公司防突专项设计样板
工作面专项防突设计12[1].17
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工作面专项防突设计12[1].1710414工作面专项防突设计10414工作面专项防突设计根据我矿生产计划安排，10414工作面预计在2021年11月份投入生产，为确保本工作面的安全回采，防治瓦斯事故的发生，特编制此10414工作面专项防突设计。
一、工作面概况及瓦斯地质分析10414工作面是杨柳矿井104采区（首采区）首采工作面，位于第七个区段。
其上为10412工作面，下为10416工作面（两面均未准备）。
北到东翼三条大巷保护煤柱，南（切眼侧）以小沈家断层煤柱为界。
工作面走向长1050m，倾斜长180m，采用综合机械化采煤方式开采，顶板采用自由垮落方式管理。
工作面底板标高-568m ― -610m。
工作面位于牛小集背斜右翼。
该煤层正常区域的破坏类型为Ⅱ类，地质破坏带煤体破坏类型属于Ⅲ-Ⅳ，煤样的坚固性系数为0.56，煤层瓦斯平均含量为约9.98m3/t,瓦斯压力约为2.00MPa，煤层瓦斯放散初速度△P为20mmHg。
煤层与顶底板情况：10煤层位于山西组的中部，上距铝质泥岩58.7m，下距太原组一灰顶界面60.0m。
根据10414工作面9-4、9-6、04-17钻孔综合分析,工作面煤层倾角0-5°，平均4°；厚度2.87-3.68m，平均厚度3.31 m。
根据变系数及可采性分析，属较稳定煤层。
煤质为优质焦煤。
104边界巷煤的硬度化验f=0.56。
根据勘探及三维地震地质资料，工作面有三条断层，F106正断层，倾角60-70°，落差0--15米,风巷靠近切眼有两条正断层F107和 F113。
F107倾角70°，落差0-3米, F113倾角70°，落差0-3米。
根据采区资料，工作面工程地质类型为层状碎屑岩类（Ⅲ类），110414工作面专项防突设计复杂程度为中等（二型），即Ⅲ类二型。
煤层顶、底板岩以砂岩泥岩为主，粉砂岩零星分布。
顶板类型划分方案可划分为直接顶、老顶，局部有伪顶；底板可划分为直接底和老底两种。
防突专项设计
防突专项设计****公司区域专项防突设计2010年5月～由煤炭科学研究总院沈阳研究院为我公司3#煤层进行突出危险性鉴定～鉴定结论为我公司3#煤层具有煤与瓦斯突出危险性。
2010年7月山西省煤炭工业厅正式批复我公司为煤与瓦斯突出矿井。
我公司依照《防治煤与瓦斯突出规定》要求～编制掘进、回采、揭煤专项防突设计。
一、掘进区域专项防突设计掘进工作面主要采用三巷,双巷,并进～中间巷超前～副巷、正巷滞后的掘进方式～超前巷道执行煤头预抽～滞后巷道采取由超前巷道向滞后巷道的未掘区域～施工不低于42米的区域钻孔进行预抽。
1、区域综合防突措施,1,区域预测预报?超前巷道:在推进工作面施工三个区域预测预报钻孔～煤头中间部位布臵一个钻孔～孔深为30米～两帮各布臵一个钻孔～距帮0.5米,角度与掘进方向成26?夹角,由地质测量部负责拉线给出角度,～孔深33.8米～保护巷道两侧15米轮廓线。
?滞后巷道:在超前巷道内使用ZYJ---380/210型钻机～每间隔10米布臵1个预测预报钻孔～打钻方向垂直于滞后巷道煤帮～钻孔孔径为89mm～孔深不低于42米。
以上钻孔在施工过程中～利用DGC型仪器测定煤层瓦斯含量～测13定结果W?8m/t时～该区域为突出危险区～执行钻孔预抽的防突措3施,W,8m/t时～采取局部预测预报。
,2,区域防突措施三巷、两巷并进的超前巷道～在煤头及两帮范围内～使用ZDY---4000S型钻机～第一个循环,巷道开口或过构造见煤后,施工23个钻孔～正前9个孔～孔间距和角度不同～分两排布臵～第一排距顶板向下1.3米～排距0.3米～孔径120mm～孔深不低于120米。
