关于防突述职报告范本一
编 制编 制
单 位：
期：20_年1月4日
日
由掘进工区施工的1114（下回风巷沿11#煤层掘进，总工程量为350米。因在过去的生产过程中11#煤层曾发生过煤与瓦斯突出事故，故，为煤与瓦斯突出煤层，但由于该煤层上分层及上覆2#层、8#、9#保护层已充分开采，而且我公司矿井关停时间较长，煤层内的瓦斯已得到了充分卸压和释放，突出危险已充分消除，所以在掘进中不执行防突措施。但为了施工人员的安全，根据“四位一体”防突措施规定的安全防护措施具体要求，特编制本措施，以予执行。
1114（下）回风巷采用双风机、双电源局部通风机及￠500mm的风筒供风，根据11煤层掘进工作面历史资料，预计该掘进工作面风排绝对瓦斯涌出量为0.5m/min左右，根据《1114（下）回风巷掘进作业规程》中计算的需要风量，选用2×5.5kw对旋式局部通风机供风，局部通风机安设于1720车场的全负压风流中。
根据《防突细册》24条的相关规定，1114（下）回风巷掘进5米时，由通风工区采用wtc预测仪按“防突细则”规定连续进行k1临界值及smax临界值检验，其中任何一次检验为有突出危险时，1114（下）回风巷立即改划为突出危险区域。如验证都为无突出危险时，即定为无突出危险区域，但必须采取“四位一体”防突措施规定的安全防护措施。
采用k1临界值及smax临界值检验时，必须在巷道迎头用电煤钻在
3＃迎头打3个￠42mm的效果检验孔，其中2#钻孔位于工作面中部，平行于掘进方向，深度为8—10m，1#和3#钻分别位于距离巷道两帮0.8m位置，与巷道中线夹角为25º，孔深为8—10m，终孔控制到巷道轮廓线外2～4m的范围。
钻孔每打两米，测定一次钻屑解吸指标k1值，每打一米钻屑量smax。测得的k1值小于我矿采用的k1临界值0.5ml/g·min1/2或smax小于我矿采用的smax临界值6kg/m时,根据《防突细则》的相关规定，证明措施有效，反之，措施无效。
掘进期间采取的安全防护措施有远距离放炮、建立压风自救系统、携带自救器、建立正反向防突风门等。
坚持“一炮三检查”和“三人连锁放炮换牌”制度。每次放炮前，1114（下）回风巷掘进工作面及其回风系统必须停电撤人，并在与回风系统相通的巷道设置警戒，起爆点严格按施工措施执行。放炮必须使用三级煤矿许用乳化炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，并不得跳段使用。电雷管使用前按有关规定必须进行导通试验，以免出现瞎炮。全断面一次装药一次起爆。所有炮眼必须在炸药与封泥间充填1-2个水炮泥，炮眼封泥必须封满填实，所有不装药的眼、孔必须用黄泥封满填实，且充填深度不小于装药深度的1.5倍。
放炮前，瓦检员检查工作面及回风流中瓦斯浓度并汇报矿调度室，由调度室通知监测中心室当班值班员观察监测屏幕上瓦斯变化情况，监测中心室当班值班员做好记录。监测中心室当班值班员要随时观察炮后瓦斯情况，如炮后瓦斯浓度5min内降不到2%以下或放炮30min内瓦斯浓度不能降到0.8％以下，监测中心当班值班员立即汇报通风工区区长及调度室，由调度室通知现场瓦检员施工单位现场负责人，停止该工作面掘进工作，同时汇报总工程师，总工程师接到通知后，立即组织人员察看现场，分析原因，采取措施进行处理。
放炮时撤人、设岗及避灾严格按1114（下）回风巷掘进安全措施执行。
停电范围：1114（下）回风巷、1084回风巷、1720轨道石门、1720西大巷、301回风返坡、1720西回风巷、总回风巷。
撤人范围：1114（下）回风巷、1084回风巷、1720轨道石门、1720西大巷、301回风返坡、1720西回风巷、总回风巷。
以上撤人、停电及设岗工作由掘进工区落实，现场安检员监督。 1114（下）回风巷的非本质安全型电源，由机运工区指定专人在1720车场动力开关上切断，并亲自落实动力电源是否已切断；1720轨道石门到总回回风系统内的非本质安全型电源，放炮前必须由公司调度室落实机运工区现场电工进行停电后，方可同意进行爆破工作。
撤岗送电：放炮30min后，现场瓦检员、当班班排长、放炮员一同进入工作面检查瓦斯浓度，行走时必须瓦检员在前，放炮员在后，当班班排长走在中间，且相邻两人间距不小于3m，瓦检员边走边检查瓦斯，当检查到瓦斯超过相关规定时，不得再向前走，三人沿原路返回，及时汇报矿调度室，并且该掘进工作面不准掘进，调度值班员接到井下汇报后，必须立即汇报通风工区区长及总工程师，由总工程师组织人员查看现场、采取措施、进行处理后；经瓦检员检查，掘进工作面及回风流中瓦斯浓度小于0.8％时，瓦检员汇报矿调度室，调度室通知现场安检员进行撤岗，同时通知当班电工恢复送电，掘进工区方可恢复施工。
压风自救系统安设在压缩空气管路上，在巷道中距工作面每隔25—40米安设一组压风自救系统，每组压风自救系统至少安设5～8个，压缩空气供给压风量每人不得小于0.1m/min，另外在起爆点安设的压风自救系统必须能够满足撤到该地点的最多人员使用，压风自救系统由机运工区安装，经通风工区验收合格后由通风工区进行日常管理。
所有入井人员必须配带隔离式自救器，并熟知隔离式自救器的使用方法。
通风工区在1720轨道石门内构筑一组正反向防突风门，风门墙厚为0.8m，风门板厚度为50mm，风门墙体上的铁风筒必须采用防逆流铁风筒，对反向风门的关闭情况，溜槽孔的压实堵严情况，由当班瓦检员负责监督检查。
坚持湿式打眼，使用好水炮泥，严禁干打眼；搞好个体防护，施工人员佩戴口罩；防尘管路必须紧跟工作面，距迎头距离不大于15米，放炮前、后及出货过程中必须进行洒水降尘。每隔50米机运工区设一
3组水岔和闸阀，以供冲尘使用，掘进工区安排专人每天进行洒水防尘；通风工区并安装防尘水幕，出货时进行喷雾降尘。
局扇必须实行“三专两闭锁”，风袋必须吊挂平直，无破口、无漏风，风袋转弯处必须缓慢拐弯；局部通风机必须安排专人管理，不得出现无计划停风，有计划停风前必须拟定专项通风安全措施。局扇因故停风时，必须立即停止工作，把1114（下）回风巷的所有人员撤至1720轨道石门全负压风流中，并在1114（下）回风巷开门口处设置栅栏、揭示警标，并在该处设岗，禁止人员进入警戒区域。机运工区电工及时查找原因，局部通风机恢复通风前，瓦检员必须检查回风、风机及其开关附近10m范围内风流中的瓦斯情况，如果回风系统风流中的瓦斯浓度小于0.8%且风机及其开关附近10m范围内瓦斯
风机采用双风机、双电源，局部通风机安设于1720车场的全负压风流中吊高或上架，距巷道底板不得小于0.3m,采用￠500mm软质风筒。风机位置必须悬挂管理牌板，要求牌板内容齐全，数据准确，吊挂整齐。
t1安设于距迎头不大于5m处，t1报警浓度≥0.8%，断电浓度≥1.0%，复电浓度
有声预兆
响煤炮。有的像炒豆似的噼噼啪啪声，有的像鞭炮声，有的像机关枪连射声，有的像跑车一样的闷声、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。
发生突出前，因压力突然增大，支架会出现嘎嘎响，煤岩壁会开裂，打钻时会喷煤、喷瓦斯等。
无声预兆
瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，有时变热。
在煤层结构构造方面的表现为：煤层层里紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥，煤层受挤压、褶曲变粉碎，厚度变大、倾角变陡。 在地压方面表现为：压力增大，使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉渣、顶底板出现凸起台阶、断层、波状鼓起、手扶煤壁感到震动和冲击，炮眼变形装不进药，打眼时垮孔，夹钻等。
正常工作，发现煤与瓦斯突出预兆时，必须撤出工作面及回风系统内所有人员，并按照放炮设岗的岗哨布置进行设岗，同时汇报矿调度室和通风值班室，由矿调度室通知通风区长、当日矿值班领导、总工程师和其他相关人员组织分析、采取措施、进行处理；发生煤与瓦斯突出事故时，避灾路线为：工作面→1084）回风巷→1720轨道石门→1720车场（或1720联络巷）→主斜井（或副斜井）→地面。影响范围内的其他人员避灾路线：在调度室的指挥下沿该施工地点规定的避灾路线撤离，工作人员避灾时必须佩戴好自救器。
放炮发生煤与瓦斯突出时，施工人员及警戒人员在调度室的统一指挥下沿固定路线撤至地面。 (五)、措施日常管理
由当班瓦检员、安检员监督。
施工单位的技术员对该掘进工作面防突负技术责任，负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。
