目 录
一、概述 .................................................................................................................................... 1 （一）概况 ................................................................................................................................ 1 （二）上覆（下伏）煤层采掘情况 ........................................................................................ 2 （三）预揭煤层控制程度 ........................................................................................................ 2 （四）煤层及其顶底板岩性 .................................................................................................... 2 （五）地质构造情况 ................................................................................................................ 3 （六）水文地质及防治水措施 ................................................................................................ 4 （七）瓦斯地质概况 ................................................................................................................ 4 （八）局部通风情况 ................................................................................................................ 4 （九）地质说明书 .................................................................................................................... 5 （十）揭煤防突工序安排 ........................................................................................................ 5 二、前探钻孔设计 .................................................................................................................... 6 三、测压（取样） .................................................................................................................... 7 四、区域性突出危险性预测 .................................................................................................... 8 五、区域性防治突出措施 ........................................................................................................ 9 六、区域防突措施效果检验 .................................................................................................. 10 （一）煤层瓦斯预抽率考察 .................................................................................................. 10 （二）残余瓦斯压力和残余瓦斯含量效检 ...........................................................................11 七、区域验证（工作面预测） .............................................................................................. 12 八、工作面防突措施 .............................................................................................................. 13 九、工作面防突措施效果检验 .............................................................................................. 13 十、安全岩柱确定 .................................................................................................................. 14 十一、远距离放炮 .................................................................................................................. 14 十二、防突系统及安全防护 .................................................................................................. 15 （一）通风系统 ...................................................................................................................... 