在巷道的两帮距煤头6米、8米、10米、12米、14米、16米～18米～距顶板往下1.6米设计不同的角度和深度的钻孔,具体见煤头预抽钻孔参数表,两帮共设计14个钻孔～以保护巷道两帮轮廓线15米范围内的区域预抽。
第二个循环以后钻机施工时～共设计15个钻孔～其中正前9个孔不变～巷道的两帮距煤头6米、8米、10米处设计的钻2孔与第一次相对应的钻孔角度与深度相同～两帮共设计6个钻孔。
煤矿防突专项设计(样本)
②上段（O2f2）：厚36.18m，主要为深灰色厚层状质纯石灰岩间夹薄层泥灰岩，具缝合线构造。
⑶石炭系中统本溪组(C2b)：与下伏峰峰组为平行不整合接触，厚度3.25(1202孔)～8.45m(0801孔)，平均3.53m。为灰－深灰色含铝泥岩、泥岩，含鲕粒具星散状黄铁矿，均匀层理为主。底部0.8m±透镜状铁矿层(山西式铁矿)。
1
1.1
1.1.1
××煤矿有限责任公司，工业场地西距沁水县县城约50km，东距玉溪村约2km，位于樊庄农场西侧。地理坐标为：东经112°36′20″～112°41′00″，北纬35°42′15″～35°45′00″。井田形状呈台阶状，南北宽5.1km，东西长6.78km，面积为26.172km2。
矿井边界拐点坐标详见表1-1。
②上段(P2sh2)：厚104.66m，分布于谷坡上部，以棕红色泥岩为主，厚-巨厚层状，均匀层理为主局部水平纹理发育，夹多层似层状钙质结核，中夹1～2层黄绿色、绿黄色中细粒砂岩，中厚层-厚层状，钙质胶结为主，大型楔状交错层理；砂岩上部常见1～2层0.5m±淡水灰岩、泥质灰岩或钙质泥岩；顶部夹浅绿灰色细砂条带。
底部K10为灰－浅灰色中细粒砂岩，中－厚层状，石英为主，岩屑次之，含长石次棱角－次圆状，分选中等，大型交错层理为主，脉状层理与下伏明显接触。
②中段(P2s2)：厚87.50～121.81m，平均101.20m，为灰色、浅灰色、局部夹灰紫、红紫色的泥岩及粉砂岩与黄绿色、灰白色巨厚层状中粗粒砂岩、含砾砂岩互层。
分类号：密级：
UDC:编号：
××煤矿防突专项设计
375揭煤防突专项设计
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。
#11206工作面防突设计#
XXXX煤矿区域防突设计工作面名称：11206工作面矿长：总项目师：通风副总：编制：批准日期：年月日执行日期：年月日11206工作面区域防突设计会审意见会审单位及人员签字总项目师：年月日生产副矿长：年月日机电副矿长:年月日安全副矿长：年月日机电副总项目师：年月日通风副总项目师：年月日生产技术科：年月日通风防突科：年月日机电运输科：年月日安全环保科：年月日调度室：年月日通风区：年月日抽放队：年月日施工队：年月日一、主要存在问题二、处理意见内容摘要本设计主要依据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》而制定，着重介绍防治该工作面的煤与瓦斯突出方法。
严格坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。
11206工作面煤层倾角100～250，平均煤厚为4.2m，属较稳定煤层，直接顶板多为砂质泥岩，无断层、褶曲等地质构造；上顺槽开口于原12032下顺槽开口位置，采用2.4*2.4工字钢型钢支护，掘进断面6.67m2，净断面5.8㎡，切眼采用2.4*2.4工字钢支护，下顺槽开口位于11206皮带巷坡底，上边为11206工作面，采用3mU29型钢支架，掘进断面8.7m2，净断面7.8㎡。
1、工作面通风系统工作面形成系统后，新风由12采区轨道下山—11206下顺槽—工作面—11206上顺槽直接排入12采区回风巷。
2、工作面抽放系统11206上、下顺槽及切眼利用地面瓦斯抽放系统抽放。
