李村煤礦煤巷掘進工作麵煤與瓦斯突出綜合防治措施

目 錄
目 錄 2
一、編製依據 4
二、說明 5
2.1 井田煤層地質概況 5
2.2 3#煤層頂底板 7
2.3 地質構造情況 7
2.4 水文地質情況 7
三、“四位一體”綜合防突措施施工方案 9
3.1 區域性綜合防突措施9
3.1.1 區域性突出危險性預測 9
3.1.2 區域性防突措施9
3.1.3 區域措施的效果檢驗 10
3.1.4 區域驗證 10
3.2 局部綜合防突措施 11
3.2.1 工作麵突出危險性預測 12
3.2.2 工作麵防突措施 12
3.2.3 工作麵防突措施的效果檢驗 13
3.3安全防護措施 13
3.3.1 防護設施 13
3.3.2 個體防護 14
3.3.3 突出煤清理 14
3.3.4 監測監控 15
附圖1 區域措施及校檢孔開孔位置圖 16
附圖2 區域驗證鑽孔及局部預測孔布置圖 17
附圖3 工作麵措施孔及校檢孔開孔位置圖 18
附圖4 工作麵措施孔及校檢孔終孔位置圖 19
附圖5 防治煤與瓦斯突出基本流程參考示意圖 20
附表1作業01manbetx （措施）審批欄 21
附表2 K1指標測定記錄表 22
附錄 煤層殘餘瓦斯含量測定方法 23
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一、編製依據
通過李村礦主副井筒揭露煤層和目前井底車場附近煤巷施工中的瓦斯壓力和瓦斯絕對湧出量情況看，主采3#煤層的瓦斯壓力都超過了0.74MPa，炮後瞬間絕對瓦斯湧出濃度在臨界值左右。主副井井筒揭煤期間經中國礦業大學鑒定3＃煤層瓦斯壓力實測為0.9MPa(表壓力)，破壞類型屬於破壞的Ⅲ類煤，煤樣堅固性係數為0.893；煤樣的瓦斯放散初速度△P =12.141，隻有煤的堅固性係數不符合突出煤層鑒定的單項指標臨界值。鑒於此為了更加科學合理的治理李村煤礦的瓦斯，防止瓦斯02manbetx.com ，經李村煤礦建設管理處《潞礦李建字（2010）12號》文件的總體要求，將李村礦高瓦斯礦井按煤與瓦斯突出礦井進行管理。本措施按照《防治煤與瓦斯突出規定》、《煤礦安全01manbetx 》、潞安礦業集團相關的規定和中煤五公司相關規定進行編製。隻指導施工期間煤巷施工煤與瓦斯突出的防治。本措施中如有與上述標準相衝突之處，均按照上述標準執行。石門揭煤另編專項措施。
二、說明
李村煤礦屬於潞安礦業集團公司的新建礦井，在井筒揭煤期間委托中國礦業大學對各井筒3#煤層進行了突出危險性預測，預測結果各井筒沒有突出危險性，但是所測得的瓦斯壓力相對較大，均超過了0.74MPa，為保證在後期煤巷掘進過程中的施工安全，特編製本措施。
2.1 井田煤層地質概況
李村煤礦井田位於晉城——獲鹿褶斷帶西側，武鄉——陽城凹褶帶東側。區內構造主要受到新華夏構造體係的控製，全井田的為一走向近南北，傾向西~西南，地層傾角3—6°的單斜構造，伴以寬緩褶曲和極少量的逆斷層，未發現陷落柱和岩漿岩侵入，構造屬簡單類型。
井田內主要含煤地層為二疊係下統山西組和石炭係上統太原組。其中山西組含煤1～6層，一般2～3層，由上而下編號為1、2、3號。煤層總厚1.45～7.35m，平均5.91m，含煤係數10.11%。其中3號煤層位於本組下部，厚度大且穩定，是井田批準的可采煤層。其餘煤層不穩定，均不可采。太原組含煤8～9層，自上而下編號為5、8-1、8-2、9、10、11、12、13、14、15號。煤層總厚4.34～10.66m，平均7.63m。含煤係數6.86%。主要可采的15號煤層位於一段中部，局部可采的14號煤層位於一段頂部。其餘煤層均不可采。此外，在石炭係中統本溪組及二疊係下統下石盒子組底部均有極不穩定的薄煤層出現，均不可采。
根據李村礦井初步設計，在可采的3號煤層與15號煤層中，前期隻開采3號煤層。並且由於兩個煤層相距較遠，平均103m。因此，在編製防突措施時，可按照單一煤層考慮。