按防突措施的要求进行现场施工；
对装药、联线，防突措施的实施负监督责任。职责：
（1）、加强局扇供风管理，对风袋脱节，破口等及时处理； （2）、监督好水炮泥的使用数量和黄泥的充填质量，装药等工作。 （3）、监督施工单位冲尘及出货过程中的综合防尘管理工作。
（1）、监督现场实施防突措施，效果检验；
（2）、当工作面出现通风风量不足，瓦斯异常等情况，安检员有权停止工作面一切工作；
（3）、随时检查监督生产过程中的安全情况，并交待应注意事项。
对施工掘进工作面的电器设备每班至少进行一次检查和维护。电器设备杜绝失爆；“三专两闭锁”装置灵敏可靠，瓦斯监测数据能准确传送到监控中心；安全管理部每周至少检查一次设备的防爆性能。严禁使用防爆性能不合格的电器设备；
（1）、每次效果检验前，防突工对防突措施进行一次全面检查落实，措施未落实到位，不得进行效检工作；出现超掘时，效检工必须将超掘的距离掌握清楚，并立即汇报矿调度室和通风工区、及安全管理部，安全管理部接到汇报后，必须立即组织追查，分析超掘原因，落实责任人；
（2）、严格按操作规程和仪器说明书的有关规定认真进行操作，效检工作结束后，必须找现场安检员和瓦检员签字验收，严禁弄虚作假。
审 批 意 见
通风工区：
安全管理部：
机电副总：
生产副总：
总 工 ：
措 施 传 达
措施名称：1114（下）回风巷掘进防突安全防护措施
传 达 时 间：
传 达 地 点：
传 达 人：
参加学习人员签字：
关于防突述职报告范本二
述职报告
我是高山矿防突队副队长刘铁柱，在我任职以来，坚决学习贯彻国家关于煤炭安全生产的各项方针政策，紧紧围绕我矿各项工作会议中确定的目标任务，认真履行防突队副队长的岗位职责，坚持以人为本，以安全生产为重心，以上级领导为核心，抓班子、带队伍、严管理、促效率，立足自身岗位，积极进取，扎实工作，团结全队职工，紧紧围绕在以队长中心的领导下，团结带领全队职工，促进了全队各项工作的稳步发展，很好地完成了矿上下达的各项安全生产经营任务。为了在今后的工作中更好的完成上级下达的任务，加快我矿的生产步伐，不断超越自我，现将履行职责情况汇报如下：
根据煤矿工作的实际要求和国家关于煤矿工作的各项政策指示，认真学习了国家相关政策以及集团公司对于安全生产的各种文件和精神认真研读，反复理解，深化学习效果，通过不间断的学习，增强了我的政治意识和责任意识，使我更深刻地认识到，要适应现代企业制度和实施大集团、大发展的发展要求，必须不间断地加强政治理论和业务知识的学习，树立正确的人生观和价值观，提高业务素质和工作能力，努力把自己锻炼成为一个政治过硬、业务熟练、作风优良的管理者。
安全生产工作是煤矿生产工作中的重中之重，而防突队作为井下一线生产队伍，不仅仅要做好安全生产工作，更要强化自身的安全意识，做好自身的安全工作。我矿是高瓦斯矿井，作为一线生产单位，安全生产必须从基层做起，从日常做起，从小事做起，使其标准化、规范化、具体化，能得到广大一线职工的重视，认识到其重要性和严肃性。为此，作为副队长，必须要加强自我学习，提高思想认识，强化队伍建设，在实际工作中，做好模范带头作用，更好的协助队长做好广大职工的安全生产工作，保障安全生产。担任工作以来，主要采取了以下工作做法：首先，加强学习，积极参加我矿组织的各种安全培训，协助队长向全队职
工传达学习国家有关法律法规和集团公司及矿上下发的相关文件，提高职工的业务素质和安全意识，积极推动职工从“要我安全”到“我要安全”的思想转变。其次，完善队伍管理制度，重视各基础单位在实际施工过程中的实际情况，坚持在队长的带领下，做到会会讲安全，事事提安全，处处宣安全，达到了人人重安全的目的。最后，积极投身实践，深入到生产一线，实地了解一线生产工作中遇到的各种情况和安全隐患，以搞好安全工作为职责，以安全管理为己任，牢固树立“以人为本，安全第一，生命至上”的安全管理理念，始终坚持不安全不生产的原则，协助队长做好一线安全生产工作。
近段时间以来，协助队长在区队管理上重点抓了三个方面：一是激发员工的工作热情和进取精神，坚决消除员工在工作岗位上存在安全意识差、工作拖拉、竞争意识不强、思想上存在侥幸心理等消极认识，严格员工的安全认识和行为，在全队敲响“能者上、庸者下”、“不换思想就换人”的警钟，开好每一天及每一班的班前会和班后会，这一做法有效的增强了管理人员的竞争意识，激发了各班组长及全队职工的工作主动性。二是协助队长加强内部管理，严格井下现场交接班制度，做好井下打钻过程中的资料记录工作，严格执行区域防突措施先行局部防突措施的原则，实现不掘突出头的管理理念，杜绝巷道掘进过程中的瓦斯超限事故。三是推行经济考核责任制。在日常工作中，严格杜绝“三违”行为，按照制度进行相应的奖罚，积极调动职工的安全意识和工作主动性，凝聚起一支强有力的战斗团队。
要搞好区队的安全生产经营工作，必须要全心全意依靠职工群众，与职工群众打成一片，凝聚起一个团结奋进的战斗集体。为此，我始终以十六大精神及“八荣八耻”的重要思想为指导，结合公司对于管理人员的要求，加强自我的思想道德建设。严格要求自己，不得利用职务之便向职工吃、拿、卡、要，经常告诫自己、提醒自己，自觉把自身的言行举止放在广大干部的监督之下，协助队长为广大职工创造一个良好的工作环境。
在这段时间的工作过程中，虽然自己做好了一些本职工作，但是还存在很大的不足。因此，在以后的工作过程中，我一定要不断更新思想观念，加强各种科学知识的学习，努力提高自身的业务能力和思想道德水平。
今后的努力方向：
单位：高山煤矿防突队述职人：刘铁柱20_-10-15
关于防突述职报告范本三
**公司防突专项设计验收汇报材料
****煤炭有限责任公司于20_年7月正式开工建设。20_年3月，首采工作面形成，选煤厂、铁路专用线投运，至此，一期建设基本完成。公司由山西阳泉煤业（集团）有限责任公司控股、广东蓝粤能源发展有限公司参股投资建设，一期设计生产能力300万吨/年，总投资24.86亿元。井田东西走向长15.6km，南北宽9.6km。地势西高东低，南高北低，最高点在西南部的燕子山，标高1267m，最低地点在吴家崖村旁黄门街河床内，标高1050m左右。煤层赋存稳定，主要为贫煤、贫瘦煤及无烟煤。含煤18层，其中可采煤层6层，主采3#、9#、15#煤。矿井地质储量14.381亿吨，设计可采储量6.051亿吨。一期主采3#煤，可采储量为1.81亿吨。
现我公司井下共有10个采掘工作面，分东、西两个采区。东区310104工作面现正在生产；东六副巷、中间巷已掘到位，与东五正巷形成通风系统，东六正巷为正在掘进的全岩巷道；东采区正前已经掘至采区边界，不再进行正前掘进。西区310203回采工作面已采完，进风巷进行了封闭，留有通风系统，待大验收后进行拆架；西六正巷为半煤岩巷道，现停掘预抽，西六副巷、中间巷为正在掘进的全煤巷道；西采区正前的开拓大巷按防突设计，西回风大巷、西胶带大巷正在岩巷施工中。
矿井采用中央分列式通风，共有主斜井、副斜井、中央进风立井和中央回风立井四个井筒。主斜井矿井皮带运煤，副斜井下
1
人、下材料。
中央回风立井选用两台agf606-3.80-1.80-2轴流式通风机（1备，1用），电机额定功率为5000kw。主扇现运行角度-5°，负压2460 pa，矿井总风量25000m/min。
东区为五巷布臵，三条进风巷，两条回风巷。 西区为四巷布臵，两条进风巷，两条回风巷。
所有采、掘工作面、硐室系统合理，全部实现分区独立通风，未出现角联、微风及风速超限情况。
回采工作面采用“两进两回”通风系统。即：一条进风巷、一条回风巷、一条专用排瓦斯巷和一条配风巷，回风巷风量所占工作面风量的比例不得低于80%。一条配风巷为专用排瓦斯巷配风，使专用排瓦斯巷形成全风压通风系统，配风量不得超过工作面风量的20%。专用排瓦斯巷贯穿整个工作面推进长度，与回风巷每50m施工一个联络巷。
掘进巷道三巷并掘时，采用“两进一回”通风系统；双巷并掘时，采用“一进一回”通风系统，即：中间巷回风，其它巷进风。副巷与中间巷每50m施工一个联络巷，每两个联络巷倒移一次局部通风机。掘进工作面采用2台2×45kw局扇压入式供风（一用一备），风筒选用直径1.0m的拉链风筒，风筒出风量750 m/min左右。井下所有掘进工作面全部采用智能瓦斯排放装臵，全部实
3现双风机双电源（不包括横贯）。
我公司现采用北京瑞赛长城航空测控技术有限公司生产的kj2000n型安全监测监控系统，该系统是独立的安全监控系统，采用新型的宽带工业以太网+can总线传输平台,实现全数字化数据传输。