由地面瓦斯抽放泵站到12采区轨道下山，最后分别到达11206上、下顺槽及切眼掘进工作面。
3、必须严格执行区域综合防突措施。
（1）区域突出危险性预测因为该区域在12采区轨道下山打钻时，发生过喷孔、卡钻现象，有明显突出预兆，判断为突出危险区，因此，在掘进下顺槽、切眼和回采时，必须严格执行区域防突措施。
而掘进上顺槽时，因为是沿空送巷，瓦斯已充分释放，可采取区域验证的方法，即每隔30m，进行连续2次的突出危险性区域验证。
（2）区域防突措施在掘进下顺槽和切眼时，因为该区域未开采，打预抽钻孔时发生了喷孔、顶钻或其他明显突出预兆，即判定该区域为突出危险区，必须采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。
工作面防突设计
淮南矿业集团潘集第一煤矿采煤工作面防突设计地点：2621（1）工作面编制单位：通防科编制日期：2010年11月25日编制：彭来审核：科长：参加会审人员安监处：调度所：技术科：地测与资环科：机电管理办公室：通风区：抽采区：信息工区：注浆队：综采二队：生产预备队：副总工程师：矿总工程师：会审意见2621（1）工作面防突设计一、编制依据《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出细则》、《2621（1）工作面回采地质说明书》。
二、说明1、工作面概况2621（1）工作面中西部对应地面为塌陷区、工作面东部对应地面为塘东自然村(已搬迁)。
2621（1）工作面底板标高-566～-596m，走向长960.5，倾斜长156m，面积149838m2。
该面西起西三11-2煤层回风下山，东至F4断层组。
工作面北为2611(1)工作面(2006年6月收作)；南为11-2煤未采块段，无采掘活动。
西为11－2煤层系统巷道,西上方为西三13－1煤层系统巷道。
工作面正上方对应13-煤为1661(3)工作面采空区与1671(3)工作面采空区。
2、顶底板情况本面11-2煤厚1.0～2.2m,平均厚约1.51m，煤岩层产状为189～221°∠4～8°，平均倾角6°，煤层顶部以片块状结构为主，底部以粉沫结构为主。
3、地质构造情况工作面位于F4断层组下盘施工，根据上下顺槽及切眼实际揭露分析，预计面内发育15条断层，其中回采范围内落差大于一个煤厚的断层有6条。
根据坑透资料分析，该工作面有8个异常区，均为断层影响区，1#异常区内断层及裂隙发育，煤层破碎，断层落差0.6~1.3m 左右，最大影响程度H>1煤厚，对回采影响有一定影响，异常区可靠；2#异常区内断层落差0~3.5m，最大影响程度H>2煤厚，对回采影响大，异常区范围较可靠；3#异常区断层落差0~1.4m，影响程度H<1煤厚，对回采影响较大，异常区可靠；4#异常区内断层落差2.0~3.0m，可能伴生小断层，煤厚变化大，最大影响程度H>2煤厚，异常区裂隙及煤厚变化对回采影响大，异常区可靠；5#异常区内断层落差4.0m，可能伴生小断层，煤厚变化大，最大影响程度H>2.5煤厚，对回采影响大，异常区可靠；6#异常区内断层落差0~1.0m，最大影响程度H<1煤厚，对回采有一定影响，异常区范围较可靠；7#异常区内断层落差0~1.2m，最大影响程度H<1煤厚，对回采有一定影响，异常区范围较可靠；8#异常区内断层落差1.8~2.6m，最大影响程度H<2煤厚，对回采影响大，异常区可靠。
突出煤层采煤工作面专项防突设计模板
突出煤层采煤工作面专项防突设计要点（一）概况简要说明煤层赋存情况、采煤面机、风巷标高,始采、收作位置,采煤面走向长度、工作面长度、煤层厚度、采厚、煤层倾角,可采储量；已采取的瓦斯综合治理措施、原始瓦斯压力与瓦斯含量、残余瓦斯压力与瓦斯含量、突出危险性及其它需要说明的事项等。
（二）邻近采掘工作面状况本煤层周边采掘活动现状,邻近煤层采掘活动现状。
