10902回风巷掘进作业规程

盘县松河乡三鑫煤矿－－10902回风巷掘进作业规程
第一章概况
第一节概述
一、巷道名称
10902(西翼)回风巷。

二、掘进此巷道的目的及用途
10902西翼回风巷为10902采面的回风系统,担任回风、行人、进料等任务。

三、巷道设计长度及服务年限
设计工程量：10902回风巷长约135m，其中有16米全岩巷，其余均为全煤巷，服务年限半年。

四、预计开工竣工时间
本掘进工作面自2014年10月28开工，预计2015年1月16日竣工，工期2.5月。

附图：10902（西翼）采面设计平面图。

第二节依据
一、工作面设计图纸设计和审批时间
《10902回风巷设计图》于2014年10月12日生产技术科设计，矿总工程师于2014年10月15日审批。

二、地质说明书
下章详加说明。

第二章巷道地理位臵及水文地质情况
第一节巷道相对位臵及周围开采情况
本巷道地理位臵：三鑫煤矿10902（西翼）回风巷位于三鑫煤矿井田西翼，开采9#煤层。

10902（西翼）回风巷从三鑫煤矿西翼原10902回采工作面回风巷门子口处开口沿9#煤层往西掘进，大致方位为286º，掘进期间严禁破顶，必须
沿煤层顶板掘进，总工程量约160m。

该巷上部为小窑采空区，下为盘江精煤股份有限公司土城矿采空区，西为F19断层，东至10902(东)采空区，顶部为土城矿6#煤层采空区，底部为三鑫煤矿11202回采工作面采空区。

该巷开口点处标高为+1840.26m，开口后按照3‰坡度往西沿煤层顶板掘进，全巷距地表垂深120m~240m，地表相对应点无村庄和建筑物。

第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤层厚度、结构、倾角、稳定性及物理性质
1、煤层厚度：最大2.2m，最小1.8m，平均2.0m。

2、煤层倾角：最大26°，最小18°，平均22°。

3、煤层结构：从上往下，煤厚2.0m，顶部有0.1m~0.2m厚的夹矸。

4、煤层稳定性：属稳定煤层。

5、物理性质：黑色，沥青光泽，条带状镜体结构，层状构造，阶梯状、参差状断口，较脆。

煤岩类型为半暗型，原煤灰分含量Ad(%)=26.45，为富灰煤；硫分含量St,d(%)=0.64，属低硫煤；磷分含量Pd(%)=0.00915，属低磷煤；低位发热量Qnet,ad=84.90MJ/kg；软化温度ST(℃)=1350；挥发分Vdaf(%)=29.30，煤类为肥煤。

二、煤层顶、底板岩性：
1、顶板：顶板岩性为泥质粉砂岩或粉砂质泥岩。

较坚固、不稳定，见煤后大部支护。

2、底板：底板岩性为泥岩或粉砂岩。

遇水易膨胀、底鼓现象严重。

三、瓦斯：煤尘及自燃发火情况：
1、瓦斯情况：预计在掘进过程中，瓦斯涌出量会达到0.5~1.12m3/min，平均为1.0m3/min。

2、煤尘情况：
经鉴定，本煤层的煤尘具有爆炸危险。

3、自燃发火情况：
经鉴定，本煤层属不易自燃煤层。

第三节地质构造
该煤层地质构造简单，预计快到F19断层边界时会受到伴生小断层影响，掘进过程中要严格按照《10902回风巷掘进防治煤与瓦斯突出安全技术措施》执行和加强顶板管理。

第四节水文地质
巷道水文地质条件较简单，上覆无含水层，无溶洞水，老巷开采和积水已调查清楚，并且已经做过物理探查, 但在实际掘进工作中必须加强“有掘必探，先探后掘，物探先行，钻探验证”的探放水原则进行施工。

掘进时预计局部地段有淋水，水源为顶板裂隙水，预计最大水量为0.15m3/h左右。

第三章巷道布臵及支护说明
第一节巷道布臵及施工顺序
10902（西翼）回风巷布臵在9#煤层联络上山原10902回风巷门子口往下5米处开口，开口坐标X=2882608.1，Y=35458235.4，Z=1840.26，方位286º，按照22º坡度掘进16m见煤后变平沿煤层顶板掘进，一直到F19断层边界止。