各主要可采煤層特征見表2-1。

2.2 3#煤層頂底板
3#煤層頂底板影響範圍內的岩性主要為泥岩、砂質泥岩、粉砂岩、細砂岩和中砂岩。
直接頂板為泥岩，局部為粉砂岩及砂岩，厚度0~7.45m。厚度穩定性差，結構鬆散，吸水易軟化，強度較低。老頂為砂岩，厚0~20.10m；岩相變化大，不規則裂隙發育，見有方解石脈及泥質物質充填現象。
煤層直接底板為泥岩、砂質泥岩，局部為粉砂泥岩及粉砂岩，厚度0~2.45m。基底為灰色中厚~厚層狀細粒砂岩，厚0.45~7.50m。岩相變化大；為半堅硬~堅硬岩石。
煤層的上覆岩石，從直接頂至老頂為軟弱~堅硬型，再往上為較弱~堅硬型的相間複合結構。這種軟硬相間的結構雖然能阻止煤層開采時頂板裂隙的發展，但由於軟弱岩石在水的作用下，易發生軟化，從而降低了頂板的穩定性。底板自上而下為軟~堅硬型，直接底軟弱層在水的作用下，易發生軟化。
2.3 地質構造情況
本井田大部分被黃土覆蓋，中部有基岩出露，根據地質填圖、鑽孔揭露，區內構造賦存有大堡頭背斜和逆斷層。
逆斷層由3—1號鑽孔控製，在孔深638.02m~667.39m處15號煤層重複，破碎帶由砂岩、砂質泥岩組成，厚度為4.36m,落差為29.37m,推斷為走向北西向，傾向北東。
2.4 水文地質情況
依據地質報告，井田內主要含水有：中奧陶石灰岩岩溶裂隙含水層組；太原組岩溶裂隙含水層；及山西組砂岩裂隙含水層組；上、下石盒子組砂岩裂隙含水層組；基岩風化帶裂隙含水層；第四係鬆散層孔隙含水層組。
井田內主要隔水層有：石炭係太原組底部及本溪組隔水層；二疊係砂岩含水層層間隔水層；第四係底部隔水層。
斷裂構造：區內隻有一條逆斷層，斷距29.37m，傾角45°，探井施工的3-1號鑽孔見此斷層，在本井田的東部邊界附近，鑽進至該位置時，衝洗液消耗量及水位變化均不明顯，故推測其導水及富水性較弱。
區內主要可采煤層3號煤直接充水含水層為頂板砂岩裂隙含水層，鑽孔單位湧水量為0.0096~0.0942L/min·m，該含水層含水性弱~中等；區內構造簡單，主要以寬褶曲為主；奧灰水具有較高的水壓值，水頭高出3號煤底板230~580m左右，但其間有130m的地層阻隔，正常情況下，一般不會對煤層開采造成影響；但將造成局部地段水文地質條件複雜化。綜合以上因素，礦床水文地質條件為中等類型，即二類二型。
15號煤層直接充水含水層為太原組各石灰岩岩溶裂隙含水層，富水性一般較弱。其底板奧陶係石灰岩含水層具有較高的水壓值，加之隔水底板較薄，僅8.82~24.52m，故礦床水文地質條件為中等或複雜類型，即三類二型或三類三型。
根據井田水文地質條件，地質報告采用“地下水動力學法”和“水文地質比擬法”進行了計算和預測。
其結果：開采3號煤層時正常湧水量預計為4313m3/d，最大湧水量預計為7833 m3/d。值得注意的是，預計的礦井正常湧水量未考慮斷層的影響，也不包括礦井突水量。
根據該地區生產實際，礦井移交生產時由於工作麵剛打開砂岩含水層，水量比預測有一定的增加，鑒於此，設計取正常湧水量為280 m3/h，最大湧水量為400m3/h。
2.5 主立井揭煤突出參數測定值（中國礦業大學提供）
根據現場測定煤層瓦斯壓力及現場取得煤樣的實驗室實驗，主井3＃煤層突出參數測定結果如下：
1）.李村風井3＃煤層瓦斯壓力實測為0.9MPa(表壓力)，1＃孔與2＃孔數據相同，符合性較好且穩定了10小時以上，認定測定壓力即為3＃煤層的原始瓦斯壓力；
2）.在李村煤礦風井采用最先進的突出煤芯取芯器取得3＃煤層的煤樣煤樣。根據現場取得煤樣的描述，破壞類型屬於破壞的Ⅲ類煤；
3）.對所取的煤樣進行了突出參數的測定。煤樣堅固性係數為0.893；煤樣的瓦斯放散初速度△P =12.141。
2.6．1李村礦目前的通風係統
