掘进工作面消突报告.doc

永兴县上禾冲煤矿 掘进工作面消突报告 委托单位永兴县上禾冲煤矿 项目承接湖南省湘南地质勘察院 编制单位煤气层研究中心 审核XXX 审批XXX 2019年5月 目 录 前 言1 1 矿井概况2 1.1 矿井生产概况2 1.2 矿井地质2 1.3 二1煤瓦斯赋存情况4 2 二1煤突出临界指标的确定5 3 11022掘进工作面瓦斯地质分析6 3.1 工作面概况6 3.2 工作面地质条件6 3.3 工作面瓦斯7 4 防治煤与瓦斯突出措施8 4.1 工作面现状及区域防突措施效果检验8 4.2 工作面（局部）综合防突措施10 5 工作面消突评价结论与建议18 5.1 结论18 5.2 建议19 前 言 XXX煤矿位于湖南省郴州市永兴县XX镇XX村境内，行政区划隶属于XX镇管辖。XX煤矿原设计生产能力为20万t/a，2015年9月由XXX设计院有限公司进行改扩建设计，设计生产能力15万t/a，湖南省煤炭工业管理局2017年10月29日颁发的采矿许可证批准生产能力为15万t/a。 该矿主采二1煤层为煤与瓦斯突出煤层，兼采一3煤层为非突出煤层，矿井为煤与瓦斯突出矿井。二1煤层属不易自燃煤层，煤尘具有爆炸性，矿井采用立、斜井两水平上、下山开拓方式，一水平标高88m，二水平标高-156m，采用走向长壁后退式采煤法，全部跨落法管理顶板。原煤主要采用刮板运输机和胶带输送机接力连续运输后经箕斗提升至地面，辅助运输采用轨道运输。矿井现在88m水平进行二1煤生产，现生产工作面为11022掘进工作面。本次评价的11022掘进工作面位于XXX煤矿11采区，东为23012备用回采工作面，西为25采区回风上山，北为东11111采煤工作面，南为XXX煤矿11031工作面采空区。 2019年5月，该矿委托我院对11022掘进工作面进行消突评价，我院在收集了该矿工作面瓦斯地质相关资料、实测煤层瓦斯含量资料、工作面防突措施资料以及瓦斯涌出量资料等的基础上，对该工作面瓦斯突出危险性进行评价，并编制XXX煤矿11022掘进工作面消突评价报告。 1 矿井概况 1.1 矿井生产概况 XXX煤矿前身为地方国有煤矿，始建于1979年，原年设计生产能力30万吨， 1992年核定年生产能力为35万吨，2000年1月破产后由私人购买。 XXX煤矿位于XXX市XXX镇境内，井田东西长约5km，南北宽约2.1km，井田面积5.9623km2。矿井主采二1煤层，兼采一3煤层，采用立、斜井两水平双翼上下山开拓。矿井一水平标高88m，二水平标高-156m。矿井共有四个井筒，主井属基建井，技改结束后担负矿井提煤任务；副井（原七井）现为混合提升井，担负矿井的进风、提煤、提矸、下料及升降人员任务，基建结束后，该井担负矿井的进风、提矸、下料及升降人员任务；东风井和西风井均为专用回风井，分别担负矿井东西两翼回风任务。目前矿井在东11111工作面上付巷与东风井上山157m，方位角170，布置切巷沿二1煤层底板掘进完成11022工作面上付巷的掘进，为构成11022工作面进风、运输系统做准备。顺利开采二1煤。 11022切巷掘进工作面位于东11111工作面上付巷与东风井上山157m，方位角170，沿二1煤层底板掘进，手镐落煤，人工架工字钢梯形棚的施工方法，全断面一次成巷施工，不留尾工。 1.2 矿井地质 1.2.1 矿井地质构造 本区属永耒构造区之大义向斜中段即塘门口～大义向斜南翼中段。地层走向大致呈东西向，倾向北，倾角一般26～35，局部达50，构造格架基本为一单斜构造，仅在矿区的西、西北发育一组北东向断裂，主要断层5条，主要表现为高角度逆断层和正断层。井田为向北倾斜的单斜构造，其构造复杂程度为简单型。本区含煤岩系为石炭系上统太原组，二叠系下统山西组、下石盒子组和上石盒子组。含煤地层总厚约650m。共含煤9组共计32层，煤层总厚平均值14.64m，含煤系数为2.25。其中可采厚度具有工业价值的只有五3、二1及一3煤层，其它煤层不可采或偶尔可采，或为炭质泥岩所代替。 