井下设臵分站24个，其中传感器总计183个，其中包括：甲烷传感器72个，设备开停传感器38个，馈电传感器9个，风压传感器1个，风速传感器4个，一氧化碳传感器14个，温度传感器11个，风门传感器4个，烟雾传感器13个，管道温度传感器4个，管道甲烷传感器4个，管道负压传感器4个，管道流量传感器4个，抽放水位传感器1个。主要通风机、地面瓦斯抽放泵站安全监控数据全部实现在线监控。各传感器安设符合《煤矿安全规程》及中华人民共和国行业标准aq1029-20_《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》。
现冀家垴瓦斯抽放泵站安装4台水循环式真空泵，实现高低负压分系统抽放。高负压抽本煤层、低负压抽邻近层。高负压孔口负压均在13kpa以上，低负压孔口负压均在6.7kpa以上。高低负压抽放系统均配备两台抽放泵，一用一备。瓦斯抽放泵功率都 3
为900kw，单台额定抽放量630m/min。矿井现在本煤层抽放混合量为423.62m/min，纯量为42.36m/min；邻近层抽放混合量为352.48m/min，纯量为35.25m/min。
地面管路桥架敷设两趟φ1200mm瓦斯抽放主管，回风立井井筒敷设两趟φ1200mm瓦斯抽放主管。大巷敷设一趟φ1200mm本煤层抽放干管和一趟φ800mm邻近层干管。顺槽正巷全部敷设为φ560mm瓦斯抽放支管，其他巷道敷设φ380mm瓦斯抽放支管。矿井瓦斯抽放以煤层顺层钻孔、邻近层钻孔抽放为主，采空区抽放为辅。
（1）回采工作面瓦斯抽放方法 ①回采工作面顺层钻孔抽放方法
回采工作面进风、回风顺槽在掘进施工过程中就完成顺层钻孔布臵，进行区域预抽。
②大直径邻近层钻孔抽放方法
在工作面外侧的专用排瓦斯巷道的内，向上临近层施工不同角度的倾斜钻孔，钻孔穿过1#、2#煤层，对上邻近层进行卸压瓦斯抽放。
（2）掘进巷道瓦斯抽放方法
沿掘进巷道的掘进方向，垂直于煤体布臵抽放钻孔，孔径分
333
33 4
为120mm和94mm两种，深度在42m到120m不等，进行煤体里瓦斯的抽放。
（3）采空区瓦斯抽放方法
回采工作面结束后进行全封闭，在闭墙上进行插管抽放。
我公司实际涌出量为148.23 m/min，矿井瓦斯抽采率54%，回采工作面瓦斯抽采率为55.7%。本煤层钻孔百米流量衰减系数为0.5303，透气性系数为0.017（m/mpa•d）。
20_年7月至20_年4月矿井建设及试生产期间，虽未发生煤与瓦斯突出事故，但建井地质报告瓦斯压力为0.79mpa，吨煤瓦斯含量最大为12m/t,我公司按突出矿井管理。
20_年11月，煤炭科学研究总院沈阳研究院对我公司煤层标高520m以上的区域鉴定结论为无煤与瓦斯突出危险性。
20_年5月由煤炭科学研究总院沈阳研究院《3号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》确定为煤与瓦斯突出煤层。20_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。
煤与瓦斯突出危险性的具体参数为：煤的破坏类型为ⅲ，属强烈破坏煤；煤层瓦斯压力最大为2.44mpa,最小为1.24mpa;煤的坚固性系数f最小为0.21，最大为0.36；瓦斯放散初速度δp最大为21.8，最小为15.5；吨煤瓦斯含量w最大为14.89m/t,
3
32
23 5
最小为11.77 m/t。 3
组长：总经理
副组长：总工程师 生产、衔接、机电、安全、经营副总经理及通风部长
成员：通风、机电、生产副总工程师 各部门正职
各生产队组、辅助队组正职 防突组长
以及各部门副职
以上各类人员都根据职责范围制定了岗位职责。
领导组下设办公室，办公室设在通风部，通风部长负责日常具体工作，联系电话：0353-7030166。
总经理：是防突管理的第一负责人，每季度、每月组织召开防突专项会议，研究解决防突所需的人力、财力、物力，以及防突工作中存在的各种问题，确保防突工作的落实。
总工程师：对防治突出工作负技术总责，每周组织召开防突专项会议，解决各部门、队组在防突过程中提出的问题。
其他生产、衔接、机电的副总经理在生产过程中，严格执行各种防突措施。安全副总经理按照防突措施，组织相关人员监督检查。经营副总经理按照防突要求提供所需各种物资，以及各副 6
总工程师、部门、队组都按照防突措施的要求，尽到了应有的责任。
现我公司设有专业的防突机构，机构下设防突部长1名，防突技术员2名，井下防突测试员21名，实验室人员2名。按照每天每个回采工作面4人进行测试，每个掘进工作面1人进行测试，所有防突人员都有操作证。我公司现有wtc仪器23台，dgc型瓦斯含量测定装臵1台，gp系列瓦斯压力测定仪2台，已能满足正常的预测预报工作的需要。
（1）总经理、矿总工程师接受了煤矿二级机构组织的防突专项培训。
（2）防突员，年内已接受三级以上安全培训机构组织的防突知识、操作技能的专项培训。
（3）区长、队长、班组长和有关职能部门的工作人员，都在年内组织了防突有关内容的培训。
（4）每一项防突专项措施，在执行前，已对所有施工队组和辅助队组进行了培训并签字，否则不准下井作业。
（1）我公司每年、每季度、每月进行防突计划编制，所有采掘队组的产量、进尺依据防突计划的编制而编制，不得违反防 7
突计划而制定生产计划。
（2）通风部现有钻机30台，每月钻孔进尺计划为3万米。 （3）所有钻机、钻机配件的费用，都由矿一通三防安全费用支出，任何单位、个人不得以任何借口阻挠防突专项设备的投入。
（4）所有掘进、回采工作面的防突设计由通风部组织编制，并由矿总工程师审阅签字后，方可执行。
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）掘进区域预测预报
①超前巷道：使用手持钻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。
②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 8
帮，钻孔孔径为89mm，孔深为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施；w＜8m/t时，允许掘进，保证超前预留8米。
（2）掘进区域防突措施
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：7°，127米、10°，89米、14°，63 米、20°，45 米、24°，34 米、34°，27 米、40°，24 米。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。在掘进过程中以最浅预抽钻孔为准，超前预留20米。掘进的滞后巷道，由超前巷道向滞后巷道施工区域钻孔，钻孔方向垂直于掘进方向，孔间距1米，孔径为94mm，孔深保护单巷时42米，双巷时75米，每个钻孔施工后，使用8米封孔管与聚氨酯封孔，并连接管路进
33 9
行区域预抽。
（3）掘进区域措施效果检验
钻孔施工后，待预抽达到2个月以上时，进行区域效果检验。每间隔30米，在推进工作面施工三个区域检验钻孔，孔径为75mm，煤头中间部位布臵一个钻孔，孔深为50米，两帮各布臵一个钻孔，距帮0.5米,角度与掘进方向呈17°夹角（由地质测量部负责拉线给出角度），孔深52.5米，覆盖巷道两侧15米轮廓线。钻孔施工过程中，利用dgc型瓦斯含量测定装臵进行煤层瓦斯含量测定，检验结果w≥8m/t时，继续进行预抽；w＜8m/t，方可进行生产，并且保证工作面中部的区域效果检验钻孔超前预留20米。
（4）掘进区域验证
区域检验w＜8m/t后，通过k1值、s值进行区域验证。k1值
我公司采用钻屑量s值、k1值指标对局部突出危险性进行预测预报，规定k1
防突人员每天到掘进工作面进行防突预测预报。在软分层中
3
3部利用防突钻施工三个预测预报钻孔。中间钻孔布臵在工作面正中，深度10米；左、右钻孔距帮0.5米，方位角22°，深度11米，孔径42mm。每钻进1米测定1米段的钻屑量s，测定范围1—11米；每钻进2米，测定一次k1值，测定范围2—11米。s
掘进工作面共布臵20个卸压孔，正前布臵12个卸压孔，分2排布臵，第一排距底板往上1.5米，排距0.5米，每排6个孔，孔径75mm，孔深20米。巷道两帮与煤头交界处距底板往上1.5米、1.7米、1.9米、2.1米分别布臵不同的角度和深度的钻孔，角度分别为45°、27°、18°、14°，深度分别为8米、12 米、16米、21米，以保护巷道5米范围。掘进过程中正前卸压孔预留12米。
（3）局部防突措施效果检验
待卸压孔全部施工完毕后，用局部预测预报的方法进行效果检验，效果检验孔必须留有2米以上；k1值、钻屑量有一项不合格，不得掘进。