15 （二） 抽采系统 .................................................................................................................... 18 （三）供电设计 ...................................................................................................................... 20 （四）监测系统 ...................................................................................................................... 21 （五）安全设施 ...................................................................................................................... 26 （六）避灾及其它 .................................................................................................................. 28 十三、组织管理 ...................................................................................................................... 28 十四、揭煤设计附图 .............................................................................................................. 31
0
-600～-820m回风斜巷揭11-2煤
防 突 设 计
一、概述 （一）概况
-600～-820m回风斜巷的主要用途是做为张集矿（中央区）二水平采掘活动的回风大巷。巷道设计标高：-600～-820m，设计工程量820m，该巷道位于西一11-2煤回风大巷北侧，巷道从1211（1）运顺外段D3点拨门，按方位角66°平巷掘进，然后转方位角106°继续掘进一段后，以-19°下山施工至-820m水平，平巷掘进斜巷下车场、第二副井井底车场。巷道为“U”型锚喷巷道，遇地质构造、顶板破碎及过煤期间采用架棚支护，主体巷道断面为18.98m2，净断面面积为17.32m2。
巷道从11-2煤层顶板进入11-2煤层底板，揭煤区段的11-2煤层底板标高约为-640m，处于无突出危险区。该巷道南侧的西一11-2煤回风大巷已于2003年在未采用防突措施的情况下，安全揭露标高-633m左右的11-2煤层，并且巷道北侧有一个于2006年1月回采完毕的1211（1）工作面采空区，故该区段11-2煤层为非首揭煤层，控制程度可靠。
张集矿11-2煤层上下普遍存在11-1及11-3煤层，但通过地质钻孔勘探及巷道实际揭露，该区域11-3煤一般在11-2煤顶板上4.5～10m处，煤厚0～0.7m,平均0.4m； 11-1煤与11-2煤底板相距约5m，11-1煤厚0～0.25m , 平均0.2m ，有时为炭质泥岩。临近的多处巷道在掘进中对11-3、11-1煤均有揭露，揭露的过程中没有任何异常现象。通过有统计的数据资料显示，西一11-2轨回三联巷（标高范围-630.3m～-630.5m）预测指标s
1
值最大为2.4，q值最大为0.2；1214（1）运顺提料斜巷（标高范围-617.8m～-629.1m）预测指标s值最大为3，k1值最大为0.08。经预测，该区域11-3煤无突出危险性。
目前，该巷道由开拓六区612队施工，具备揭煤资格，进入揭煤范围时，将采用远距离放炮的方式揭露11-2煤层。为安全揭穿11-2煤层，特编制该揭煤防突设计报批。
该区域内煤岩层倾向186°～212°，倾角3°～10°，巷道西段煤岩层倾角大，向东逐渐变缓；该区域处在矿井东西翼煤岩层走向开始发生转折变缓的部位。
（二）上覆（下伏）煤层采掘情况
巷道开始掘进约100～320m间处于1211（3）工作面（实体）下方，临近其南侧为西一11-2煤岩石回风大巷（2）；在第二副井井底车场上方是-600井底车场巷道。 （三）预揭煤层控制程度
该巷道临近区域已有4个井筒检查孔，以及五13、五6、207孔，所以准备掘进巷道区域的煤层及总体构造形态控制比较可靠，勘探研究程度较高。
（四）煤层及其顶底板岩性
1、煤层情况
（1）11-3煤层：厚度约为0.4m，黑色，块状、鳞片状，半暗～半亮型。下距11-2煤层法距6～10m。
（2）11-2煤层：厚度约为3.3m，黑色，粉末状为主，夹块状、鳞片状，
2
半暗～半亮型，中部夹泥质夹矸，夹矸厚度约0.35m。
（3）11-1煤层：厚度约为0.2m，黑色，块状、鳞片状，半暗～半亮型。上距11-2煤层法距约4m。
2、顶底板岩性及厚度
（1）11-2煤层顶板大多为砂泥岩（厚度2.6m，深灰色，含砂泥质结构，上部砂质含量偏多。滑面发育，层内见大量植化碎片，性脆易碎）。局部11-2煤顶板为泥岩（厚度3.15m，黑灰色，泥质结构，局部砂质含量较多，中部少含碳质成分。滑面发育，层内见大量植化碎片，性脆易碎）；11-3煤一般在11-2煤顶板上6～10m处。顶板10m向上岩性变化大，一般有砂岩赋存（厚度4.8m，深灰色，砂泥质结构。少见滑面，局部见高角度裂隙，少量充填方解石，性脆易碎）。
（2）11-2煤层底板多数为砂泥岩（厚度3.25m，深灰色，砂泥质结构。少见滑面，层内见大量植化碎片，性脆易碎），11-1煤与11-2煤底板相距约4m，11-1煤底板岩性多数是砂质泥岩（厚度7.85m，灰色，砂泥质结构，夹粉砂岩及泥岩薄层，上部含菱铁质薄层及包体。层内见大量植化碎片，滑面发育，局部充填方解石，性脆易碎），距11-2煤底板约10m大都有砂岩层发育（粉砂岩：厚度2.6m，灰色，粉粒结构，夹菱铁薄层及泥质条纹，偶见滑面；细砂岩：厚度11.4m，浅灰白色，细粒结构为主，夹中砂岩薄层，局部含少量菱铁质、泥质包体。高角度裂隙发育，少量充填方解石，岩性致密坚硬）。 （五）地质构造情况
结合已有采掘工程、钻孔及三维地震资料综合分析看，区域内总体地
3
质构造较简单，仅在该巷道西段将揭露Fs5断层，落差约6m，断层附近岩性裂隙发育。
（六）水文地质及防治水措施
掘进区域水文地质条件简单，巷道主要充水水源为二叠系11-2煤层以下的砂岩裂隙水，其出水量以静储量为主。出水形式多以顶板滴、淋水现象出现。