1.2.2 煤层、煤质及顶底板岩石 二1煤层赋存于山西组下部大占砂岩之下，距上部砂锅窑砂岩67.16m，距香炭砂岩29.16m，距下部太原组L7灰岩约10m，距一3煤48～50m。据钻孔与生产矿井揭露，二1煤厚1.83～14.29m，平均厚5.26m，煤层结构简单，局部含夹矸1～2层，全区可采，属较稳定型煤层。 二1煤煤的视密度为1.40t/m3，原煤灰分（Ad）为7.61～37.56，平均14.29，全硫（St,d）为0.27～1.28，平均0.40。原煤磷（Pd）含量为0.004～0.038，平均0.02，发热量（Qgr.v.d）为27.63～33.37MJ/kg，平均30.77MJ/kg。二1煤为低中灰、特低硫、低磷、高热值、高熔点灰分之贫煤。二1煤可作为一般动力用煤或民用煤。 本区二1煤层顶板岩性大部分为砂岩，少部分为泥岩或砂质泥岩，局部具伪顶炭质泥岩，厚1.35～11.45m。二1煤层顶板为砂岩者，饱和单轴抗压强度47.43～72.32MPa，属稳定～坚硬类岩石；二1煤层顶板为泥岩者（包括砂质泥岩），饱和单轴抗压强度18.62～43.61MPa，属不稳定～中等稳定类岩石，生产中可出现冒顶、掉块、片帮等不良工程地质现象。二1煤层底板岩性主要为砂质泥岩和细沙岩，局部具伪底炭质泥岩，厚1.65～9.53m，据区内以往岩石物理力学性质试验结果岩石饱和单轴抗压强度11.66～61.25MPa，一般小于20MPa，属不稳定～中等稳定类岩石，在矿压和底板含水层水压作用下，易造成底鼓或底板突水。 1.3 二1煤瓦斯赋存情况 根据2014～2015年湖南省煤炭科学研究院对该矿二1煤层进行的瓦斯参数测定，预测煤层瓦斯突出危险性指标D＝0.84～38.81，K＝100～209，二1煤的破坏类型为Ⅳ～Ⅴ类，实测煤层原始瓦斯压力在0.82MPa以上，具体瓦斯参数值见表1-1。根据表1-1各瓦斯参数值，新丰煤矿开采二1煤层应判定为煤与瓦斯突出煤层，XXX煤矿为煤与瓦斯突出矿井。 二1煤层瓦斯参数值一览表 表1-1 项 目 标高、煤层开采深度（m） 175、305 126、354 75、405 0、480 -100、581 瓦斯压力（MPa） 0.82 1.08 1.5 1.73 1.8 瓦斯含量 m3/t燃 12.65 14.68 16.98 21.79 22.78 煤层透气性系数 λm2/MPa2.d 0.0538 0.0591 0.0315 瓦斯放散初速度 ⊿P 30.6 29 23 21 23 煤层坚固性系数f 0.17 0.16 0.13 0.21 0.11 突出危险性指标D 0.84 4.62 15.48 14 38.81 突出危险性指标K 180 181 177 100 209 据2019年2月湖南省煤炭管理局（湘煤监管[2019]66号）文件对该矿瓦斯等级的批复，矿井瓦斯绝对涌出量12.20m3/min，二氧化碳绝对涌出量6.83m3/min；矿井瓦斯相对涌出量9.96m3/t，二氧化碳相对涌出量5.57m3/t。XXX煤矿二1煤层属煤与瓦斯突出煤层，XXX煤矿属煤与瓦斯突出矿井。 2 二1煤突出临界指标的确定 依据防治煤与瓦斯突出规定，XXX煤矿11022掘进工作面区域效果检验指标临界值为W＜8m3/t，属无突出危险性区域验证工作面。 依据防治煤与瓦斯突出规定，XXX煤矿11022掘进工作面预测预报、措施效果检验的临界值指标为钻屑瓦斯解吸值△h2＝200pa；钻孔瓦斯涌出初速度q＝5L/min；钻屑量S＝6kg/m。三个指标均小于临界值指标，即判定为无突出危险性。 3、11022掘进工作面瓦斯地质分析 3.1 工作面概况 11022掘进工作面位于XXX煤矿11采区，开口处在东11111工作面上付巷与东风井上山157m水平以上，方位角170；切巷长150m，面积930m2，煤厚1～3.5m，平均2.5m，煤层倾角25～33，平均2830′。