目前李村礦通風采用兩進一回的通風係統（主、副井進風，中央回風井回風），現我項目部負責施工巷道有： 集中進風巷、1#進回風聯絡巷、1#進風石門、1#集中回風巷西翼、1#集中回風巷東翼、2#集中回風巷、軌道運輸大巷、南翼軌道運輸石門、內水倉、外水倉，井下共安裝風機28台，其中副井重車線安裝10台、副井進風通道安裝8台、副井北馬井下急救站安裝2台、主井北馬安裝2台、主副井臨時水倉安裝4台、1#進風石門北安裝2台。

2.6．2安全監測監控係統情況
李村煤礦現使用KJN96瓦斯監測係統，該係統由監測主機、打印機、KJJ92B型通信接口、避雷器；井下由KJF94C型監控站、KDW92B礦用隔爆兼本安型不間斷電源、KDG3/36型遠程斷電器、聲光報警器及各種傳感器組成。（傳感器：甲烷、風速、一氧化碳、溫度）、開停傳感器（風門、風機）、信息傳輸係統和地麵中心站等部分組成。（如下表）

監控分站 8台 不間斷電源 8台 遠程斷電控製器 8台
地麵通信接口 1個 風速傳感器 4台 風機開停傳感器 70個
CO2傳感器 3台 溫度傳感器 4台 風門開停 10套
係統基本功能
1、數據采集
1)係統具有甲烷濃度、風速、一氧化碳濃度、溫度等模擬量采集、顯示及報警功能。
2）係統具有饋電狀態、風機開停、風筒狀態、風門開關量采集、顯示及報警功能。
2、控製
1）、係統有瓦斯超限聲光報警和斷電/複電控製功能；
2）、係統有瓦斯、風電閉鎖功能；
3、存儲和查詢
1)甲烷濃度、風速、一氧化碳濃度等重要測點模擬量的實時監測值；
2）模擬量統計值（最大值、平均值、最小值）；
3）報警及解除報警時刻及狀態；
4）斷電/複電時刻及狀態；
5）饋電/複電時刻及狀態；
6）局部通風機、風筒、主通風機、風門等狀態及變化時刻；
7）設備故障/恢複正常工作時刻及狀態等。
4、顯示
1）係統具有列表顯示功能；
2）係統具有能在同一時間坐標上同時顯示模擬量曲線和開關狀態圖；
3）係統具有顯示模擬量實時曲線和曆史曲線現實功能；
4）係統具有開關量狀態及柱狀圖顯示功能；
5）係統具有模擬動畫顯示功能；
5、打印
係統具有報表、曲線、柱線圖、狀態圖、模擬圖、初始化參數召喚打印功能。
6、自診斷
係統具有自診斷功能，及時發現監控站、供電電源、傳感器和傳輸電纜的故障，並予以報警。
7、雙機切換功能
值班人員能時刻觀察工作主機的操作界麵，及時發現工作主機的故障，立即手動更換接線至已通電待用的備用主機，使備用主機投入正常工作。
8、備用電源
係統具有備用電源，當電網停電後，保證對甲烷、風速、風壓、一氧化碳、局部通風機開停等主要監控量繼續監控。
9、數據備份
係統采用在不同的硬盤上進行自動數據備份。
10、防雷
在係統的通信接口、地麵中心站設備電源、入井口等安裝防雷裝置。
11、其他
1）係統具有網絡通信功能
2)係統具有軟件自監視功能；
3）係統具有軟件容錯功能；
4）係統具有實時多任務功能，能實時傳輸、處理、存儲和顯示信息，並根據要求實時控製，能周期地循環運行而不中斷。
三、“四位一體”綜合防突措施施工方案
通過已揭露煤層和現在正在施工的巷道情況，3#煤層掘進施工過程中的防治煤與瓦斯突出的綜合措施采用區域性綜合防突措施及局部綜合防突措施相結合的方法，現將具體施工順序如下：
3.1 區域性綜合防突措施
3.1.1 區域性突出危險性預測
根據防治煤與瓦斯突出規定第33和42條，在新的水平、新采區設計和開拓前，可根據煤層瓦斯含量進行區域性預測，區域預測根據煤層瓦斯參數結合瓦斯地質03manbetx 的方法進行。結合李村礦目前建設的實際情況，首采采區為南翼 采區目前隻有南翼軌道巷剛進入施工，所以進行區域煤與瓦斯突出預測相對難做，所以視同為該區域有煤與瓦斯突出危險性，施工期間均要采取區域防突措施。
3.1.2 區域性防突措施
