1、1水城县化乐煤矿1 月份防突措施计划矿 长：编 制：日 期： 2措 施 会 审职 务 意 见 签 名 日 期工 程 师机电矿长生产矿长安全矿长安全矿长矿 长会审意见：3安全措施学习贯彻记录贯彻时间：贯彻地点：贯 彻 人：参与人员签字 手印 签字 手印4锦源煤矿 1 月份防突措施计划第一章 1 月份防突工作安排根据我矿实际情况 2014 年 11 月 28 日停产整改，本月要安排的工作是进行井上下排查隐患，进行整改后复产验收，做好 2015 年的准备工作。一、本月各工作面防突措施1、1504 回采工作面防突措施：加强预测预报，K1 值效检，顺层抽放钻孔打到位，抽放负压达到 13KPa 以上。2、
2、主井延伸掘进工作面防突措施：打好探放钻孔，做到有掘必探，先抽后掘。3、副井延伸掘进工作面防突措施：打好探放钻孔，做到有掘必探，先抽后掘。第二章 概 况一、概况锦源煤矿位于水城县城东南方向面，属水城县化乐乡所管辖。矿区有运输公路与外界连接，矿区距水城县火车车站约 30 公里，交通十分方便。本矿为新建设矿井，生产规模为 30 万吨/年，矿区面积为 2.2249km2。锦源煤矿采用斜井开拓，全矿井划分为三个水平，三个采区（即一个水平为一个采区） ，一水平标高为+1356m，二水平标高为+1260m，三水平标高为5+1160m。一采区、二采区、三采区采用双翼开采，由于受断层的影响，一采区、二采区采用走
3、向长壁后退式回采，三采区在井筒的北翼采用走向长壁后退式开采，在井筒的南翼采用倾向长壁后退式开采。主斜井担负矿井煤炭的运输，兼矿井进风，副井作矿井轨道井，担负矿井的材料、设备和矸石的运输，兼矿井进风。回风斜井作矿井的专用回风井。由于矿井煤层赋存条件为近距离煤层群，设计采用煤层群联合布置开采。利用原北翼运输石门作一采区的北翼运输石门，利用原北翼回风石门作一采区的北翼材料石门，新掘一条回风石门与回风井联通，作一采区的北翼专用回风石门。开采方式(1)一采区为前期工程。二采区、三采区为后期工程。后期工程需将主斜井、轨道井、回风井延伸到 6-2煤层的底板岩层中距煤层底板 14m，然后保持 14m 的法线距
4、离沿煤层倾向延伸，直到开采的水平标高。采区中划分区段，每个区段均采用煤层群联合开采，即每个区段均采用运输石门、材料石门、回风石门联通各煤层，然后按从上到下的煤层开采顺序进行回采。(2) 开采顺序先开采一采区，然后开采二采区、三采区，一采区为前期工程，二采区、三采区为后期工程，一采区的北翼区段的运输石门和材料石门已经形成，其区段长度为 90m。其它采区的区段长度为 120-150m。煤层开采顺序为：每个区段均须按从上到下的煤层开采顺序进行开采，即先开采 2 号煤层，然后开采 3-1、5、6 -1、6 -2煤层。（3）采区划分6矿井划分为三个采区，先开采一采区，然后开采二采区、三采区，一采区为前期
5、工程，二采区、三采区为后期工程。采煤方法采用走向长壁后退式三、瓦斯 煤尘爆炸性 煤炭自燃倾向性 地温 煤与瓦斯突出（1）瓦斯根据贵州省煤炭管理局文件(黔煤行管字200525 号)对对六盘水市煤矿 2004 年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，锦源煤矿矿井绝对瓦斯涌出量0.53m/min, 矿井相对瓦斯涌出量 6.45m/t。2005、2006 年进行技改扩能，未进行矿井瓦斯等级鉴定，2007 年被关闭。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件黔安监管办字2007345 号关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见 ，该矿位于国家划定突出矿区，因该矿未进行过煤与瓦斯