工作面对应地面标高307～610m，该工作面为二1煤层开采过第一分层后的第二分层，二1煤层属不易自燃煤层，煤尘有爆炸性，对应地表为丘陵地带，无重要建筑设施。 11022掘进工作面采用走向长壁采煤法，全部垮落法管理顶板。工作面上、下顺槽采用工字钢支护，梁长为2.2m，柱长2.5m，棚距0.3m，沿煤层底板布置。工作面采用DZ-2200单体液压支柱配合2.4mπ型钢梁支护，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.2m，放顶步距1.0m，支柱排距1.0m，柱距0.5m。工作面采用SGB-620/40T可弯曲刮板运输机和DSJ65/20/30可伸缩带式输送机接力运煤。工作面通风路线地面→副井（七井）→88m水平大巷→运输联巷石门→11022掘进工作面下顺槽→11022掘进工作面→11022掘进工作面上顺槽→回风斜巷→东风井→地面。 3.2 工作面地质条件 3.2.1 工作面地质构造特征 根据地质资料和工作面掘进过程中揭露煤层情况分析，工作面构造简单，地层走向呈东西向，倾向北，倾角25～33，为单斜构造,有小型褶曲，现暂无揭露断层。 3.2.2 工作面顶底板情况 工作面煤层伪顶岩性为泥岩、砂质泥岩，零星分布。直接顶岩性为粉砂岩及泥岩，厚度一般为4.45m，呈灰黑色，富含植物化石及云母碎片。老顶岩性为中、细粒砂岩，厚度一般为4～10m。直接底岩性为砂质泥岩，局部具伪底炭质泥岩。厚1.65～9.53m，据区内以往岩石物理力学性质实验结果，岩石饱和单轴抗压强度为11.66～61.25Mpa，一般小于20Mpa，属不稳～中等稳定类岩石，其力学强度一般相对较低，生产中应加强底板维护和管理工作。 3.2.3 煤厚及其变化特征 根据工作面掘进过程中揭露煤层情况分析，煤层变化存在有增厚或变薄现象，规律不明显，多与原始沉积有关，总体属较稳定型煤层。 3.3 工作面瓦斯 根据2014～2015年湖南省煤炭科学研究院对该矿二1煤层进行的瓦斯参数测定，矿井75m水平瓦斯含量为16.98m3/t，瓦斯压力为1.5Mpa。 11022掘进工作面开采的是二1煤层第二分层，由于工作面第一分层已先行开采,另外一3煤层作为中距离的下保护层的开采及工作面上、下顺槽的暴露煤壁致使工作面瓦斯得到大量释放，经湖南省煤炭科学研究院2016年5月22日对11022掘进工作面测定结果，11022掘进工作面煤层残存瓦斯含量为5.48m3/t。 4、防治煤与瓦斯突出措施 4.1 工作面现状及区域防突措施效果检验 4.4.1工作面现状 （1）11022掘进工作面开采的是二1煤层第二分层，由于第一分层已先行开采，对于第二分层而言，属于直接上保护层开采，具有极好的保护作用。11022掘进工作面煤层瓦斯在复采前瓦斯已得到了有效释放。 （2）11022掘进工作面深部的一3煤层于2007年已开采完毕，一3煤层平均煤厚0.85m，上距二1煤层48～50m，为中距离下保护层，由于下保护层一3煤层的开采，二1煤层透气性大幅度增加，二1煤层瓦斯经预抽和长期放散，给11022掘进工作面二1煤层瓦斯提前放散创造了良好的条件。 （3）11022掘进工作面早在2009年就已形成，其范围内的瓦斯在渗透和扩散的作用下，通过上、下顺槽的暴露煤壁已大量排放瓦斯，工作面煤层瓦斯得到进一步释放。 （4）根据该矿以前已复采的11012、11052、21011、中11022掘进等工作面突出煤层分层开采及国内中厚突出煤层分层开采的实践表明第一分层开采后，下部分层开采时没有发生过煤与瓦斯突出。11022掘进工作面现为下部分层开采，残存瓦斯含量明显减少。 （5）XXX煤矿针对11022掘进工作面实际状况和条件，制定有区域验证即工作面局部综合防突措施。 4.1.2工作面采取的区域综合防突措施 （1）区域预测 2014～2015年湖南省煤炭科学研究院对该矿井开采的二1煤层进行瓦斯参数测定（区域预测）显示，二1煤层为突出煤层。 