在巷道掘进期间应及时安装排水管路，完善排水系统，在低洼处安装能力适应的水泵，并确保排水设施能正常运行。 （七）瓦斯地质概况
1、该巷道设计标高为-600～-820m，巷道揭露11-2煤层底板标高预计为-640m左右，11-2煤在该巷道周边的采掘过程中曾多次揭露。
2、预计该巷道揭煤段11-2煤瓦斯含量为4～6m3/t，瓦斯压力小于0.5MPa。
（八）局部通风情况
目前，-600～-820m回风斜巷掘进期间已安装四台FBDNo6.3/2×30型局扇，其中2台运转，2台处于热备状态，局扇安设在1211（1）运顺外段内已建好的两道正反向风门之外的新鲜风流中，通过两路直径800mm的风筒向迎头供风，供风量大于500m3/min。该巷道揭煤期间回风影响到的相关区域主要为西一11-2回风大巷、西翼-590回风大巷、西翼回风大巷（二）、风井。
4
（九）地质说明书
后附。
（十）揭煤防突工序安排
-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m以外，施工2个地质探煤钻孔，探明-600～-820m回风斜巷与11-2煤层的相对位臵、煤层赋存、地质构造及瓦斯情况。在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m以外，施工4个测压钻孔测定11-2煤层瓦斯压力P，并取煤样化验，测定11-2煤相关参数，计算瓦斯含量W，利用瓦斯压力P、瓦斯含量W和前探、测压等各类钻孔施工过程中有无喷孔、顶钻等其他异常现象对11-2煤层突出危险性进行区域预测。如果预测有突出危险，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距7m以外，施工卸压钻孔进行抽采，然后进行效果检验直至有效。区域措施效检合格或区域预测无突出危险后，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5m以外，施工3个钻孔，采取综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法进行工作面预测。如果预测有突出危险时，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5m以外，施工卸压钻孔进行抽采或延长区域防突钻孔抽采时间，进行工作面防突，然后进行效果检验直至有效。工作面措施效检合格或工作面预测无突出危险后，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距2m时执行远距离炮揭穿11-2煤层，直至巷道穿过11-2煤层并且迎头巷道顶板距11-2煤底板最小法距超过2m时揭煤结束；如果区域预测和工作面预测均无突出危险时，可不采取防治突出措施，但必须采取安全防护措施，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距2m时执行远距离炮揭穿11-2煤层，直至巷道穿过11-2煤层并且迎头巷道顶板距11-2煤底板最小法距超过2m时揭煤结束。
5
揭煤防突工序流程图如下： 迎头底板距11-2煤顶板最小法距7米前，施工瓦斯卸压抽放钻孔，进行区域防突措施。 有突出危险性 迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m以外，施工4个测压钻孔，测定11-2煤瓦斯压力P，同时取煤样测定11-2煤相关参数，计算瓦斯含量W，利用瓦斯压力P、瓦斯含量W和前探、测压等各类钻孔施工过程中有无喷孔、顶钻等其他异常现象对11-2煤层突出危险性进行区域预测。 无突出危险性（P＜0.74 MPa，W＜8m3/t且无动力现象） 有突出危险性 迎头底板距11-2煤顶板最小法距5m以外，施工3个钻孔，采用综合指标法和瓦斯解吸法进行工作面突出危险性预测。 无突出危险性（D＜0.25且K＜15，K1＜0.5mL/g〃min1/2且无动力现象） 效果检验有效 效果检验 在迎头距11-2煤层顶板最小法距2米开始，执行远距离放炮。 迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m以外，施工2个地质探煤钻孔，探明-600～-820m回风斜巷与11-2煤的相对位臵、煤层赋存、地质构造及瓦斯情况。 效果检验无效 效果检验无效
效果检验 效果检验有效 迎头底板距11-2煤顶板最小法距5米前，施工瓦斯卸压抽放钻孔或延长区域防突钻孔抽采时间，进行工作面防突。 巷道穿过11-2煤层并且迎头巷道顶板距11-2煤底板最小法距超过2m时揭煤结束。
二、前探钻孔设计
为探明-600～-820m回风斜巷与11-2煤层的相对位臵、煤层赋存、地质构造及瓦斯情况，初步评价揭煤工作面的突出危险性，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m以外，施工2个地质探煤钻孔，前探钻孔均沿井巷掘进正前方布臵（其中1个钻孔控制待掘巷道揭煤处煤层层
6
位），且必须穿过11-3煤、11-2煤11-1煤并进入11-1煤底板不小于0.5m。钻孔必须全程取芯，并详细记录岩芯资料。所有钻孔必须测斜。钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷前探钻孔预想地质平剖面图》。 三、测压（取样）
在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距10m时，在迎头施工4个测压钻孔，测定揭煤区域11-2煤瓦斯压力P，并取煤样化验，测定揭煤区域11-2煤的瓦斯放散初速度指标△p和煤的坚固性系数f以及a、b常数。测压钻孔必须有2个布臵在井巷轮廓线外15m处，测压钻孔与其它钻孔见煤点间距不少于5 m。钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤10m测压钻孔设计图》。
测压方法简述：（1）先用Φ153mm的钻头按照设计的方位、倾角采用压风或水力排渣的方式钻进5米后，下4米Φ133mm的孔口管后，采用注浆的方式固管。（2）固管牢固后，采用Φ91mm的钻头采用压风排渣的方式钻进距预计11-2煤顶板法距1.5米的位臵后停钻，采用高压注浆的方式封堵裂隙水。（3）待浆液凝固后，用Φ91mm的钻头，采用压风排渣的方式钻进，直至钻透11-2煤，并进入11-2煤底板0.5m。（4）下Φ50mm铁管后封孔，封孔完毕后，及时安装自动在线观测压力系统和普通压力表。
封孔工艺简述：所有钻孔采用全程下套管，煤孔段下花管，花管前端采用风筒布或闷盖盖实，防止煤粉进入套管堵实钻孔，每根花管要求布臵不少于40个ф16mm的小孔;钻孔见岩段小于20m的要求岩石段全程封孔，下端距煤层顶板0.5m处采用挡板并缠棉纱，上端距孔口0.2m处采用聚氨脂封堵钻孔，封堵长度不小于1m。套管壁外下两路4分铁管，一路为注浆管，一路为反浆管，注浆管及反浆管孔内的管口距聚氨脂底部距离不大于
7
