煤矿270材料联络巷掘进工作面防突专项设计及措施.doc

xx县xx煤矿270材料联络巷掘进工作面专项防突措施及设计矿会审意见参加部门签 字日 期参加部门签 字日 期施工单位机电矿长通防科安全矿长调度室生产矿长安全科总工程师通风矿长矿长会审意见：总工程师意见： 签字： 矿长意见： 签字： 措施贯彻学习签字记录贯彻地点贯 彻 人 签 名 时 间 签 名 时 间 签 名 时 间目 录1.编制依据52.基本情况52.1.工作面概况52.2.煤层赋存情况2.3.煤层情况2.4.地质构造及水文情况2.5.瓦斯、煤尘及自燃倾向2.6.掘进工艺2.7.顶板管理2.8.煤与瓦斯突出预兆2.9.煤与瓦斯突出的基本特征3.通风系统和通风控制3.1.通风系统3.2.通风控制4.270材料联络巷掘进工作面区域综合防突措施5.270材料联络巷掘进工作面局部综合防突措施5.1.突出危险性预测5.2.防突措施5.3.防突措施效果检验6.安全防护措施7.防突管理7.1.防突仪器仪表配置管理7.2.防突日常管理7.3.辅助救护队8.说明1.编制依据1.1.煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定等相关规定。1.2.270材料联络巷掘进工作面的不定期实际情况。1.3.防突工操作规程和岗位责任制。2.基本情况2.1.工作面概况270材料联络巷东邻2502回风巷，南临主平硐，西边为皮带运输下山，北为进风井；，2506顶抽巷工作面开口标高+1427m，对应地表标高+1722m，埋深为295.16m。巷道设计方位：270材料联络巷自2502回风巷开口，方位103.3，坡度0掘进10m；-22坡度掘进71m；见煤后按0度掘进10m。巷道总长91m。该掘进工作面采取爆破掘进，采用锚杆、锚索、锚网联合支护。2.2.煤层赋存情况井田内出露地层为二叠系、三叠系、第四系，巷道所穿过的地层为二叠系的龙潭组（P2l）。龙潭组为本区内含煤岩系，厚411460m。按岩性及含煤情况，大致可分为上、中、下3个段，段间为连续沉积，本组与下伏地层大厂层为假整合接触。上段：灰色、灰黑色薄至中厚层状粘土质粉砂岩、粉砂质粘土岩及粘土岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩、粉砂岩、细砂岩。本段上部含不可采煤一层，下部含3层煤线。厚约136m。中段：顶部以可采煤层M1起至底部M7煤层之下的粘土岩为界。为龙潭组中主要含煤段。岩性为灰黑色粘土岩、粉砂质粘土岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、碳质粘土岩夹煤层，大至成韵律层。粉砂质粘土岩及泥质粉砂岩中具条纹状或条带状构造。本段下部夹少许薄层灰岩。单层厚度0.216m不等。其中：粘土岩116m，粉砂质粘土岩112m，泥质粉砂岩212m，粉砂岩0.206m，碳质粘土岩0.208m。地表浅部（ZK301孔）以粘土岩为主，粉砂质粘土岩和碳质粘土岩较多，夹细砂岩、泥质砂岩、粉砂岩、薄层灰岩。本段地层在矿区内含可采煤4层，局部可采煤1层及多层不可采煤层。厚约226246m。下段：本段上部由灰色深灰色燧石灰岩、泥质灰岩、钙质砂岩组成，厚1722m；下部为深灰色、灰黑色粘土岩、泥质粉砂岩夹碳质粘土岩、生物屑灰岩及泥灰岩，含不可采煤层2层，厚约4970m。2.3.煤层情况矿区内可采煤层为五层，自上而下分别编号为M1、M2、M3、M5、M7。煤质牌号为无烟煤。目前掘进只影响M5、M7，其他煤层暂不受影响不予描述。现将M5、M7分述如下。M5煤层：位于煤系中段下部。上距M3煤层136141m，煤层自然厚度2.503.16m，浅部不含夹矸或含一层夹矸，深部ZK302中含4层夹矸。剔除厚度较大的夹矸及不可采部分后，煤层厚度在勘查区内为1.463.15m，往南在白马山煤矿ZK101孔中厚度变为3.16m，平均厚度2.50m。本煤层以块煤为主，由半光亮型煤和暗淡煤条带组成，偶见黄铁矿细脉，顶板为薄层碳质粘土岩、粘土岩，底板为薄层粘土岩。是矿井的主要可采煤层。M7煤层：位于煤系中段底部，上距M5煤层2137m，勘查区内煤层厚0.81.35m，平均厚1.06m，自然厚度0.82.01m，含12层不稳定夹矸，在南面白马山ZK101孔中厚度增大为4.30m，含2层夹矸。煤层黑色，以块煤为主，局部为粉煤，主要由半暗型煤条带组成。煤层顶板为薄层炭质粘土岩及薄层泥灰岩，底板为薄层粘土岩。本煤层全区稳定可采。2.4.地质构造及水文情况 井田位于前述三大流域之分水岭地带，主要位于马岭河流域与大桥河流域水文地质单元中。南东角猪场坝消水洞为矿区最低侵蚀基准面，标高约1317m。矿区地形中部高东西两面低，靠中部的马驿平子为本区最高点，高程+1972.9m，与南东角猪场坝消水洞最低侵蚀基准面相对高差达655m。矿区资源量计算最低标高为M7煤层，最低标高+1180m，低于矿区最低侵蚀基准面下137m。矿区西部为火麻地溪沟，为季节性小溪流，自北东向南西流入幸福水库。