11022掘进工作面开采的是二1煤层第二分层，由于工作面第一分层已先行开采,另外一3煤层作为中距离的下保护层的开采及工作面上、下顺槽的暴露煤壁致使工作面瓦斯得到大量释放，经湖南省煤层瓦斯抽采利用工程研究中心2016年5月22日对11022掘进工作面测定结果，11022掘进工作面煤层残存瓦斯含量为5.48m3/t，表明11022掘进工作面属无突出危险区。 区域综合防突措施执行情况见下表流程 1、测定方法 掘进工作面突出危险性预测方法采用三参数指标法。经检验，三个检验孔中，任何一个检验孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定为有突出危险性工作面；如果所测参数均小于临界值时，判定为无突出危险性工作面，当预测为无突出工作面时，每循环应留不小于2米预测超前距（下表三参数临界值表）。 q/（l/min） S/kg/m △h2 / pa 突出危险性 ≥3 ≥6 ≥200 有突出危险 ＜3 ＜6 ＜200 无突出危险 2、防突措施 1深孔卸压超前瓦斯排放钻孔 深孔卸压超前钻孔设计布置19个钻孔，上排孔距顶板500mm，排距400mm，设计钻孔直径为75mm，钻孔控制全煤厚，巷道两帮轮廓线外8m。若钻孔没有施工到设计位置，在该孔周围0.2m处补打钻孔，然后将补孔打到设计深度。可以根据煤层倾角变化合理调整布置。深孔卸压超前瓦斯排放钻孔超前距不少于5米（附图2深孔卸压钻孔布置示意图）。 2超前卸压排放瓦斯钻孔 卸压钻孔孔径75mm，控制范围自掘进巷道至轮廓线外5m的煤层内共布置28个排放钻孔，孔深不少于10m，保留不小于5m超前距。夹角指钻孔与巷道中心线的夹角，倾角指钻孔与水平线的夹角。当煤层赋存条件、巷道层位或遇到地质构造时，排放孔布置孔数等参数，由防突科做相应调整，经总工程师批准后执行 3、防治突出措施效果检验 ⑴、效捡措施 在防突措施钻孔之间布置效果检验孔3个，深度不小于8米沿巷道掘进方向，同时不大于措施孔深度，测定其钻屑量、钻屑瓦斯解吸值和瓦斯涌出初速度，检验方法可参照突出危险性预测方法。措施效果检验的目的在于保证防突措施的有效性和措施执行的效果，当检验结果措施有效时，则可在留足防突措施超前距不小于5米和效果检验超前距不少于2米，并在采取安全防护措施的条件下掘进。如措施效果检验无效，则必须采取补充防突措施，然后再对补充的防突措施进行效果检验，直到措施效果检验有效为止，检测后挂限位牌板，出具预测结果报告单，并报矿技术负责人审批（附图5检验钻孔布置示意图）。 4、区域验证即工作面局部防突措施效果检验 虽然11采区经预测，属无突出危险区。该矿为了确保安全生产，在掘进进入该区域时，立即连续进行至少2次区域验证，工作面每推进10～50m（在地质构造复杂区域连续进行验证）至少进行2次区域验证（区域验证即11022切巷局部综合防突措施如下叙述）。 只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔发生了突出征兆，该区域以后的掘进作业均应当执行局部综合防突措施。 三、工作面局部综合防突措施 1、工作面突出危险性预测 1测定方法 回采工作面突出危险性预测方法采用三参数指标法。经检验，三个检验孔中，任何一个检验孔的任何一个测定深度的单项参数超过或等于临界值时，判定为有突出危险性工作面；如果所测参数均小于临界值时，判定为无突出危险性工作面，当预测为无突出工作面时，每循环应留不小于2米预测超前距（下表三参数临界值表）。 q/（l/min） S/kg/m △h2 / pa 突出危险性 ≥3 ≥6 ≥200 有突出危险 ＜3 ＜6 ＜200 无突出危险 2预测要求 预测孔为沿工作面单排孔垂直煤壁布置，间距5～10米，孔深8米，孔径φ42㎜（见附图一）；预测方法采用“三参数法”，Δh2200Pa，qmax 3L /min，Smax6㎏/m时，工作面无突出危险，经总工程师批准后，方可向外最多推采3米，同时保留不少于两米的预测孔超前距，如果三参数检验指标中任一指标大于或等于临界值时，则工作面有突出危险性。