0.5m；注浆后，待反浆管反浆时，及时用堵块将反浆管堵死，继续注浆，待压力达到4MPa，稳定30min以上方可注浆结束。钻孔见岩段大于20m的钻孔，要求封孔深度不小于20m，封孔方法同上。
测压期间加强瓦斯压力观测，建立台账，并将观测结果绘制在以时间(d)为横坐标，瓦斯压力(MPa)为纵坐标的坐标图上，根据瓦斯压力上升规律和数学拟合方法确定煤层瓦斯压力。 四、区域性突出危险性预测
2009年12月经中国矿业大学鉴定，张集矿中央区一水平11-2号煤层-695m以上划定为无突出危险区域，-695m及其以下划为突出危险区域。-600～-820m回风斜巷所揭露11-2煤层的标高为-637.6～640m，属于无突出危险区。
区域预测采用实测瓦斯压力P、瓦斯含量W和钻孔施工有无异常现象，有下列情况之一时，预测为突出危险区：
1、瓦斯压力P≥0.74 MPa； 2、瓦斯含量W≥8m3/t；
3、前探、测压等各类钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等其他异常动力现象。
瓦斯含量W根据现场实测的煤层瓦斯压力和吸附实验参数，按朗格缪尔方程计算11-2煤层瓦斯含量，再加上游离瓦斯量即得11-2煤层的瓦斯含量，计算公式为：
W=
abp1bp100AM100110.3M10FPr
式中：W—煤层原始瓦斯含量，m3/t；
a、b--吸附常数；
8
p—煤层绝对瓦斯压力，Mpa； A—煤的灰份，%； M—煤的水份，%； F—煤的孔隙率，m3/m3； r—煤的容重，t/m3。
以上参数取值按集团公司通风实验室测定结果。 五、区域性防治突出措施
若区域预测有突出危险时，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距7m时停止掘进，在迎头施工抽采钻孔，对11-2煤进行消突。具体要求如下：
1、抽采瓦斯钻孔孔径113mm。
2、抽采瓦斯钻孔孔底间距不大于3m，且均匀布孔。 3、抽采钻孔一次穿透全煤，并进入岩石0.5m以上。
4、若0.74 MPa≤P＜2 MPa，措施孔两侧控制到-600～-820m回风斜巷轮廓线外12m处，轴向控制从-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5 m起至-600～-820m回风斜巷迎头顶板距11-2煤底板最小法距5 m止，钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：巷道轮廓线外12m）》。若P≥2 MPa或前探钻孔施工过程中有吸钻、顶钻、喷孔等其他异常动力现象，措施孔两侧控制到-600～-820m回风斜巷轮廓线外15m处，轴向控制从-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距7 m起至-600～-820m回风斜巷迎头顶板距11-2煤底板最小法距7 m止，钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：
9
巷道轮廓线外15m）》。
5、在-600～-820m回风斜巷内敷设一趟Φ325mm瓦斯抽采管路，与西一11-2回风大巷内的Φ426mm系统抽采管路合茬，由地面抽采系统进行抽放，在巷道进尺及揭煤过程中，钻场内的钻孔必须保持连续抽采（防突措施效果检验期间可以停止抽采），以拦截巷道两侧煤体向巷道内涌出的瓦斯。措施孔抽采期间必须采用旋进漩涡自动在线计量系统与孔板流量计人工计量相结合的方式对抽采流量、瓦斯浓度、管路温度及抽采负压等数据进行计量。具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤抽采系统图》。 六、区域防突措施效果检验
区域防突措施实施后，当卸压范围内的煤体瓦斯预抽率η≥45％以后，进行区域防突措施的效果检验。效果检验采用测定残余瓦斯压力PC、残余瓦斯含量WC和钻孔施工有无异常现象。必须同时满足以下条件：
1、预抽区域内煤体瓦斯预抽率η≥45％； 2、残余瓦斯压力PC<0.74 MPa； 3、残余瓦斯含量WC<8m3/t；
4、预测时无吸钻、顶钻、喷孔等其他异常现象。
效果检验无效时，必须延长抽采时间或采取补充钻孔措施，补充措施的控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m（瓦斯压力P≥2MPa时为15m）范围内的预测有突出危险煤层煤体，直至效果检验有效方可进尺。 （一）煤层瓦斯预抽率考察
预抽率的计算： η=
Q抽放Q总×100%
式中：
η－预抽率，％；
10
Q抽放－抽放瓦斯总量，m3； Q
总
－钻孔卸压影响范围内的总瓦斯储量(按措施控制范围轮廓线外
1.5m计算),m3。
其中 Q抽放＝q抽采×t+ q排放 式中：
q抽采－抽采瓦斯纯量，m3/min； q排放－打钻期间排放瓦斯纯量，m3/min； t－抽采时间，min。 Q总按措施控制范围计算： Q总＝V×r×W 式中：
r－煤的容重，t/m3；
W－煤层瓦斯含量，m3/t；
V-卸压影响范围内煤体体积(按措施控制范围轮廓线外1.5m计算)，m3。 （二）残余瓦斯压力和残余瓦斯含量效检
1、检验钻孔施工位臵应在采取措施的位臵，共布臵4个，分别位于预抽区域内的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于预抽区域内距边缘不大于2m的范围，且与其它钻孔不得套孔。钻孔设计详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：巷道轮廓线外12m）》和《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：巷道轮廓线外15m）》。
2、效果检验指标同时满足以下条件时，效检有效。 （1）残余瓦斯压力Pc＜0.74MPa；
11
（2）残余瓦斯含量Wc＜8m3/t；
（3）检验钻孔施工过程中无吸钻、顶钻、喷孔等其他异常现象。 效果检验无效时，必须延长抽采时间或采取补充钻孔措施，补充措施的控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m（瓦斯压力P≥2MPa时为15m）范围内的预测有突出危险煤层煤体，直至效果检验有效方可进尺。 七、区域验证（工作面预测）
区域措施效检合格或区域预测无突出危险后，在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5m以外，施工3个钻孔，采取综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证（工作面预测），预测钻孔至少有1个控制到巷道轮廓线外不少于5m的位臵，钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤5m工作面预测钻孔设计图》。无突出危险必须同时满足以下要求：
