运输石门揭煤防突设计和安全技术措施（新） .doc

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1、毕节大梨树煤矿11183运输平石门揭煤专项防突设计及揭煤安全技术组织措施 编 制： 大梨树煤矿通防科 编制日期： 2014年5月15日 会审情况一览表审批单位签字：掘进队： 年 月 日技术科： 年 月 日安检科： 年 月 日通防科： 年 月 日机电队： 年 月 日调度室： 年 月 日安全矿长： 年 月 日生产矿长： 年 月 日机电矿长： 年 月 日总工程师： 年 月 日矿 长： 年 月 日会 审 栏时 间： 地 点：主持人：参加人员：会审意见： 目 录第一章 工程概况一、工程位置及周围开采基本情况二、煤层情况及顶底板特征三、瓦斯地质概况四、巷道施工参数第二章 通风系统及控制通风风流设施的措施一

2、、揭过煤期间需要风量计算及风机选型1、风量计算2、风机选型3、风速验算二、通风方式及通风路线三、控制通风风流设施的构建和安全技术措施1、控制通风风流设施的构建2、控制通风风流设施的安全技术措施第三章 揭煤作业程序第四章 控制煤层层位的措施第五章 防治煤与瓦斯突出的措施（区域防突措施）第六章 防突措施的效果检验及验证一、区域防突措施效果检验二、区域防突措施验证第七章 补充防突措施第八章 安全防护措施一、压风自救二、防突反向风门的管理措施三、远距离爆破安全技术组织措施1、起爆地点2、停送电、撤人、设岗3、突出预兆4、避灾路线四、隔离式自救器使用要求第九章 爆破设计及安全技术措施一、爆破设计二、打眼

3、、装药、放炮作业三、爆破安全技术措施第十章 加强揭过煤段巷道支护的措施第十一章 组织管理及安全技术措施一、揭煤组织措施1、成立揭煤领导小组2、揭煤时各岗位职责二、瓦斯管理措施1、加强工作面通风2、加强瓦斯检查3、加强瓦斯监控三、机电设备管理措施四、安全监测监控系统安装与管理措施五、综合防尘管理措施六、防灭火管理措施七、其他安全技术措施 八、本设计附图 11183运输平石门揭煤专项防突设计及安全技术组织措施前 言为认真贯彻煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定，有效防治煤与瓦斯突出事故发生，根据防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规程（2011年版）、煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）、煤矿

4、瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）、煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T10472007）、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10262006）、煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292006）等以及捡材沟煤矿相关技术资料，特编制1310运输石门揭过K32煤层专项防突设计及安全组织措施，望各单位严格按防突设计和相关安全措施组织执行。第一章 工程概况根据11183运煤平巷（里程0m）地质剖面图，截止2014年5月15日早班，11183运煤平巷开口迎头距M煤层法向距离为10m，预计

5、该巷前掘 10米后将穿过M煤层。根据施钻资料分析，该煤层厚度不超过300mm，为防止发生意外，我矿着手准备揭煤工作。一、 工程位置及周围开采基本情况为解决11183采面运输问题，我矿决定在距离11183下运输石门联络巷风门外5米处开口掘11183运煤斜巷，掘进15米后改为平巷掘进与井底溜煤眼贯通，再沿11183运煤平巷开口点往下继续掘11183运煤斜巷与井底回风绕道贯通，形成完整可靠的通风系统。根据近期测量结果，11183运煤斜巷开口点坐标为+1314（Y = .35、Z=.25），按方位75，0+1坡度掘进，工程量153米，现已掘至11183运煤平巷开口位置。为防止11183运煤平巷岩层中有

6、煤层穿过发生误揭煤，决定在11183运煤斜巷开口处实施地质钻孔探明前方煤层赋存和含水情况，以便决定是否采取揭煤措施揭煤。据相关资料分析，11183运煤平巷上部邻近11183运输巷，北翼为1303联络巷，南翼为轨道上山，巷道周边无小窖和采空区。为此，我矿于2014年 月 日 班在11183运煤平巷开口点实施了地质钻孔和探放水钻孔，基本探明了11183运煤平巷前方煤层和含水情况（详见11183运煤平巷地质钻孔、探放水钻孔设计和11183运煤平巷（里程0m）地质剖面图和11183运煤平巷（里程0m处）探水成果图。根据地质预测分析，截止2014年5月15日早班，11183运煤平巷开口点距M煤层法向距离