在指标超限时不得采煤，必须采取防突措施。 2、防突措施 1深孔卸压超前瓦斯排放钻孔 深孔卸压超前钻孔设计布置19个钻孔，上排孔距顶板500mm，排距400mm，设计钻孔直径为75mm，钻孔控制全煤厚，巷道两帮轮廓线外8m。若钻孔没有施工到设计位置，在该孔周围0.2m处补打钻孔，然后将补孔打到设计深度。可以根据煤层倾角变化合理调整布置。深孔卸压超前瓦斯排放钻孔超前距不少于5米（附图2深孔卸压钻孔布置示意图）。 2超前卸压排放瓦斯钻孔 卸压钻孔孔径75mm，控制范围自掘进巷道至轮廓线外5m的煤层内共布置28个排放钻孔，孔深不少于10m，保留不小于5m超前距。夹角指钻孔与巷道中心线的夹角，倾角指钻孔与水平线的夹角。当煤层赋存条件、巷道层位或遇到地质构造时，排放孔布置孔数等参数，由防突科做相应调整，经总工程师批准后执行 3、防治突出措施效果检验 ⑴、效捡措施 在防突措施钻孔之间布置效果检验孔3个，深度不小于8米沿巷道掘进方向，同时不大于措施孔深度，测定其钻屑量、钻屑瓦斯解吸值和瓦斯涌出初速度，检验方法可参照突出危险性预测方法。措施效果检验的目的在于保证防突措施的有效性和措施执行的效果，当检验结果措施有效时，则可在留足防突措施超前距不小于5米和效果检验超前距不少于2米，并在采取安全防护措施的条件下掘进。如措施效果检验无效，则必须采取补充防突措施，然后再对补充的防突措施进行效果检验，直到措施效果检验有效为止，检测后挂限位牌板，出具预测结果报告单，并报矿技术负责人审批（附图5检验钻孔布置示意图）。 ⑵效检安全保证措施 ①掘进工作面需进行效果检验时，施工单位要提前通知防突科，由防突科通知预测员下井效检。 ②效果检验时，要做到“三同时”，即检验人员、瓦检员（安检员）、班组长要同时在场协同工作，互相监督，保证数据真实可靠，并在原始记录上签字。 ③每次入井检验前由当班预测人员负责检查仪器性能及完好情况并填写登记表。 ④预测效检人员必须认真负责，严格按规定的办法进行操作，做好记录，不得弄虚作假。 ⑤预测效检结束后，预测人员要及时升井，完成各项检验指标值的修正后认真填写效果检验成果表，报防突科长、防突矿长、矿总工程师审阅并及时报送相关单位和相关领导，不得托人代送。 ⑥施工单位必须在接到“指标不超，措施有效，允许掘进”的效果检验成果表后，才准施工。施工单位必须严格按规定执行，防突科、安监科要严格把关。 ⑦如果经过效检，指标超限，措施无效时，必须重新采取补充防突措施，并必须再次进行效果检验；只有在效果检验范围内各项指标均不超限时，才准按批示意见进行施工。 四、安全防护措施 1、加大该工作面作业人员的培训力度，认真贯彻该工作面的作业规程和各种措施，着重培训防突知识，避灾自救，自救器使用等，经考试合格，方可上岗作业。 2、加强对职工防突知识的培训，当工作面有突出征兆时，立即停电撤人至全负压通风的新鲜风流处，并向矿调度室汇报。突出征兆有 ①有声预兆响煤炮，如鞭炮声、机枪连射声、闷雷声、沙沙声、支架嘎嘎响、打钻喷煤、喷瓦斯、煤壁开裂等。 ②无声预兆层理紊乱、变软变暗、无光泽、煤层干燥、煤尘增大、煤层厚度变大、倾角变陡、煤壁外鼓、炮眼装不进药、卡钻顶钻、瓦斯涌出异常、忽大忽小、空气味异常闷人、空气变冷、有时变热等。 3通风系统 ①、独立的通风系统 新鲜风流地面→副井→进风联络巷→88集中运输巷→局部通风机→11022切巷掘进工作面 乏风流11022切巷掘进工作面→东风井与11111工作面上付巷联络上山→东风井→地面 附图5-11022工作面切巷通风系统示意图 ②、在88大巷25回风上山口设正反向防突风门，正向风门必须设闭锁装置，严禁两道同时打开，且经常维护，确保可靠； ③、防突风门墙体上不用的管、线孔必须进行可靠封堵，并作好标记。 4、监测系统安装 ①、由通风队按煤矿安全规程2016年版168条之有关规定安设瓦斯监测传感器掘进工作面瓦斯报警浓度为0.9，断电浓度为1，复电浓度为小于1；回风瓦斯报警浓度和断电浓度均为0.9，复电浓度为小于0.9，传感器安设详见通风系统示意图。 ②、必须保证该区域的监测系统灵敏可靠，通风队每7天对监测探头用标气进行调校，每7天进行一次断电试验。 ③、通风队、机电队必须按规定安设瓦斯电、风电闭锁装置，掘进工作面瓦斯浓度达到1时或回风瓦斯浓度达到0.7时，必须保证能自动断开11111采面上顺槽的机械电源。 5压风自救、压缩氧自救器规定 ①、进入该头的所有人员必须随身携带隔离式压缩氧自救器。 ②、由通风科在11111上顺槽掘进工作面后方2540m安设第一组压风自救器，其面罩个数不少于工作面最多工作人数；以后每隔50m安设一组压风自救器至其防逆流风门之间，每组压风自救器不少于8个嘴。压风自救器由抽放队负责安设，施工队进行管理和维护，人为损坏照价赔偿，压风自救器每班由施工队跟班队干（或班长）检查一次，必须保证其完好可靠。 ③、该区域压风自救器必须完好可靠，进入11111工作面上顺槽内的人员必须会使用。 ④、由通风科按规定安设防尘净化水幕和隔爆水袋，隔爆水袋的水量必须符合规定要求。 6放炮规定 ①、放炮地点设置 放炮地点设在88大巷内的新鲜风流中，距掘进工作面不小于300m。 ②、站岗位置距放炮地点的各个进入口的新鲜风流中，距掘进工作面均不小于300m。 ③、断电撤人范围警戒范围及其回风系统内全部断电（机械）撤人。 ④、放炮时必须严格执行“一炮三检制”、“三人连锁放炮制”和“放炮汇报请示制度”。 ⑤、装药前，掘进工作面所有不装药的眼孔必须用不燃性材料进行封堵，其封堵深度不少于炮眼深度的1.5倍。 ⑥、在突出煤层中掘进，只能使用煤矿许用三级炸药。 ⑦、放炮30分钟后，由当班瓦检员（救护队员）在监测主机上观察瓦斯浓度，只有当瓦斯浓度小于0.9时，方可进入掘进工作面检查安全情况，确认无异常后经矿调度同意才能恢复工作。 7、爆破规定 ㈠按照爆破图表规定炮眼布置的眼位、角度、深度进行打眼，若现场情况有变化时，及时修改补充。 ㈡、下列情形之一的严禁打眼 1、工作面通风达不到要求。 2、有安全隐患未处理好。 3、拒爆未处理。 4、无防尘或扑尘措施。 5、使用风煤钻打眼工作面20m范围内，瓦斯浓度达到1，工作面局部瓦斯浓度达到1.5。 （三）、严格按要求使用煤矿许用炸药和1～5段毫秒延期电雷管，总延期时间不能超过130ms，一次拉炮距离5米。 （五）、放炮必须使用水炮泥。 （六）、放炮员必须持证上岗，必须随身携带便携式瓦斯报警仪；装药前，必须先清除炮眼内的煤岩粉和积水。 （七）、打眼后装药前必须做到‘一齐三净’，将爆破作业地点周围30m范围内的管线等认真掩护好，有跟班队长或班长和安检员、放炮员共同把关；若发生崩坏设施事件，要及时组织分析，定出防范措施，并将其恢复到完好状态。 （八）、严禁使用过期或严重变质的爆破材料，未用完的爆破材料必须及时如数退回炸药库。 （九）、装药工作由班组长协助爆破工进行，母线与脚线连线工作由爆破工一人进行操作。 （十）、炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求 1）炮眼深度小于0.6m时，不得装药爆破；在特殊条件下，如拉底、刷帮、挑顶确需浅眼爆破时，必须制定安全措施，炮眼深度可以小于0.6m，但必须用炮泥封满炮眼。 2）炮眼深度为0.6～1m时,封泥长度不得小于炮眼深度的0.5m。 3）炮眼深度超过1m时,封泥长度不得小于0.5m。 4）炮眼深度超过2.5m时,封泥长度不得小于1.0m。 5）工作面有2个或2个以上自由面时，煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，岩层中最小抵抗线不得小于0.3m；浅眼爆破大岩块时，最小抵抗线和封泥长度都不得小于0.3m。 （十一）、爆破前班组长必须按照“三警戒”要求亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作，警戒人员必须在安全距离以外放警戒；警戒线处应设置警戒牌，栏杆或拉绳；撤人安全距离为距爆破地点进风巷不低于100m。 （十二）、严格坚持“一炮三检”、和“三人联锁”放炮制度。放炮前班组长、爆破工、瓦检员、安检员必须共同到达现场检查工作面安全状况，确认安全无误后方可装药、放炮。“一炮三检”装药前、放炮前、放炮后由瓦检员分别对作业地点进行全面检查；“三人联锁”放炮员持警戒牌，瓦检员持放炮牌，班组长持放炮命令牌，放炮员装药连线完毕，把警戒牌交给班组长，班组长负责撤人警戒后，把放炮命令牌交给瓦检员，瓦检员进入现场检查瓦斯，确认瓦斯浓度在允许放炮范围之内把放炮牌交给放炮员，放炮员接到放炮牌后连接放炮器，吹三声警戒口哨开始放炮。 （十三）、爆破工必须最后离开爆破地点，且必须在警戒线以外的安全地点起爆。 （十四）、爆破前，班组长必须亲自清点人数，确认无误后，并且亲自派人布置警戒，方可下达起爆命令；爆破工每次爆破要最后一个撤出，爆破工接到起爆命令后，送电爆破前必须回头看，按规定大喊三声“放炮了”，5秒钟后发警号，确认爆破地点无人后方可爆破。 （十五）、爆破施工时，采用正向结构装药，打眼和装药不得同时进行，严禁在一个工作面使用两台放炮器同时放炮；严禁无封炮泥孔放炮；严禁放糊炮、明炮。 （十六、爆破后至少等15min，待炮烟被吹散后，爆破工和班组长必须巡视爆破地点，检查瓦斯（迎头20m范围内瓦斯浓度小于1﹪）、通风、顶板、瞎爆等，如有险情，必须立即处理（如果通电拒爆后，爆破工应至少等15分钟后，沿线路查找瞎爆原因）。 （十七）、处理瞎爆必须在班组长的指挥下当班处理完毕，当班未能处理完毕，爆破工必须同下一班爆破工现场交待清楚。属于连线不良造成的残爆可重新连线爆破，属其它情况的，要在距拒爆炮眼至少0.3m处另打同该炮眼平行的新炮眼（可以在原炮眼内轻轻插入炮棍，以确定新打的平行炮眼的方向），重新装药爆破，严禁用镐刨或从炮眼中取出原放置的炸药或从引药拉出雷管，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹这些炮眼。处理瞎炮时严禁其他人在工作面做其它工作 （8）施钻规定 （一）施钻当班必须先检查撤退路线是否畅通、安全设施是否完好，若有一样不符合规定，当班禁止施工（当班班长负责，防突员监督）。 （二）施钻当班班长必须携带便携式瓦斯报警仪，并将其吊挂在距施钻地点回风侧5m范围内，当瓦斯浓度达到0.9时，必须立即停止作业。当瓦斯浓度达到1，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至新鲜风流中的安全地点，并向施工队、矿调度室及总工汇报请示处理。 （ 三）在施钻过程中若出现喷孔、卡钻、顶钻、吸钻、抱钻、响煤炮、瓦斯忽大忽小、瓦斯持续上升、矿压显现等明显的突出预兆时，必须立即停止作业、切断电源、撤出人员至进风流中安全地点，向矿调及总工汇报请示处理。 （四）施钻当班回风流中严禁安排其它工作，由当班负责人负责切断施钻点回风流中的动力电源，并不得有人。 （五）施工防突钻孔时，保证匀速进退钻，钻进过程中随时保持钻孔畅通。 （六）拆卸钻杆时必须边旋转边退钻，严禁不旋转而直接将钻杆从孔内拖出，防止钻孔堵塞。 （9）掘进规定 （一）在掘进的过程中，若掘进工作面出现明显的地质构造或煤层出现急剧的变化，当班班长必须立即停止作业并向矿调及总工汇报请示处理。 （二）掘进时必须严格按矿总工审批的报告单进行掘进，并严禁超掘。 （三）现场跟班队长、施工人员等，在作业过程中，凡发现打钻有喷孔现象，掘进工作面瓦斯忽大忽小，瓦斯持续上升，响煤炮，煤粉或煤壁发泠等突出预兆时，必须立即停止工作，在跟班队长或安瓦员带领下，全部人员按避灾路线，撤至反向风门外的进风流中，并由跟班队长向矿调汇报。 （四）巷道掘进及施工防突钻孔时，其回风系统内严禁有人，进入总回风的所有巷道口，必须设置栅栏，揭示警标，严禁任何人员入内。 （五）在巷道掘进过程中遇地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原防突措施设计要求实施时，必须打钻查明煤层赋存条件，然后施工排放钻孔排放瓦斯。遇断层时必须向调度室汇报，通知地质人员现场查看。 （10）防爆检查 机电部门每周一次对该地点及回风流中的电器设备进行检查，有记录可查，并向矿调汇报。 4.2.4 工作面安全防护措施 （1）避难硐室 11022掘进采煤工作面下顺槽与88m水平大巷通过联巷连通，88m水平大巷设有避难硐室，服务于副井东翼及11022掘进工作面，避难硐室内安装有压风自救装置、供水施救装置、隔离式自救器和直通矿调度室的电话机等。 （2）安全监控 11022掘进工作面瓦斯传感器的安装位置第一台瓦斯传感器安装在距工作面5m范围内，吊挂在风筒的另一帮；第二台安装在距回风口10～15m处，回风巷道内所有电气设备前方3～5m处安装瓦斯传感器。安装标准为距帮不小于200mm，离顶板不大于300mm的位置。 回风巷安装瓦斯传感器、风速传感器、温度传感器、一氧化碳传感器；运输顺槽安装有进风巷瓦斯传感器和风速传感器。瓦斯传感器的报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围及安装位置符合要求。这些传感器能够准确、及时地对11022掘进工作面瓦斯、CO、温度、风速等参数进行动态检测。 （3）压风自救装置 11022掘进采煤工作面每50m设置一组压风自救装置，每组自救袋数量不得少于5个，靠近迎头一组不少于10个，并保持距迎头不少于25～40m距离。压风自救要安装在地点宽敞、支护良好没有杂物堆积的人行道侧，其人行道宽度保持在0.8m以上。压风自救装置的供风支管距底板1.2～1.3m，压风自救装置吊挂在巷道的帮上，用卡子固定。 （4）通讯系统 11022掘进工作面安装有本安型电话机，电话与调度室连通。 （5）隔爆设施 11022掘进回风巷设置隔爆水棚11架33袋，每袋40L；（6）瓦斯检测 11022掘进工作面配备专职瓦斯检查工使用光学瓦斯检测仪检测瓦斯，队长、班组长使用便携式甲烷检测报警仪检测瓦斯。 5 工作面消突评价结论与建议 5.1 结论 （1）11022掘进工作面开采二1煤层第二分层，由于第一分层已先行开采，对于第二分层而言，属于直接保护层开采，具有极好的保护作用。11022掘进工作面深部的一3煤层于2007年已开采完毕，一3煤层厚度0.85m，属于中距离保护层，由于下保护层一3煤层的采动，使被保护层二1煤层卸压、膨胀透气性大幅度提高，给11022掘进工作面二1煤层瓦斯逸散创造了良好的条件。 （2）11022掘进工作面早在2009年就已形成，其范围内的瓦斯在渗透和扩散的作用下，通过上、下顺槽的暴露煤壁瓦斯得到进一步释放。煤体瓦斯残存含量已大幅度下降，根据2011年５月22日河南省煤层瓦斯抽采利用工程研究中心对11022掘进工作面煤层残存瓦斯含量测定即区域预测，该工作面残余瓦斯含量分别为5.48m3/t,对照防治煤与瓦斯突出细则，低于临界值8m3/t，表明11022掘进工作面已经消除了瓦斯突出危险性。 （3）根据XXX煤矿2011年2～５月对11022掘进工作面进行的区域验证，即工作面综合防突措施，突出危险性预测结果，11022掘进工作面钻屑瓦斯解吸指标值最大为120Pa，钻孔瓦斯涌出初速度值最大为2L/min，钻屑量最大为2.3kg/m，对照防治煤与瓦斯突出细则标准，11022掘进工作面已消除了瓦斯突出危险性。 （4）XXX煤矿针对11022掘进工作面实际状况和条件，制定有局部综合防突措施。 评价认为XXX煤矿11022掘进工作面瓦斯突出危险性已经消除。 5.2 建议 （1）工作面生产过程中若有一次效验指标超标或有突出预兆时，该工作面以后开采中均应采取工作面综合防突措施，经措施效果检验不超临界值指标后方可继续生产，若超过，应采取补充防突措施并再次效果检验直到检验不超，方可进行回采作业。 （2）矿井“六大避险”系统应按照当前上级新的要求尽快设计、施工、完善。