揭煤安全技术措施（新） .doc

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1、毕节大梨树煤矿11183运输平石门揭煤安全技术措施 编制单位： 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、揭过煤期间需要风量计算

2、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 第三章 控制煤层层位的措施 第四章 防治煤与瓦斯突出的措施 第五章 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 第六章 爆破设计及安全技术措施 一、爆破设计 二、打眼、装药、放炮作业 三、爆破安全技术措施 第七章 加强揭过煤段巷道支护的措施 第八章 组织管理及安全技术措施 一、揭煤组织措

3、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、相关图纸 11183运输平石门揭煤安全技术措施前 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

4、/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）等以及大梨树煤矿相关技术资料，特编制11183运输平石门揭煤安全技术措施，望各单位严格按措施组织实施。第一章 工程概况一、 工程位置及周围开采基本情况 为解决11183采面运输问题，我矿决定在井底回风绕道距离井底消防材料库回风口6m处开口往上掘11183运煤斜巷，掘进37米后与11183运输巷贯通，然后在11183运煤斜巷贯通点往下15m处右帮开口作平巷掘进与11184运煤斜巷溜煤眼贯通，形成完整可靠的运输和

5、通风系统。依据测量结果：11183运煤平巷开口点坐标为+1521.9（Y = .96、Z=.97），按方位120，+5坡度掘进，工程量55米。根据观察，在掘进过程中，该巷将穿过一层极薄糟煤（以下简称为MN煤层。该煤层在矿井所有原始资料中无编号记载）。据相关地质资料分析，11183运煤平巷上侧部邻近11183运输巷，前方为副井，下部为井底回风绕道，巷道周边无小窖和采空区，因此，该巷瓦斯也得到大量释放。为防止11183运煤平巷岩层掘进过程中误穿煤层，开掘前首先在开口点沿巷道方位实施地质钻孔，以探明前方煤层赋存和含水情况，根据情况采取相应揭煤措施进行揭煤。为此，我矿通防科于2014年 月 日 班20

6、14年 月 日 班按照相关设计在11183运煤平巷开口点开始施钻（详见11183运输平石门地质和探放水钻孔设计图，基本探明了11183运煤平巷前方煤层和含水情况。二、煤层情况及顶底板特征 根据施钻地质资料（详见11183运输平石门开口点地质、探水钻孔和测压钻孔施工设计图、11183运输平石门（里程0m处）地质分析剖面图）分析，并结合毕节大梨树煤矿安全专骗有关资料综合分析，确认11183运输平石门开口点前方距MN煤层法向距离为6m，煤层厚度不超过300mm，煤层倾角为2830，该煤层顶板以细砂岩为主，次为粉砂岩，底板为泥质粉砂岩，中间有黑夹矸，且煤层无连续性，与安全专篇地质分析基本一致。根据煤矿

7、安全规程和煤与瓦斯突出管理规定的有关阐述，煤层厚度低于300mm时可不采取防突措施进行揭煤，但必须采取安全防护措施过煤。为此，特编制11183运输平石门揭过MN煤层安全技术措施。三、瓦斯地质概况依据我矿安全专篇描述，我矿M18和M69号煤层在标高+1512水平以上煤层原始瓦斯含量分别为5.44m3/t和6.31m3/t，煤层原始瓦斯压力分别为0.2 MPa和0.25 MPa，其它煤层极薄未做鉴定。四、巷道施工参数及支护形式11183运输平石门预计总工程量55米，设计巷道方位为120，坡度为+5，该巷断面形状为直墙半圆拱断面。支护断面形式：11183运输平石门支护规格为下宽中高2.5m2.0m。

8、S掘 = 4.6m2 ,S净 =4.2m2。 临时支护：11183运煤平巷爆破后，首先找掉活石险矸，然后挂网打锚杆支护，最后喷浆，局部地段架棚支护。临时支护采用前探梁配合锚杆支护。永久支护：11183运煤平巷爆破后，首先找掉活石险矸，然后挂网打锚杆支护，最后喷浆，局部地段采用架棚支护。第二章 通风系统及控制通风风流设施措施一、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=0.961.6100=154m3/minq掘11183运输平石门过MN煤时的绝对瓦斯涌出量，参照安全专篇预计为0.96m

9、/min；KCH4均衡系数取1.52.，取1.6；（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；（4）风速验算：按最大风速计算Q=VS60=44.660=1104m3/min按最小风速计算Q=VS60=0.254.660=69m3/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，可选用211KW局扇（该类局扇实际吸入风量为180360m3/m