6、突出鉴定，按煤与瓦斯突出危险性进行设计和管理。（2）煤尘爆炸性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室提供的煤尘爆怍性鉴定报告 ，K19 #(6-1)煤层的煤尘有爆炸性。其余煤层未鉴定,矿方必须按规定提取各煤层煤样进行鉴定。未进行煤尘爆炸性鉴定的煤层，暂按煤尘有爆炸性进行设计和管理。鉴定后按其鉴定结果进行管理。（3） 、煤炭自燃倾向性根据六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室提供的煤炭自燃倾向性鉴定报告 ，K19 #(6-1)煤层的自燃倾向性为三类。其余煤层未鉴定,矿方必须按规定提取各煤层煤样进行鉴定。未进行煤炭自燃倾向性鉴定的煤层，暂按煤7炭自燃倾向性为一类进行设计和管理。鉴定后按
7、其鉴定结果进行管理。（4） 、地温区内未发现地温异常区，属地温正常矿井。（5） 、煤与瓦斯突出矿井未进行煤与瓦斯突出危险性鉴定，因此，本矿按煤与瓦斯突出进行管理。矿井进行煤与瓦斯突出危险性鉴定后，按其鉴定结果进行管理。四、构造构造情况如下：1、褶皱：锦源煤矿位于比德向斜西南翼中段的白泥滥坝向斜成煤矿带，为单斜岩层，岩层倾向北东，倾角 812，平均 10。2、断裂：矿区范围内主要见 F6、F7、F9 和 F10 断层。F6 断层：走向 SWNE，倾向 NW，正断层，断距约 40100m，倾角5080，断层面呈缓波形。F7 断层：走向 NEESWW，倾向 SE，正断层，断距约 20m 左右，倾角
8、65左右，在大寨交于 F6 断层。F9 断层：实际落差 5m，倾角 7275，在沙地交于 F10 断层。F10 断层：走向 NESW，倾向 SE，正断层，断距约 40m 左右，倾角6570，在白岩脚交于 F7 断层。五、煤层及煤质（1）开采煤层矿区内含煤岩系为上二叠统龙潭组（P 3l） ，龙潭组含煤岩系由上至下煤 7层（2、3 -1、3 -2、5、6 -1、6 -2、32 煤层） ，2、3 -1、5、6 -1、6 -2煤层厚度变化较小，较稳定，是区内的主采煤层，3 -2、32 煤层不稳定，在本区内属不可采煤8层，煤层走向 NNWSSE，倾向 NE，倾角 812，平均 10。（2）煤岩类型1、煤
9、质根据贵州省煤田地质局地质勘察研究院2004年2月提交的贵州省六盘水市化乐普查区煤矿普查地质报告 （初稿）煤质分析，矿区2、3 -1、5、6 -1、6 -2的煤质资料参见表2-3-2。锦源煤矿煤层煤质分析一览表 表2-3-2煤层水分Mad(%)灰份Ad(%)挥发份Vdaf(%)硫份St,d(%)发热量Qnet,d(MJ/kg)2 1.13 21.05 17.99 1.74 35.443-1 1.04 26.41 17.64 1.95 35.385 1.19 21.46 17.90 1.54 35.456-1 1.11 17.37 16.68 1.26 35.476-2 0.95 23.26 1
10、6.74 1.63 35.392、物理性质2煤层属贫瘦煤，煤岩一般为灰黑色半亮型，具强玻璃光泽，细条带状结构，层状构造。3-1煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮半暗型，具强玻璃光泽，细中条带状结构，层状构造。5煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色半亮型，具强玻璃光泽，块状及细中条带状结构，层状构造。6-1煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑9色半亮型，具强玻璃光泽，块状及细中条带状结构，层状构造。6-2煤层属贫瘦煤，煤岩一般为黑色、灰黑色半亮半暗型，具强玻璃光泽，细条带状结构，层状构造。矿区内煤层煤的类型属中灰、中低硫、高发热值的贫瘦煤。1)煤系地层为龙潭组，瓦斯含量及涌出量较大；2)从资料分析来看，本矿区内总体