7、为10m，预计该巷前掘 10米后将穿过M煤层。该煤层厚度分析不超过300mm，为防止发生意外，我矿决定采取必要的石门揭煤安全防护措施远距离放炮一次性揭开煤层。二、煤层情况及顶底板特征 该巷于2014年5月3日开工，根据探放水有关规定和相关技术要求，我矿首先在1310反掘运输石门（以下简称1310运输石门）开口点往里21米处向掘进方向施工地质钻孔，基本掌握了1310运输石门正前方60米内煤岩赋存情况（详见1310运输石门里程（21米）处地质钻孔施工验收单、1310运输石门里程（21米）处地质剖面图，并严格按照石门揭煤的有关规定，认真编制了1310运输石门防突专项设计及揭煤安全技术组织措施报送上级

8、相关部门审批，同时在上级部门的指导下不断补充完善各项内容，分步实施防突措施。为准确摸清前方煤岩情况，防止误揭煤层，我矿又于2013年11月28日从反掘石门往里44米处再次施钻（详见1310运输石门（里程44m）处地质钻孔施工验收单、1310运输石门（里程44m ）处地质剖面图，最后确认前方将穿过K32煤层底板，该层顶板以细砂岩为主，次为粉砂岩，底板为泥质粉砂岩，煤层平均厚度为2m、倾角为17。三、瓦斯地质概况依据我矿安全专篇得知，K32煤层原始瓦斯含量为9.67m3/t，煤层原始瓦斯压力为1.37MPa。四、巷道施工参数及支护形式1310运输石门预计总工程量153米，设计巷道方位为75，坡度为

9、0+1，该巷断面形状为直墙半圆拱断面。支护断面形式：1310运输石门支护规格为下宽中高3.8m3.0m。S掘 = 10.9m2 ,S净 =9.2m2。附：巷道支护断面图（1：50） 临时支护：1310运输石门待爆破找掉彻底后，将2棵长3.5m的11#工字钢或15Kg/m轨道作为前探梁窜抵迎头，再将U型棚梁放于前探梁上加顶网、铺小板，以作为临时支护和前探支护。遇顶板破碎无法控制顶板时，采用规格为2.0m0.10m0.10米木撞楔或2.0m长的2寸铁管打撞楔控制顶板。永久支护：待临时支护好后，方可架设永久支护。1310运输石门采用25U型钢棚进行支护、棚距为600mm。第二章 通风系统及控制通风风

10、流设施措施一、掘进（揭过煤）期间所需风量计算及风机选型1、风量计算（1）按该工作面绝对瓦斯涌出量q涌计算：据公式：Q掘=100q掘KCH4/0.8Q= qK 100=0.892100=178m3/minq掘1310运输石门揭K32煤时的绝对瓦斯涌出量，参照安全专篇预计为0.89m/min；KCH4均衡系数取1.52.，取2；（2）按炸药量计算：Q掘=25A掘=259.6=240式中： A掘进工作面一次爆破的最大炸药量，9.6 kg（3）按掘进工作面最多人数计算：Q人=4N=416=64m3/min其中：N工作面最多作业人数16（按交接班时计算）；4煤矿安全规程规定每人所需风量，4m3/min；

11、（4）风速验算：按最大风速计算Q=VS60=49.260=2208m3/min按最小风速计算Q=VS60=0.259.260=138m3/min2、风机选型根据计算结果，该工作面供风取上述最大值240m3/min，因此现选用的两台FBDNo6.0/222kw局扇（该型局扇实际吸入风量为250-550m3/min）完全能够满足供风要求。3、安设局扇地点配风：该巷局扇安设在1303行人联络巷进风口（主平硐皮带机尾处），距该工作面回风口大于70米的防突风门进风侧，局扇安设位置最大断面为6.5m2，为确保该段巷道全风压风速不低于0.15m/S，该段巷道需配风：6.50.1560=58.5m3/min,

