岩柱措施（一）揭煤作业流程任楼煤矿72煤层为突出煤层，巷道揭煤区域72煤层底板标高为510M，根据II2采区72煤开拓后区域预测结果，该区域为无突出危险区。揭煤时执行局部综合防突措施，严格按照如下揭煤作业流程执行。图217224N风巷（里段）揭煤作业流程图（二）揭煤方法及控制层位与安全岩柱厚度措施1、井巷距断层面20M前为准确掌握揭煤区域煤层赋存、地质构造等情况，指导7224N风巷（里段）揭煤工作，7224N风巷（里段）施工至Q4148M（距断层面法距20M）前在迎头施工3个探查钻孔，钻孔穿透煤层全厚并过煤不小于1M，并详细记录岩性情况，钻孔布置示意图如下编制揭煤区域地质预报报报编制揭煤措施超前探查，完善通风系统法距20米前区域验证无突出危险有突出危险工作面防突措施工作面防突措施效果检验无突出危险有突出危险最后验证无突出危险有突出危险实施工作面防突措施工作面效果检验无突出危险有突出危险法距15米前法距5米前揭煤前由矿总工程师组织召开揭煤准备工作会，确立揭煤时间、跟班、安全防护、断电、撤人、警戒等远距离爆破揭开煤层循环预测直至揭煤结束Q4点前168MQ4点前18MT2T3图22探查钻孔布置剖面图表21钻场探查钻孔参数表孔号开孔位置开孔孔径（MM）方位（）倾角（）长度（M）备注T19215T235293T3Q4148M迎头91N1650425终孔点穿过煤层1M2、掘进至距揭煤层5M前为准确控制过断层揭煤区域煤层赋存、地质构造等情况，指导7224N风巷（里段）过断层揭煤工作，自巷道施工至距F212565H6M断层5M前开始，每次进尺放炮前均要利用风钻向迎头施工探眼；设计探眼2个，深7M，倾角分别为0、8，探眼方位为巷道施工方位。探眼施工由现场瓦检员和安监员共同监督施工，并有记录可查。探眼施工结束后要立即汇报矿调度、通防调度，汇报内容包括探眼施工的时间、位置、探眼情况及孔内瓦斯情况。若探查钻孔不能准确掌握煤层层位时，必须及时补充设计超前探查钻孔，确保能够准确控制过断层揭煤区域煤岩层。7M87M图237224N风巷（里段）揭煤作业流程图当巷道施工至距预揭煤层5M前，对预揭煤层进行区域验证。当区域验证指标均小于临界值且钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象，则判定为无突出危险工作面，采取安全防护措施掘进至距离煤层法距15M处。否则，判定为突出危险工作面，必须采取局部综合防突措施。同时利用验证钻孔对煤层位置及赋存情况进行校正。4、井巷距预揭煤层15M前巷道施工至距预揭煤层法距15M时，必须对预揭煤层进行最后验证，经最后验证无突出危险后采用远距离爆破揭开煤层，过煤期间按照煤巷掘进工作面预测方法对工作面突出危险性进行预测。过断层预想剖面图Q4点前168MQ4点前18M法距5M区域验证Q416法距15M区域验证Q468距断层面20M探查Q41870图247224N风巷（里段）揭煤流程控制图三、区域验证（一）验证位置当巷道施工至距离断层对盘煤层法距5M、15M时分别进行区域验证，区域验证钻孔施工位于7224N风巷（里段）迎头，同时利用验证钻孔对煤层层位进一步校正。（二）验证方法采用钻屑瓦斯解吸指标法，选用验证指标为K1和H2。表31钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证时突出危险性的临界值H2（PA）K1（ML/GMIN1/2）突出危险性煤样145（湿煤120）04（湿煤032）无突出危险煤样145（湿煤120）04（湿煤032）有突出危险当区域验证指标均小于临界值，且钻孔施工无异常时，则判定无突出危险，在采取安全防护措施的前提下掘进；任何一次区域验证指标超标或钻孔施工时有夹钻、吸钻、顶钻等异常动力现象，判定有突出危险性，工作面必须立即停止作业，执行局部综合防突措施。