第二节支护设计
一、巷道断面
10902回风巷采用梯形断面支护，断面S毛=5.81m2，S净=4.8 m2，其中上净宽2.0m，下净宽2.8m，净高2.0m,棚距中—中0.6米。

二、支护方式
（一）永久支护
1、巷道永久支护方式采用11#矿用工字钢加工的梯形棚支护，顶板及两帮采用板皮穿帮接顶。

详见支护断面图。

2、支护设计
11#矿用工字钢棚支护参数的确定
(1)支护规格的确定.
11#矿用工字钢粱头长2.2m,两腿子长各2.2m
(2)棚距的确定.根据通用的估算采场压力公式:
Pmax=(4--80)MY(t/m2)Pmax=8×1.27×2.5=25.4 t/m2
M-煤厚1.27m
γ-上覆岩石平均容重2.5t/m2
设棚距为x，则一根棚梁上所受的压力（均布荷载）为：q=PmaxX
11#工字钢允许的最大弯矩为：Mmax=[δ]Wz
棚梁的中心截面上弯矩最大：Mmax=q12/8
[δ]-140×166MPa
Wz-抗弯截面模量144.5×16-6m3
1-棚梁长
则：Mmax≥q12/8，棚梁才不会被破坏
即有[δ]Wz≥q12/8故X≤8[δ]Wz/Pmax12
当L=2.5m时，x1≤8(140×106×144.5×10-6) /(25.4×1000×2.5×2.5)1.02m,结合本矿实际情况棚距选取0.6m。

（二）临时支护
临时支护采用2根4m的前探梁(15kg/m轨道或9#矿工钢制作)，用吊环挂在已架好的棚梁上作超前支护，架设临时支护时，先把需架设的棚梁子放在前探梁上，然后在其上背板皮接顶。

待迎头煤矸出完后，挖腿窝栽棚腿支撑住前探梁上的棚梁，而后进行背帮即可完成支护工作。

第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法
1、施工前矿测量组必须提前标定开口位臵、标定巷道中、腰线，施工单位严格按中、腰线施工。

2、开口前，首先必须对开门口左右10m范围巷道加强支护。

口子口处必须架设抬棚。

对巷道内的电器设备和管线等设施要用溜槽对其进行遮掩保护。

3、开口前，应提前按照设计要求，安设好局部通风机、接好风筒，准备好各种支护材料。

4、开口时掘进采用手镐和风镐破口,然后采用风钻打眼，全断面一次爆破成巷。

5、工艺流程：安全检查→打眼→检查瓦斯→装药→撤人警戒→检查瓦斯→连线放炮→检查瓦斯（撤警戒后）→敲帮问顶→临时支护→出渣→永久支护（架棚）成巷。

第二节凿岩方式
本巷道采用钻爆法施工。

一、打眼机具
打眼采用两台风钻打眼，其中一台工作，一台备用；风源来自地面空压机房，通过3寸管路输送到西运输大巷，然后用 1.5寸管经12#煤层联络上山送到10902回风巷（西）掘进工作面。

二、防尘方法
风钻必须采用用湿式打眼、炮孔内装水炮泥、放炮前后喷雾洒水、出货前洒水湿润煤矸、运煤过程中开启水幕的方法降尘，施工人员佩戴防尘口罩。

第三节爆破作业
掏槽方式采用楔式掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。

一、爆破器材
爆破炸药选用三级煤矿许用乳化炸药，药卷规格为φ32mm×250mm,重200g；雷管选用1～5段毫秒延期电雷管，最后一段的延期时间不得超过130ms；发爆器选用MFB-200电容式发爆器。

二、装药结构
全部炮眼统一采用正向装药，装药时要小心用炮棍将药卷送到眼底，不得装错雷管段号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用水套，以免受潮拒爆。