（三）生产安排采面投产、收作日期，采煤工艺及预计日产量。
（四）采煤工作面瓦斯涌出量预计1、瓦斯参数 :地质勘探和本块段或相邻块段实测的瓦斯参数, 包括测定点标高，煤层原始瓦斯含量,瓦斯压力,吸附常数等;本煤层邻近已采块段瓦斯涌出量梯度、涌出量与含量比例关系。
2、瓦斯涌出量预测：分析瓦斯来源,预测方法有类比法和分源预测法,一般要求采用分源预测法,具体瓦斯涌出量预测方法见附件一。
3、预测结果：相对瓦斯涌出量，绝对瓦斯涌出量。
（五）工作面通风系统设计（六）工作面抽采系统设计、抽采计量选择瓦斯抽采管路管径和瓦斯抽采泵,具体设计依据，见附件二。
自动计量仪安设位置及数量。
（七）防突设计1、区域防突措施及其效果评价和区域验证方法。
（区域综合防突措施执行情况）放顶煤工作面需经有资质单位考察论证且出具结论性报告后，消除突出危险后，突出煤层才能采用放顶煤回采。
2、工作面预测(效检)方法：预测方法及其指标临界值，预测钻孔布置参数。
3、工作面防突措施：钻孔抽采、松动爆破、煤层注水等具体措施及其参数设计。
4、安全防护措施：反向风门、放炮地点及警戒范围、避灾路线、压风自救、避难所和隔离式自救器等。
（八）安全措施（九）设计附图1、岩性综合柱状图。
2、煤层剖面图。
3、预测孔、措施孔、检验孔、测压孔、地质探查孔设计平、剖面设计图。
4、工作面瓦斯治理工程平面图：以采掘工程平面图为底图，增加标注工作面开采范围、周边块段采掘现状、抽采巷道、钻场、各类钻孔、抽采管路、抽采泵位置及参数等。
5、采煤工作面瓦斯地质图：以工作面瓦斯治理工程平面图为底图，增加标注治理前后瓦斯压力、瓦斯含量及治理前后瓦斯压力、瓦斯含量等值线，瓦斯参数。
58207掘进专项防突设计
58207掘进工作面专项防突设计编制：叶伟伟通风科：生产科：安全科：总工程师：2012年2月3日第一章工作面概况及地质条件一、工作面概况本工作面位于技改井-210八煤底板2#石门以东200m范围内，工作面名称为58207，开采范围-210～-160m水平之间。
走向长为200m，倾斜长68米，开采面积13600㎡。
八1煤原生煤为突出煤层，但该煤层已被沿矿开采，瓦斯已经释放。
经省煤研究所资料：八煤复采范围无突出危险，但遇20×20m条带原生煤时，应按突出煤层管理。
经与沿矿图纸对比，该58207工作面不存在边角煤和煤柱，因此58207工作面无煤与瓦斯突出危险性，工作面绝对瓦斯涌出量为0.23m3/min。
二、邻区概况该工作面地表为丘岭荒坡，没有重要的建筑物及较大的水体，煤层露头基本上被小窑开采过，地表到处都是煤层露头塌陷区，工作面无钻孔穿过，附近钻孔1～4孔见八1煤厚2.82米。
58207工作面以西为东矿58205工作面采空区，58207工作面沿矿在2002年对该工作面原生煤开采过，东矿进入该工作面进行复采，根据以往复采经验时间推算该工作面煤层顶底板压力基本稳定，但我矿进入该工作面过沿矿老巷道和变化带处一定要加强顶、底板支护管理。
三、煤层及煤层顶底板由于我矿八1煤是在沿矿采空区复采，瓦斯吸附常数a:29.4m3/t,b:0.91Mpa-1;瓦斯放散初速度为13,瓦斯含量为3.83m3/t,煤层透气性常数为0.0025M/2Mpa2d;相对瓦斯涌出量为8.28m3/t,绝对瓦斯涌出量为0.23m3/min;为无煤与瓦斯突出危险的煤层,△h2临=25mmH2O柱、S'max=5.4L/m.该八煤原生煤层平均厚度为2.0米，煤层中含夹矸厚0.4米，煤容重为1.52吨/米3煤层产状：N40°～60°E,倾向NW∠50°。