（三）钻孔布置由工作面向煤层施工4个验证钻孔，其中1、4验证钻孔位于巷道中部开孔，2验证钻孔位于巷道左帮05M处开孔，3验证钻孔位于巷道右帮05M处开孔。钻孔布置及参数见图表Q4点前168MQ4点前18M法距5M区域验证Q416法距15M区域验证Q46870Y1、2、3Y1、2、34图31区域验证钻孔剖面布置图法距5M区域验证钻孔平面布置图3214法距15M区域验证钻孔平面布置图324图32区域验证钻孔平面布置图4132图33区域验证钻孔开孔断面布置图表325M区域验证钻孔参数表孔号倾角（）与巷道中线夹角（）孔深（M）备注Y11009Y25左夹2110Y315右夹2110具体孔深以现场过煤为准Y415071表3315M区域验证钻孔参数表孔号倾角（）与巷道中线夹角（）孔深（M）备注Y1309Y22左夹2110Y38右夹2110Y46071具体孔深以现场过煤为准四、局部综合防突措施（一）预测预报1、工作面突出危险性预测方法与第三章区域验证方法相同。2、为准确控制安全岩柱，防止误穿煤层，保证巷道距煤层法距不得小于15M，预测钻孔可兼做探查孔。3、巷道距离煤层法距15M时，停止掘进,采用预测预报的方法进行最后验证,若验证无突出危险,汇报矿调度及有关部门，执行远距离放炮措施揭开煤层。（二）工作面防突措施当区域验证有突出危险性时必须立即停止作业，采取工作面防突措施，并联系钻探区安装7224N风巷（里段）内抽采管路，对工作面措施钻孔及时联接抽采。工作面防突措施采用抽采钻孔，施工地点位于7224N风巷（里段）迎头，钻孔设计如下控制范围钻孔控制到巷道两侧轮廓线外不小于5M，控制到断层前方不小于20M。钻孔施工参数钻孔数10个，钻孔孔径108MM，抽采半径25M，封孔深度不小于12M，钻孔见煤时不足12M的，封孔至见煤点。Q4点前168MQ4点前18M法距5M措施孔Q41670C15H15图41局部防突措施钻孔布置平面图法距5M措施孔Q416C1234C5HH图42局部防突措施钻孔布置剖面图表41局部防突措施C组钻孔设计参数钻孔编号施工地点钻孔孔径（MM）与巷道中线夹角（）倾角（）孔深（M）备注C1左夹375149C2左夹210127C305119C4右夹2110127C57224N风巷（里段）Q4165M108右夹3715149终孔点位于煤层顶板05M（三）工作面防突措施效果检验1、效检方法工作面防突措施效果检验方法采用钻屑瓦斯解吸指标法，检验指标为K1或H2；临界值指标同区域验证临界值指标。2、效检钻孔布置揭煤设计效果检验钻孔5个，终孔位置分别位于工作面的上部、中部、下部和两侧。法距5M措施检验孔Q416C1234CH1234H5YY1Y5YYQ4点前168MQ4点前18M法距5M措施效果检验孔Q41670C15H15Y5Y2、3、4图43防突措施效果检验钻孔布置图表43揭煤效果检验孔设计参数钻孔编号施工地点钻孔孔径（MM）与巷中夹角倾角（）孔深（M）备注Y10992Y2左夹22418Y301167Y4右夹2261872Y57224N风巷（里段）Q4165M10802229终孔点位于煤层底板05M3、若工作面效果检验指标均小于突出危险临界值，且钻孔施工过程中未发生瓦斯喷孔、顶钻等动力现象或异常现象，则无突出危险，在采取安全防护措施进行揭煤。4、若工作面效果检验指标任何一项指标超过突出危险临界值，或检验过程中发生瓦斯喷孔、顶钻等动力现象或异常现象，则有突出危险，必须采取补打钻孔、延长抽采时间等补充措施直至有效。（四）安全防护措施1、防护要求所有进入7224N风巷（里段）及其回风系统工作人员都必须掌握各类事故发生预兆，熟悉避灾路线和通风系统，携带隔离式自救器，并能正确使用。