1、综合指标D<0.25且K<15；
2、钻屑解吸指标K1<0.5mL/（g〃min1/2）；
3、预测钻孔施工过程中无吸钻、顶钻、喷孔等其他异常现象。 D、K值根据取样化验及测压结果计算求得： D=（0.0075H/f-3）*(P-0.74); K=△P/f； 式中：
D——煤层突出危险性综合指标； K——煤层突出危险性综合指标； H——煤层开采深度，m；
P——煤层瓦斯压力，取钻孔实测压力的最大值，MPa;
12
△P—软分层煤的瓦斯放散初速度； f——软分层煤的平均坚固性系数。
区域验证（工作面预测）无突出危险时，巷道可掘进至巷道底板距11-2煤层顶板法距2m位臵。 八、工作面防突措施
若区域验证（工作面预测）有突出危险时，必须采取工作面防突措施。工作面防突措施必须在-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5m前进行,具体要求如下：
1、抽采瓦斯钻孔孔径113mm。
2、抽采瓦斯钻孔孔底间距不大于3m，且均匀布孔。 3、抽采钻孔一次穿透全煤，并进入岩石0.5m以上。
4、措施孔两侧控制到-600～-820m回风斜巷轮廓线外5m处，轴向控制从-600～-820m回风斜巷迎头底板距11-2煤顶板最小法距5 m起至-600～-820m回风斜巷迎头顶板距11-2煤底板最小法距5 m止，钻孔具体情况详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤5m工作面防突措施及效果检验钻孔设计图》。
5、抽采时间根据预抽率和防突措施效果检验情况确定，当预抽率大于45％且防突措施效果检验有效时工作面防突措施钻孔方可停止抽采。但是，在巷道进尺及揭煤过程中，距11-2煤层法距7m位臵钻场内的钻孔必须保持连续抽采（防突措施效果检验期间可以停止抽采），以拦截巷道两侧煤体向巷道内涌出的瓦斯。 九、工作面防突措施效果检验
采用工作面防突措施且瓦斯抽采率η≥45％后，进行防突措施效果检
13
验。钻屑瓦斯解吸指标K1<0.5mL/（g〃min1/2）和检验钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象，工作面防突措施有效，否则，必须补充措施或延长抽采时间，直至效果检验有效。检验孔孔数5个，其中石门上部、中间、下部各一个，其它2个位于石门两侧，所有检验孔均布臵在措施孔控制范围内且距边缘不大于2m的位臵（中部检验孔除外）。检验孔先采用钻机配合Φ75mm的三翼钻头钻透岩层，见煤后再用Φ42mm的麻花钻杆钻进采用钻屑解吸指标进法行效检。钻孔设计详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤5m工作面防突措施及效果检验钻孔设计图》。
工作面防突措施有效或经工作面预测无突出危险后，必须编制揭煤作业的防突专项安全技术措施，经矿总工程师组织会审后，方可进入距11-2煤最小法距5m内施工。工作面施工至远距离爆破揭煤位臵必须采用钻屑指标S、K1进行最后验证，钻孔设计详见《-600～-820m回风斜巷揭11-2煤2m验证钻孔设计图》。巷道底板距11-2煤层顶板法距2m起，采取钻屑指标法进行循环效检，效检不合格必须采取局部防突补充措施，直至检验有效。 十、安全岩柱确定
在巷道迎头底部距11-2煤顶板法距5～2m范围内，每循环进尺前在巷道迎头垂直于煤层面打2个深度为3.0m的超前钻孔，确保工作面到11-2煤的最小法距不小于2.0m。 十一、远距离放炮
1、远距离放炮范围：从巷道底板距11-2煤顶板最小法距2m起至巷道迎头顶板距11-2煤底板最小法距2m止。
2、放炮地点: 西一11-2轨回一联巷两道正反向风门之外的全风压通
14
风的新鲜风流中，且距工作面的距离不得小于300m，具体见揭煤放炮警戒图。
3、警戒位臵：所有与揭煤地点及其回风流相联的进、回风通道均必须揭示警标、设人警戒。警戒地点共8处，具体见揭煤放炮警戒图。
4、停电范围：每次远距离放炮前，-600～-820m回风斜巷及回风系统中的所有非本质安全型电器设备全部断电。
5、撤人范围：警戒范围内的所有人员全部撤离。
巷道揭煤区域必须采用“U”型棚支护，加强顶板管理，巷道过煤阶段坚决执行“一掘一架”。远距离揭煤范围内必须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药，放炮结束30min后方可由矿山救护队员先进入迎头进行验炮，待确认安全无误后，其他人员方可进入施工地点。远距离揭煤期间严禁使用风镐、耙矸机，严禁使用抓岩机直接抓实体煤（矸）。 十二、防突系统及安全防护 （一）通风系统
1、揭煤地点通风路线
进风：副井→副井车场北绕道→西翼轨道石门→西翼轨道大巷→1212（3）运顺提料斜巷下车场联巷→西一11-2胶带机大巷→1211（1）运顺尾段→局扇及风筒→迎头
回风：迎头→-600～-820m回风斜巷→1211（1）运顺提料斜巷→西一11-2轨回一联巷→西一11-2回风大巷→西翼-590回风大巷→西翼回风大巷（二）→中央风井→地面
2、风量计算及局扇选型 ⑴揭煤时所需风量计算
15
① 按瓦斯绝对涌出量计算： Q=q〃k/c =2×2/0.8=500 m3/min Q----掘进工作面需要风量，m3/min；
q----掘进工作面的瓦斯绝对涌出量，取q＝2m3/min； k----掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般炮掘可取2.0； c----回风流中允许瓦斯浓度，取0.8%。 ② 按工作面现时工作最多人数计算： Q =4N=4×30＝120m3/min Q----掘进工作面需要风量；
N----指工作面同时工作最多人数，取30人。 ③ 按一次爆破最大使用炸药量计算： Q掘＝7.8×（A〃L2〃S2/P2）1/3/ t ＝7.8×(61.6×2002×17.322/1.122) 1/3/30 ＝218m3/min
A — 一次爆破的炸药消耗量，取61.6Kg； L — 炮烟稀释安全长度，L =200m； S — 掘进巷道的净断面积，取17.32m2；
P — 风筒进出风量比，即局扇风量与风筒末端风量之比； P ＝1/（1- 1.3%×820/100）=1.12； t — 放炮后通风时间，取30min； ④ 按风速验算： a、按最低风速进行验算：
Q 掘≥15×S掘＝15×23.78＝356.7m3/min
16
S掘——掘进工作面的最大断面积，取23.78m2。 b、按最高风速进行验算：
Q 掘≤240×S掘＝240×17.32＝4156.8m3/min S掘——掘进工作面的最小断面积，取 17.32m2。
根据以上计算取：Q = 500 m3/min，满足揭煤时通风要求。 ⑵ 局扇选型 ① 局扇风量的确定
Q扇= P×Q掘 = 1.12×500＝560 m3/min P——风筒的进出风量比，P = 1.12； Q掘——掘进工作面的需风量，m3/min。 ② 局扇风压的确定