12、为此，局扇安设位置最低需要风量为：58.5+550=608.5 m3/min。目前该处配风大于800m3/min，完全满足设计要求。4、通风线路：新风：主平硐进风1303行人联络巷（风机）1310运输石门掘进工作面（风筒出风口）。 泛风：1310运输石门工作面（风筒出风口）1310运输石门回风1310回联巷1310回联上山集中回风上山1368回风石门总回风平硐地面附：1310运输石门通风系统示意图 二、控制通风风流设施的构建和安全技术措施1、控制通风风流设施构建（1）防突风门构建地点：1310北翼运输石门与1303行人联络巷交叉口进入1310北翼运输石门以里5米处。（2）防突风门构建标准：该防

13、突风门正反向风门各为2道，风门间距为6.5m，采用红砖和混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度为0.2m，墙垛厚度为1.2m；通过风门墙垛的风筒、风窗、水沟均有防逆流隔离板，隔离板能全断面封闭，厚度为50mm，在受到逆向冲击时能实现自动关闭。同时， 防突风门旁边还配备了防逆流砂袋，能在放炮前将水沟堵上，防止发生突出灾害时有毒有害气体从水沟溢出。2、控制风流设施的安全技术措施为保证风流稳定可靠，采取如下加强控制风流设施的措施：（1）通防科必须加强防突风门及其防逆流设施的日常维护及管理工作，每天派专人检查，发现问题及时处理。（2）人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面无人或工作面放炮时，必须

14、关闭反向风门。放炮前由当班瓦检员负责监督检查反向风门、调节风窗、水沟隔离板、防突沙袋的关闭和使用情况，只有在完好关闭、水沟堵死的情况下方可放炮。（3）加强风筒管理，每天派专人维护，确保迎头风量。（4）局部通风机实行双风机、双电源，瓦检员对局部通风机进行挂牌管理，确保局部通风机正常、连续运行。第三章 揭煤作业程序一、揭煤实施步骤：1、通过第一循环（详见1310运输石门里程（21米）处地质钻孔施工设计及成果图）钻孔资料分析，基本掌握前方煤层大体赋存情况，并严格按揭煤防突设计及步骤要求，首先在1310运输石门迎头距K32煤层法向距离10m外施工2个穿透k32煤层全厚的前探钻孔，再次探明煤层赋存条件、

15、地质构造、瓦斯情况，确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状，并及时绘制地质剖面图。2、第二步，在1310运输运输石门迎头距K32煤层法向距离不小于7m处停头施工钻孔对前方煤层进行抽放（详见1310运输石门里程（44米）处迎头穿层抽放钻孔施工设计图，实施区域防突措施，并进行效果检验，直到区域防突措施有效（效果检验方法为：测压、计算残余瓦斯含量、测定K1值）。在区域防突措施有效的情况下，掘至迎头距煤层法向距离5m处停掘。3、第三步，在1310运输石门距K32煤层法向距离不小于5m处(地质构造复杂、岩石破碎的区域，应适当加大法向距离)，迎头施工3个穿透煤层厚度的钻孔，孔径为42mm,采用钻屑瓦斯解

16、吸指标法和测定残余瓦斯压力法，进行区域防突措施效果检验。当区域效检为工作面有突出危险时，延长区域防突措施时间或另外实施区域防突措施并重新进行区域防突措施效果检验，直到区域防突措施有效。（效果检验方法为：测压、计算残余瓦斯含量、K1值考察）。4、第四步，当区域效检工作面无突出危险后，在边探边掘的前提下（用5m长钎往煤层方向探5m,掘2m）采取远距离停电撤人放炮的安全防护措施掘至迎头距k32煤层法向距离不小于1.5m位置。5、第五步，在掘至1310运输石门迎头距K32煤层法向距离不小于1.5m时，采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行最后一次验证(措施效果检验)。当最后验证区域防突措施无效时，采

17、取排放钻孔作为补充防突措施（或抽放钻孔再次抽放），直至最后验证防突措施有效。6、第六步，当区域防突措施有效后，由矿总工程师提出揭煤申请报阿戛安检站，经阿戛安检站同意后，请示水城县煤炭局，安排救护队员协助揭煤工作。 7、揭煤后，在采取安全防护措施的前提下执行全井停电、撤人，远距离爆破逐步揭过K32煤层。二、震动性放炮设计1、震动性放炮的预留岩柱为1.5米，即从石门第二探水点往里掘进至18米处开始刷斜面）2、预留岩柱刷斜面爆破参数表及炮眼布置三视图。炮眼名称孔号眼深（米）与中线夹角（）倾角雷管(个)装药量封泥长爆破顺序联线方式备注眼数每眼总量掏槽眼1-61.75066个4块3.6 kg封至孔口1大