11、呈单一倾斜构造，地层倾角平均为8，无明显褶曲，地质构造复杂程度较简单，且仅有矿区外北部发育有一F1逆断层，对矿区内煤层开采影响不大。断裂构造不发育，但构造(断层、褶曲)附近突出危险性增大，采掘过程中应引起高度重视。开采过程中要特别注意加强地质编录和勘查工作，在构造带附近是煤与瓦斯突出最可能发生的地点和区域，避免诱穿煤层及构造诱发突出。3)煤层数多，采掘过程中邻近层瓦斯将涌入开采层，另外还必须注意巷道揭开采层上下及其间不可采煤层的防突工作。4)埋藏深度越大，瓦斯涌出量将增大，瓦斯梯度加大，煤与瓦斯突出的可能性大，因此往深部开采时要加强防突工作。顶板越坚硬，悬露面积将越大，矿山压力也越大，易引起应
12、力集中，发生突出危险的可能性增大，因此必须加强顶板的管理和防治工作六、煤层特征11可采煤层综合柱状图121. 瓦斯特征1) 瓦斯含量及瓦斯成分根据安全专篇，各煤层瓦斯含量结果如下：各煤层瓦斯含量表 煤层编号 2 3-1 5 6-1 6-2矿界内最低开采标高(m) +1282 +1273 +1248 +1232 +1229煤层瓦斯含量(m3/t) 11.7 8.16 9.7 13.54 13.12、矿井或邻近矿井煤与瓦斯突出情况化乐乡锦源煤矿为扩界扩能矿井，无煤与瓦斯突出记录。矿井南边有宏宇煤矿。第三章 防治煤与瓦斯突出的预测预报根据我矿实际情况 2#,3# 5# 61# 62# 煤层属我矿的主
13、采煤层，今年开采标高均在+1320 一 1463m，2# 5#煤层顶、底板相对稳定，煤层厚度平均 1.8 一 2.2M,煤层倾角 8，根据突出机理分析，煤与瓦斯突出将受到煤体自重影响诱导突出，在掘进及回采过程中必须加强顶板支护及控制。第一节 预测预报一、煤与瓦斯突出预测预报工作可分为区域性预测和工作面预测，我矿在建矿以来在井田内未发生过煤与瓦斯突出，区域性预测预报由于技术力量及装备等多方面原因，我矿暂时不能进行，介为13了防治突出事故的发生，确保安全生产，根据矿内实际情况进行局部性预测预报，即工作面预测预报。1、预测工作面 锦源煤矿计划将进行主井,副井,风井下延, 2# 5#煤层的开采.同时对
14、 1504 采面,掘进工作面预测。2、预测工作面的设施设备（1）WCT（瓦斯防突参数仪）一套。（2）煤电钻各作业地点必须安装一台，螺纹钎各项工作一套。（3）工作地点：开关、电缆。（4）综保开关。3、预测操作规程4、预测的安全技术措施（1）作业人员进行预测预报时严格执行探钻操作规程，加强业务培训，并经考试合格后方可进行作业。（2）认真学习瓦斯突出参数仪的使用说明，维修、维护以及仪器的保养。（3）作业人员在预测时必须认真检查作业地点的瓦斯变化情况，严禁瓦斯浓度超过 1%。（4）认真检查煤电钻的机械性能。（5）操作电煤钻时不得戴手套，必须将袖口吸裤角系好，防止钻杆缠住伤人。（6）打眼时先用手镐在煤壁
15、上挖一小眼，以防钻杆扭动，不许用手扶住钻杆开孔。14（8）打眼时操作人员必须站稳，双手握住钻把，用力均匀，保证钻杆匀速钻进，使排出孔外的钻屑土均匀有规律。（7）接换钻杆时必须使用牙钳等工具，钻工要站在钻孔侧面，防止钻杆串出伤人。（8）整个预测工作结束后应将电缆盘挂在安全、干燥的地方。5、预测工艺流程（1）进入工作面调整瓦斯突出参数器打钻接粉记时钻屑放入仪器起动仪器进行工作记下仪器显示读数储备数据（2）重新打钻进行下一个孔的测量。（3）具体遵照仪器使用说明。6、预测眼布置 122-4m8-10m7、预测结果（1）预测人员必须认真、严肃做好施钻、预测记录，不得假报、漏报、瞒报数据及次数。（2）预测