10、in），因此现选用的两台FBDNo6.0/230kw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：11183运煤平巷局扇安设在11183运输巷主井车场内，距该工作面回风口大于70米，途中经过11183运煤斜巷调节挡风墙，局扇安设位置最大断面为6.5m2，全风压供给风量不低于650m3/min。根据计算和实测，该巷道全风压风速为0.6m/S，该段巷道需配风：4.60.1560=41m3/min,为此，局扇安设位置最低需要风量为：B=INTQ掘/（Q局供K供）+1Q巷=1.2工Q局供式中：Q局供局扇实际吸入量m3/min；K供风筒供风率，取0.

11、8；Q巷安设局扇巷道配风量m3/min；INT（X）取小于X的临近指数；INT（0）=0；B=INTQ掘/（Q局供K供）+1=INT41/(3600.8)+1=0.14+1=1.14Q巷=1.2BQ供=1.21.14360=492m3/min目前该处配风大于700m3/min，完全满足设计要求。4、通风线路：新风：主井进风11183运输巷主井车场局扇11183运煤斜巷上段11183运输平石门工作面开口点（风筒出风口）。 泛风：11183运输平石门工作面（风筒出风口）11183运煤斜巷下段井底回风绕道总回风上山地面附：11183运输平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

12、、控制通风风流设施构建（1）防突风门地点：井底绕道防突风门和11184运回联络巷防突风门以及11183运煤斜巷挡风墙。（2）防突风门构建标准：所有防突风门每组正反向风门各为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挡板，隔离挡板能全断面封闭，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。（3）调节挡风墙厚度0.8m，红砖和混凝土砌筑，11183运煤平巷风筒通过铁质防逆流铁风筒从中穿过。2

13、、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 揭过煤作业程序 一、揭过煤实施步骤：1、第一

14、步：由通防科布置测压钻孔进行测压，当测定11183运输平石门煤层瓦斯压力不超过0.74MPA时，才能进行下一步工作。2、第二步：钻孔测压后，施工单位每班打眼前必须先打探眼，探明前方煤层距离和煤层赋存情况，探3m掘1m，并将情况汇报矿调。当距离煤层2m时，矿调立即通知停掘，并汇报矿总工程师。2、第三步：由总工程师安排通防科和施工单位配合，首先用风钻打眼，进入煤层后立即改为风煤钻打眼，并由通防科防突工钻取煤样测定K1值。3、第三步，当防突考察效果检验指标K1不超过0.4时，且最大钻屑量不超过规定时，由通防科负责监督、施工单位按本措施震动爆破要求组织布置炮眼，采取远距离停电撤人放炮的安全防护措施一次

15、性揭开MN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1-343

16、414.1 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

17、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、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、27

18、2.73022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。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/

19、（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11183运煤平巷开口前作地质钻孔设计，共设计9个地质钻孔和1个测压钻孔，通防科按设计组织完成钻孔施工任务（详见11183运输平石门开口点地质、探水钻孔和测压钻孔施工设计图）。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MN煤层的位置。打钻过程中见到MN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

20、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M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，防止误揭煤层。3、当11183运输平石门掘进距MN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MN煤层层位，保证岩柱距MN煤层厚度不小于1.5m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M煤层。4

21、、施工探煤地质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。第五章 防治煤与瓦斯突出的措施一、完善瓦斯抽放系统我矿瓦斯抽放系统主要管路已完善，11183运煤平石门抽放系统拟由地面瓦斯泵站经总回风下山，到达总回风井底落平点附近分支。总回风主管道管径为200mmPVC管，在总回井底交叉口改为108mmPVC管，经11183运煤斜巷进入11183运输平石门（详见11183运输平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11183运输平石门抽放管路采用108mmPVC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,mm

22、Q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108mm管径管路完全能够满足抽放需要。 二、 区域防突措施 因该煤层厚度不足300mm，无法获取煤样，且我矿标高在+1512水平以上煤层几经鉴定为无突出危险性，故只能采取局部防突措施。当执行局部防突措施进行防突考察时，考察K1值不超过0.4，且最大钻屑量不超过规定时，执行全矿井下撤人停电放炮等安全防护措施进行揭煤；当无法取得煤样时，同样采取全井撤人停电放炮等安全防护措施揭煤。 三、安全防护措施（一）采区避难所的位置：永久紧急避险系