三、起爆方式
起爆方式采用大串联全断面一次起爆。

四、炮眼布臵图及爆破说明书
炮眼数量和装药量的确定:
根据以下列公式可算出一次爆破所需总炸药量:
Q=qsln
式中 q----单位炸药消耗量 q=2.0Kg/m3
S----巷道断面积,m2 5.81m2
L----炮眼深度,m, 取1.05m
n----炮眼利用率,取0.85
根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目: N=qsmn/(x.p) 式中N----炮眼数目 s----巷道断面积
m----每个药圈长度,取0.25m x----炮眼装药系数,取0.45 p----每个药圈重量,取0.2kg
根据以上两公式计算出所需炸药量和炮眼个数分别为: Q= 2.0×5.81×1.05×0.85=10.4(Kg)
N=2.0×5.81×0.25×0.85／(0.45×0.2)=27.4，取27（个）
爆破说明书
炮眼名称 炮眼编号
眼深/m
抵抗
线/m 装药量
角度
爆破顺
序 联线方
式
眼数/
个
装
药量/
节 总装药量/
节
总装药量/kg
水平
竖直
左 右 仰 零 俯
掏槽眼 1-4
1.5 0.25
4
4
16
2.4
75 75
Ⅰ
串联
辅助眼 5-13 1.2 9 3 27 4.05 10 10 0 Ⅱ
周边眼 15-18、26
1.2 5 2 10 1.5 0 0 Ⅲ
周边眼
19-25 1.2 7 1 7 1.05 0 0 8 Ⅲ
腿
窝
14、27 1.2 2 4 8 1.2 82 82 10 Ⅳ
眼
合
27 68 10.2
计
附:炮眼布臵图
五、施工质量技术要求
1、打眼前必须由跟班区长、班组长、验收员共同画好巷道轮廓线，并找出巷道轮廓标出炮眼位臵，严格按炮眼布臵图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。

2、施工必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，底板保持平整。

3、中线至任何一帮的距离偏差在允许的±100之间。

第四节装载运输
一、装载工具
迎头采用人工出渣，本回风巷内采用刮板输送机运输。

二、装运要求
掘进巷道采用人工出渣到溜子里运输到12#煤层运输上山40T刮板输送机里，再在西翼运输大巷装0.75m3矿车，由电瓶机车拉运到副井车场，再由副井绞车提升到地面煤场。

第五节管线布臵
在掘进巷道中所敷设的电缆、风水管路等，均应按照施工断面图中规定的位臵要求吊挂牢固整齐。

电缆钩每隔3m一个，电缆垂度不超过50mm。

风、水管要接口严实，不得出现漏风、漏水现象。

风、水管距工作面20m范围内使用1寸胶管，20m外用2寸铁管，要随着工作面前进及时延长，以备工作面正常使用。

第六节设备及工具布臵
机械名称类型功率/Kw 数量/台工具名称单位数量
开关QBZ-120 3 风钻ZPY-28 2
绞车GKT-2.0 75 2 铁铲把 4
刮板机SGB-170 30 1 矿车个16
刮板机SGB-620 40 1
通风机FBDN06 2×15 2 撬棍根 2
开关QBD-80 3 二锤把 2
第五章生产系统
第一节通风
施工过程中，采用局部通风机压入式通风。

一、掘进工作面风量计算及风机选型：
1、按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100.qCH4.k掘
式中： Q掘——掘进工作面配风量
qCH4——掘进工作面瓦斯绝对涌出量，由通风提供的资料瓦斯最大涌出量为1.0m3/min
K掘——瓦斯涌出不均衡系数取1.6
Q掘=100×1×1.6=160 m3/min
2、按同时工作的最多人数计算：
Q配=4N=4×16=64 m3/min
N-----掘进头最多人数
3、按炸药消耗量计算：
Q配=25A=25×10.2=255m3/min
A-----炸药消耗量
根据以上计算结果：10902（西翼）回风巷掘进所需风量取最大值255m3/min。

拟选2×15Kw对旋风机，双节风机的最大吸风量为370m3/min。

二、掘进工作面风量验算
1、按最低风速验算：
Q小=V小S=0.25×5.81=1.4525m3/s=87 m 3/min﹤255 m3/min
式中，Q掘——掘进工作面配风量
V——《煤矿安全规程》规定的巷道最低风速，取0.25 m/s S——掘进工作面掘进最大断面积：取5. 81m2
2、按最高风速验算：
Q大=V大S=4×5.81 =23.24m3/s =1394.4 m3/min﹥255 m3/min
通过以上计算及验算，因此2×15kw对旋式局部通风机，配合Ф500mm的双抗（抗阻燃、抗静电）风筒供风可满足生产需要，并符合有关规定。