根据实测，直径800mm风筒的百米风阻R100=8.34Ns2/m8，节长10m、直径800mm风筒的百米漏风率为1.3%。掘进期间最大通风距离 L 为820m，则整列风筒的风阻R为：
R =R100×L/100=8.34×820/100=68.4Ns2/m8 局扇的全压Ht 为： Ht=R〃Q扇〃Q掘 +hv Ht ——局扇的全压，Pa； Q扇——局扇工作风量，m3/s； Q掘——掘进工作面需风量，m3/s； ρ——空气密度，取1.2 Kg/m3； hv——风筒出口动压，Pa； hv=ρ〃Q掘2/（2S2）
17
= 1.2×（500/60）2/（2×0.5032）=41.4Pa Ht=R〃Q扇〃Q掘+ hv
=68.4×（560/60）×（500/60）+41.4=5357Pa
根据以上计算,本掘进工作面揭煤期间，选用4台2*30KW局扇（2专2备）和直径800mm的胶质风筒向迎头供风，可满足需要（FBDNo6.3/2×30型局扇：功率2*30Kw，风量260～630m3/min，全压360～6300Pa）。且局扇必须采用“双三专”供电方式。
远距离放炮揭煤期间，每天对风电闭锁、瓦斯电闭锁、局扇自动切换功能试验一次，确保灵敏可靠。 （二）抽采系统
1、 抽采能力设计 ⑴抽采管路管径设计 d = 0.1457×（Q/V）1/2 式中：
d —— 抽放管路内径，m
Q——混合气体流量，m3/min；Q=抽采瓦斯纯量/抽采瓦斯浓度 V——气体流速，一般取12m/s
预计区域性穿层钻孔抽采纯量为1.5m3/min，抽采浓度5%，则穿层抽采钻孔总混合量为30 m3/min。通过以上公式计算：d=0.23m，故穿层抽采选用Φ325 mm（12吋）螺纹焊管可满足抽采需求。
⑵抽采泵选型： Q泵=（Qmax×K）/（c×η）
18
Qmax：最大抽采瓦斯纯量1.5m3/min
η：抽采泵的机械效率取80%，K：瓦斯综合抽采系数取1.2，C：抽采泵入口处瓦斯浓度5%。
经计算Q泵=45m3/min。 抽采泵的泵压采用下式计算： H泵=（H总+H孔+H正）×K H总= H直+H局
H直=9.8×（L×Q2×△）/（K0×D5）=3660Pa H总= H直+H局=1.15H直=4209Pa H泵=（H总+H孔+H正）×K=21850.8Pa 式中：H泵—抽采泵的压力（Pa）
H总—抽采管路总阻力损失（Pa）（包括直管阻力损失H直和局部阻力损失H局，局部阻力损失依据管路安装条件取经验值取H局=15%H直）
H孔—抽采孔口所需负压（取H孔=13000pa） H正—抽采泵出口正压（取1000pa） K—抽采备用系数，取K=1.2
其中：H直=9.8×（L×Q2×Δ）/（K0×D5） 式中：H直—直管阻力损失（Pa） L—抽采直管长度
Q—抽采管内瓦斯流量（m3/h），Q=1.5*60/5%=1800m3/h Δ—含瓦斯混合气体对空气的相对密度，查表得△=0.947 K0 —综合系数，取0.71 D—抽采管道内径（cm），取30mm
19
H局取15%H直。
根据Q泵=45m3/min，H泵=21850.8Pa，查抽采泵曲线知，2BEF-72型抽采泵，额定抽放量Q=533m3/min，真空度160KPa。故选用2BEF-72型抽采泵与Φ325mm（12吋）螺纹焊管合茬抽采，可满足抽采需要。 （三）供电设计
1、供电方案
根据巷道掘进需要，张集矿中央区-600~-820m水平回风联络巷供电方案为：
（1）经通风部门确定,局扇配电点设在西1211（1）运顺外段内。 （2）专局电源来自西一1#采区变电所3-02#馈电开关，敷设一趟MYP3×50mm2电缆经西翼13-1轨道大巷---1212（3）提料斜巷下车场联巷---西11-2胶带机巷---局扇配电点。
（3）备局电源来自西一1#采区变电所2-02#馈电开关，敷设一趟MYP3×50mm2电缆经西翼13-1轨道大巷---1212（3）提料斜巷下车场联巷---西11-2胶带机巷---局扇配电点。
（4）迎头动力电源来自西一1#采区变电所1-03#馈电开关，敷设一趟MYP3×95mm2电缆经西翼13-1轨道大巷---1212（3）提料斜巷下车场联巷---西11-2胶带机巷---局扇配电点。
2、电缆选择及校验 （1）迎头660V动力系统 预计装机功率：
ΣP = 5.5×1 + 40×1 + 45×1 + 4×2=98.5kW
20
需用系数Kx=0.4 + 0.6×P耙装机/ΣP =0.4 + 0.6×45/98.5=0.67 平均功率因数：cosψ取0.7
PeKx98.50.673U负荷电流：I=cos电缆允许载流量）
pj=0.730.69=78.89A < 260A（截面为95mm2
主干线选择MYP3×95mm2型号电缆,满足要求。 （2）专（备）局供电系统
装机功率：Pe = 30×2 + 30×2 = 120kW 需用系数：Kx=1
平均功率因数：cosψ取0.7
PeKx1201负荷电流：I=cos电缆允许载流量）
pj3U=0.730.69=143.45A < 173A（截面为50mm2
主干线选择MYP3×50mm2型号电缆,满足要求。 3、保护整定及校验 （1）馈电开关整定 ①1#馈电
过载整定：负荷电流I = 143.45A（已计算） 取Igz = 140A 短路整定：Idz 校验：
R=(460×0.4484 + 10×0.616)/1000 + 0.0106=0.223024
IQeKxIe = 483A，取Ie馈电 = 580A
X=(460×0.081 + 10×0.084)/1000 + 0.0595 + 6902/68000000
=0.10466235
21
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1400A
灵敏系数Km=1400/580 = 2.41 > 1.5 符合要求。 ②3-02#馈电
3-02#馈电为1#馈电的前级馈电 过载整定：Igz 取180A 短路整定：Idz 取640A 校验：
R=(450×0.4484)/1000 + 0.0106 = 0.21238
X=(450×0.081)/1000 + 0.0595 + 6902/68000000 = 0.10295147
(2)IdUe2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1461A
灵敏系数Km=1461/640 = 2.28 > 1.5,符合要求。 ③2#馈电
过载整定：负荷电流I = 143.45A（已计算） 取Igz=140A 短路整定：Idz 校验：
R=(460×0.4484 + 10×0.616)/1000 + 0.0048 =0.217224
IQeKxIe= 483A，取Idz=580A
X=(460×0.081 + 10×0.084)/1000 + 0.0378 + 6902/68000000