突出煤层中的突出危险区的采掘工作面严禁使用风镐作业。2、远距离爆破专项措施（1）远距离爆破起爆地点在7224N机巷2避难硐室内（距离爆破地点300M）。（2）远距离爆破范围（揭煤作业范围）从巷道距煤层最小法距2M开始，直到揭煤结束。（3）停电范围7224N风巷（里段）、7224切眼、7224N机巷、2辅助回风上山、2辅助回风斜巷、中四回风上山、315北翼总回回风范围内所有非本质安全型电气设备（包括电缆）电源，停送电安排专人操作。（4）撤人范围7224N风巷（里段）、7224切眼、7224N机巷、2辅助回风上山、2辅助回风斜巷、中四回风上山、315北翼总回回风范围内所有人员必须撤至警戒点外。（5）警戒范围详细见警戒图。警戒人员由施工单位负责现场落实。放炮前，由施工队班队长按措施要求亲自安设放炮警戒人，并负责撤离警戒范围内的所有人员至警戒外的安全地点，安排1人检查警戒人员是否到位，并向跟班队长汇报警戒设置情况；放炮30分钟后，在瓦检员进入现场查看并确认安全后，方可派人撤除警戒。否则警戒人员不得擅自离开警戒位置。警戒地点必须设置警戒网或拉绳，并悬挂警戒标志。警戒人员要离风门不小于3M，防止放炮期间风门震动打伤人员。放炮警戒位置见附图1（6）瓦斯灾害避灾路线施工迎头7224N风巷（里段）7224切眼7224N机巷7224N机联巷2辅助轨道三车场2辅助轨道上山2辅助轨道下部车场720北翼轨道大巷720主轨石门副井地面。（7）揭煤期间必须使用煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不超过130MS，不得跳段使用延期电雷管，使用的电雷管必须进行导通实验。（8）打探眼时瓦斯检查员必须随时观察探眼是否有瓦斯动力现象等并及时检查探眼内的CH4、C02浓度，汇报至通防调度、瓦斯办。（9）打眼时，如果发现有顶钻，夹钻、喷孔等现象必须立即停止打钻，并不得拔出钻杆，及时向矿调度所汇报，现场撤出人员，切断II7224N风巷（里段）及回风区域内的所有动力电源，调度所及时通知有关领导和部门汇报现场情况，由总工程师决定下一步的施工进度。（10）装药放炮严格执行“一炮三检”“三人连锁”“一炮三泥”制度；炮眼深度不大于20M，封口泥不小于500MM。（11）电雷管必须全断面一次串联连接，雷管脚线必须悬空，严禁雷管脚线、放炮母线同电器设备电缆轨道等导电体接触。放炮母线铺设长度不小于300M；（12）放炮地点附近20M范围内，CH4浓度大于08严禁放炮。（13）超前探眼严禁作为炮眼使用，超前探眼在装药前必须用黄泥封实。（14）严禁放糊炮、明炮、空心炮。（15）装药放炮时掏槽眼以下炮眼必须使用彩带，放炮用塑料彩带拴在起爆药卷上，彩带外露不得少于400MM，以利于发现并处理瞎炮、残炮等。（16）揭煤期间放炮母线必须使用铜芯专用电缆，并尽可能减少接头，严禁母线出现破皮、明接头现象。（17）揭煤施工时，安监处、通防部安排专人现场跟班，跟班人员现场检查打眼、做炮头、装药连线工作，严格按措施规定进行操作。（18）放炮前，安监处，通防部现场跟班人员应监督、检查施工单位所有人员是否撤到安全地点，警戒人员是否到位。（19）放炮施工时严格执行停送电制度。（20）通防部瓦检员、安监处安检员负责打眼及放炮期间全过程监督工作。3、压风自救（1）压风自救装置安装在采掘工作面压风管道上；（2）压风自救风量和风压要求风压不小于04MPA。当压风管路无风时，必须停止掘进作业，只有在恢复供风后方可进行生产。（3）管路铺设必须达到平、直、稳、牢、保证不漏气，压风自救安装在支护良好且无杂物的行人侧，安装高度距离巷道底板1416米，便于人员使用，严禁将压风自救系统安装在皮带机里侧。