矿区东侧为猪场坝溪流，由北往南流至猪场坝消水洞后以伏流形式最终排入大桥河中，该溪流为常年性小溪流，水流受大气降水影响较大，枯季流量约1525L/s。矿区最低煤层M7地表出露标高+1450米，高于猪场坝溪流约60米。矿区西侧发育的火麻地溪沟，为季节性小溪流，流量较小，流经地层为飞仙关组碎屑岩，对矿床充水影响较小。矿区东侧发育的猪场坝常年性溪流，其枯季流量约15-25L/s，该溪沟洪水位线分布标高约+1320-+1370米。而矿区最低煤层M7地表出露标高为+1450米左右，高出溪沟80米以上，煤层底板与茅口组灰岩之间有100余米厚的砂泥岩所隔。因此猪场坝溪流对工程施工无充水影响。2.5.瓦斯、煤尘及自燃倾向（1）、瓦斯：根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字2012170号对黔西南州乡镇煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，xx县xx煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为15.04m3/min，相对瓦斯涌出量为10.44m3/t，瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。根据中国矿业大学提交的xx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】1009号）的批复结果，该矿M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380以上无突出危险。（2）、煤的自燃倾向：根据地质报告取样鉴定，M5煤层着火温度T氧化=364，T原样=374，T还原=397；M7煤层着火温度T氧化=367，T原样=399，T还原=406。均属二类自燃型,自燃发火期为6-9个月。在工程揭穿煤层时应采取措施，做好防灭火工作。（3）、煤尘爆炸危险性：根据地质报告取样鉴定，M5与M7火焰长度为0，抑制煤尘爆炸最低岩粉量为0，煤尘均无爆炸性。2.6.掘进工艺掘进工作面采用M-ZQS-2.5风钻打眼，爆破落煤，采用刮板输送机、皮带输送机运输，人工装煤，并配备ZY750型探水钻，FBDNo6/230型局部通风机供风。2.7.顶板管理270材料联络巷掘进工作面采用锚、网、索联合支护形式1） 临时支护采用吊挂前探金属支架做为临时支护，前探梁用两根3寸的钢管制作，长度不小于3.5m，间距1.6m，每根前探梁不少于3个固定点。锚杆支护时，用4寸的钢管做吊环，防止前探梁滚动，吊环用配套的锚杆螺母固定；前探梁上方用规格为：长宽厚：2000200150mm板梁或板枇接顶，用木楔固定牢固。2）永久支护顶板采用锚网加锚索支护矩形断面，顶锚杆202200mm螺纹钢锚杆；因矿井顶板不稳定、地质构造较多，因此需用6m长锚索加强顶板支护,锚索间距3.0m，排距为1.6m；帮锚杆为161500mm的螺纹钢锚杆；用树脂锚固剂两根，总长度不少于700mm，锚固力不小于30KN/根；顶网为钢筋焊接网，钢筋焊接网网的搭接长度为200mm，两帮为菱形铁丝网，铁丝网的搭接长度为200mm。2.8.煤与瓦斯突出预兆有声预兆：工作面煤体深处出现炒斗似的劈劈叭叭声，鞭炮声、机枪连射声、闷雷声、嘈杂声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。无声预兆：煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压褶曲、变粉碎、厚度变大，倾角变陡。压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉渣，顶板出现冒顶、断裂，底版出现鼓起，炮眼变形装不进药，打钻卡钻、顶钻等以及瓦斯涌出异常、忽大忽小，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低或升高。2.9.煤与瓦斯突出的基本特征突出的煤向外抛出距离较远，具有分选现象。突出的煤堆积角小于煤的自然安息角。抛出的煤破碎程度较高，含有大量的煤块和手捻无粒感的煤粉。有明显的动力效应，破坏支架，推倒矿车，破坏和抛出安装在巷道内的设施。有大量的瓦斯涌出，瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量，有时会使风流逆转。突出孔洞呈口小腔大的梨形、舌形、倒瓶形以及其它分岔形等。3.通风系统和通风控制3.1.通风系统掘进工作面形成了独立的通风系统，270材料联络巷掘进工作面通风路线：进风井进风井下段270材料联络巷掘进工作面1502专用回风巷1437平巷回风井。采用局部通风机向掘进工作面供风，安装位置在进风井下段，实现“三专两闭锁”。3.2.通风控制 风量调节为了调节矿井的风量，在底板南北瓦斯抽放巷口处设有2组调节风门。严格按照防突规定，在2502回风巷和进风井甩道之间设置了两组防突风门，在井下煤仓上口与2502回风巷之间设置了两组防突风门。