18、串联辅助眼7-91.20033个2块0.9kg210-161.50077个3块3.15kg周边眼17-201.40044个2块1.2kg321-230.93033个2块0.9 kg24-271.13044个2块1.2kg底眼29-342.00-577个3块3.15kg4合计1-343414.1 kgA、根据迎头煤层赋存状况，工作面应刷与巷道底板成60度斜面。B、刷斜面应采取现有的支护形式，在 迎头帮、顶多用木料背帮背顶，撑木必须支撑有力，帮顶接实牢固，不得有空帮漏顶现象。C、刷斜面的主要技术措施，采取1310片区撤人，停电。在永久避难硐室放炮。3、震动性放炮凿岩爆破设计参数A、炮眼数目确定，考

19、虑到该石门岩石厚且坚硬，煤层底板为倾斜状，故设计34个炮眼，以求一次揭开煤层。B、炮眼布置要求，岩眼不得打入煤层，眼底距煤层保持0.1-0.2米的距离，如岩眼打入煤层中必须在眼底的岩石中充填0.2米的炮泥。槽眼应打入煤层的深度不得少于1.5米，煤层段和岩层段应分段装药，并用0.25米的水炮泥隔开。C、震动性放炮爆破揭煤炮眼参数及炮眼布置三视图炮眼名称孔号眼深（米）与中线夹角（）倾角雷管(个)装药量封泥长爆破顺序联线方式备注眼数每眼总量掏槽眼1-64.080626个8块7.2kg封至孔口1大串联透煤眼辅助眼7-92.50033个4块1.8kg2岩眼10-142.60055个4块3.0kg岩眼15

20、、162.80022个4块1.2kg岩眼周边眼223.635121个6块0.9 kg3透煤眼19、254.030222个7块2.1kg透煤眼20、212.43022个4块1.2kg岩眼23、242.53022个4块1.2kg岩眼17、18、2.63022个4块1.2kg岩眼26、272.73022个4块1.2kg岩眼底眼28、343.03-522个8块2.4kg4岩眼29-333.03-555个6块4.5kg岩眼合计1-344327.9kgD、使用爆破材料，雷管段数说明。必须使用矿用安全型硝安炸药，毫秒延期雷管，且最后一段的延期时间不超过130毫秒，并不得跳段使用。电雷管使用前必须进行导通试验

21、。E、炮眼封泥及使用水炮泥的要求：所有炮眼都在炸药与封泥之间装1-2个水炮泥，封泥必须密实地封至孔口，所有没有装药的炮眼及排放孔都需要用黄泥封实。F、使用启爆设备和地点：启爆设备采用矿用500发发爆器，启爆地点在永久避难硐室。G、启爆电流检验：采用大串联联线方式，启爆电流采用I=E/（NR+P）检验，当I值大于1.5A时方可启爆。（式中：E是启爆电压，N是雷管个数，R是单个雷管电阻值，P是放炮母线电阻值。）取最大值I=1000/（435+400）=1.63A大于最低启爆电流值1.5A。第四章 控制煤层层位的措施1、在1310运输石门掘至里程44m 时，作地质钻孔设计，共设计9个地质钻孔，通防科

22、按设计组织施工完成。（详见1310运输石门里程（44米）处地质兼测压钻孔设计图）。打钻过程中，地测技术员必须现场跟班，掌握钻孔深度、方位、角度及见煤终煤情况，以便准确控制所揭K32煤层的位置。打钻过程中见到K32煤层时必须停钻，地质人员做好记录后，才能继续打钻；若要撤钻必须得到地质人员同意后方可撤钻，地质人员根据现场收集的地质资料，及时整理并绘制出钻探成果图。2、矿技术（地测）科对整个巷道的掘进过程进行控制，在距K32煤层垂距5m、3m、2m时，进行层位探控，下达地质预测预报通知单到相关单位，现场标定控制点位置，并在现场悬挂掘进进度大样图，施工单位必须严格进行控制，并每班向矿调度汇报进尺，防止