23、统。我矿也建成比较完备的井下永久紧急避险系统，位于副井与总回风井联络巷内，距离副井口110m，距离总回风井口120m,距离11183运煤平巷220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1、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

24、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：井下放炮地点、撤人设岗地点处均设有压风自救装置。附：11183运煤斜巷压风自救系统图2、 防突风门 （1）通过防突反向风门墙垛的风筒、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

25、、井下所有人员撤离至地面,执行全井撤人、停电、放炮制度。1、起爆地点地面主井井口。2、停送电、撤人、设岗（1）撤人、设岗1岗(兼起爆点)位置：主井口。职责：阻止人员从主井进入井下；2岗位置：副井口。职责：阻止人员从副井进入井下；3岗位置：总回风井口。职责：阻止人员从总回风井进入井下； 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，站岗人员必须在本措施签字，放炮揭煤期间必须阻止人员进入主井、副井

26、、回风井。 B、由揭煤领导小组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。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11183运输平石门瓦检员汇报工作面及其回风瓦斯情况，然后由揭煤领导小组组长向放炮员下达放炮命令，放炮员接到放炮命令后在主井口附近指定位置进行启爆，现场站岗的安瓦员负责监督。放炮30min后，首先由兼职救护队员带

27、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：11183运输平石门揭煤放炮停电、撤人、设岗示意图（2）停电、送电停电范围：全矿井下除所有非本质安全型电源。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

28、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。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：11183运煤平巷避灾路线示意图（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

29、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

30、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。第六章 爆破设计及安

31、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、

32、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

33、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

34、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条规定进行。12、在拒爆，残爆眼未处理完之前，严禁从事与处理瞎炮无关的工作。13、放炮完60分钟后，首先由瓦检与安全员检查瓦斯浓度降到1.0%以下，且无其他异常情况后，施工人员方可进入工作面施工。 第七章 加强揭过煤段巷道支护的措施1、 从工作面距煤层法向距离1.5m(急倾斜煤层为2m)处至进入煤层顶板2m范围内的巷道必须加固顶板，以防漏顶。2、 揭过煤期间，必须将锚杆的间排距改为600600mm，并打锚索加强揭煤段巷道支护。

35、3、揭过煤期间，班组长、安检员必须随时巡查巷道的支护情况，发现问题必须及时采取措施进行处理并汇报调度室。第八章 组织管理及其他安全技术措施 一、揭煤组织措施1、成立揭过煤领导小组为加强揭过煤期间的管理工作，特成立揭过煤领导小组：组 长：矿长副组长：总工程师、安全矿长成 员：机电矿长、生产矿长、技术科长、跟班矿长、通防科长、调度主任、施工队长、防突工、安瓦员、跟班电工、监控员、兼职矿山救护队员组长全面负责指挥揭煤工作中的人员、物资安排，工作布置，其余人员必须听从组长、副组长指挥调动。2、揭煤时各岗位职责(1）掘进队长是该掘进工作面防突工作的第一责任人，负责安全措施的落实和实施；技术科对该掘进工作

36、面防突工作负技术责任，负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。(2）当班班长是本班现场防突负责人，负责本防突措施的现场落实。职责：按本防突揭煤措施要求进行现场施工；放炮前，安排放炮员检查装药、联线情况、安排电工落实停电情况，本防突措施的要求带领站岗人员现场设岗，并交代注意事项； 并将爆破情况汇报调度室,根据调度室的指令开展其它工作；协助瓦检员接好炮后工作面风筒。3）当班站岗人员对站岗警戒负现场责任。职责：负责站岗警戒，阻止人员进入警戒区域； 坚守岗位，在未接到撤岗通知前，严禁以任何理由离开站岗地点或不履行站岗职责；4）当班瓦检员，对瓦斯动态，通风情况进行现场管理；对装药、联线，防突措施的

37、实施负监督责任。职责：做好“一炮三检查”和“三人联锁换牌”放炮工作；加强局扇供风管理，对风筒脱节，破口等及时处理；监督好装水炮泥，装药工作。放炮前，将T1传感器拉到不被放炮崩坏的地方（严禁放在钻场内）；放炮后拉回规定位置。监督施工单位炮前、炮后冲尘及出货过程中的综合防尘管理工作。5）当班安检员职责：监督现场实施防突措施，效果检验；监督电工做好放炮掘进头及回风系统的停送电工作；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；监督站岗人员按本防突措施要求进行停电、撤人工作，并交待应注意事项。（5）电工对停送电、设备失爆负施工责任。职责：按本措施要求及班组长安排对放炮前后规定