16、结果必须向调度室、跟班矿长、防突组长进行汇报，同时在每班交接班必须交接清楚。（3）当预测 k1值大于 0.5 时，必须作好预报结论，即该工作面为煤与瓦斯突出工作面。（4）当预测 k1值小于 0.5 时，该工作面为无突出危险工作面。15（5）k 1值是一种瓦斯解析特征指标，它是瓦斯含量和瓦斯解析牲的综合指示，从 k1值的测定初均可判断工作面的突出危险性（见下表）3、瓦斯储量、可抽量井田内瓦斯储量约为：462.0015.0=6930 万 m3，矿井抽放率按 30计算考虑，井田内瓦斯可抽量约为：693030=2079 万m3。第四章 抽放系统和方法一、预抽时间及预抽效果(1) 瓦斯抽放应达到的指标及
17、控制范围根据煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ1026-2006)：“突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到 8m3/t 以下，或将煤层瓦斯压力降到 0.74MPa(表压)以下” ；根据防治煤与瓦斯突出规定：“煤层残余瓦斯压力小于 0.74MPak1值 突出危险性程度0.5 有突出危险16或残余瓦斯含量小于 8m3/t 的预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效” ，因此瓦斯抽放必须达到的指标为预抽区域的煤层残余瓦斯压力小
18、于 0.74MPa 或残余瓦斯含量小于8m3/t。预抽时间预抽时间以达到上述规定的煤层残余瓦斯压力小于 0.74MPa 或残余瓦斯含量小于 8m3/t 为准。二、瓦斯抽采方法(一)瓦斯抽放方法选择分析经鉴定，我矿 2#、3#、5#在 1384 米标高以上没有瓦斯突出危险，目前也无瓦斯突出预兆。故防治瓦斯突出暂时只在掘进工作面进行。（二）抽采方法，抽采巷道的选择和布置，钻场布置和钻孔参数采用地面瓦斯抽放泵，采用如下抽放方法：1、掘进工作面边掘边抽A) 抽放巷道：掘进头所在巷道B) 抽放及控制范围掘进头所在煤层，巷道轮廓线外不小于 15m，控制范围大于60m，超前距不小于 20m17C) 钻场及钻
19、孔布置掘进工作面每隔 20m 掘一钻场，向掘进方向打超前钻孔(钻孔长6065m)，预抽前方瓦斯，见下图 1。图 1 边掘边抽钻孔布置示意图抽放效果必须经过检验，若达不到预抽效果，则必须改为先抽后掘方式，确保抽放时间。D) 钻场、钻孔参数a、钻场间距：20mb、钻场规格：钻场规格(长宽高)= 3.0m3.0m2.4mb、钻孔长度：6065mc、终孔间距：4m(实际抽放过程中根据抽放效果适当调整)b、抽放孔口负压：13kPae、封孔：水泥砂浆，封孔深 度不小于 8m。182、1504 回采工作面顺层钻孔抽放A、抽放巷道：工作面运输B、 抽放煤层：本煤层C、 钻孔布置由工作面运输顺槽作为瓦斯抽放巷道
20、，向本煤层打顺层钻孔抽放本煤层的瓦斯，自工作面运输顺槽打顺层钻孔预抽下一区段工作面瓦斯。见下图 2。图 2 回采工作面顺层抽放钻孔布置示意图D、 钻场、钻孔参数a、钻场间距：不设钻场b、钻孔长度：9095m(采面真斜长为 100m)c、钻孔间距：1.5m(实际抽放过程中根据抽放效果适当调整)b、抽放孔口负压：13kPae、封孔：水泥砂浆，封孔深度不小于 8m。(二)封孔方式、材料及工艺1、钻孔封孔可采用膨胀水泥人力进行封孔。封孔材料为膨胀水泥，1504作1504作 1504作19其配比为：76%硅酸盐水泥，12%矾土水泥，12%石膏粉与水混合搅拌而成。封孔方法：封孔前用水或压风将孔内残存的煤、
21、岩钻屑清洗干净，然后放入套管(孔内抽放管)。套管直径 25108mm，封孔长度 3m 以上。往孔内送泥可用专用工具或将水泥做成圆柱形状分次送入，每送泥 0.31.0m 放入一个木塞，并用力捣实，直至封完钻孔。套管顶端应钻 510 直径为 10mm 的筛孔，以免煤、岩屑及杂物堵塞。挡盘直径要略小于钻孔直径。2、钻机选用 ZDY750 型钻机 3 台(2 台使用，1 台备用)，开孔直径 mm:90，终孔直径 mm: 65,钻杆直径 mm: 42,电动机功率 kW: 18.5 KW.（三）抽采管路及其设备1、抽放管路、管径、管材抽放管路管径如下：高负压选择内径 125mm 的 PV 管作为抽放主管，