煤样牌号：八1原生煤牌号（PM）半亮型煤层水分Mad（%）灰分Aad（%）挥发分Vdaf（%）火焰长度（mm）全硫S t,ad真相对密度TRD d吸氧量（cm3/g干煤）爆炸性-160八1煤层 1.31 23.42 14.70 10 0.44 1.58 0.83有爆炸性不易自燃-210八1煤层 1.13 18.04 12.74 0 0.44 1.53 0.73无爆炸性不易自燃岩性柱状图： 深灰色，质细、性脆、节理发育，含水性差，ｆ=4-6灰黑色，页理发育，随采随落，ｆ=2深灰色，质细、性脆、节理发育，含水性差，ｆ=4-6深灰色、厚层状、产少量植物化石、含较多菱铁矿结核及黄铁矿结核,ｆ=6-8。
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六盘水市XX煤矿xxx运输巷专项防突设计矿长：总工程师：生产矿长：安全矿长：机电矿长：编制日期：xxx年x月x日xxxx运输巷专项防突设计会审意见表参加部门签字日期参加部门签字日期施工队机电科安全科通防科调度室技术科会审意见：总工程师意见：签字：日期：矿长意见：签字：日期：措施贯彻签字表措施名称xxxx运输巷专项防突设计贯彻人贯彻地点贯彻时间签字签字签字签字签字签字xxxx运输巷掘进工作面专项防突设计编制依据：1、《煤矿安全规程》2016年版2、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）3、《xx煤矿安全专篇》4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）5、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规定》（AQ1029-2006）6、《防治煤与瓦斯突出规定》7、《xxx运输巷巷作业规程》第一章工作面基本概况第一节地面相对位置及邻近采区情况xxx运输巷主要沿xx煤层掘进，该巷道上方xx m为xxxx采面采空区，地面无建筑物。
地面相对位置及邻近采区开采情况表水平名称xxxx水平巷道名称xxxx运输巷地面标高（m）+1850 井下标高（m）＋1650地面的相对位置及建筑物该区地面为山区地形，地势切割较深，相对高差崎岖，东高西低，有一条小河由东向西流经该巷顶部的地表，该巷上部无建筑物。
井下位置及掘进地面设施的影响该巷上部为xxx采空区，北部未开采区，下部为xxx水平，南部xxxxx采空区，东部为xxxx采面。
邻近采区开采情况该巷上部40米以上为xxx采面采空区煤层走向120°倾向长度100m第二节煤(岩)层产状、厚度、结构、坚固性系数、层间距矿井的6层可采煤层Cx、Cx、Cx、Cx、Cx、Cx，属龙潭组含煤岩系。
煤成因类型属陆植煤，煤岩类型为暗煤岩—半暗煤岩型，煤层牌号属中等变质程度主焦或肥焦煤，发热量高，结焦性好。
Cx号煤层：距Cx煤层20-30米，俗称“大花炭”，平均厚3.5m，顶板岩性为粉砂岩，底板岩性为细砂岩。
灰份20－25%，挥发份28.32%，全硫1.44%。
第三节煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期、煤尘爆炸指数（1）瓦斯：根据贵州省煤炭管理局xxx年xx月xxx日《对六盘水市煤矿xxx年度瓦斯等级鉴定报告的批复》，xxx矿业属突出矿井。
（2）煤尘根据《贵州省煤田地质实验室鉴定报告》，矿井煤层有煤尘爆炸危险。
（3）煤的自燃根据《贵州省煤田地质局实验室鉴定报告》，各煤层自燃倾向性均为II类，即为自燃煤层。