=0.08290147
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1483A，
灵敏系数Km=1483/580=2.55 > 1.5 符合要求。 ④2-02#馈电
2-02#馈电为3#馈电的前级馈电
22
过载整定：Igz 取180A 短路整定：Idz 取640A 校验：
R=(450×0.4484)/1000 + 0.0048=0.20658
X=(450×0.081)/1000 + 0.0378 + 6902/68000000=0.08125147
I(2)dUe由2(R)2(X)2，可得：
I(2)d1554A
灵敏系数Km=1554/640=2.42 > 1.5,符合要求。 ⑤3#馈电
过载整定：负荷电流I=78.89A（已计算） 取Igz=100A 短路整定：Idz IQeKxIe= 423.2A，取Idz=640A
校验：
R=(450×0.2301 + 50×0.616 + 1×0.8638)/1000 + 0.0106
=0.1458088
X=(450×0.075 + 50×0.084 + 1×0.088)/1000 + 0.0595 6902/68000000=0.10453947
I(2)dUe由2(R)2(X)2，可得：
I(2)d1922A
灵敏系数Km=1922/640 = 3> 1.5,符合要求。 ⑥1-03#馈电
1-03#馈电为3#馈电的前级馈电 过载整定：Igz 取140A 短路整定：Idz 取720A 校验：
23
+
R=(450×0.2301 + 4×1.369)/1000 + 0.0106 =0.119621
X=(450×0.075 + 4×0.09)/1000 + 0.0595 + 6902/68000000
=0.10061147
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)2207A，
灵敏系数Km=2207/720=3.06 > 1.5符合要求。 （2）电磁起动器整定 ①1#磁起（控40kW绞车）
IP40 过载整定：由
3Uecos，得Ie=30.690.7 =47.8A，
取Igz = 46A (其中：功率因数取0.7) 短路整定：Idz= 6×47.8= 286.8A，取Idz = 300A 校验：
R=(450×0.2301 + 50×0.616 + 10×0.8638)/1000 + 0.0106
=0.153583
X=(450×0.075 + 50×0.084 + 10×0.088)/1000 + 0.0595 +
6902/68000000=0.10533147
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1852A
Id(2)灵敏系数K=8I=1852/（8×46）=5.03 1.2，满足要求。 ②2#磁起（控45kW耙装机）
IP45 过载整定：由
3Uecos，得Ie=30.690.7 =53.8A，
取Igz = 52A (其中：功率因数取0.7)
24
短路整定：Idz= 6×52=312A，取Idz = 340A 校验：
R=(500×0.2301 + 20×0.8638)/1000 + 0.0106 = 0.142926
X=(500×0.075 + 20×0.088)/1000 + 0.0595 +6902/ 68000000
= 0.10576147
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1940A
Id(2)灵敏系数K=8I=1940/（8×52）=4.66 1.2，满足要求。 ③3#磁起（控5.5kW喷浆机）
IP5.5 过载整定：由
3Uecos，得Ie=30.690.7 =6.57A，
取Igz = 6A (其中：功率因数取0.7) 短路整定：Idz= 6×6=36A，取Idz = 60A 校验：
R=(500×0.2301 + 10×0.8638 + 10×3.693)/1000 + 0.0106 = 0.171218
X=(500×0.075 +10×0.088 + 10×0.095)/1000 + 0.0595 +
6902/ 68000000 = 0.10583147
Id(2)Ue2(R)(X)22由，可得：
Id(2)1713A
Id(2)灵敏系数K=8I=1713/（8×6）=35.68 1.2，满足要求。 （四）监测系统
揭煤前必须安设好高低浓度瓦斯传感器T1、T2、T3、T4。
T1设在距迎头小于5m处，报警浓度≥0.6%，断电浓度≥0.8%，复电浓
25
度＜0.8%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
T2设在回风流中，距回风第一汇合点前10～15m范围内，报警浓度≥0.6%，断电浓度≥0.8%，复电浓度＜0.8%，断电范围：掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
T3设在回风流中，距回风第一汇合点后10～15m范围内，报警浓度≥0.6%，断电浓度≥0.8%，复电浓度＜0.8%，断电范围：掘进巷道内及回风系统中全部非本质安全型电气设备。
T4设在中央风井下口，报警浓度≥0.7%，断电浓度≥0.7%，复电浓度＜0.7%，断电范围：回风系统中全部非本质安全型电气设备。 （五）安全设施
在工作面距11-2煤层法距10m前必须完善-600～-820m回风斜巷的独立通风系统及安全防护设施。
1、综合防尘：在距迎头200m范围内设臵三道喷雾，第一道喷雾距迎头不得大于30m，并保障正常使用。在距回风第一汇合点向迎头方向50m处增加一道净化喷雾。
2、隔爆水袋：在距迎头60～200m范围内按规定设臵隔爆水袋，隔爆水袋的规格为40L/只，长度不小于20m，水量按照巷道断面每平方米不小于200升设臵，则该巷道设计安设100个隔爆水袋，一排安设5个隔爆水袋，共20排。隔爆水袋吊挂要平直，横竖成线，并经常冲洗、加水。
3、压风自救：
（1）在距迎头25～40m的巷道内设臵第一组压风自救系统，以后每隔50米安设1组，迎头共安设3组；巷道拨门口处向里20m范围内再安设一
26
组压风自救系统；爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位臵都必须各安装一组压风自救系统；避难硐室内安装的压风自救系统必须能够满足工作面所有人员同时避难时使用。
（2）每组压风自救必须可供5～8人用，压缩空气的供给量每人不得少于0.1m3/min。避难硐室内根据避难最多人数设臵压风自救。
4、避难硐室：在-600～-820m回风斜巷内施工一个工作面避难硐室。 （1）避难所设臵向外开启的隔离门（隔离门开启的方向必须与迎头回风流方向相反），隔离门设臵标准按照反向风门标准安设。室内净高不得低于2m，深度不得小于4m，且不得超过5m，宽度不得小于5m，每人使用面积不得少于0.5m2。避难所内支护保持良好，并设有与矿调度所直通的电话。