22、选择管径为 80mm的焊接钢管作为抽放支管。2、连接方式PVC 瓦斯管道的连接选择 CDU 型快速接头，它克服了法兰盘连接的缺点，是具有连接速度快、密封性能好、轻便和可弯曲的挠性管接头，接头的规格应与瓦斯管径相配用。2、 抽放管路的铺设1) 抽放管路铺设(1) 主管地面瓦斯泵房风井采面回风顺槽（采面运输顺槽、各掘进工作面）(2) 支管高负压：自风井主管南翼回风巷1504 运输顺槽(1504 回风顺槽)自风井主管北翼回风巷1905 运输顺槽(1905 回风顺槽) 20第五章 煤与瓦斯突出防治 第一节 突出危险性预测一、区域突出危险性预测1、 委托有资质部门进行。2、当采掘过程中发现有突出预兆时，
23、必须按突出矿井管理。二、工作面突出危险性预测1、煤巷掘进工作面突出危险性预测采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的步骤：1)在煤巷掘进工作面打 3 个直径为 42mm、孔深 810m 的钻孔，钻孔布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面的中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点位于巷道轮廓线外 24m 处。如图 3所示。 122-4m8-10m图 3 钻孔布置1巷道； 2钻孔2)钻孔每打 1m 测定钻屑量一次，每隔 2m 测定一次钻屑解吸指标。根据每个钻孔沿孔长每米的最大钻屑量 Smax 和钻屑解吸指标h2或 K1 预测工作面的突出危险性。采用钻屑指标法预测工作面突出危险性时，应根据实测数
24、据确定，21如无实测数据时，可按表 7 所列的指标临界值预测突出危险性。表 7 用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的临界值h2最大钻屑量SmaxK1Pa Kg/m L/mml/g.min1/2危险性200 6 5.4 0.5 突出危险工作面200 6 5.4 0.5 无突出危险工作面实测的任一指标 Smax 值、 K1 或h2 值等于或大于临界值时，该工作面预测为突出危险工作面。3)采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性，当预测为无突出危险性时，每预测循环应留有 2m 的预测超前距。第二节 防治突出的措施本矿煤层巷道掘进采用先抽后掘的抽放方法。（一）煤巷掘进工作面防治突出的措施本矿采
25、用超前钻孔作为防治突出的措施。在第一次执行防治突出的措施或无措施超前距时，必须采用浅孔排放或其他防治突出的措施，在工作面形成 5m 的执行措施的安全屏障后，方可进入正常防突措施施工，确保执行措施的安全。超前钻孔直径一般为 75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径 42mm 的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于 5m，若超前钻孔直径超过 120m 时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施。钻孔尽量布置在煤层的软分层中，超前钻孔的控制范 围应控制到巷道轮廓线外2224m（包括巷道断面内煤层） 。超前钻孔的孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定。煤