23、误揭煤层。3、当1310运输石门掘进距K32煤层垂距5m、3m、2m时，施工单位每次打眼前必须在该巷道底板、顶板和中部各施工1个直径为42mm的前探钻孔，确定K32煤层层位，保证岩柱距K32煤层厚度不小于1.5m的垂距，该钻孔必须始终超前于工作面迎头3m以上，以防止误揭开K32煤层。4、施工探煤钻孔必须由施工单位与安检员或瓦检员现场签字验收，严禁弄虚作假，确保钻孔的真实性，防止误揭煤层。第五章 防治煤与瓦斯突出的措施（区域防突措施）根据已探明的地质情况，1310运输石门采用在迎头停头施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的方法作为区域防突措施。一、完善瓦斯抽放系统我矿瓦斯抽放系统主要管路已完善，1310运输

24、石门抽放系统拟由地面瓦斯泵站经总回平硐进入回风下山，总回平硐管道管径为350mmPVC管，在1368回风石门交叉口改为200mm管径钢管，经回风下山进入1310回风联络上山口 ，并由此改为150mm管径PVC管，再经1310回风石门联络巷进入1310运输石门联络巷到达1310运输石门工作面详见1310运输石门瓦斯抽放系统设计布置图。抽放管道选型设计与依据：1、 进入1310运输石门的抽放管路采用150mmPVC管。2、 管径选型计算（参照煤矿抽采瓦斯实用技术手册）d0.1457式中：d抽放瓦斯管道内径,mmQ抽放管内气体流量, m3minV抽采管内气体流速，m/s取10抽放管道选择按最大瓦斯抽

25、放浓度取60%进行计算，抽放支管可选用管径为108mm的管道，故我矿现采用的150mm管径管路完全能够满足抽放需要。二、区域防突措施根据煤与瓦斯防治规定，区域防突措施钻孔控制范围为控制巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时保证钻孔控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，如果钻孔不能一次穿透煤层全厚时，保持钻孔最小超前距离不小于10m；抽采半径为1.5m(查资料，根据邻近煤矿煤层透气性系数确定)，钻孔直径为75mm，钻孔深度为40m。共设计钻孔15个，终孔间距3m，钻孔倾角在-512之间，最短孔深20m，最长孔深40m。详见：1310石门揭过K32煤层区域防突措施抽放钻孔

26、设计图（附后）施工方法：1、采用ZDY-750型钻机施工钻孔，采用马丽散封孔工艺进行封孔。钻孔采用马丽散封孔，该封孔材料膨胀倍数20倍以上，发泡均匀、细小，孔隙不联通，并有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压2040KPa、正压2Mpa条件下，钻孔密封严实不漏气。 2、钻孔方位、倾角放线工作由技术科地测人员进行现场标定；3、钻孔施工深度必须达到设计要求，若达不到设计要求的必须补打。4、钻孔施工现场必须悬挂经审查签字的设计图牌板，否则不得施工。5、严格执行打一封一连一抽的原则，封孔深度为6-8m。第六章 防突措施效果检验及区域验证1、测压钻孔布置：工作面掘进距K32煤层垂距7m时在迎头布置3个

27、测压钻孔，其中：1#孔在迎头左帮，水平距上帮0.5m，方位54，倾角12 ，孔深25m，终孔点位于揭煤点往里水平距15m，巷道上帮轮廓线外10m的煤层内；2#孔布置在巷道中线上，开孔距巷道底板1m，方位75 ，倾角12，孔深25m，终孔点位于揭煤点前方15m巷道中部煤层内；3#孔开孔在迎头底板线上，水平距下帮0.5m，方位96，倾角-5，孔深20m，终孔点位于揭煤点往前水平距12m，巷道下帮轮廓线外5m的煤层内。附:1310运输石门揭煤区域防突措施测压钻孔设计图和1310运输石门揭煤区域防突措施效果检验钻孔设计图。 2、煤层残余瓦斯压力测定:（1）测定煤层残余瓦斯压力必须严格执行AQ1047-