（1）回采区域预测预报
在巷道掘进过程中（正巷、副巷），利用zdy---4000l型钻机对回采工作面开采范围，每间隔30米施工一个预测预报钻孔，
11
钻孔孔径为120mm，孔深30米，每个钻孔在施工过程中，利用dgc型煤层瓦斯含量测定装臵对钻孔煤层含量进行测定，测定结果w≥8m/t，该区域为突出危险区，实施顺层钻孔预抽的防突措施。
（2）回采区域防突措施
我公司在回采工作面两顺槽掘进过程中，对回采工作面施工了顺层钻孔，孔深为130米，孔径120mm，基本能将工作面穿透，预抽时间最少在1年以上。100米的钻孔达到90%，120米以上的钻孔达到85%，130米以上的钻孔达到30%，部分钻孔深度达到136米（不包括工作面有构造时）。回采过程中，管路拆除超前回采工作面不得超过5米。
（3）回采区域措施效果检验
工作面在回采前，距工作面每隔30米的进、回风巷道，以及工作面内距进风顺槽60米，90米，120米，150米，180米处共布臵7个瓦斯含量检验钻孔，工作面内钻孔深度为50米，其它为30米，孔径为75mm。每个钻孔在施工过程中，利用dgc型煤层瓦斯含量测量仪对钻孔瓦斯含量进行检验。只要有一次瓦斯含量w≥8m/t，测试点周围半径100m范围内即为突出危险区，继续执行区域预抽， w＜8m/t以下，方可恢复生产，在回采过程中保证工作面内的区域效果检验钻孔超前预留20米。
（4）回采区域验证
区域检验w＜8m/t，用局部预测预报的方法进行区域验证。
3333
k1值
（1）局部预测预报
①在回采工作面4架----156架（中对中）（除机头、机尾各5米），每间隔12米施工一个孔径42mm，深度10米的预测预报钻孔，工作面全长240米，预计20个钻孔。
②每钻进1米测定1米段的钻屑量s，测定范围1—10米；每钻进2米，测定一次k1值，测定范围2—10米。
③钻屑量s＜6kg/m、k1＜0.3，可进行生产，预测预报钻孔预留深度不低于2米。s和k1值有一项超过临界值，判定该区域为突出危险区，必须实施局部防突措施。
（2）局部防突措施
在回采工作面软分层中，每间隔1.5米布臵一个卸压孔，孔深18米，孔径75mm，卸压孔超前预留10米。
（3）局部防突措施效果检验
待卸压孔全部施工完毕后，用回采工作面预测预报的方法进行局部防突措施效果检验，合格后进行生产，否则不得生产。
13
（1）、预测断层距离
当工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层时，停止掘进，由通风、生产、安监各自汇报调度站，公司总调室通知地质测量部安排专人现场勘查，查看断层预计揭煤距离。预测距离大于10米，生产队组按预测深度，可以继续掘进，掘进至距煤层最小法距离10米时停掘；预测距离小于10米时，停止掘进，通风部按防突措施组织钻机，进行施工钻孔。
（2）掘进过程中揭煤方法和措施 ①掘进揭煤方法
1）掘进遇断层后，断盘煤层位于巷道上部时，在工作面煤头使用zdy—660型钻机, 原则上在中部距底板向上1.5米，施工一个孔径75mm的钻孔，钻孔角度由地质测量部根据煤层地质情况提供。孔深大于50米，未揭露煤层时，前进10米时停掘，继续在原钻孔中延深钻孔，若钻孔深度小于50米揭露煤层时，且进入煤层1—1.5米，对该孔进行封孔，测定煤层瓦斯压力，所测压力p≥0.74mpa或p＜0.74mpa时，都允许掘进。当掘至距煤层法向距离为10米时，停止掘进，在工作面布臵三个前探钻孔，要求有两个钻孔为取芯钻孔，三个钻孔孔间距为1.5米。两个取芯钻孔穿透煤层全厚，分别进入顶板、底板各0.5米，详细记录岩芯资料，掌握顶底板岩性，同时所取煤样送实验室分析。
2）断盘煤层位于巷道下部时，工作面正前停止掘进，并退
14
出工作面进行起底作业，具体退出工作面的距离与起底深度，由地质测量部根据断层落差提供。直至起底深度与预测断盘煤层位臵一致时，布臵平孔或仰孔，按照第1）条执行。
②掘进揭煤预测预报
三个钻孔施工完后，使用gp系列瓦斯压力测量仪进行测压， p≥0.74mpa，即该区域具有突出危险性，前50米所测瓦斯压力大于0.74mpa时，仍为突出危险区；当两次所测压力都在0.74mpa以下时，掘进至距见煤处5米时停掘，采用掘进揭煤区域验证的方法进行验证。
③穿层钻孔预抽揭煤区域煤层瓦斯的区域防突措施 该区域有突出危险时，距揭煤点最小法向距离大于7米时，在掘进巷道断面上，施工20个预抽钻孔。工作面正前布臵2排钻孔，每排有5个角度和深度不同的钻孔：下排钻孔距底板向上1.4米，排距0.3米，正前钻孔深度要求穿过煤层至少20米；在巷道两帮距煤头2米、4米、6米、8米、10米，距底板向上1.6米设计不同的角度和深度的钻孔：22°，32米、25°，29米、28°，26米、31°，24米、35°，21米。两帮共设计10个钻孔，孔径75mm，保护揭煤处巷道轮廓线12米范围，以及控制范围的外边缘到巷道轮廓线(包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线)的距离为7米。钻孔施工完毕后进行预抽，预抽一段时间后，进行区域防突措施效果检验。
④掘进揭煤预抽钻孔效果检验
预抽一段时间，工作面正前方上部和中部及两侧布臵4个角 15
度和深度不同的钻孔。两侧钻孔终孔点位于预抽钻孔控制区域边缘内侧1米处，上部、中部钻孔终孔点位于巷道轮廓线以内。钻孔施工完毕，使用gp系列瓦斯压力测量仪进行测压。p＜0.74mpa时，可以掘进，掘至距煤层最小法向距离5米时停止掘进，进行揭煤区域验证; p≥0.74mpa，继续抽放。
⑤揭煤区域验证
工作面正前方上、中、下部及两侧布臵5个角度和深度不同的钻孔，深度穿过煤层不得小于10米。钻孔见煤后每推进1m测定一次k1值，测定范围1-10米， k1值＜0.3，采用探二进一的方法进行掘进。掘进至距离煤层法向距离1.5米时停止掘进，使用局部预测的方法进行最后验证；k1值≥0.3，则采取局部防突措施。
⑥区域验证有突出危险时采取的局部防突措施
工作面布臵28个瓦斯排放钻孔，正前布臵20个钻孔，分4排布臵，每排5个钻孔，孔径75mm，第一排距底板向上1.3米，排距0.2米，深度穿过煤层不少于15米。巷道两帮与煤头交界处距底板向上1.3米、1.5米、1.7米、1.9米分别布臵4个不同角度和深度的钻孔：7°，21米、17°，18米、27°，11米、44°，8米，以保护巷道的两侧至少5米范围。
⑦局部防突措施效果检验
按照揭煤区域验证的方法进行检验，k1值≥0.3，继续执行执行局部防突措施；k1值＜0.3，可以掘进，当掘进至距离煤层法向距离1.5米时，停止掘进，利用揭煤区域验证的方法进行最后验证。
16
⑧揭煤最后验证
用揭煤区域验证的方法进行揭煤最后验证，k1值≥0.3,工作面有突出危险性，实施局部防突措施； k1值＜0.3，工作面无突出危险性，准备揭煤作业。
⑨远距离爆破揭穿煤层
远距离放炮时，除执行放炮的有关规定外，必须将所有人员撤至风机以外全风压通风的新鲜风流中，撤人距离不得小于400米。爆破前反向风门必须关闭，并且将皮带处的逆向隔断装臵关闭，爆破时压风自救装臵见后。工作面正前中部炮眼数量不得超过3个，炮眼深度距见煤处不得小于0.2米，每个炮眼的装药量不得超过1kg。首次放炮不能一次揭穿煤层时，继续在原揭煤处放炮，揭露煤层时。当揭露煤层不足3m，则布臵一个钻孔进行预测预报；当揭露煤层在3—6m（包括6m）时，布臵两个钻孔进行预测预报；当揭露煤层大于6m时，按照每平米布臵一个钻孔的方式，进行预测预报，当预测结果k1≥0.3，则停止放炮执行局部防突措施，并进行效果检验达标后，方可进行装药放炮；当预测结果k1＜0.3，允许装药放炮。不得在见煤处的煤壁上打眼爆破，只允许对未揭穿的岩石进行爆破，直至揭露全断面煤层，停止掘进，执行掘进区域预测预报。
（1）建立采区临时避难所
2
222
我公司20_年十月已在东采区、西采区大巷，东采区回采工作面胶带顺槽，综掘工作面进风巷道中，西采区综掘、炮掘工作面进风巷道中共建成6个避难硐室，但在标准上没有达到国家安全监管总局国家煤矿安监局的要求。
根据20_年1月25日国家安全监管总局国家煤矿安监局下发的《煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定》（安监总煤装„20_‟15号），要求20_年6月底前所有煤与瓦斯突出矿井完成紧急避险系统。我公司已经在20_年2月制定了《****煤炭有限责任公司建设矿井紧急避险系统实施方案》，并报阳泉煤业（集团）有限责任公司审批，批准后按方案施工，计划在20_年3月底前建成。
（2）安设反向风门