第四节通风系统（一）工作面所需风量计算和风机选择1、按瓦斯涌出量计算风量Q=100·Q掘·Kb/CQ掘=q+q3+q4q0=0.026[0.0004(Vr) 2+0.16] /W0=0.026[0.0004(25.48) 2+0.16] /10.54=0.001q3=D·V·q0·（2L V—1）=6×0.0022×0.001×（2×2800.0022-1）=0.009q4=s·V·γ·（W0-Wc）=8.9×0.0022×1.4×（10.54-1.82）=0.24q=q0×L=0.001×280=0.28Q掘=q+q3+q4=0.28+0.009+0.24=0.53（m3/min）Q=100·Q掘·Kb/C=100×0.53×2/0.8=132.5（m3/min）式中：Q—工作面所需风量，m³/minQ掘—工作面瓦斯绝对涌出量， m³/minq3—工作面煤壁瓦斯绝对涌出量，m³/minq4—工作面落煤瓦斯绝对涌出量，m³/minD---巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m；对于薄及中厚煤层，D=2m0,m0为开采煤层厚度，平均取3.0m；对于厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度；D=2m0=2×3=6。
V---巷道平均掘进速度，0.0017m/min;L---巷道长度，430m；q 0---煤壁瓦斯涌出强度，经计算得0.001m3/(m2·min)Vr—煤中挥发分含量，%；按《安全专篇》取25.48%W0—C1#煤层+xxxm标高原始瓦斯含量，m3/t；xxxxm3/t（根据《安全专篇》）s—掘进巷道断面积，5.7m2；—煤的密度，t/m3；取1.4 t/m3Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取1.82m3/tKb—瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取2C—瓦斯浓度按0.8%管理。
2、按炸药最大消耗量计算风量Q掘＝25Ac=25×12=300 m3/min式中： AC——掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，12kg；3、按工作面人员数量计算：Q掘＝4Nc=4×10=40 m3/min式中：Nc——掘进工作面同时工作的最多人数，10人；4、按风速验算：煤巷、半煤岩巷掘进工作面的风速应满足：0.25 m/s≤V≤4 m/sV=Q/60×S=300/60×7.2=0.69m/s式中： Q——掘进工作面最大风量；S——掘进工作面巷道过风断面，7.2m2；V——掘进工作面最大风速；根据上述计算得V掘＝0.69m/s，按风速验算满足要求。
根据以上计算，本掘进工作面所需风量为300m³/min，使用2×30kw风机向迎头供风，风筒选用ø800mm阻燃风筒，实际风机配风量为380～590 m ³/min。
大于300m³/min满足需风要求。
施工中根据瓦斯涌出的变化情况调整配风量。
风机安装位置：风机安装在xxx运输石门。
附图：通风系统及通风设施布置图（二）通风方式一采区通风方式为抽出式通风方式。
xxxxx巷采用压入式通风方法。
（三）通风系统新风：地面→副斜井→xxx车场→xxx运输巷→xxx运输石门→风筒xxxx 巷→风筒迎头。
乏风：迎头→xxxxx巷→xxxx石门→xxxx巷回风石门→总回风下山→地面。
第五节地质构造矿井位于格目的向斜的北东翼，据《地质简测报告》，矿区内有与地层斜交的F1断层，为平移断层，错距210米左右，该巷掘进在xxx石门的东翼，掘进范围内为单斜构造，煤层倾角81°，掘进时可能会有局部煤层变薄带和淋水影响掘进。
第六节水文地质矿区内地形起伏大，普查区总体呈高山地貌，最低海拔+xxx米，最高海拔xxxx米。
地形高差约xxx米，有利于地表水排泄。
受地层、岩性、构造、地貌、气象等水文因素的控制，区内地下水类型及特征如下。
含水层该井田的间接含水岩层为下三叠统飞仙关组，为一套滨海至浅海相泥岩及砂岩的岩性组合，区域地层厚度393m～684m，为一弱含水岩组，单位涌水量（Q）一般小于0.036升/秒·米。