26、层赋存状态变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。超前钻孔施工前应加强工作面支护、打好迎面支架，背好工作面。超前钻孔有效半径测定方法，钻孔流量法：沿工作面软分层打 35 个相互平行的测量钻孔，孔径 42mm，孔长 57m，间距 0.30.5m；对各测量钻孔进行封孔，封孔时应保证测量室长度为 1m；钻孔密封后，立即测量钻孔瓦斯涌出量，并每隔 210min 测定 1 次，每一测量孔测定次数不得少于 5 次；在距离最边缘测量孔孔中心 0.5m 处，打一个平行于测量孔的超前钻孔（直径是待考察超前钻孔有效排放半径的钻孔直径） ，在打超前钻孔过程中，记录钻孔长度、时间和各测量孔中的瓦斯涌出量变化
27、；超前钻孔打完后，每隔 210min 测定各测量孔中的瓦斯涌出量；打超前钻孔打完后测定 2h；绘制出各测量孔的瓦斯涌出量的变化图；如果连续 3 次测定测量孔的瓦斯涌出量都比打超前钻孔增大 10%，即表明该测量孔处于超前钻孔有效排放半径之内。符合测量孔距排放钻孔的最远距离，即为超前钻孔的有效排放半径。本矿在煤层平巷掘进时，还采用前探支架作防突措施，以防止工作面顶部悬煤跨落而引起的突出（倾出） 。具体做法为向工作面前方23打钻孔，孔内插入钢管或者钢轨，其长度按两次掘进长度再加0.5m，每掘进一次，打一排钻孔，形成两排钻孔交替前进，钻孔间距为 0.20.3m。此外在掘进过程中应沿煤层掘进巷道布置抽放
28、管路先抽后掘，以降低周边煤岩层瓦斯含量，减少突出危险。第三节 防治突出措施的效果检验一、煤巷掘进工作面防治突出措施的效果检验煤巷掘进工作面执行防治突出措施后，按钻屑指标法进行措施效果检验，检验孔深应小于或等于措施孔，并应布置在两个措施孔之间，如图 4 所示。如果测得的指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防治突出的补充措施并经效果检验后，方可采取安全措施施工。并填写防治突出措施效果检验单报矿技术负责人审批。当检验孔深等于措施孔深(检验与措施孔深均采用钻孔向巷道掘进方向的投影孔深)时，经检验措施有效后，必须留有
29、5m 的措施孔的超前距。当检验孔孔深小于措施孔孔深，且两孔投影孔深的差值不小于 3m 时，经检验措施有效后，可采用 2m 的措施孔深超前距。2113图 4 掘进工作面措施效果检验孔布置图1措施孔；2措施效果检验孔；3掘进工作面24三、采煤工作面防治突出措施的效果检验采煤工作面采用松动爆破措施时，可采用钻屑指标法检验防治突出措施的效果检验孔应打在措施孔之间，检验结果的各项指标都在该煤层突出危险临界值以下，则认为措施有效；反之，认为措施无效。在措施效果无效区段，必须采取补充防治突出的措施，经检验措施有效后，方可采取安全措施施工，并有专职瓦斯检查工经常检查瓦斯，并应留有不小于 2m 的超前距。第四
30、节 安全防护措施本矿在采掘过程中必须采取安全防护措施。采用远距离放炮、避难硐室、压风自救系统和隔离式压缩氧自救器。一、采用远距离放炮时a 采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向之外或避难硐室内，放炮地点距工作面的距离不小于 300 米，放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。对于本矿在建井初期进行进风行人斜巷、运料回风斜巷以及在煤层中掘进放炮时，井下所有人员都撤到井口以外的地面安全地点后再放炮。b 远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，挂警示牌防止人员进入回风系统中，放炮 30min后，方可进入工作面。c.在未形成系统之前，石门揭煤放炮作业必须在