根據《防治煤與瓦斯突出規定》第45條，區域防突措施包括開采保護層和預抽煤層瓦斯兩類。結合李村礦的具體情況，在煤巷掘進期間，決定采用順層鑽孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯的方法進行區域性防突。采用掘前預抽，邊掘邊抽或雙巷交替抽放的措施。為達到既盡量縮短巷道停掘的時間又能做好區域防突措施，采用在巷道兩幫布置鑽場，在鑽場內施工順層鑽孔進行預抽，實施步驟如下：
①巷道每向前推進40m，在巷道兩側各施工一個巷幫鑽場，鑽場高2m，寬2.5m，長3m。
②每個鑽場共布置4個鑽孔，鑽孔在迎頭均勻布置，共4個孔（如果條件具備，鑽孔個數及鑽孔間距應根據實際考察的煤層有效抽放半徑確定），鑽孔應盡量順煤層布置，距煤層底板1m，孔深80m。鑽孔開孔布置見附圖1所示。
措施孔施工完畢後，進行封孔抽放，鑽孔封孔深度8m。
③ 保證20m措施孔超前距，控幫15m，孔徑Ø89mm，孔口除塵。
④ 鑽孔方位角應有現場工程技術人員給出，保證四個鑽孔的終孔位置能夠均勻分布在保護範圍內。
做好每個鑽孔施工參數的記錄及抽采參數的測定。鑽孔孔口抽采負壓不得小於13kPa。預抽瓦斯濃度低於30%時，應當采取改進封孔的措施，以提高封孔質量。
區域措施鑽孔的預抽時間為3天。
3.1.3 區域措施的效果檢驗
煤巷掘進施工按照要求采取了區域性防突措施後，需要對防突措施的效果進行檢驗，檢驗指標采用預抽區域煤層瓦斯含量的實測值，其方法和臨界值與進行區域預測時的相同，即通過測定煤層的殘餘瓦斯含量來檢測，臨界值參照表3-1：
表3-1 根據煤層瓦斯壓力或瓦斯含量進行區域預測的臨界值
瓦斯含量W（m3/t） 區域類別
W﹤8 無突出危險區
除上述情況以外的其他情況 突出危險區

對防突措施進行檢驗時，應當首先03manbetx 、檢查預抽區域內鑽孔的分布等是否符合設計要求，不符合設計要求的，不予檢驗。檢驗期間還應當觀察、記錄在煤層中進行鑽孔等作業時發生的噴孔、頂鑽及其他突出預兆。
進行瓦斯含量實測時，在巷道掘進頭的暴露麵施工一個鑽孔，孔深80m，分別取20m、40m、60m和80m位置的煤樣測定其瓦斯含量，操作方法與區域性預測方法中的殘餘含量測試相同。開孔位置見附圖1所示：
經區域性效果檢驗證實防突措施有效後，可認為該區域為無突出危險區域。反之，如果所測得的效檢指標仍然超過突出危險臨界值或者在校檢期間發現有突出預兆，則認為防突措施無效，此檢驗測試點周圍半徑100m內的預抽區域均判定為預抽防突效果無效，仍為突出危險區。需要繼續采取區域性防突措施，直到效果檢驗合格為止。
3.1.4 區域驗證
在區域預測為無突出危險的區域以及預測有危險並采取了預抽煤層經效果檢驗合格的區域內采掘需要進行區域性驗證。驗證前，在煤巷掘進工作麵施工1個超前距10m的超前物探鑽孔，探測地質構造和觀察突出預兆，並針對不同的區域、地質特征及時間，采取不同的驗證措施。
① 在工作麵剛進入這些區域時均需要進行連續兩次區域驗證。也就是工作麵向前連續掘進兩個循環的過程中分別進行一次區域驗證。
② 在區域性預測為無突出危險且地質構造簡單的區域
在該區域內工作麵每向前推進50m需要連續進行兩次區域性驗證。
③在地質構造複雜的區域
在該區域內工作麵每向前推進10m需要連續進行兩次區域性驗證。
④在采取了預抽煤層瓦斯措施並經效果檢驗合格的區域
在該區域內工作麵每向前推進10m需要連續進行兩次區域性驗證。
⑤在構造破壞帶
在該區域內掘進需要連續進行區域性驗證，即在該區域，工作麵每向前掘進一個循環進行一次區域驗證，直到離開該區域。
驗證指標按照防突規定第74條中的鑽屑指標法，采用鑽屑指標法進行區域驗證時，先在巷道前方施工3個直徑42mm，孔深10m的鑽孔，測定鑽屑瓦斯解吸指標和鑽屑量。
鑽孔應盡可能布置在軟分層中，一個鑽孔位於掘進巷道斷麵中部，並平行於掘進方向，其他鑽孔的終孔點位於巷道斷麵兩側輪廓線外4m處。鑽孔開孔及終孔位置示意圖見附圖2所示：