煤矿的直接充水岩层为上二叠统龙潭组，一套以陆相为主的海陆交替相含煤砂岩，直接充水岩组仍为一弱含水岩组，单位涌水量（Q）略大于飞仙关组。
隔水岩层隔水岩层为上二叠统峨眉山玄武岩组，其特征是裂隙发育，含较丰富的潜水。
但随深度的增加而减弱。
单位涌水量（Q）一般多在0.00041升/秒·米以下，因而是煤层底板很好的隔水层。
矿井主要含水层龙潭组砂泥岩与煤的交互层，可视为一个含水带，具裂隙层间承压水性质。
未采状态，钻孔抽水测定涌水量102m3/h，但该区降雨甚丰，雨季矿井涌水量必将增加，矿井整合后预计最大涌水量达到129.6m3/h。
第七节巷道布置xxx运输巷从xxx运输石门见xx煤点开门，开门点顶板标高+xxxm，沿煤层按方位角120°掘进(下巷），3‰坡度掘进100m，掘进竣工后施工xxx 煤层穿层抽放钻孔。
钻孔竣工后再施工xxx运输巷（上巷），该上巷设计80米，方位角120°，3‰坡度，掘进采取“先探后掘”的措施。
巷道位置关系：详见：采掘工程平面图。
第八节巷道断面及支护方式1、巷道断面巷道断面形状：梯形断面，S荒 =6.86m2 ，S净 =5.28 m2。
2、巷道支护方式xxxx运输巷作为xxx采煤面进风、运输煤炭，行人用，巷道服务年限1年，顶底板容易变形，经矿技术部门研究决定：采用11#工字钢棚支护。
巷道净宽：上宽2200㎜，下宽2800㎜支架间距：为700㎜,误差±100㎜；第九节抽放系统1、抽放系统地面瓦斯抽放站安装有高负压瓦斯抽放泵2BE3420型水环式真空泵二台，其额定流量为；Q=120m3/min,配套电机功率132kw最大吸气量为120m3/min。
一台工作，一台备用。
低负压瓦斯抽放泵2BEA-353-0水环式真空泵二台，其额定流量为；Q=55m3/min,配套电机功率75kw, 最大吸气量为120m3/min。
一台工作，一台备用。
安装有两趟直径为325mm的瓦斯抽放主管路（高、低负压各一趟），从回风斜井分别接直径为250mm支管至各采掘工作面。
2．管路系统高负压：xxx运输巷顺层孔φ75mm套管→xxx回风石门φ250mm高负压抽放管→xxx专用回风φ2500mm高负压抽放管→回风斜井抽放管φ350mm→地面抽放泵站。
3、安装要求：管道距地面高度不小于0.3米，主、支管必须铺设平直，在巷道低洼处必须安设放水器，以便放水，保证抽放效果，在管路分叉处必须设置闸阀，每个钻孔连接管必须设置检测孔，在xxx东抽放巷口的支管上安装一套V锥流量器，以便监测抽放数据，在支管上每间隔100米设置一个检测孔，以便检测支管负压、浓度、流量等参数，并在检测孔处设置一个闸阀。
4、xxx运输巷在掘进时要随掘进工作面及时安装瓦斯抽放管，抽放管距离迎头不大于30米，以便在需要时按设计要求施工瓦斯抽放孔进行抽放瓦斯。
第二章区域防突设计邻近矿井及本矿关闭的老系统未发生过煤与瓦斯突出现象，矿井自开工建设以来，未出现过喷孔、顶钻、卡钻等煤与瓦斯突出预兆现象。
但经鉴定，我矿为突出矿井。
按照相关文件要求，我矿按突出矿井管理。
第一节区域突出危险性预测预测方法由于我矿为突出矿井。
因此xxx运输巷掘进工作面按照突出工作面进行管理，必须严格执行区域“四位一体”的防突措施。
第二节区域防突措施xxx运输巷巷道开口点前0-120m范围区域防突措施采取底板抽放巷穿层钻孔预抽煤层瓦斯为区域防突措施，设计沿xxx东抽放巷每间隔4米布置一组平行抽放钻孔，每组12个钻孔，钻孔终孔间距4m抽放半径2.0m、孔径75mm，xxx东抽放巷孔深23-37.9m控制巷道轮廓线外上20米下10m前方120m 范围。
（详见xxx抽放巷抽放钻孔设计）。
1、采用“两堵一注”的方法进行封孔，先在封孔段的两端用袋装聚氨酯进行封堵，待发泡封孔袋、膨胀并凝结后，再通过注浆管对两端聚氨酯封堵段之间的钻孔段进行注浆。