为保证工作面正常供风的需要，选择双风机双电源方式供风，并且必须保证双电源能够自动切换。

三、局部通风机安装地点和要求
（一）、局部通风机安装地点
局部通风机要求安装在西翼运输大巷内的新鲜风流中。

（二）、局部通风机安装要求
1、风机必须一台放在巷道底板的支架上，另一台吊挂在U型支架上，放在底板上的一台距离巷道底板不小于300mm。

2、风机开关必须上架，距离巷道底板不小于300mm。

风筒距工作面不得大于5m。

3、局部通风机实行挂牌管理，专人负责，实现“三专两闭锁”。

4、风筒要求逢环必挂，拐弯处必须使用弯头或硬质风筒，严禁拐死弯。

5、风筒接口要严密不漏风，实行双反边连接，风筒破口及时修补，迎头工
作面风筒不落地。

6、必须保证风机连续运转，不准无故停电、停风如其中一台断电，另一台能够自动切换。

四、通风技术要求
通风系统必须稳定可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证巷内和工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。

五、通风系统
进风：副斜井→副井车场→副井石门→西运输大巷→局部通风机→12#煤层运输上山→10902溜煤下山→10902回风巷掘进工作面。

回风：10902回风巷掘进工作面→12#煤层运输上山→西翼总回风巷→西翼专用回风石门→回风斜井→地面。

附：通风系统示意图。

第二节压风
地面压风机房→副斜井→副井运输石门→西翼运输大巷→12#煤层运输上山→10902溜煤下山→10902掘进工作面。

分别用3寸、1.5寸铁管和1寸胶管接入工作面。

第三节综合防尘
防尘水源来自地面200 m3水池→主斜井→主井运输石门→主副井联络巷→西翼运输大巷→12#煤层运输上山→10902溜煤下山→10902回风巷掘进工作面。

1、施工过程中，水管必须每隔50m，安装一个三通闸伐，水管吊挂平直。

2、必须按照要求在施工巷道口5m处安装一组全断面水幕，放炮出渣开启喷雾。

3、工作面必须采取采用湿式打眼，做到无水不开钻，停水停钻；装药放炮
时使用好水炮泥。

4、水幕和转载点喷雾安装在巷道顶板上，距离巷道顶板不大于300mm。

5、定期冲洗巷道防止粉尘堆积。

6、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况随时进行冲洗。

7、防尘设施齐全有效。

8、施工人员必须佩戴防尘口罩。

第四节防灭火及防爆
一、防灭火措施
工作面防火水水源地面200 m3水池→主斜井→主井运输石门→主副井联络→巷西翼运输大巷→12#煤层运输上山→10902溜煤下山→10902回风巷掘进工作面。

分别用、3寸、1.5寸铁管和1寸胶管接入工作面。

具体防灭火措施如下：
1、巷道内浮煤要定期冲洗和清扫。

2、井下使用易燃物（如棉纱、润滑油、纸、布等）必须存放在有盖的铁桶内，并由专人定期送到地面，不得乱扔乱放，严禁将剩油废油留在巷道内和硐室内或泼在在巷道内。

3、严禁明火作业和电气失爆。

4、各部输送机机头、机尾各配备两台合格的灭火器、0.2m3灭火砂，灭火器和灭火砂必须放在专用的架子和砂箱内。

迎头50米范围配备四台合格的灭火器和0.2m3灭火砂，灭火器和灭火砂必须放在专用的架子和砂箱内。

不得移做他用。

5、灭井下火灾时必须严格按《煤矿安全规程》规定执行。

6、若电气设备着火时，先切断电源，然后用砂子灭火。

7、严禁使用变质的炸药，以防拒爆燃烧。

二、隔爆措施
安装隔爆水槽（水袋）：距离迎头50m～200m，安装一组，以后每隔200m 安装一组。

隔爆水槽（水袋）必须吊挂在专门的槽棚架上，水槽（水袋）吊挂必须使用专门的水槽挂钩，挂钩同向布臵，钩尖成450角，不能用铁丝捆绑代替。

第五节安全监控系统
一、安全监控装臵布臵
1、10902回风巷掘进工作面必须配备两台瓦斯传感器。

2、瓦斯传感器安装位臵及断电范围：
T1：安装在迎头，距离迎头不大5m，距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，在风筒的另一边，放炮时由瓦检员撤回，炮后由瓦检员恢复。