鑽孔每鑽進1m測定該1m段的全部鑽屑量S，每鑽進2m至少一次鑽屑瓦斯解吸指標K1值。
采用鑽屑指標法預測煤巷掘進工作麵突出危險性的指標臨界值應根據試驗考察確定，在確定前可暫按下表的臨界值確定工作麵的突出危險性。
表3-2 鑽屑指標法預測煤巷掘金工作麵突出危險性的參考臨界值
鑽屑瓦斯解吸指標K1（mL/g.min0.5） 鑽屑量S
（kg/m） (L/m)
0.5 6 5.4
如果各檢測孔實測得到的S、K1的所有測定值均小於臨界值，並且未發現其他異常情況，則該區域無危險。采用本措施3.3的安全防護措施後即可向前掘進，並保留20m的區域措施超前距。
3.2 局部綜合防突措施
在經區域驗證有突出危險的區域內的煤巷掘進時應采用局部綜合防突措施，保證采掘作業的安全。那些經區域驗證沒有突出危險的區域可在采取安全防護措施的前提下正常掘進。
3.2.1 工作麵突出危險性預測
在區域驗證有突出危險的區域內掘進，首先要對其進行工作麵預測。在煤巷掘進工作麵可采用防突規定第74條中的鑽屑指標法進行突出危險性預測。具體的施工步驟及臨界值見本措施3.1.4所示。預測鑽孔終孔位置距離工作麵10m。
如果各檢測孔實測得到的S 、K1的所有測定值均小於臨界值，並且未發現其他異常情況，則該工作麵預測為無突出危險工作麵，可以正常掘進；否則，為突出危險工作麵。
經工作麵預測沒有突出危險的工作麵可在采取本措施3.3中的安全防護措施後進行采掘作業，並保留2m的預測孔超前距。
3.2.2 工作麵防突措施
在有突出危險的區域需要先采取工作麵防突措施。其有效作用範圍一般僅限於當前工作麵周圍的較小區域。
根據防突規定第87條，我們采用超前排放瓦斯鑽孔，具體如下：
① 共設計排放孔27個，孔深20～22m，順煤層施工，分三排布置，每排9個，第一排距煤層底板1.6m，排間距0.5m，孔間距0.5m。第一排鑽孔傾角為12°，第二排7°，第三排3°。方位角根據具體巷道方位及控幫距來確定。鑽孔開孔位置布置見附圖3所示。
② 巷道兩側輪廓線外鑽孔的控製範圍為5m。當煤層厚度大於巷道高度時，在垂直煤層方向上的巷道上部煤層控製範圍不小於7m，巷道下部煤層控製範圍不小於3m，或進入岩石0.5m停鑽；
③ 排放鑽孔孔徑為Ø75mm，孔口除塵。
④ 所有排放鑽孔施工完畢後，繼續排放4～8小時，然後進行校檢工作。如果校檢沒有通過則繼續排放4～8小時，或增加排放孔數量，直到校檢通過為止。
煤巷掘進工作麵在地質構造破壞帶或煤層賦存條件急劇變化處不能按原措施設計要求實施時，必須打鑽孔查明煤層賦存條件，然後采用直徑為42mm的鑽孔排放瓦斯。若突出煤層煤巷掘進工作麵前方遇到落差超過煤層厚度的斷層，相應的措施應按石門揭煤執行。
3.2.3 工作麵防突措施的效果檢驗
在實施工作麵防突措施後，需要對其效果進行檢驗。工作麵防突措施效果檢驗包括以下兩部分內容：
① 檢查所實施的工作麵防突措施是否達到了設計要求和滿足有關的規章、標準等，並了解、收集工作麵及實施措施的相關情況、突出預兆等（包括噴孔、卡鑽等），作為措施效果檢驗報告的內容之一，用於綜合03manbetx 、判斷。
② 各檢驗指標的測定情況及主要數據。
工作麵防突措施的效果檢驗采用鑽屑指標法，共施工檢驗孔3個，深度為10m。具體操作步驟及臨界值與工作麵突出危險性預測相同。鑽孔的開孔位置及終孔位置示意圖見附圖3、附圖4所示。
經效果檢驗證實工作麵防突措施有效後，可認為該工作麵突出危險性已消除，可在采取本措施3.3安全防護措施的基礎上，向前掘進，並保留2m的措施孔超前距。
3.3 安全防護措施
為了防止因措施失效且檢驗失誤、發生延期突出等而導致發生人身傷亡02manbetx.com ，在突出危險區或經檢驗無危險的區域內進行采掘活動時均要采取安全防護措施。
3.3.1 防護設施
① 反向風門