（2）避难所内放臵足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于0.3m3/min。如果用压缩空气供风时，设有减压装臵和带有阀门控制的呼吸嘴。
（3）避难所内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器。
5、在1211（1）运顺尾段及西一11-2轨回一联巷各设臵2道正反向风门（该正反向风门已经建好，具体位臵见通风系统图）。正反向风门要求：风门墙垛用料石砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm。两道风门之间的距离不得小于5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装臵。远距离放炮期间，工作面爆破和无人时，反向风门必须关闭严实。
27
6、在放炮地点设臵一部与矿调度室直通的电话。 （六）避灾及其它
1、揭煤队伍及进入揭煤区域工作的人员必须熟悉防突预兆及如何避灾自救。
避瓦斯、火灾路线：
迎头→-600～-820m回风斜巷→1211（1）运顺尾段→西一11-2胶带机大巷→1212（3）运顺提料巷→西翼轨道大巷→副井绕道→副井→地面。
避水灾路线：
迎头→-600～-820m回风斜巷→1211（1）运顺尾段→西一11-2胶带机大巷→1212（3）运顺提料巷→西翼轨道大巷→轨皮①联巷→西翼上运胶带机巷→南北煤仓绕道→东翼上运胶带机巷→风井安全通道→风井→地面。
突出预兆：
（1）有声预兆：顶板来压，支架劈裂声，掉渣声，煤壁发生震动，从煤体深部发出煤炮声。
（2）无声预兆：瓦斯涌出异常，瓦斯忽大忽小，打钻喷瓦斯、喷煤等。煤层层理紊乱，煤厚、倾角急变，见断层等。感觉迎头变冷。迎头出现“黑烟”现象。
2、本揭煤设计不作揭煤措施使用，揭煤前编制专门安全技术措施。 十三、组织管理
1、揭煤领导小组 组 长：孙月庚
副组长：汤江明、李应辉、杨玉杰、张国明、郗传峰
28
组 员：潘明胜、李秀山、梁加红、范孝军、高勤宽、邱志诚、陈苗
虎、周水生、王成博、朱勇、蒋光勇、刘海强、汪有清、江东明、岳员、胡本军、庄千统
(1) 指挥部设在调度一所，每次揭煤远距离放炮均有副总以上领导带队。
(2)正式揭煤前，由通防科安排好-600～-820m回风斜巷揭煤跟班表，跟班人员负责安排专人检查通风系统设施是否完好，布臵警戒，停电撤人及放炮等工作。
(3)揭煤准备工作结束后，在实施远距离放炮前，由揭煤领导小组组长带队组织各有关单位人员对揭煤准备工作进行一次全面检查现场验收。由安监处向各相关部门、施工单位下达揭煤前的检查验收报告，对检查验收发现的问题督促施工单位及时落实，确保存在问题全部整改合格后方可进行揭煤。
(4)放炮由揭煤小组组长或成员统一指挥，放炮前检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，确认安全无误后，方可下达放炮命令。
⑸每次揭煤放炮前，由施工单位提前6小时向调度一所汇报，由调度一所通知领导小组及有关单位参加人员在指定地点集合。
⑹每次揭煤放炮后，由施工单位向调度一所所汇报揭煤状况和揭煤进度，调度一所建立专门的揭煤台帐，并及时向有关领导和部门反馈揭煤状况及进展情况。
2、各部门责任
（1）通风防突科负责日常防突管理工作，制定防突措施。负责突出危险性预测预报和防突措施的效果检验工作，负责防突资料的收集及上报工
29
作，负责监督安全防护措施落实情况。待揭煤工作全部结束后，向集团公司提交揭煤情况总结。
（2）地质测量科负责瓦斯地质预测工作，收集地质钻孔资料，随时掌握揭煤距离及地质构造情况，及时提供煤层瓦斯地质资料。
（3）施工单位按揭煤措施要求组织生产，对现场出现的异常情况及时汇报矿调度。负责具体防突措施实施及安全设施的设臵、维护和管理，负责工作面日常机电设备检修和局扇看管，负责工作面环境整理，负责提供瓦斯电闭锁开关及各个控制节点，负责具体落实各个职能单位安排的各项工作。
（4）调度一所负责掌握、协调平衡防突各程序的落实。并作好记录，确保防突工作顺利开展，负责工作面的电话安装，并保证通讯畅通，调度员必须熟知本措施有关规定和本区域通风系统、避灾路线，在发生瓦斯突出等异常情况时协助矿总值班撤出危险区域的所有人员。
（5）安监处负责对矿井防突设计实施的检查工作，负责对防突工作进行监督，负责防突知识的培训。
（6）机电一科负责监督所有电气设备的检查，杜绝电气设备失爆、失保。
（7）通风一队负责“一通三防”各种措施落实情况及通风系统的调整工作，确保本工作面通风系统稳定、可靠，并监督检查本面的综合防尘措施的落实情况。
（8）抽采一队负责各类钻孔施工期间的监督验收及抽采系统的维护。 （9）监控一队负责工作面瓦斯的监测监控工作，随时掌握工作面瓦斯动态，发现异常立即汇报相关单位采取措施。负责按措施要求安设瓦斯传
30
感器，做到定期调校，确保灵敏可靠。
（10）揭煤期间邀请驻矿救护队参加，救护队负责每茬揭煤炮后的第一次验炮工作。 十四、揭煤设计附图
1、-600～-820m回风斜巷综合柱状图 2、-600～-820m回风斜巷底板等高线图 3、-600～-820m回风斜巷预想地质剖面图
4、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤期间通风系统、避灾路线、监控系统、放炮警戒图
5、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤抽采系统图
6、-600～-820m回风斜巷炮眼布臵图（岩巷段、煤巷段） 7、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤机电设备布臵及供电系统图 8、-600~-820m回风斜巷前探钻孔设计
9、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤测压钻孔设计图
10、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：巷道轮廓线外12m）
11、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤7m区域防突措施及效果检验钻孔设计图（控制范围：巷道轮廓线外15m）
12、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤5m工作面预测钻孔设计图
13、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤5m工作面防突措施及效果检验钻孔设计图 14、-600～-820m回风斜巷揭11-2煤2m验证钻孔设计图
31
因篇幅问题不能全部显示，请点此查看更多更全内容