瓦斯传感器报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.2%，复电浓度﹤0.8%。

断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流全部非本质安全型电器设备。

T2：安装在距顶板不大于300mm，距巷帮不小于200mm，距离回风口10-15m 的巷道中部。

瓦斯传感器报警浓度≥0.8%，断电浓度≥0.8%，复电浓度﹤0.8%。

断电范围：掘进工作面巷道内及其回风流中全部非本质安全型电器设备。

3、安全监控的安装、使用、维护严格按《煤矿安全规程》规定执行。

二、携式甲烷报警仪的配备和使用
1、队长、爆破工、班组长、流动电钳工等下井时都必须携带便携式甲烷报警仪对所经过的路线和地点随时进行瓦斯检测。

2、放炮员每次放炮时必须进行“一炮三检查”和“三人联锁”放炮，并作好记录；电钳工在检修地点附近20m范围内检查瓦斯浓度，超过0.5%时严禁作业。

第六节供电系统
供电系统：电源取自地面变电所。

风机电源：地面变电所BKD20-400(4025)馈电开关——→风机开关。

附：1、10902回风巷监控系统示意图
2、10902回风巷供电系统示意图。

第七节供、排水系统
1、供水系统：采区地面200 m3 水池→主斜井→主井运输石门→主副井联络巷→西翼运输大巷→12#煤层运输上山→10902溜煤下山→10902回风巷掘进工作面。

2、排水路线：
10902回风巷工作面→10902溜煤下山→12#煤层运输上山→西翼运输大巷→副井运输石门→水仓→地面。

第八节运输系统
采用溜子和绞车提升运输。

运料系统：副斜井→副井运输石门→西翼运输大巷→12#煤层运输上山→10902回风巷掘进工作面。

运煤系统：10902回风巷掘进工作面→10902溜煤上山→12#煤层运输上山→西翼运输大巷→+副井运输石门→副斜井→地面。

第九节通讯系统、照明
一、照明
采用矿灯照明
二、通讯
采用电话通讯，通讯系统:
10902回风巷巷（8004）——矿调度室（8002）（相互）
附：通讯系统示意图
第六章劳动组织及主要经济技术指标
第一节劳动组织
1、严格现场交接班制度，采用“三八”制作业方式，所有特殊工种人员必须持证上岗。

2、劳动组织表
编制在册出勤备注班次
早中夜合计早中夜合计
工种
班长 1 1 1 3 1 1 1 3
打眼工 3 3 3 9 2 2 2 6
机电工 4 3
放炮员 1 1 1 3 1 1 1 3
溜子司机 2 2 2 6 2 2 2 6
出渣工 2 2 2 6 2 2 2 6
合计9 9 9 31 8 8 8 27
第二节正规循环作业
1、为保证正规循环作业的完成，本掘进工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，同时各操作人员应组成多功能掘进组，胜任多重工序要求，在作业中可以根据实际情况进行平行作业，以充分利用工作时间，提高工作效率，但是在放炮工序时，严禁重叠平行作业。

2、正规循环作业图表:
第三节主要技术经济指标
主要技术指标表
序号指标单位数量备注
1 巷道毛断面㎡ 5.81
2 巷道净断面㎡ 4.8
3 巷道坡度°沿煤层顶板
4 支护材料套/m 1.667
5 工程量m 135
6 施工期月 2.5
7 循环进尺m 1.2
8 日循环数个 3
9 日进度m 3.6
10 循环率﹪85
11 月进度m 90
12 工人数名/班8
13 掘进效率m/工0.1
14 炸药消耗㎏/m 8.5
15 雷管消耗发/m 22.5
第七章防突
一、概况、
10902回风巷布臵在9#煤层中掘进，所处标高为1840.26m,上覆的6#煤层已经被土城矿作为解放层开采完毕，下层12#煤层已由三鑫煤矿开采完毕，且经中国矿业大学矿山实验室鉴定，三鑫煤矿+1780m水平以上无突出危险。