在掘進工作麵進風側設置至少2道堅固可靠的反向風門，反向風門距工作麵的距離大於75米。反向風門的安裝設置要求，符合《規定》第103條的規定。
風門牆垛用磚或者混凝土砌築，嵌入巷道周邊岩石的深度可根據岩石的性質確定，但不得小於0.2m，牆垛厚度不小於800mm，風門厚度不得小於60mm。兩道風門之間的距離不得小於4m，風門正麵應包1.2mm鐵皮，並用2根50×50mm以上角鐵穿帶。
門框和門采用堅實的木質結構，門框厚度不小於100mm。
風門牆體上安裝風筒逆風裝置，風門有反向底坎及皮帶擋風裝置。
② 壓風自救
煤巷掘進工作麵自掘進麵回風口開始，每50m設置一組壓風自救袋，每組自救袋數量為6個，靠近迎頭一組不少於12個，並保持距迎頭25～40m的距離。
③ 避難硐室
避難硐室必須設嚴密的隔離門，室內淨高3.5m，長5m和寬4.2m。室內支護必須良好，避難硐室內必須設有供風、供水的設施，每人供風量按不少於0.3m3計算（總共38×0.3=11.4 m3）。如果用壓縮空氣供應時，應有減壓裝置和帶有閥門控製的呼吸管嘴。
避難硐室內應根據避難最多人數（38人）配備足夠數量（不少於38個）的隔離式自救器。
④ 其它
掘進通風方式采用壓入式通風。
主要運輸巷道和回風巷道內使用礦用防爆特殊型蓄電池電機車必須設置車載式甲烷斷電儀。當瓦斯濃度超過0.5%時，停止機車運行。
礦井中進行電焊、氣焊和噴燈焊接時，必須停止突出危險區內的一切工作。
爆破作業嚴格執行“一炮三檢製”。
3.3.2 個體防護
① 對所有下井人員進行防突專業知識培訓，所有下井人員必須佩帶隔離式自救器，並會正確使用。
② 在工作麵所有作業過程中，每個人都有責任和義務隨時觀察突出預兆（如煤結構發生變化、煤壁發冷、外鼓、響煤（岩）炮、頂板來壓、支架變形、瓦斯忽大忽小、打孔（眼）噴孔、頂鑽嚴重等），若出現以上現象，立即通知其它人員按《作業01manbetx 》中規定的避災方法和路線撤到新鮮風流中，並向礦調度室彙報，聽候處理。情況危急時，應立即撤出到地麵。
③ 所有入井人員必須熟悉避災路線，避災路線所經過的岔道口應設置醒目的方向指示牌，以保證避災人員安全快速撤退。
3.3.3 突出煤清理
在那些發生了突出的巷道，進行突出煤清理前，必須編製防止煤塵飛揚、杜絕火源、垮塌以及再次發生突出的安全防護措施。對於突出孔洞應充填或支護。發生大型以上突出後，一般不應從孔洞放出鬆散的煤體，以免造成垮塌引起再次突出，還應及時镟砌或注漿密閉孔洞，以免造成自燃。在過突出孔洞及在其附近30m範圍內進行采掘作業時，必須加強支護。
3.3.4 監測監控
① 嚴格執行自動監測和人工監測相結合的礦井瓦斯監測製度。人工監測由通防隊安排專職瓦檢人員進行，且做到“三對照”，即瓦斯台帳、瓦斯記錄本和現場記錄三對照。當人工監測與自動監測數據不同時，在未弄清那個有誤時一般按最大值。
② 調度室信息中心要加強監測係統日常維護工作，確保監測係統顯示、斷電、報警、打印等功能準確可靠，同時做好監測數據的記錄、報批和存檔。
④ 在掘進工作麵及其回風流中設置甲烷傳感器。
5、其它措施
① 施工單位及相關人員對防突措施嚴格貫徹、認真學習，做到學習有記錄並考試合格，否則人員不能作業。
② 安檢科對防突措施的貫徹執行情況進行嚴格監督檢查。
③ 輔助礦山救護大隊成立並做好隨時應急救災的準備。
④ 在地質構造破壞帶或煤層賦存條件急劇變化處，首先打鑽孔查明煤層賦存條件，然後采用直徑為42～75mm的鑽孔進行排放，經措施效果檢驗有效後，方可采取安全防護措施施工。

附錄 煤層殘餘瓦斯含量測定方法
殘餘瓦斯含量測定主要分為以下幾個步驟
1井下自然解吸瓦斯量測定
1.1 井下自然解吸瓦斯量采用解吸儀測定，煤樣罐通過排氣管5與解吸儀連接處，打開彈簧夾3，隨機有從煤樣泄出的瓦斯進入量管，用排水集氣法將瓦斯收集在量管內。