28、2007煤层瓦斯压力直接测定方法规定，严格按照上述区域防突措施效果检验孔设计参数将检验孔施工到位后，封孔安装压力表对煤体残余瓦斯压力进行测定，若所有检验测试点煤层瓦斯压力均小于0.74Mpa, 证明区域防突措施有效，则该揭煤区域为无突出危险区域；反之，措施无效，为突出危险区域，必须补充施工瓦斯抽放钻孔进行抽放的局部防突措施。（2）经检验，若区域防突措施有效，通防科根据措施和检验情况及时编制区域防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批同意后，掘进至远距离爆破揭开煤层前的工作面位置（与煤层法向距离1.5米的位置）时，进行区域验证；若区域防突措施无效，则继续抽放煤层瓦斯，直到区域防突措施有效。3、区域

29、验证当工作面掘进至与煤层法向距离1.5m（急倾斜每层为2m）的位置时，采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行验证，即：采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量,具体方法如下： 1、用风煤钻在工作面迎头施工五个直径为42mm，孔深8m10m的钻孔（根据煤层厚度与倾角确定孔深），1号位于巷道掘进方向上部，平行于掘进方向，2号位于巷道掘进方向中部，平行于掘进方向，3号钻孔位于巷道掘进方向下部，平行于掘进方向，4号、5号钻孔布置在巷道两侧300mm腰线位置，终孔点位于巷道断面轮廓线外24m处。附：1310运输石门揭煤区域防突措施验证钻孔布置图。2、钻孔进入煤层后，每钻进1m测定该1m段的

30、全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值，直至钻孔施工至设计位置。根据防治煤与瓦斯突出规定第73条规定，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。3、区域验证为突出危险工作面时，必须采用大直径排放钻孔或抽放钻孔作为补充防突措施，再进行区域验证，直至措施有效为止。在区域验证为无突出危险工作面的情况下，通防科根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批，审批同意后，按爆破设计及安全技术措施实

31、施远距离爆破揭开煤层。第七章 补充防突措施经最后验证区域防突措施无效时，直接采取穿层大直径钻孔（再次补打抽放钻孔，与上次抽放钻孔错开）排（抽）放煤层瓦斯的方法作为补充防突措施，排放钻孔开孔在迎头断面上，与上一循环的抽放钻孔错开。根据防治煤与瓦斯突出规定排放钻孔控制范围为：控制到巷道的两侧和上部轮廓线外至少7米，下部至少3m。本工作面设计排放钻孔直径为108mm,孔数为15个，布置3排，每排5个，开孔位置在巷道断面上间排距0.5米，终孔间距为不大于3米。孔深应穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m。施工方法：1、采用ZDY-750型钻机施工钻孔；2、钻孔方位、倾角放线工作由技术科地测人员进行

32、标定；3、钻孔施工深度达到设计要求，若达不到设计要求的，必须补打；4、钻孔施工现场必须悬挂经审查签字的设计图牌板，否则不得施工。附：1310运输石门排放钻孔设计示意图 1310运输石门抽放钻孔设计示意图第八章 安全防护措施一、采区避难所的位置：（一）永久紧急避险系统。我矿也建成比较完备的井下永久紧急避险系统，位于副平硐里程700米处的进风巷道中，距离1310运输石门工作面仅200米，其内部设有氧气输送管道、自来水管道及其附属装置，并配有一定数量的压缩饼干、方便面以及矿泉水等食品，室内存还存有二氧化碳气瓶、氧气瓶各60余瓶，并设有休息室、洗漱室等。当撤人放炮或发生瓦斯事故时，人员可进入避嫌室内利

33、用氧气输送管道进行自保、自救或等待救援，出现火灾事故时可利用二氧化碳气体进行灭火自救。（二）其他安全防护系统一、压风自救1、压风自救安设要求：压风自救必须安装在巷道内的压缩空气主管道上并处于常开状态，通过压缩空气主管道与地面压风机房连接，确保压风自救连续供风；每组压风自救装置可供8人以上使用，且每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。2、压风自救安设地点：距1310运输石门工作面迎头2540m处、井下放炮地点、撤人设岗地点处均必须设置压风自救装置，1310运输石门巷道内每隔50m安设一组压风自救装置。附：1310运输石门压风自救系统图二、防突风门的管理措施1、通过防突反向风门墙垛的风筒