38、范围内的停送电工作负责，并每班放炮前对停电情况进行验电。对掘进工作面的电器设备每班至少进行一次检查和维护，并记录备案。杜绝电器设备失爆；“三专两闭锁”装置灵敏可靠；严禁使用防爆性能不合格的电器设备；7）放炮员工职责为：按规定做好装药、联线、起爆工作。正向装药，不装药的眼孔按煤矿安全规程规定充填黄泥；按大串联方法进行联线工作；严禁出现明接头；接到放炮命令后，进行起爆工作。协助瓦检员接好炮后工作面风筒。8）防突效果检验工职责为：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，并立即汇报项目部调度室，安检站必须立即组

39、织追查，分析超掘原因，落实责任人；效检工必须严格按操作规程和仪器说明书认真操作，严禁弄虚作假。二、瓦斯管理措施1、加强工作面通风（1）机电科负责对局部通风机进行维护，确保局部通风机正常连续运行；本掘进工作面瓦检员对局部通风机开停进行管理，任何人严禁随意开停局部通风机，若确需停风时，须编制安全技术措施并贯彻签字后执行。（2）局部通风机的安装必须实行“三专两闭锁”及双风机、双电源，且能自动切换。（3）加强风电闭锁管理，做到局部通风机停止运转时能立即切断该掘进巷道中全部非本质安全型电气设备电源。（4）局部通风机位置悬挂管理牌板，牌板内容齐全，数据准确，吊挂整齐。（5）风筒吊挂质量必须达到质量标准化要

40、求，距迎头不超过5m，确保迎头有足够的新鲜风流，风筒破损须及时缝补或更换。（6）更换风筒时速度要快，尽可能缩短更换时间，避免瓦斯超限，并严格按相应措施执行。（7）测风员、瓦检员须根据实际情况对局部通风机风量进行检查，杜绝局部通风机发生循环风。（8）严禁随意破坏风筒，爆破过程中必须用皮带等保护好风筒。2、加强瓦斯检查（1）每班安排一名专职瓦检员跟班检查11183运煤平巷瓦斯情况，杜绝瓦斯超限作业。（2）严格执行“一炮三检”和“三人联锁换牌放炮”制度，放炮前，放炮员、班组长必须在瓦检员手册上签字。（3）加强工作面瓦斯检查，发现瓦斯积聚必须立即撤出人员，切断电源，进行处理。3、加强瓦斯监控监控工作人

41、员必须定期维护系统，保证系统正常连续运行。放炮前，瓦检员检查工作面及回风流中瓦斯浓度并汇报调度室，调度室进行记录并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。三、机电设备管理措施1、11183运煤平巷的所有电气设备、保护装置必须齐全完好、灵敏可靠。2、必须按照质量标准化要求对该工作面电气设备进行检查，发现问题及时处理，确保电气设备完好、运转正常，无失爆现象。3、局部通风机必须严格执行“三专两闭锁”供电制度。4、电气设备必须上架固定在安全地点，管线必须按施工断面图规定要求吊挂整齐。5、设备搭火、检修、搬迁及处理设备故障时，必须先停电，严禁带电作业。四、安全监

42、测监控系统安装与管理措施本矿采用KJ70型安全生产监测监控系统对各掘进工作面的瓦斯进行监测监控。地面安装监控主机一台，备用监控主机一台，并与七星关区安监局监控中心进行联网使用。1、11183运煤平巷按照煤矿安全规程规定，共安设甲烷传感器2台，工作面安设CO传感器1台。甲烷传感器T1悬挂在工作面迎头5m范围内，距顶300mm、距帮200mm的位置，T2悬挂在距回风口10-15m处，距顶300mm、距帮200mm的位置。2、放炮前由瓦检员将传感器移到安全位置，确保放炮不损坏传感器，放炮后，由瓦检员将传感器移到规定位置。3、放炮后，移到规定位置进行吊挂的T1严禁与风筒出风口同侧吊挂。4、必须确保安全监控设备的故障闭锁功能：当与闭锁控制有关的设备未投入正常运行或故障时，必须切断该监控设备所监控区域的全部非本质安全型电气设备的电源并闭锁；当与闭锁控制有关的设备工作正常并稳定运行后，自动解锁。5、安全监控系统必须具备甲烷断电仪和甲烷风电闭锁装置的全部功能；当主机或系统电缆发生故障时，系统必须保证甲烷断电仪