3、通风设施管理应按规定设置防突风门和调节风门，当风门损坏时必须及时进行维修。 加强对局部通风机管理，确保进入掘进工作面风量。井下所有人员必须爱护通风设施，不得故意损坏。4.270材料联络巷掘进工作面区域综合防突措施根据贵州省煤炭管理局文件黔煤生产字2012170号对黔西南州乡镇煤矿2012年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复，xx县xx煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为15.04m3/min，相对瓦斯涌出量为10.44m3/t，瓦斯等级鉴定为高瓦斯矿井。根据中国矿业大学提交的xx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告及贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】1009号）的批复结果，该矿M5煤层+1410m标高以上和M7煤层+1380以上无突出危险。270材料联络巷在鉴定标高以上，无突出危险，我矿采取局部防突措施治理270材料联络巷掘进工作面瓦斯，不再采取区域防突措施。本措施不再设计。5.270材料联络巷掘进工作面局部综合防突措施5.1.突出危险性预测1、预测方法根据防突规定第七十四条：可采用下列方法预测煤巷掘进工作面的突出危险性：钻屑指标法；复合指标法；R值指标法；其他经试验证实有效的方法。根据本矿井开采实际，270材料联络巷掘进工作面的突出危险性预测方法采用钻屑指标法。其突出预测指标为钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻屑量S。每个钻孔在钻进过程中，从第2m孔段（含2m）开始，每1m测定一次钻粉量，每2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值，根据工作面钻孔的最大钻粉量S和最K1值预测工作面突出危险性。2、预测钻孔布置可采用目前较为方便可行的钻屑指标法，根据防突规定，预测煤巷掘进工作面突出危险性时，应向前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深1012m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。预测钻孔布置见图。3、预测临界值本矿采用防突规定推荐的临界值进行突出危险性预报，待在今后的防突实践中考察确定出符合矿井实际临界值后再使用。目前，采用钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻屑量指标S时，其临界值参照防突规定见表。钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g）钻屑量 S（kg/m）（L/m）0.565.44、突出危险性预报当工作面任意一个预测钻孔、任意一项指标、任意一次测定结果大于（或等于）其临界值，该工作面判定为突出危险工作面。但工作面突出危险性预测不仅仅依靠预测指标一种方法，而应采用综合判断方法。当掘进工作面出现下列情况之一者，应视为突出危险工作面：1）工作面处于地质构造带，包括断层、褶曲等、火成岩侵入等；2）煤层赋存条件发生急剧变化的区域，如煤层厚度、走向、倾角出现急剧变化等；3）采掘应力叠加的区域；4）在打钻过程中出现喷孔、顶钻等动力现象；5）工作面出现明显突出预兆。如判定为具有突出危险性的，必须采取防突措施，防突措施必须经过防突效果检验，检验不超标，方可继续掘进，否则继续采取补充防突措施，直到指标降至临界值以下。每次预测（或效果检验）后，必须填写突出危险性预测（检验）报告单（并附有打印资料），待有关人员审查、签字后，分别交有关部门执行和存档。预测为无突出危险工作面，在采取安全防护措施的前提下掘进，允许掘进距离为以最短预测钻孔在巷道掘进方向上的投影长度减去2m为准，见图。在采取安全防护措施前提下，掘进到位后，再进行突出危险性预测。掘进工作面预测不超标时允许进尺平面示意图5.2.防突措施根据矿井的实际情况和具体装备条件，有突出危险的煤巷掘进工作面应当优先选用超前钻孔（超前预抽瓦斯钻孔）防突措施。如果采用水力冲孔、水力疏松或其他工作面防突措施时，必须经试验考察确认防突效果有效后方可使用。前探支架措施应当配合其他措施一起使用。本设计采用超前钻孔预抽瓦斯防突措施（见煤巷掘进超前抽放钻孔布置示意图）煤巷掘进超前抽放钻孔布置示意图超前抽放钻孔布置参数表1、掘进工作面超前钻孔用于预测效果检验超标、预抽钻孔未控制的局部地点。采用超前钻孔作为防治突出的措施时，应符合下列要求：1）超前钻孔适用于煤层透气性好、煤质较硬的突出煤层。2）超前钻孔直径应根据煤层赋存条件和突出情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。