34、、风窗、水沟均必须安设防逆流装置。2、防突反向风门必须配备足够的防逆流沙袋，由施工单位在放炮前将孔洞堵严、封实。3、通防科必须每天派专人对防突风门进行维护，发现问题，立即处理。4、人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面无人或工作面放炮时，必须关闭反向风门；三、远距离爆破安全技术组织措施整个揭过煤期间均必须采取远距离爆破的方法作业，其影响范围内必须停电、井下所有人员撤离至地面,执行全井撤人、停电、放炮。1、起爆地点1310运输石门爆破地点设在地面副井平硐井口。2、停送电、撤人、设岗（1）撤人、设岗1岗(兼起爆点)位置：主平硐井口处。职责：阻止人员从主平硐进入井下；2岗位置：副平硐井口。

35、职责：阻止人员从副平硐进入井下；3岗位置：总回平硐井口。职责：阻止人员从副平硐进入井下； 撤人设岗说明：撤人站岗由各头面安检员、瓦检员负责，采掘跟班班长配合组织撤离本队人员，跟班矿长负责现场督促指挥，并检查、清点撤人站岗情况后汇报安全矿长，安全矿长负责核实清点并汇报矿调度室做好记录。A、通防科长负责安排人员将所有人员撤至地面并设专人站岗，阻止人员进入主井、副井、回风井。 B、由揭煤领导小组组长（副组长）通知调度室电话通知井下各施工地点所有人员全部撤到地面，并从人员定位系统确认所有人员全部撤到地面，各单位于井上清点上井人数并与入井检身记录、矿灯发放记录人数进行核对，确保井下所有人员全部撤到地面。

36、C、各施工地点当班瓦检员、班组长确认撤人、站岗工作完毕、所有影响范围内的人员全部撤至规定地点、机电部门把影响范围内的非本质安全型电源全部切断后，汇报调度室，同时1310运输石门瓦检员汇报工作面瓦斯情况，由揭煤领导小组组长（副组长）向放炮员下达放炮命令，放炮员接到放炮命令后在副井口附近指定位置进行启爆，现场站岗的安检员负责监督。放炮60min后，首先由救护队员带机进入工作面检查支护、顶板、瓦斯、拒爆、残爆等情况后汇报调度室，无异常后调度室下令解除警戒，恢复正常作业。附：1310运输石门远距离放炮停电、撤人、设岗示意图（2）停电、送电停电范围：全矿井下除井下变电所以外的所有非本质安全型电源。当停电

37、工作结束后，安检员、瓦检员监督机电队当班电工进行验电，只有经验电工确定已将所有非本质型安全电源断开后，方可进行放炮，揭煤工作结束后，再由调度室负责通知电工恢复送电。3、突出预兆所有人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆，突出预兆分有声预兆和无声预兆。有声预兆：煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。声音由远到近，由小到大，有短暂的，有连续的，时间间隔长短不一致。煤壁发生震动和冲击，顶板来压，支架发出折裂声。 无声预兆：工作面顶板压力增大，煤壁被挤压，片帮掉渣，顶板下沿或底板鼓起；煤层层理紊乱、煤暗淡无光泽、煤质变软；瓦斯忽大忽小，煤壁发凉，打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等现象

38、。4、避灾路线施工过程中，发现突出预兆或发生火灾、瓦斯及煤尘灾害时，工作面当班班组长必须及时汇报调度室并组织撤离所有人员。调度室必须及时汇报值班矿领导和通知通防科，并负责安排撤人工作。发生灾害后，灾害影响范围内的所有人员必须使用隔离式自救器，并立即按照避灾路线撤至地面。避火灾路线： 避瓦斯、有毒有害气体路线：避水灾路线：附：1310运输石门避灾路线示意图四、隔离式自救器使用要求所有作业人员必须配备隔离式自救器且随身携带，并熟知自救器的使用方法。1、自救器的使用方法：将专用腰带穿入自救器皮带卡，固定在背部腰间。使用时先将自救器转到腹前，一手托底，另一手拉开封口带。去掉上外罐，手提头带将自救器抽出