31、地面实施。已经形成系统后，石门揭煤放炮作业可以在反向防突风门后的避难硐室中实施，避难硐室中应安设压风自救系统。25二、防突风门本矿掘进工作面进风侧必须设置两道牢固可靠的反向防突风门，防突风门的另一侧也设置风门，及防突风门处装的是双向风门，即可作防突用，同时也能满足矿井反风的需要。防突风门设置如下：（1） 、门框、门墙的施工要求：门墙设计厚度为上厚 1.0m 下厚 1.3m。门框尺寸为1.82.0 m。：墙体顺风方向的倾角为 85。：门墙四周必须掏槽，掏槽深度为 0.5 m。：砌筑门墙时，先设好门框（门框与门扇接触处要事先做好沿口） ，稳固门框时应先稳下门槛（双凹形） ，下门槛的上平面要捎高于轨
32、面，下平面低于轨道底面，下门槛凹槽要标准，下门槛要平直。：下门槛设好后再安装门框及上门槛横梁。门框与门槛必须成直角，上下门槛互相平行，门框在顺风方向上的倾角为 85。上门槛用临时与顶板打牢，上下门槛与门框接口两端必须留 0.5 m 长的横梁，此横梁必须嵌入门墙内，门框设置与门墙外表面保持一致。：设完门框之后，从靠门框底部逐层砌筑门墙（料石） ，砌筑时以门框为起点，向两端延伸，靠门框侧门墙必须平直，门墙两侧断面必须整齐。料石层与料石层之间、块与块之间的缝隙必须用水泥沙浆填满压实，不许出现重缝或空缝。：当门墙砌到上门槛时，门墙应与上门保持同一水平，保证26上门槛牢固地嵌在门墙中，在上门槛里侧背与门
33、槛同样规格的横梁，横梁宽度应与门墙里侧墙面保持一致，上门槛及横梁两端要与门墙接实接严。：门墙砌到距顶板 23 层时，应从一侧砌起，一直砌到顶板，保证门墙与顶板接严接实。：在门墙中预留管线孔，管路两端出门墙 0.5 米,最后用水泥沙浆封堵严密。同时预留风门闭锁孔。（2） 、风门的质量标准；：门框包边沿口，有衬垫，四周接触严密，门扇平整不漏风，门扇与门框不歪扭。：墙体严密不漏风（手触无感觉，耳听无声音） 。：墙垛平整（1m 内凸凹不大于 10，料石勾缝除外） ，无裂缝、重缝和空缝。风门水沟要设挡风帘。三、井下设置避难硐室的要求：1)避难硐室设在采掘工作面附近和放炮员操纵放炮的地点，避难硐室的数量及
34、其距采掘工作面的距离应根据具体条件由矿技术负责人确定；2)避难硐室必须设置向外开的隔离门，室内净高不得低于 2m，长度和宽度应根据同时避难的最多人数确定，但每人使用面积不得少于 0.5m2。避难硐室内支护采用砌碹支护并保持良好，设有与矿井地面调度室的直通电话；3)避难硐室内必须设有供给空气的设施，本矿采用压缩空气供风，27并有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴。4)避难硐室内应根据避难最多人数配备足够数量的自救器。四、压风自救系统的要求：1)压风自救系统安设在井下压缩空气管路上；压风管选择804 无缝钢管，空气压缩机选择两台，其中一台工作一台备用。压风自救袋组选择 ZY-J 型。管路布置及自救袋组
35、布置见井下综合管网图。2)压风自救系统应设在距采掘工作面 2540m 的巷道内、放炮地点、撤离人员与警戒人员所在的位置以及回风道有人作业处。长距离的掘进巷道中，应每隔 50m 设置一组压风自救系统；3)每组压风自救系统一般可供 8 个人用，压缩空气供给量每人不得少于 0.3m3/min。型号 用途 压气 源压力(MPa)输出压力调节范围(MPa)单个装置的耗气量(L/min)供气方式操作方式 重量(kg)ZY-J当矿井发生突出时，在场作业人员可就近使用，自救避灾并安全撤离0.30.7 0.09150200连接压风系统手动调节操作0.5五、煤与瓦斯突出预测及防突措施效果检验仪器、器材(见下表)：表 11 检验仪器、器材4序号 设备名称 设备型号 数量1 瓦斯突出参数仪 WTC1 2 台2分样筛(孔径0.2mm、0.25mm、0.5mm、1mm、3mm、20mm、30mm)各 2个3 秒表 2 块4 瓦斯压力表(0-2MPa，0-1MPa)各 4块5 钻机（瓦斯钻机） ZDY-750 型 4 台6 瓦斯含量解吸仪 1 台7 煤样罐 6 个8 煤样粉碎机 1 台9 大气压力表 1 台