（4）施工单位确保压风自救的主阀门处于常开状态；压风供给量每人不得少于03M3/MIN；（5）每班指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及自救装置完好，保证管路畅通和风流清洁。（6）压风自救安装位置及标准规定如下；掘进工作面迎头向外2540米范围内安设一组压风自救，然后每退后50米安设1组，共计安设三组；工作面后路有人施工及作业地点必须安设压风自救系统，如家具房、固定绞车处、无级绳绞车处、有人施工的钻场、皮带机头等。（7）必须根据工作面生产情况正常进行压风自救装置的移挪工作，并将回收上来的压风自救装置交领取单位。（8）使用单位必须制定压风自救装置的定期巡查和维护制度，并有记录可查。（9）压风自救的日常监督、检查由安监处通修科及通防部、瓦斯办负责，发现问题及时联系使用单位整改。（10）严禁任何人员无故破坏压风自救装置。4、工作面避难所防治煤与瓦斯突出规定第一百零六条突出煤层的采掘工作面应设置工作面避难所或压风自救系统。应根据具体情况设置其中之一或混合设置，但距离超过500M的巷道内必须设置工作面避难所。工作面避难所应当设在采掘工作面附近和爆破工操作爆破的地点。根据具体条件确定避难所的数量及其距采掘工作面的距离。工作面避难所应当能够满足工作面最多作业人数时的避难要求。7224N风巷（里段）避难所设置规格如下1）硐室规格宽3M、高22M、深35M，硐室内支护良好，并设置向外开启的隔离门。隔离门门墙墙体厚度不小于800MM，门板厚不小于50MM，风门构筑质量符合反向风门构筑要求。2）避难所内设置压风自救装置；每人供风量不小于03M3/MIN,并设有减压装置和带控制阀的呼吸袋。避难所内设有电话，能直通矿调度指挥中心。避难所内放置足量的饮用水。避难所内放置不少于15个压缩氧自救器。5、反向风门掘进期间，在其进风侧巷道合适位置安设两道牢固可靠的反向风门，风门之间的距离不小于4M。反向风门距工作面回风巷不小于10M，与工作面的最近距离不得小于70M,如小于70M时必须设置3道反向风门。墙体厚度不得低于800MM，且保证墙体见实帮、实顶，通过风门的风筒、水沟等，必须设有逆向隔断装置，人员进入工作面时，必须把反向风门打开、顶牢，掘进工作面爆破和无人时，反向风门必须关闭。6、其他1、现场作业人员必须佩带隔离式自救器，并能熟练使用。2、现场作业人员都必须接受防突知识培训，熟悉突出预兆及避灾路线。3、揭煤巷道内的电气设备要实现“风电闭锁”、“瓦斯电闭锁”；在揭煤前由安监处机运科及机电科电管队对掘进巷道内及其回风系统内的所有电气设备进行一次防爆检查。4、揭煤地点安装有直通矿调度所电话，确保通讯系统完善可靠。五、其他相关安全技术措施（一）局部通风管理1、7224N风巷里段揭煤时，保证局扇正常运转，局扇离迎头供风距离不超过5M。2、7224N风巷（里段）揭煤前，安监处、调度所、机电科、通防部对7224N风巷（里段）施工的局扇风电闭锁、瓦斯电闭锁功能和电器失爆进行完好检查，并做好记录，对于不完好设备必须在揭煤前处理好并进行验收。3、施工单位必须保证所用的局扇完好和正常运转，任何人不得随意停开局扇。并派专人管理局扇。（二）监控设施管理1、通防部保证安装的监控设施完好，并正常监测。2、瓦斯传感器（高低浓）布置如下T1安装在7224N风巷（里段）迎头风筒对侧5M范围内。报警点为CH4浓度10，断电点CH4浓度15时，复电点CH4浓度10，断电范围7224N里风巷及其回风流中所有使用的非本安型电器设备。T2安装在7224N机联巷内，距2辅助三车场回风联巷1015M范围。目前巷道内已安装T2A、T2B、T2C巷道长度每增加500米时，按T2要求增加一部瓦斯传感器。