1.2 每間隔一段時間記錄量管讀數及測定時間，連續觀測60min或解吸量小於2cm2/min為止。開始觀測前30min內，間隔1min，以後每隔（2~5）min讀數一次；將觀測結果填寫到表2，同時記錄氣溫、水溫及大氣壓力。
1.3 如果量管體積不足以容納60min內從煤樣泄出的全部瓦斯，可以中途用彈簧夾3夾住，排氣管與解吸儀斷開，重新迅速給解吸儀補充清水，然後打開彈簧夾3，連通解吸儀繼續觀測。
1.4 如果在解吸儀觀測中沒有瓦斯泄出，應檢查穿刺枕頭、排氣管及煤樣罐上部排氣管是否堵塞。如果沒有堵塞，則是瓦斯含量過小所致，此時，即可種植觀測，送實驗室測定。
1.5 觀測結束後，抽出穿刺針頭，將壓緊螺絲稍加擰緊（用力適度，不可過緊，一麵膠墊失去彈性）。
1.6 煤樣罐密封運到井上後，要進行試漏，將煤樣罐沉入清水中，仔細觀察5min，檢查有無氣泡冒出，如果發現有氣泡滲出，則要更管煤樣罐或膠墊重新取樣。如不漏氣，可以送實驗室繼續進行實驗。

2 殘餘瓦斯含量測定
2.1 在煤樣送到實驗室後，首先就需要再次按照上述方法進行檢漏；如果發現漏氣即為廢品，將檢查結果在報告中注明。此外還要檢查瓦斯煤樣送檢單與煤樣罐編號是否符合，試驗資料是否齊全；經檢驗無誤後，統一登記編號，然後盡快進行下一步測定工作。

2 殘餘瓦斯含量測定
2.1 在煤樣送到實驗室後，首先就需要再次按照上述方法進行檢漏；如果發現漏氣即為廢品，將檢查結果在報告中注明。此外還要檢查瓦斯煤樣送檢單與煤樣罐編號是否符合，試驗資料是否齊全；經檢驗無誤後，統一登記編號，然後盡快進行下一步測定工作。

1-超級恒溫器；2—密封槽；3—穿刺針頭；4—濾塵管；5—集水瓶；6—冷卻管；7—水銀真空計；8隔水瓶；9—吸水管；10—排水瓶；11—吸氣瓶；12—真空瓶；13—量管；14—取氣支管；15—水準瓶；16—幹燥管；17—分隔球；18—真空泵；A—螺旋夾；B~F—單向活塞；D~K—三通活塞；L、M—120°三通活塞
圖2 真空脫氣裝置
2.2 脫氣方法
2.2.1 脫氣前的準備工作
a)真空脫氣裝置各玻璃部件組裝前要清洗、烘幹。組裝後，在吸氣瓶11、真空瓶12及量管13（見圖2）充以適量的酸性飽和食鹽水做限定液。真空係統各連接部分用真空封膠密封。真空活塞洗靜後塗以真空封脂。在擦洗活塞時，要防止有機溶劑對儀器的汙染。
b)真空脫氣裝置使用前要嚴格進行氣密性檢查， 要求真空係統在儀器最大真空度下放置240min， 真空計水銀液麵上升不超過5mm。各量管在水準瓶放低情況下液麵保持不動。
c)儀器檢修後要重新進行氣密性檢查。
2.2.2 煤樣粉碎前脫氣
a)預抽真空煤樣與脫氣儀連接前，對儀器左側真空係統抽氣，達到最大真空度時停泵，觀察真空計水銀液麵，在10min內保持不動為合格。
b)煤樣罐與脫氣儀連接關閉脫氣儀的真空計，通過穿刺針頭及真空膠管將煤樣罐與脫氣儀連接。
c)煤樣脫氣
1）粉碎前常溫脫氣：煤樣首先在30℃恒溫下脫氣，直至真空計水銀液麵不動為止。每隔30min重新抽氣，一直進行到每30min內瀉出瓦斯量小於10cm3。
2） 粉碎前加熱脫氣：常溫脫氣後，再將煤樣加熱至(95～100)℃恒溫，重複a)進行脫氣。脫氣終了後，關閉真空計，取下煤樣罐，迅速地取出煤樣立即裝入球磨罐中密封。
3） 脫氣過程中如集水瓶5積水過多妨礙氣流通過時， 應及時將積水排出。 排水時要防止將真空係統中瓦斯抽出。
2.2.3 煤樣粉碎後脫氣和稱重
a)煤樣粉碎
1）先進行氣密性檢查。
2）煤樣裝罐時，如果塊度較大，應事先將煤樣在罐內搗碎至粒度25mm以下，然後擰緊罐蓋密封。
3）煤樣粉碎到粒度小於0.25mm的重量超過80%為合格。
b)脫氣和稱重
煤樣粉碎後脫氣按本標準第 2.3 條進行，本階段脫氣要一直進行到真空計水銀柱穩定為止。然後，關閉真空計，取下球磨罐，待罐體冷卻至常溫後，打開罐體，稱量煤樣重量(稱準到1g)按GB474《煤樣的製備方法》縮製成03manbetx 煤樣，按GB/T 212《煤的工業分析方法》分析Mad、Aad及Vdaf。剩餘煤樣保留1個月後處理。