我公司在4个综掘、1个炮掘工作面的进风巷道中，共安设防突反向风门五组。每组反向风门为两道，距工作面回风巷距离15m，通过反向风门墙垛的风筒、皮带全部设有逆向隔断装臵，所有风门墙垛都掏槽，掏槽深度见硬帮后再进入实体煤不小于0.5m，底不小于0.2m。
（3）压风自救系统 ①压风自救系统安设
压风自救装臵要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，管路安装高度距底板1.5m，自救袋的袋底距底板 18
压风自救袋阀门扳手要同一方向且平行于巷道，压风自救袋上的煤尘要及时清理，经常保持清洁。必须保证压风管路系统供风可靠、有效，不得随意停风。每处安装地点的压风自救装臵组数、个数根据当班出勤人数确定，每组压风装臵不少于8个压风呼吸嘴，呼吸嘴间距不大于0.8m，压风自救袋个数不少于当班最多出勤人数的1.5倍，压缩供气量每人不少于0.1m/min。
②掘进工作面压风自救安设情况
距掘进工作面25m-40m处、爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位臵，回风巷有人作业地点，盲回每隔50m，各设臵一处；盲回超过100m，在盲回中部设臵一处。
③回采工作面压风自救安设情况
在回采工作面回风顺槽以里每间隔50m；进风顺槽以里每间隔100m，各安装一组三通及阀门。回风顺槽距离回采工作面35m设臵第一组压风自救装臵，第二组距离第一组200m。回风顺槽有人固定作业地点、防突风门外各安装一组。在进风顺槽距离回采工作面35m设臵第一组压风自救装臵，第二组距离第一组200m，第三组设臵在进风顺槽口50m处。
（4）进风卡
所有采掘工作面回风侧无风量调节设施,风量调节设施全部设在进风中，并安装调节风窗进行风量调节。 3 19
（5）隔离式自救器
全公司所有下井工作人员都配备了隔离式自救器。自救器选用先进的压缩氧自救器，上有压力刻度表，可以显示自救器中压缩氧的存量，当存量不足时可以及时提示进行更换。
（6）掘进期间割煤规定
掘进割煤期间，跟机工、机组副司机在桥式皮带附近，其他人员在机组30米以外，只有在割右刀和下刀时，允许增加一名副司机。割煤时，要求从左至右，由上到下进行割煤，每排煤深度为0.8米，要分两次完成。第一次只允许截割深度0.4米，最大空顶距离不得超过0.9米，第二次截割后空顶距离不得超过1.3米，并且每次割完煤后，要叫跟机工检查煤头情况。跟机工如有其他情况进煤头检查瓦斯时，先停机后检查。
（7）回采期间割煤规定
回采工作面的机组在割煤时，不论机组向哪个方向割煤，机组主司机与后滚筒副司机站在机组中部的操作台附近，前滚筒副司机、跟机瓦检工、拉架工站在前滚筒处的进风内，瓦检工检查机组附近瓦斯、拉架工顶溜拉架时，机组必须停止割煤。
（8）生产期间回风巷规定
生产班期间，所有采掘工作面回风巷严禁有人、有车、有电，且回风巷关闭栅栏，并揭示警标牌，严禁行人。回风巷只允许在检修班进车，并且要提前与通风队联系，安排专职瓦检工跟车， 20
任何车辆不得随意进入回风巷。
21
二零一一年六月
关于防突述职报告范本四
通风区防突基本知识全员培训
通 风 区
防 突 知 识
培 训 教 1
案
通风区防突基本知识全员培训
煤与瓦斯突出的防治基本知识
煤与瓦斯突出是煤矿井下发生的一种复杂的瓦斯动力现象，即在很短时间内，大量的煤和瓦斯有煤体向采掘巷道喷出。煤与瓦斯突出时，常伴有较大的动力效应，如摧毁巷道支架、推倒矿车、破坏通风设施、使风流反向等。煤与瓦斯突出后在煤体中常常形成梨型、舌型甚至分岔型的特殊孔洞。突出煤的堆积常有明显的分选现象，并含有大量粒度极细的粉尘。煤与瓦斯突出是煤矿井下严重的自然灾害之一，它除了破坏正常的生产次序外，还能造成埋人和瓦斯窒息事故。如果突出的瓦斯是ch4，则还有引起瓦斯爆炸的危险。我国绝大多数突出是煤与甲烷突出，也有岩石与甲烷突出、砂岩和二氧化碳突出，以及煤、岩、二氧化碳和甲烷突出。
根据我国实际情况,把矿井瓦斯动力现象分成煤的突然倾出、煤的突然压出、煤与瓦斯突出、岩石与瓦斯突出、瓦斯喷出5类。前四类总称为煤（岩石）与瓦斯突出，简称为突出。
1950——1988年，我国共发生突出14300次，最大突出强度12780t，瓦斯140万立方米，ch4，极少co2，烟煤、无烟煤。发生突出的最浅深度为50米，强度千吨以上100次。
大量突出事例的统计资料表明，我国煤与瓦斯突出的一般规律有以下几点：
2 通风区防突基本知识全员培训
是突出的普遍规律。对每个矿井、煤层都有一个发生突出的最小深度，当小于该深度时，不发生突出，该深度简称为始突深度。
煤层平巷突出次数最多，约占突出总数的45%左右。石门揭穿煤层的突出次数虽然不多，（统配煤矿336次，占总数的5.2%），而其强度最大，平均强度586.1吨（为总平均强度的6.55倍），且80%以上的特大型突出均发生在石门揭煤时。
（1）声响预兆：煤体中发出闷雷声、爆竹声、机枪声、翁翁声，这些声响在我国许多突出矿井统称为“煤炮”。在个别突出发生前，也会出现渗水声和其他声音。
（2）煤结构变化预兆：煤层层理紊乱、煤变松软、煤变暗而无光泽、煤干燥和煤尘增多等。
（3）低压方面的预兆：支架来压、掉渣、片帮、工作面煤壁外鼓、底鼓、煤眼变形装不进炸药等。
（4）瓦斯方面的预兆：风流瓦斯浓度增大、瓦斯浓度忽大忽小、打钻时顶钻、钻孔喷煤喷瓦斯等。
3 通风区防突基本知识全员培训
（5）其他预兆：在某些突出发生前，会出现煤壁和工作面温度降低，散发特殊气味等。
倾出的主要动力是地应力，其基本能源是煤的重力位能。也就是重力引起的，而瓦斯在一定程度上也参与了倾出的过程。这是由于瓦斯的存在进一步降低了煤的机械强度，瓦斯压力促进了重力作用的显现，由于这种关系，煤的倾出能引起或转化为煤与瓦斯突出。它经常发生在急斜松软煤层中。其基本特征如下：
（1）倾出的煤体是不同的碎块，有时能见到少量的煤粉，大小混杂，无分选性。
（2）倾出煤体的抛出距离仅数米，上山倾出时可达数十米。倾出的煤按自然安息角堆积。
（3）倾出孔洞为舌型、袋型，孔洞轴线沿煤层仰斜或铅垂（厚煤层）方向发展。
（4）倾出的煤量一般为数吨至数十吨，个别情况可达数百吨以上。
（5）倾出时瓦斯涌出总量取决于倾出的煤量、煤的破碎程度和煤层瓦斯的含量。倾出时巷道瓦斯涌出量明显增大，但涌出的瓦斯一般不会逆风运行。吨煤瓦斯涌出量小于或接近煤层的原始瓦斯含量。
（6）倾出时一般无明显的动力效应。
4 通风区防突基本知识全员培训
压出的主要动力是地应力，其基本能源是煤中所积聚的弹性能。是由于构造应力或开采集中应力引起的，瓦斯只起次要作用，伴随着突然压出回风流中瓦斯浓度增高。压出的基本特征如下：
（1）压出有两种形式，即煤的整体位移和煤有一定距离的抛出，但位移和抛出的距离都较小。
（2）压出后，在煤层与顶板之间常出现裂缝，裂缝中常有细煤粉，整体移动的煤体上有大量的裂隙。
（3）压出的煤呈块状，无分选现象。
（4）巷道瓦斯涌出量增大，能造成短时间风流瓦斯浓度超限，但吨煤瓦斯涌出量一般不大于煤的原始瓦斯含量。
（5）压出可能无孔洞或出现口大腔小的孔洞。
（6）压出时常出现巷道底鼓。
我国采煤工作面的突出，大多数属于压出类型。
突出的力量是地应力和瓦斯压力的合力，其基本能源是煤中所积聚的瓦斯能。突出的基本特征如下：
（1）突出的煤抛出的距离远，可以由数米、数十米到数百米。突出的煤可堆满巷道全断面。造成巷道堵塞，煤的堆积角小于煤的自然安息角。
（2）突出的煤有明显的分选现象，堆积的煤由上至下，由近至远煤粒度逐渐减小，在距突出点远处和堆积煤的上部通常有一层手捻无
5 通风区防突基本知识全员培训
粒度感的煤粉。大型和特大型突出发生后，在堆积煤的顶部往往留有排放瓦斯的通道。
（3）突出的煤破碎程度高，含有大量的煤粉。
（4）突出的瓦斯量远远超过煤层的原始瓦斯含量，有时会使风流逆转。特大型突出发生时，短时间能涌出数十万至数百万立方米的瓦斯，吨煤瓦斯涌出量高达100—800立方米，超过煤层瓦斯含量5—30倍，瓦斯—粉煤流呈暴风形式，瓦斯流可逆风千米以上，瓦斯能充满数千米以上巷道。
（5）有明显的动力效应，能破坏支架、推倒矿车、破坏和抛出安装在巷道内的设施、搬运巨石、造成冲击气浪等。
（6）突出孔洞呈口小腹大的梨型、舌形、倒瓶型以及奇异的分岔形等。
目前岩石与瓦斯突出次数还不多，但已引起人们的高度重视，岩石与瓦斯突出，大都发生在构造破坏带。
瓦斯突然喷出是由高压瓦斯引起的动力现象，它又可分成与开采过程有关和与开采过程无关两类。
在开采近距离上保护层时，有时能发生与开采过程有关的瓦斯突然喷出，此时采空区底板突然鼓起，并有瓦斯大量喷出。一次最大初始瓦斯喷出量达500立方米／ｍｉｎ。