39、后将下外罐丢弃。戴好头带，整理好气囊。拔掉口具塞，迅速启动氧烛(若氧烛启动失效，应深吸气后通过口具向药罐呼气以强制生氧)。将口具放入口中，口具片置于唇齿之间，牙齿咬紧牙垫，用鼻夹垫夹住鼻子，开始用口呼吸。均匀呼吸，快速撤离灾区。2、注意事项佩戴自救器撤离灾区时要注意口具和鼻夹一定要咬紧夹好，绝不能中途取下口具和鼻夹。生氧剂产生的氧气要比环境空气温度干热，但对人体无害。佩戴时不要压迫气囊，以防损坏漏气。佩戴自救器要求操作准确迅速，使用者必须经过预先训练，并经考试合格方可配备。3、使用维护自救器必须随身携带，应尽量避免碰撞；严禁将自救器当坐垫使用。自救器不使用时严禁随意打开。在携带自救器前，应检查

40、外观有无损坏和碰撞凹痕，若发现不正常现象，应及时送交有关部门检查。自救器只能佩戴使用一次，使用过的自救器已经报废，不得再次使用。自救器应定期检查气密性是否良好。气密不良的自救器严禁使用。根据煤矿自救器使用管理办法规定，将被测自救器放入气密检查仪腔体内（注意腔体内剩余空间若过大，应适当填加实体充填物），扣合封压盖，使压力达到（56）kPa，15秒时间内压力下降值不超过300Pa为合格。随身携带的自救器一般12个月检查1次，受到剧烈撞击有漏气可能的自救器应随时进行检查。第九章 爆破设计及安全技术措施一、爆破设计1、爆破选用三级煤矿许用乳化炸药及煤矿许用8号安全毫秒段延期电雷管（段）。2、起爆电阻的

41、计算及起爆器的选择： a、回路电阻计算R回=TL/Sb、R串=R电电雷管个数c、R总=R回+R串d、电流I=U/R 其中：U为MFB-100型放炮器的峰值电压。根据上述计算，选用MFB-100型放炮器可满足要求，6mm两芯胶质电缆作放炮母线。3、采用大串联的联线方式。4、炮眼布置、装药结构及爆破说明书见附图。附图：炮眼布置图、装药结构图、爆破说明书（附后）二、打眼、装药、放炮作业1、打眼人员实行定人、定岗、定责任，并严格按照炮眼布置图中的方位、角度、深度施工，不合格的眼要重新补打；2、装药时要严格按照装药结构图的要求进行；3、爆破时必须严格按爆破说明书起爆顺序及要求进行爆破；4、爆破采用全断面

42、一次打眼、一次装药、一次起爆的作业方式。三、爆破安全技术措施、放炮员必须由经过培训，并持证上岗的专职人员担任。、炸药雷管必须分别存放在专用的非金属炸药箱、雷管箱内，并加盖上锁。炸药雷管不得混装，炸药、雷管箱必须放在顶板完好、支护完整、避开电气设备的地点。每次放炮时都必须将药箱放在警戒线以外的安全地点。、从成束的电雷管中抽取单个雷管时，不得手脚线硬拽管体，也不得手拉管体硬拽脚线。应将成束的电雷管顺好，轻拉前端脚线将管体抽出。抽出后的单个电雷管的脚线末端要扭结短路。、做引药时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶板完好、支护完整、避开电气设备和导电体的炮药箱附近进行，禁止坐在炮箱上装配引药。（2）装配

43、引药时，必须防止电雷管受震动、冲击以及折断电雷管脚线和损坏脚线绝缘层。（3）电雷管只许由药卷的颈部装入，严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。（4）电雷管插入药卷后，必须用脚下线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结短路。5、必须按照爆破说明书要求使用水炮泥，剩余部分炮泥填满封实，严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥（瓦检员监督）6、必须正向装药，放炮母线与雷管脚线、放炮母线与放炮母线间严禁出现明接头。7、放炮母线与母线的连接必须使用接线盒，脚线与脚线、脚线与母线的连接必须使用绝缘胶布进行包扎。8、严格执行“一炮三检查”和 “三人连锁放炮”制度。9、严禁在井下做导通试验，严禁连续两次扭起爆器。10、如遇残爆或拒爆，处理拒爆时按煤矿安全规程第342