但是该巷道掘进期间必须严格执行“四位一体”的综合防治突出措施，以确保在掘进过程中的施工安全。

二、工作面突出危险性预测
1、预测方法
采用钻屑解析指标法，使用仪器为“WTC瓦斯突出参数仪”
2、突出危险性临界值
根据《防治煤与瓦斯突出规定》等相关规定，当Smax≥6Kg/m、K1max≥0.5 ml/（g.min1/2）时，煤层具有突出危险性，只有当Smax＜6Kg或K1max＜0.5 ml/（g.min1/2），才能认为无突出危险，方可进行掘进。

3、突出危险性预测的具体操作
（1）、在工作面用电煤钻打3个直径42mm、单孔深为10m的钻孔，其中：1#孔孔口位于巷道断面中部；2#孔孔口位于巷道断面中部距前掘方向的左帮0.5m；3#孔孔口位于巷道断面中部距前进方向的右帮0.5m。

除1#孔与巷道掘进方向平行外，2#、3#孔按其终孔点位于巷道断面两帮轮廓线外2～4m的位臵。

（2）、钻孔每打1m，测定一次钻屑量S值，每隔2m测定一次K1值，根据Smax及K1max值检验工作面的突出危险性，当K1max值或Smax值达到或超过临界值时，检验为有突出危险，当K1max值及Smax值小于临界值时，检验为无突出危险。

（3）、当预测为无突出危险时，每检验循环允许掘进7.3m，即每检验10m，无突出危险后，允许前掘7m，确保前方有不小于3m的检验孔深（在巷道轴线上的投影长度）的保护距离。

当预测为有突出危险时，工作面停止掘进，采取防突措施后，再经效果检验措施有效，方可恢复掘进。

采取防突措施后，如炮后瓦斯达到3%或30min后瓦斯降不到0.8%以下时，必须停止掘进，并在迎头打钻进行排放。

（4）、预测报告单必须及时签批并送达总工程师、生产技术科、安检科、矿调度及施工单位。

（5）、开掘钻场时也必须先对钻场位臵进行效果检验，无突出危险后方可开掘。

（6）、防突预测预报人员在现场操作中，当发现Smax或K1max超过规定时，必须立即通知现场跟班副队长，停止作业，并同时汇报矿调度及通风队。

矿调度接到电话后立即向有关领导(矿值班领导、总工程师、矿长等)汇报，采取措施进行处理。

采取措施后，还必须经措施效果检验，确认Smax和K1max值小于规定值后，方可恢复掘进，否则必须继续采取措施，直到采取的措施有效为止。

（7）、突出预测预报人员必须在距工作面50m范围内的巷道帮上悬挂防突牌板，防突牌板上应填明允许掘进的距离、测定的Smax及K1max值、测定地点、测定人员、测定日期。

（8）、突出预测预报每次测定结束后，必须在记录本上签上姓名，此外必须由掘进单位跟班队长现场监督，并在预测预报记录本上签字。

否则，测定结果视为无效。

（9）、施工单位要严格按允许掘进的距离进行施工，瓦检员进行现场监督，当发现施工单位现场超掘时，必须立即停头并向矿调度及通风队汇报。

三、防突措施
1、排放钻孔防治突出措施
工作面进行瓦斯排放后，必须进行防突效果检验，若检验为无突出危险后，方可前掘。

若防突效果检验有突出危险，则必须再采取掘进工作面施工排放钻孔的补充措施。

施工方法：在工作面迎头施工排放钻孔 10个，在巷道断面内按0.5m×0.5m 的间排距布臵，其终孔点间距按 2 m×2m进行布臵，孔深15m。

施工完后进行瓦斯排放，排放时间不得小于一个班，然后重新进行效果检验，检验为无突出危险后方可掘进。

施工单位必须严格控制掘进进尺，瓦检员现场监督。

采取防突措施后，必须保证巷道掘进前方有不小于5m的安全距离。

2、地质构造带掘进防治突出措施
（1）、工作面在掘进过程中，若遇断层、褶曲等地质构造带落差较小，没有将煤层上下盘断开时，可按照本措施规定的掘进防护方法，进行正常的掘进。