第二类瓦斯突然喷出与开采过程无关。当巷道揭穿充满高压瓦斯
6 通风区防突基本知识全员培训
的溶洞、裂缝时，常发生这种喷出。
地应力、瓦斯和煤强度是突出的主要自然因素，突出的发生与否取决于以上3个因素的一定组合。对突出发生的区域条件来说，该区域的地应力越大，煤层瓦斯压力（含量）越高，煤越松软，则区域的突出危险性就越大。对采掘工作面发生的一次突出来说，除与上述3个因素各参数的原始值有关外，而且很大程度上，还取决于工作面区域各参数的变化。工作面前方应力和瓦斯压力梯度越大，煤越不均质，则工作面的突出危险性也就越大。
在突出的发动阶段，由于外力作用（爆破、钻进等），使煤体应力状态突然改变，岩石和煤的弹性潜能迅速释放。这时，可先听到煤体或岩体中的破裂声，观察到煤层发生压缩变形，孔隙和裂隙中瓦斯压力急剧升高（可高达10ｍｐａ）。当瓦斯压力梯度及释放的岩石和煤的弹性潜能足够大时，即可破坏煤体，激发突出。当其释放的能量不足，或者煤较硬时，煤体只发生局部破坏，而不能破碎到突出的那种粉煤状态，突出就暂时不会发生，但煤体进入不稳定平衡状态。这时，外部表现为煤面外鼓、掉煤渣、煤挤出、支架压力增大、瓦斯忽大忽小、煤中出现劈裂声及闷雷声，即通常所说的突出预兆。此时如停止工作，减少外力对煤体的影响，或加固煤体等，则可使得突出危险程度减少
7 通风区防突基本知识全员培训
或免于发生突出。相反，如有外力作用的促进，补给部分能量，则破坏煤体的不稳定平衡状态，即能激发突出。
在突出的发展阶段，依靠释放的弹性能和游离瓦斯的膨胀能使煤体破碎，并由瓦斯流把碎煤抛出。此时可观察到煤体的膨胀变形，以及瓦斯压力的降低。随着碎煤被抛出，在突出空洞壁始终保持着一个较大的地应力梯度和瓦斯压力梯度，从而使煤的破碎过程由突出发动中心向周围发展。因此，煤与瓦斯突出得以发展的充要条件是：有足够的瓦斯流把碎煤抛出，保持孔道畅通，以便使空洞壁形成足够大的地应力梯度和瓦斯压力梯度，使煤的破碎不断向突出发动中心周围扩展。煤体的裂隙及弱面不但是应力集中的地点。也是易造成大的瓦斯压力梯度的地点。因此，突出最易沿着裂隙及弱面发展，并把裂隙及弱面两侧的煤体破碎和抛出。
由于地应力、瓦斯压力、煤结构和煤质的不均匀性，以及通道阻力的变化突出的发展速度也是不均匀的。煤与瓦斯突出过程，尤其是喷孔过程，均可显示脉冲式的特征。
随着煤的破碎和抛出，瓦斯压力降低，吸附瓦斯解吸，而大量解吸瓦斯的膨胀加剧了这一过程，又促使煤进一步破碎。如此反复进行，直到煤被破碎为粉煤并形成粉煤瓦斯流。这种粉煤瓦斯流具有很大的能量，可以把煤抛出数十以至数百米，能逆风流运动或沿揭露的巷道运动，以至推翻矿车、钻机、搬运岩石等，造成一定的动力效应。但是，当出现下列任一情况时，突出即告停止： ⑴激发突出的能量业已耗尽；
8 通风区防突基本知识全员培训
⑵继续放出的能量不足以粉碎煤；
⑶突出孔道受阻碍，不能继续在突出空洞壁建立大的地应力梯度和瓦斯压力等。
突出停止后，碎煤及粉煤沉降，其中的瓦斯继续解吸并涌向巷道。同时，由于煤的喷出，在煤体中形成某种特殊形状的空洞。空洞壁与洞口间的瓦斯压力梯度，虽然不能把煤抛出，但可以使空洞周围参与突出的煤体继续破碎，加剧瓦斯放散，这就是突出以后相当长一段时间内还存有瓦斯大量涌出的原因。
突出过程中，煤体变形变化的延续时间为0.1—64ｓ，一般只有几秒。瓦斯压力延续时间一般只有2—7ｓ。因此，煤与瓦斯突出的全过程，一般只延续几十秒，少数达12.5ｍｉｎ。
突出后，突出空洞周围的煤体由于受到残余弹性潜能及瓦斯膨胀能的作用，继续破坏并发生变形，使空洞压缩、体积变小，甚至堆满碎煤，直到空洞壁建立新的应力平衡。
（1）石门揭穿（开）煤层。
（2）工作面迅速推入煤体，如放炮作业、快速打钻。 （3）工作面由硬煤区进入软煤区。
（4）工作面靠近和进入地质构造带，如断层、褶曲、火成岩侵入带和煤层厚度、倾角和走向变化带。
（5）采煤工作面周期来压或悬臂粱突然断裂。
9 通风区防突基本知识全员培训
（6）急斜煤层突然冒落。
（1）诱发因素（放炮落煤、石门突然揭开煤层、采掘工作面进入地质构造带、打钻、悬顶冒落等）使工作面附近煤（岩）体应力状态突然改变，并导致煤体局部的突然破坏，这是突出的诱发条件。
（2）突出诱发后，煤的暴露面处于高地应力和高瓦斯压力区，使煤体能产生自发地连续破碎，这是突出的发展条件。
（3）煤体和已破碎的煤能快速涌出瓦斯（包括游离瓦斯和吸附瓦斯），足以形成能抛出已破碎煤的瓦斯流，这是突出发展的必要条件。
由于在突出时，统计和计算瓦斯（二氧化碳）量比较困难，所以通常以煤（岩）数量作为突出强度的主要依据。
煤与瓦斯突出按照突出强度可分为：
（1）小型突出：突出的煤（岩）数量小于100 t ; （2）中型突出：突出的煤（岩）数量为100~500 t ; （3）大型突出：突出的煤（岩）数量为500~1000 t ; （4）特大型突出：突出的煤（岩）数量大于1000 t .
突出既是极其复杂的矿井瓦斯动力现象，又是煤矿井下严重的自然灾害。对煤矿生产来看，防治突出的任务有两个方面：一是防止突出发生，或减小突出的强度或频度；二是避免突出造成人身伤亡事故。
10 通风区防突基本知识全员培训
就防治突出措施的发展来看，可概括为3个发展阶段。第一个阶段为以安全防护措施为主的阶段，其主要措施是震动性爆破。在人员远离工作面的条件下，进行震动性爆破诱导突出，以保证人身安全。第二阶段为普通采用防止突出技术措施的阶段，即在石门揭开突出煤层，以及在突出煤层的采掘工作面，普通采用防突措施，如开采保护层、超前钻孔、松动爆破等。第三阶段为综合措施阶段，其主要特点是在综合措施中加入了突出危险性预测和防突措施效果检验两个环节，使防突工作更加有的放矢，防突效果进一步提高。
根据《防治煤与瓦斯突出细则》的要求，在开采突出煤层时，必须采用以下综合措施：
（1）突出危险性预测，是防治突出综合措施的第一个环节。预测的目的是确定突出危险的区域和地点，以便使防治突出措施的执行更加有的放矢。实践表明，突出呈区域分布。在突出煤层开采过程中，只有很少的区域（大致占整个开采区域的10%~30%）或区段才发生突出。因此，突出矿井首先应当进行突出危险性预测，它包括区域突出危险性预测和工作面突出危险性预测。
（2）防治突出措施，是防治突出综合措施的第二个环节，它是防治发生突出事故的第二道防线。防治突出措施仅在预测有突出危险的区域和区段应用，主要有区域性防治突出措施和局部防治突出措施两类。
（3）防治突出措施的效果检验，是防治突出综合措施的第三个环节，其目的是在防治突出措施执行后，检验预测指标是否降低到突出
11 通风区防突基本知识全员培训
危险值以下，以保证其防治突出效果。
（4）安全防护措施，是防治突出措施的第四个环节，是防治突出事故的第二到防线。实践证明，各种防治突出措施，特别是局部防治突出措施，尽管实验证实防治突出是有效的，但在应用过程中，都发生过突出。即使在同一突出煤层，该措施在一些区域是有效的，但在有些区段则无效。防治突出措施失效的原因在于井下条件的复杂性，如煤层赋存条件的变化、地质构造条件的变化及采掘工艺方式的变化等。安全防护措施的目的在于突出预测失误或防治突出措施失效发生突出时，避免人身伤亡事故。
按照“四位一体”的防治突出综合措施实施，首先经突出预测，把煤层划分为突出煤层和非突出煤层；再通过区域预测把突出煤层划分为突出危险区、突出威胁区和无突出危险区；最后通过工作面突出危险的预测，把工作面划分为突出危险和无突出危险工作面。只有在预测为突出危险的工作面才采用防治突出措施，且在措施执行后进行防治突出效果检验。在突出煤层的突出威胁区，仅采用安全防护措施，但应根据煤层的突出危险程度，采掘工作面每推进30~100m ，应用工作面突出危险预测方法连续进行不少于两次的验证性预测，其中任何一次验证为有突出危险性时，该区域即改划为突出危险区。
执行综合措施有以下优点：
⑴使防突措施更加有的放矢，仅仅在突出煤层突出危险区中的突出危险工作面，才采取防突措施，克服了防突措施应用的盲目性。在预测无突出危险的工作面，用工作面预测来代替防突措施，这将大大
12 通风区防突基本知识全员培训
缩小突出煤层开采时防突措施的使用范围，从而使突出煤层采掘速度提高。
⑵提高防突措施的有效性。在防突措施执行后，要进行措施效果检验，检验结果如无效，则采取补充防突措施，直至有效为止，这就大大提高了防突措施的可靠性。
⑶提高突出矿井的经济效益。由于在突出威胁区不采用防突措施，在无突出危险工作面用较简单易行的工作面突出危险性预测代替了大量消耗人力、财力的局部防突措施，这就节省了大量的防突措施费用。采用防突综合措施可提高突出煤层采掘速度，提高产量，能显著提高突出矿井的经济效益。