T2、T2A、T2B、T2C的报警CH4浓度均为08，断电CH4浓度均为08，复电CH4浓度均为08；T2、T2A、T2B、T2C的断电范围均为7224N风巷（里段）及其回风流中全部非本质安全型电气设备。3、甲烷传感器设置应垂直悬挂在支护良好无滴水巷道顶板下不大于300MM处，且距巷帮不少于200MM，并挂牌管理。（三）瓦斯管理1、通防部必须在揭煤地点设置专职瓦斯检查员，检查工作面及回风流的瓦斯情况，并熟悉突出预兆及避灾路线，严格实行现场交接班。2、瓦斯检查员及现场施工人员，发现有突出预兆，必须立即停止作业，撤出人员，并及时汇报调度所。3、巷道内体积大于05M3的空间内，积聚的瓦斯浓度达到2时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，并采取措施进行处理。4、对因瓦斯超限而切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时方可恢复供电。5、局部通风机因检修需要停止运转时，必须至少提前一个小班进行申请，并经总工程师批准后，方可按规定时间停电。6、局部通风机因故停止运转，必须查清原因，进行处理。在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超过08或二氧化碳浓度不超过15,且局部通风机及其开关附近10M以内风流中的瓦斯浓度不超过05时，方可人工启动局部通风机。否则，必须制定专项排放瓦斯措施。（四）揭煤期间顶板管理揭煤前，施工单位按要求编制顶板管理专项措施，加强顶板支护，防止片帮冒顶，确保巷道支护效果。六、组织管理措施（一）组织领导1、矿成立巷道揭煤领导小组组长矿长副组长总工程师、掘进矿长安全副矿长成员通风副总、机电副总、地质副总、安全副总安监处处长、生产技术部部长、调度所所长、通防部部长、瓦斯综合治理办公室主任、机电科科长、掘进区长。远距离放炮时，必须有揭煤领导小组现场指挥，发现问题及时处理。2、揭煤前，由总工程师组织相关单位对揭煤区域的通风系统、瓦斯管理、局部通风、隔爆设施、电器设备、巷道支护等进行一次全面检查。发现问题，及时进行整改。否则，严禁揭煤。3、揭煤前，瓦斯检查员、安监员等相关人员于避难硐室内待命，远距离放炮后，参与揭煤巷道内的瓦斯、一氧化碳等有毒有害气体及顶板情况检查。4、揭煤期间必须有副总以上领导带班指挥。（二）岗位责任制各级人员应负的责任应明确规定，具体包括施工单位班队长、防突工、瓦检员、放炮员、安全检查员及其它作业人员等。（1）施工单位施工单位负责作业场所的管理，负责保证风、水、电的正常使用，负责清理积货，为打钻施工创造条件。负责定期对本作业地点的电器设备的正常检修，确保电器设备完好。施工单位负责人是执行防突措施的第一责任人，负责“四位一体”防突措施的落实。施工单位跟班副队长是执行防突措施的直接负责人，负责现场预测孔及效果检验孔的施工（用大钻机施工除外）。（2）瓦斯管理办公室编制防治煤与瓦斯突出的安全技术措施，检查防突工作执行情况。严格执行综合防突措施。对施工单位施工的预测孔、效果检验孔等现场监督。负责预测预报、测点位置标注、防突牌板吊挂和及时填写预测牌板中的预测结果、做报表、签报表等。负责建立该面煤层基本参数考察台帐、防突设备及仪器仪表使用完好台帐等。负责防突仪器仪表的使用、维护、检修和校检。（3）通防部按防突管理要求，负责矿井通风系统管理。负责矿井安全环境监控系统的设计、安装、维护、校验、按规定打印和提供监控数据。对揭煤期间的瓦斯监测数据必须进行分析，掌握工作面瓦斯涌出的变化规律，用以指导防突工作。负责监督防突措施的落实，确保不超尺生产。负责施工现场的瓦斯检查和防突钻孔的验收，发现问题及时处理，并及时向通防调度和矿调度指