（2）、若遇断层完全将煤层上下盘断失时，则必须停止掘进，待采取措施查清断层落差及断失翼煤层位臵后，方可按石门揭煤的要求另外编制工作面过断层安全技术措施掘过断层。

具体操作：
1）、由技术科提出前探钻孔设计，施工单位施工两个前探钻孔，以确定断失翼煤层的位臵及厚度。

2）、工作面距断失煤层3m时，施工不少于2个穿透煤层的钻孔，进行突出危险性预测。

预测方法与上述相同。

若预测为无突出危险，可直接用远距离放炮的方法揭露对盘煤层。

3）、若预测为有突出危险，则必须施工排放钻孔，进行瓦斯排放，排放孔要求布臵到对盘煤层中掘进轮廓线外3～5m。

孔底间距不大于2m。

施工排放孔个数与正常掘进期间的排放孔个数相同。

4）、排放孔施工好后，排放时间不得小于一个班，排放完毕后必须进行效果检验，效果检验有效后可用远距离放炮的方法揭露对盘煤层。

若检验无效，应采取补充措施，经措施效果检
验有效后，用远距离放炮揭穿对盘煤层。

四、防突措施效果检验
1、掘进工作面防突措施效果检验的检验方法与危险性预测方法相同。

2、当检验为无突出危险时，按照检验孔的深度，预留2m（在巷道轴线上的投影长度）的保护距离。

当检验为有突出危险时，工作面停止掘进，采取防突措施后，再经效果检验措施有效，方可恢复掘进。

3、防突考察孔及校检孔深为10米。

五、安全防护措施
1.通风
掘进采用FBDNo6.0（2×15KW）局扇配Ф500mm双抗（抗阻燃、抗静电）胶质风筒进行正压通风，风筒出口风量不少于150m3/min，风筒出口距碛头距离不大于5米。

2.安全防护
（1）采用放炮掘进。

①撤人、警戒及停送电
1）、由跟班矿长（跟班矿长不在时由班长）亲自组织撤人站岗，撤人时把10902回风巷所有施工人员撤到防突风门外的西翼运输大巷避难硐室内躲避，在12号层联络上山40T机头处进风流中布岗警戒1兼作拉炮点；2）派1人从西翼回风巷与12号层联络上山交叉点往西10m处的11206采面回风侧布岗警戒；3）各岗哨点用电话向矿调度汇报站岗撤人情况，矿调度接撤人站岗及停电情况汇报后，向放炮点电话处的跟班矿长下达放炮命令，再由跟班矿长通知瓦
斯检查员、班长、放炮员按“三人连锁”放炮制度进行放炮，跟班矿长下达放炮命令后要守在电话处，以便有情况时，井上、下能及时联系。

2）、撤人站岗时，站岗人员必须沿回风系统将所经巷道的所有人员搜索撤到站岗警戒点外，站岗人员必须坚守岗位，没有得到跟班矿长或调度室的撤岗命令，不得擅自脱岗。

祥见岗哨布臵图
3）、放炮前，由跟班矿长安排当班电工停掉闭锁开关，并把此开关锁死后，设专人看守并挂牌。

停电范围为：10902回风巷及回风巷内的所有非本质安全型电器设备电源。

4）、停电后，电工必须向跟班矿长汇报，再由跟班矿长向矿调度汇报，只有经跟班矿长汇报停电、撤人、站岗到位后，由矿调度下达放炮命令。

5）、停送电工作必须由当班电工具体负责。

并实行专人停送电制度（即谁停电就由谁送电）。

6）、当瓦斯传感器显示超限时，严禁甩掉闭锁强行送电。

7）、施工单位电工每班必须对掘进工作面及其回风流中的电气设备完好情况进行检查。

每旬由机电队组织安监科、施工单位进行一次检查，如发现隐患必须立即进行处理，处理好后方可进行施工。

8）、机电队根据负荷增减情况更改停电开关号。

②放炮安全技术组织措施
1）、严禁用排放孔作为炮眼使用，且排放孔的封堵长度不得小于炮眼长度的1.5倍。

2）、炸药、雷管必须符合要求，严禁使用过期变质的炸药、雷管。

放炮员在领用炸药雷管时，必须查验产品的出厂合格证和到货时间，无合格证或与到货时间不相符的一律不得使用。

3）、放炮母线接头必须使用防爆接线盒，母线与脚线、脚线与脚线的接头。