根据规定，在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓以及在采掘过程中，都要进行突出预测工作。突出预测可分为区域突出危险性预测（简称区域预测）和工作面突出危险性预测（简称工作面预测）两类。
（1）区域预测亦称长期预测，其任务是确定井田、煤层和煤层区域的突出危险性。区域预测要阐明突出的区域特征，即建立突出各主要因素（地应力、瓦斯和煤的物理力学性质）与突出危险性之间的联系。即使预测区域有突出危险，也并非在该区域处处都能发生突出。
（2）工作面预测又称日常预测、预报、点预报，其任务是确定工作面附近煤体的突出危险性。建立工作面预测方法时，应考虑突出各
13 通风区防突基本知识全员培训
主要因素在工作面前方的分布状态、变化及突出的关系，阐明各类工作面发生突出的临界条件。
我过当前对矿井、煤层和区域突出危险性的划分主要是定性的，根据有无突出的发生，矿井划分为突出矿井和非突出矿井，煤层分为突出煤层和非突出煤层。在突出煤层中划分突出危险区和突出威胁区，在突出危险区划分突出危险工作面和突出威胁工作面。在采掘过程中，矿井只要发生一次突出，该矿井即定为突出矿井发生突出的煤层即定为突出煤层。根据突出预测结果，如果煤层有突出危险，尽管该煤层虽未发生突出，仍可定为突出煤层，开采该煤层的矿井亦定为突出矿井。
（1）单项指标法。采用该方法时，各种指标的突出危险临界值应根据矿区实测资料确定。
（2）瓦斯地质统计法。该方法的实质是根据已开采区域突出点的分布与地质构造（如断层、褶曲、煤赋存条件、火成岩侵入等）的关系，结合未采区的地质构造条件来大致预测突出可能发生的范围。不同矿区控制突出的地质构造因素不同，预测 时应根据已采区域主要控制突出的地质构造因素，预测未采区域的突出危险性。如矿区突出主要受断层控制时，可根据已采区突出点距断层的最远距离来划定该断层延伸部分（未采区）的突出危险范围。
工作面突出危险性的预测可分为石门、煤巷和采煤工作面3类。
14 通风区防突基本知识全员培训
由于工作面突出危险性预测是在采掘过程中进行的，故预测方法应简单易行，所测指标应能在井下快速测定。
国内外普遍采用钻孔法预测工作面突出危险性，预测参数主要有钻屑量、钻屑解吸指标、钻孔瓦斯涌出初速度等。
在评价预测选用的指标及其突出危险临界值的优势时，可根据以下3个方面进行判断：
（1）预测突出率，即在突出预测总次数中，预测突出危险次数所占的百分数。预测突出率越小，则需要采取局部防治突出措施的范围越小。因此，在保证预测突出率准确的前提下，预测突出率越小越好。
（2）预测突出准确率，即在突出预测总次数中，实际突出危险次数所占的百分数。实际突出次数包括：实际 发生的突出、在打钻过程中出现喷孔等动力现象及预测后采取了防治突出措施未发生的突出。
（3）预测威胁准确率，即在突出威胁预测总次数中，实际突出威胁次数所占的百分数。预测威胁的准确率越的越好，为确保安全应达100%。
煤与瓦斯突出防治措施分为区域防治突出措施和局部防治突出措施。
区域防治突出措施的优点是在突出煤层开采前，预
15 通风区防突基本知识全员培训
先防治突出措施，防治突出措施的施工与突出危险区的采掘作业互不干扰，并且其防治突出效果一般优于局部防治突出措施。故在采用防治突出措施时，应首先选用区域防治突出措施。
在区域防治突出措施中，最常用的是开采保护层。虽然国内外的实践都表明开采保护层是最有效的区域性防突措施，但我国的突出矿井中具有开采保护层条件的仅占全部突出矿井的1／3，多数矿井只能采取本煤层防突措施，这些矿井在较长时期内主要是采用局部防突措施，相应地带来了制约生产、影响经济效益等问题，使矿井生产处于十分被动的局面。为改变这种状态，近20年来一些突出矿井试验和应用预抽煤层瓦斯的措施，取得了较好的效果，且这种区域性防突措施正在进一步推广应用。
1选择保护层的原则
（1）首先选择无突出危险的煤层作为保护层。当煤层群中有 几个煤层都可作保护层时，应根据安全技术和经济的合理性择优选定。开采保护层后，在被保护层中受到保护的区域按非突出煤层进行采掘工作，在未受到保护的区域，必须采取防治突出措施。
（2）矿井中所有煤层都有突出危险时，应选择突出危险程度较小的煤层作保护层，但在此保护层中进行采掘工作时，必须采取防治突出措施。
（3）根据保护层与被保护层在煤层群中的位置关系，将保护层分为上、下两种。位于突出层顶板的先采煤层称为上保护层，位于突出层地板的先采煤层称为下保护层。选择保护层时，应优先选择上保护
16 通风区防突基本知识全员培训
层，在特殊条件下，也可选择下保护层。在开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件，且上部被保护层不致，破坏的最小层间距应根据矿井开采经验确定。
由于先采煤层（保护层）的采动影响，使其相邻的突出危险层（被保护层）的应力状态、瓦斯动力参数和煤的物理力学性质都将发生显著变化。保护层开采后，在突出危险煤层的对应区域（保护区）内煤体发生膨胀变形，地应力和瓦斯压力降低，煤层透气性系数增大，煤层瓦斯排出，煤的强度加大。这说明由于保护层的开采，不仅减少了危险层的突出能源，同时也增强了煤层抵抗破碎的能力，而且还降低了突出煤层工作面前方的应力梯度，因此不再发生突出。
在保护层先行开采后，其顶底板周围的岩层和煤层向采空区方向移动变形，其影响范围由岩石卸压角及移动角所限制，并且与煤层的厚度、倾角、层间岩性、开采范围、开采深度等因素有关。因此保护层开采后的防治突出措施的有效范围，一般应根据矿井实际考察结果来确定，对暂无实测数据的矿井。
保护层开采沿走向的保护范围：正在开采的保护层采煤工作面，必须超前于被保护层的掘进工作面，其超前距离不得小于保护层与被保护层之间层间距的两倍，并不得小于30m。对已停采的保护层采煤工作面，停采至少3个月，并充分卸压后，采煤工作面的始采线、终采线及煤柱的两侧处，沿走向的保护范围可暂按卸压角56º~62º划
17 通风区防突基本知识全员培训
定。
（1）矿井在开采第一个采区的保护层时，必须同时进行有关保护效果及范围的实际考察，即考察被保护层的煤体变形和移动规律，测量岩石移动影响范围、最大下沉角，考察被保护层的瓦斯压力、钻孔瓦斯流量变化规律、瓦斯排放程度等，以便得出符合本矿井地质开采条件的保护层有效影响范围的参数。对于保护层厚度小于或等于0.5m，或上保护层与突出煤层间距大于50m，或下保护层与突出煤层间距大于80m时，都必须在被保护层掘进巷道时进行防治突出措施效果检验。各项检验测定指标都降到判定该煤层有突出危险的临界值以下时，则认为保护层开采有效；反之，认为无效，必须采取防治突出的补充措施。
（2）开采保护层时，，采空区不得留有煤（岩）柱；特殊情况留煤（岩）柱时，必须详细记录遗留的煤（岩）柱的位置、形状和尺寸。当留有不规则煤（岩）柱时，必须按照其最外边的平直轮廓线，划定其影响范围。
（3）开采保护层时，应同时抽放被保护层瓦斯。开采近距离保护层时，必须采取措施严防被保护层初期卸压的瓦斯突然涌入保护层采掘工作面和误穿突出煤层。开采远距离保护层时，配合抽放瓦斯，可以增大被保护层的瓦斯排放程度。
（4）当层间岩性存在有较厚的硬岩层时，为使 保护效果充分，应扩大保护层沿走向的开采的范围，并且在采空区不得留有煤（岩）
18 通风区防突基本知识全员培训
柱，加强被保护层的瓦斯抽放。
（5）当采取开采保护层、结合抽放瓦斯的综合措施后，煤层瓦斯的原始状态及煤的结构、物理力学性质不能恢复到原先状态。因此，可以认为保护作用不会随时间的延长而消失。对于留有煤（岩）柱或排放瓦斯不充分的地段，则不论开采时间多长，必须按有关规定采取相应的防治突出措施。
局部防治突出措施的作用在于使工作面前方小范围煤体丧失突出危险性，仅适用于预测有突出危险的采掘工作面。
水力冲孔是在封闭式高压供水条件下，利用钻头钻进、水流冲击和水力脉动输排等作用诱导和控制喷孔，使工作面前方煤体卸压和排放瓦斯，达到防治突出的技术措施。水力脉动输排指冲孔过程周期性的堵孔增压和喷孔卸压。水力冲孔的优点是冲出煤量多，煤体卸压和排放瓦斯较充分；缺点是工艺复杂。水力冲孔的适用条件是：煤层打钻时有自喷能力，煤质松软易碎，喷孔时不堵塞排煤水的管道等。
排放钻孔是在石门（或其他井巷）揭穿煤层前，由工作面前方煤体打钻孔排放煤体瓦斯，达到防治突出的技术措施。由于石门排放钻孔的数量较多，且一般是排布置的，故又称多排钻孔。排放钻孔的孔径一般为75mm，钻孔打穿煤层全厚。孔间距应根据在允许排放时间内实测的排放半径确定，无失策数据时，孔间距一般取1~2m，布孔
19 通风区防突基本知识全员培训