2.2.4 氣體體積的計量
a)讀取量管讀數時， 應提高水準瓶， 使量管內外液麵齊平。 同時並記錄大氣壓力， 氣壓表溫度及室溫，將觀測結果填寫到表3中。
b)如果三支量管不足以容納全部脫出的氣體時，可以將氣體混合均勻後，將兩支大量管的氣體排出，保留小量管內的氣體， 同時記錄排出的氣體體積及相應的參數(參見a)條)。脫氣完了後，將氣樣大致按前後脫出氣體體積比例混合。然後，取混合氣樣進行分析，也可對前後兩次脫出氣體分別取樣分析計算。
2.3 常壓自然解吸法
2.3.1 解吸係統密封性檢查
將量管充水至一定高度後隔絕量管與外界連通，待液麵穩定後，若量管內液麵在5min內下降刻度小於2cm3則氣路密封性合格。
2.3.2 煤樣罐與地麵解吸裝置連接
通過膠管將煤樣筒與地麵解吸裝置連接（見圖3）。
2.3.3 粉碎前自然解吸瓦斯量測定及煤樣稱重
a）讀取並記錄量管液麵初始讀數，緩慢打開煤樣筒閥門，隔一定時間間隔讀取一次瓦斯的解吸量，時間間隔的長短取決於解吸速度；並注意觀察解吸累計量的變化規律，發現異常及時處理，或報廢。
b）當實測解吸瓦斯體積達到單根測量管最大量程85%時，打開轉換手柄用第二根測量管測量。
c）當解吸一段時間後，玻璃管內不再有氣泡冒出時解吸完畢，讀取並記錄解吸玻璃管液麵終止讀數。
d）將煤樣罐內煤樣倒入煤樣盆中，進一步去除矸石等非煤物質，然後放置在天平上進行煤樣總重稱量。
e）記錄解吸周圍環境的溫度、大氣壓力、煤樣重量、測試人員以及煤樣送達實驗室和開始地麵解吸的時間，將實驗測定數據數據填入表4中。
2.3.4 粉碎後自然解吸瓦斯量測定
a）密封性檢查
按照2.3.1進行密封性檢查。
b）煤樣稱重
1）從煤樣盆中取兩份相等量的二次煤樣，記錄二次煤樣重量，煤樣的質量一般是(100～300)g，選擇整芯或較大塊的煤樣， 確保二次煤樣和全煤樣有相同的特性。 如果兩份二次煤樣測試結果有較大的差別，應該再取第三份二次煤樣。
2）若待粉碎煤樣塊度較大，應事先將煤樣搗碎至粒度25mm以下。
c）粉碎後自然解吸瓦斯量測定
1）將稱量好的二次煤樣逐份放入粉碎機料缽內，蓋好帶有密封圈的蓋子，並壓緊密封嚴實。
2）記錄量管初始讀數，然後進行煤樣粉碎。
3）運行時觀測解吸瓦斯量體積，當實測解吸瓦斯體積達到單根測量管最大量程的85%時，打開轉換開關用第二根測量管測量，粉碎結束時記錄量管終止讀數；將實驗測定數據數據填入表4中。
4）煤樣粉碎到95%煤樣通過60目(0.25mm)的分樣篩合格。
5）解吸結束後讀取的量管終止讀數與解吸前量管初始讀數之差即為在本次條件下的解吸瓦斯體積，同時記錄大氣壓力，室溫，將觀測結果填寫到表4中。
3 氣樣組分分析
3.1 氣樣采取
3.1.1 采用脫氣法時,按下麵步驟采取氣樣:
a)采取氣樣前，調節水準瓶位置，使量管內氣體處於正壓狀態，打開活塞K排空氣樣。用量管內氣體衝洗梳形管， 排除管內殘留的限定液。 然後， 用醫用注射器(帶針頭三通)通過取氣口吸氣， 清洗取氣支管及針頭。連續清洗三次，每次吸氣不少於20cm3。清洗完了後，采取氣樣備做分析。
b)用注射器取氣樣，隨用隨取，不得保存時間過長(不超過10min)。氣樣保存期間必須保持針頭朝下傾斜狀態，以免吸進空氣。氣樣在貯氣瓶中保存時間(由脫氣終了算起)不超過120min。
c)取氣樣終了後， 必須用限定液將貯氣瓶及梳形管中殘留氣體排除幹淨。以免影響下一次實驗結果。
3.1.2 采用自然解吸法時, 可不進行氣樣分析，若需進行氣樣分析按下麵步驟采取氣樣:
在煤樣地麵解吸裝置中解吸完畢後， 將氣樣袋連接到與解吸管相連的真空泵出氣口，啟動真空泵進行抽氣將瓦斯和空氣的混合氣體排入氣樣袋（兩袋）。
3.2 組分分析
采取的氣樣按GB/T 13610 進行氣體各種成份分析。