时，石门的保护范围上方为7~8m，两侧各为5~6m。排放钻孔除部分排放煤体所含瓦斯使瓦斯压力降低外，还能使煤体产生收缩变形、卸压和提高煤层的透气性，所有这些都有利于防治突出。立井揭穿煤层前也可采用超前排放钻孔措施防治突出。
扩孔钻卸煤是指利用可伸缩钻头，将石门前方煤体部分掏出，使煤体卸压、排放瓦斯，达到防治突出的技术措施。为了防止上悬煤体跨落，应在石门上部架设金属骨架。与水力冲孔和冲刷相比，扩孔钻卸煤的显著优点是不需要特殊设备，仅用普通钻机即可扩孔。
金属骨架是指用于石门揭穿突出危险煤层的一种超前支架。这种支架能增大上部煤体的稳定性，能减弱或防治煤与瓦斯突出，也可用于立井揭穿突出煤层。金属骨架可与水力冲孔、冲刷、扩孔钻卸煤等措施配套使用，以免由于上悬煤体冒落引起突出，适用于煤质松软的薄煤层和中厚煤层。实践表明金属骨架防治倾出类型的突出是有效的，但对突出严重的煤层，仅靠金属骨架尚不能有效的防治突出。
震动放炮是一种诱导突出的方法，在人员远离工作面的条件下进行，是防治发生突出等人身伤亡事故的安全防护措施。震动放炮对爆破工作面产生的强大震动力和破碎，使工作面前方煤体的应力和瓦斯力学状态突然改变，给突出发生创造了有利条件，使突出在被控制中
20 通风区防突基本知识全员培训
发生。
石门震动放炮要求一次全断面揭穿（薄煤层）或揭开（中厚煤层和厚煤层）突出煤层。对急斜和倾斜的中厚煤层和厚煤层，要求一次全断面揭入煤层的深度应不小于1.3m；对缓斜煤层，应一次全断面揭开煤层。爆破孔的装量应根据我国各突出矿井的统计，爆破单位体积岩石的装药量，采用毫秒雷管时为2~3kg/m³，采用瞬发雷管时为3~4.5kg/ m³。震动放炮的炮眼布置采用模型掏槽或直眼掏槽。
实施震动放炮的要求如下：
（1）震动放炮前，揭穿煤层的石门工作面必须有独立的回风系统，且回风系统必须保证风流畅通。
（2）在石门进风侧的巷道中，为了防治突出的瓦斯逆流进入进风系统，应设置两道坚固的反向风门。放震动放炮时，将反向风门关闭，不放炮时将风门敞开。
（3）震动放炮应一次起爆全部炮眼，崩开石门全断面的岩柱。如果第一次震动放炮未能全断面揭开煤层，第二次爆破作业仍按震动放炮的各项要求进行，直接揭穿煤层为止。
（4）震动放炮必须有专门设计，设计中对爆破参数，爆破器材及起爆要求，爆破地点，反向风门位置，避灾路线及停电、撤人和警戒范围等必须做出明确的规定。
（5）岩石眼不得打入煤层，眼底距煤层应保持0.2m 。如已打如煤层，应在眼底充填不小于0.2m长的炮泥。打穿煤层的炮眼在煤、岩层段应分段装药，并用长0.25m 的炮泥阁开。
21 通风区防突基本知识全员培训
（6）所有炮眼装药后都应先充填1~2个水炮泥，然后再封炮泥直至眼口。
（7）震动放炮应采用毫秒雷管，延期总时间不准朝过130ms ，严禁跳段使用。
（8）震动放炮时，回风系统内电器设备都必须切断电源，严禁人员作业和通过。
（9）放炮地点和石门工作面的距离应根据突出瓦斯可能波及的最大范围确定。
（10）震动放炮；由矿总工程师统一指挥，并有矿山救护队在指定地点值班。放炮后至少经过30min，由救护队员进入工作面检查，根据其检查，确定恢复送电、通风、排除瓦斯等具体措施。
（11）在有突出危险的采掘工作面爆破作业时，都必须采用远距离放炮。放炮地点应设立在进风侧反向风门之外，距工作面的距离应根据放炮后突出可能波及的范围而定，但不得小于300m 。远距离放炮时，回风系统必须撤人、停电、放炮后30min方可进入工作面检查。
在突出危险的矿井，进入突出危险采掘工作面的人员，必须佩带隔离式自救器。此外，在井下还应设置避难所或压风自救系统。
（1）井下避难所。井下突出危险采掘工作面附近和爆破工操纵放炮的地点。避难所必须设向外开启的严密隔离门，室内净高不小于2m，面积按最多避难人数确定，且每人占用面积不小于0.5m²。避难所支护应保持良好，并设有与矿（井）调度室的直通电话。避难所内
22 通风区防突基本知识全员培训
应有压气供风管嘴，每人供风不少于0.3m³/min。
（2）压风自救系统。压风自救系统是一组供避难人员呼吸用的 口具或薄膜面罩。压风自救系统应设在距采掘工作面25~40m的巷道内、爆破工操纵放炮的地点以及突出后瓦斯可能波及范围内人员作业的地点。压缩空气经减压装置后，进入带有阀门控制的管嘴，管嘴上设有塑料薄膜面罩或口具，突出发生后避难时，打开阀门即可供避难人员呼吸。每组面罩或口具的数目一般为6~8个，每人的供气量不少于0.1 m³/min，在长距离的巷道掘进中，每阁50m应设置一组。
23
关于防突述职报告范本五
重庆市千牛建设工程有限公司
20_年度防突工作计划
根据公司20_年生产作业计划，结合公司实际情况和上报要求，本着“安全第
例如在编制防突措施时还存在措施前后矛盾，前后标题不一等低级错误，甚者还有把区域防突与局部防突混为一谈；
年初纳佐项目部所遇到的强地压就是一个典型的例子；
今年在纳佐，盐井
比如高压水力割缝瓦斯治理技术也可以有效地进行瓦斯治理；
措施编制水平低，业务素质有待提高。
在施工过程中加强探掘工作。
为切实做好一通三防管理，加强领导明确责任，公司成立一通三防领导小组
组长：叶有福
副组长：张钢江润林
成员：王刚黄崇建李洪亮谢辉光康小波罗川涂江凯 各项目部必须对应成立一通三防领导小组。
每年至少两次拉网式大排查，组织工程部、安全部进行联合大检查；对防突重点项目部实行蹲点、风险分级、挂牌管理的方式进行控制。
各项目部每周至少一次一通三防专项检查，揭煤期间每天一次失爆检查，每月至少一次一通三防专题例会，所有的检查做好记录并存档。
关于防突述职报告范本六
平煤集团公司掘进工作面防突反向风门、
避难硐室质量标准和管理规定
为保证矿井通风系统合理、稳定、可靠，提高矿井抗灾变能力，进一步加强安全防护措施，防止突出事故扩大，特制定《平煤集团公司掘进工作面防突反向风门、避难硐室质量标准和管理规定》。
风门前后5m范围内巷道支护完好，无片帮、冒顶现象，无杂物、积水、淤泥。
在煤巷构筑防突反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。砌碹巷道必须破碹接实帮实顶。
感觉、耳听无声音）。
门框要包边沿口，有垫衬，四周与门扇接触严密。
风门墙体刮板运输机通道必须安设防逆风装置，可采用防逆流木挡板或橡胶皮带。采用挡板隔断，安装方式为下倾斜均力吊挂（一旦发生突出时，气体冲击可以自动关闭），放炮时人为将挡板放下，并用虚煤封堵严实，严防漏风。采用橡胶皮带时，厚度不小于6mm，周边大于通道100mm以上，通道两侧都要安装。
根据风压大小来构筑，不漏风。
四周掏槽见煤、岩实体，且不小于0.2m。保证墙体平整、无裂缝、重缝和空缝，满足强度要求且严密不漏风。
门框要包边沿口，有垫衬，四周与门扇接触严密。隔离门扇采用坚实的木质结构，包制铁皮，保证门扇平整不漏风，背面使用角铁、槽钢或规格120mm×100mm的横梁加固，门扇厚度不小于50mm，平整不漏风。隔离门门轴必须设置在工作面一侧，隔离门能自动关闭。
压风自救装置按最多避灾人数装备。
2门位置、避难硐室位置、局部通风机的安设位置。
严禁跨皮带构筑防突反向风门。
-6-
关于防突述职报告范本七
？？？？？掘进工作面防突安全技术
措 施
编制单位： 编 制 人： 编制日期：
会审意见
措施名称： 会审地点： 会审时间： 主 持 人：
参加人员：掘进？区：机电管理部：地测队： 安检站： 机电副总工 ：通风副总工：会审意见：
总工程师意见：
通风工区：救 护 队： 调度室： 生产技术部：掘进副总工：总工程师：
简述工程、水文地质资料……
防突主要措施采用迎头长钻孔预抽；辅助措施采用两帮钻场夹抽。
①、在迎头沿煤层施工8个长预抽钻孔，布置成两排，说明其间距和排距，孔深70—100m，控制巷道前方65—95m（至少留5 m的安全预抽距离）和巷道轮廓线外1.5m范围，先用￠89㎜的钻头开孔，开孔深度为5m，然后用￠68㎜的钻头施工至终孔位置；
②、采用ma20_ 1412pvc kw 2.0/￠32×3.6封孔管封孔，封孔深度为5m。其钻孔验收严格执行《中岭公司钻孔设计、施工、验收管理办法》，只有瓦斯预抽率大于30%或抽放时间大于15天，才能进行掘进施工（见？？？？巷道迎头长钻孔设计图）：
③、掘进过程中，对该预抽的许掘距离必须严格控制，控制点与导线点发生关系，现场设置明显的控制管理排版，当巷道开始掘进至控制距离时，必须立即停止掘进，严禁超掘；
④、对应力集中带、地质构造带和出现k1值超标的地段，在巷道迎头重新施工预抽钻孔进行抽放；
⑤、地测队必须收集钻孔资料，绘制成果图，根据成果及时下达瓦斯地质预报；
⑥、通风工区对抽放参数进行检测，按规定计算抽放率，确保达到预抽的效果。推荐阅读：