钻孔超前于掘进工作面的距离不得小于5m，若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；3）钻孔在控制范围内应均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。4）预抽钻孔的孔数、孔底间距等应根据钻孔的有效抽放半径确定；钻孔的有效抽放半径必须经实测确定。5）煤层赋存状态发生变化时，应及时探明情况，再重新确定超前钻孔的参数。6）必须对超前钻孔进行效果检验，如果经检验措施无效，必须补打钻孔或采取其他补充措施。7）超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。2、超前抽放钻孔1) 煤巷掘进工作面可以优先选用超前抽放瓦斯钻孔防突措施。超前钻孔直径是确定影响超前钻孔效果的主要因素，钻孔直径愈大，抽放和卸压效果愈好。根据防突规定第八十九条规定，钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；根据xx煤矿煤层赋存情况，采用超前抽放钻孔时，为了提高瓦斯抽放效果和减少抽放时间，采用75mm直径的抽放钻孔，抽放时间为不小于8h。目前无实测资料，建议选用超前钻孔法时，最初可选用不低于75mm的超前抽放钻孔二排共11个。但应由矿技术负责人根据煤层赋存情况具体确定，但应长短结合、均匀布孔，不留死角。每一轮抽放循环应保持有5m的重叠。2）煤巷掘进工作面采用排放钻孔作为工作面防突措施时，应当符合下列要求：（1）巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围：巷道上帮为5m，下帮为5m；（2）钻孔在控制范围内应当均匀布置，在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。排放钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效排放半径确定；（3）钻孔直径应当根据煤层赋存条地质构造和瓦斯情况确定，一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径4275mm的钻孔。若钻孔直径超过120mm时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施；（4）煤层赋存状态发生变化时，及时探明情况，再重新确定排放钻孔的参数；施工完所有抽放钻孔或排放钻孔后，再进行措施效果检验，当检验指标超标时，措施无效，必须采取防突的补充措施，直到效果检验指标降到临界值以下或无异常情况为准。5.3.防突措施效果检验270材料联络巷掘进工作面执行防突措施后，应当选择上述钻屑瓦斯解析指标法进行措施效果检验。当采取了超前抽放或排放钻孔防突措施后,必须进行措施效果检验，其检验方法、临界指标与其突出危险性预测基本一致。工作面的检验孔深应小于或等于措施孔深，并应布置在措施孔之间，检验孔应当不少于3个。详见掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔布置图。270材料联络巷掘进工作面局部防突措施效果检验钻孔布置图若检验值均不超过指标临界值，则认为措施有效，反之，认为措施无效。当措施无效时，无论措施孔还留有多少超前距，都必须采取防突的补充措施，并经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施的前提下进行作业。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施5m超前距并采取安全防护措施的条件下掘进。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施掘进作业。参见图。措施效果检验后允许进尺距离示意检验指标和临界值与预测时相同。若一轮抽放孔打后，检验孔达不到预定深度时，可分次进行检验，但超前距必须符合以上规定。掘进工作面措施效果检验孔，应布置在措施孔之间，不能与措施孔交叉及重叠， 不然所测定的数据不能真实反映煤体前方的情况。6.安全防护措施由于270材料联络巷掘进工作面开口处在5#煤，我矿在开采5#煤时按照突出煤层进行管理。按照防治煤与瓦斯突出规定的有关条款，在突出煤层中进行采掘作业时，都必须采取安全防护措施。安全防护措施包括远距离爆破、反向防突风门、压风自救系统和隔离式自救器等安全防护措施。xx煤矿在270材料联络巷掘进作业时，必须采取安全防护措施。1、远距离放炮、放炮必须使用三级煤矿许用炸药及毫秒电雷管，毫秒电雷管最后一段的延期时间不得超过130ms，且不得跳段使用。电雷管使用前必须按有关规定进行导通试验，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 2个水炮泥，炮眼封泥必须密实地装至眼口，所有不装药的眼孔和措施孔必须用黄泥充填密实至孔口，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍。、放炮器平时由瓦检员随身携带，坚持“一炮三检”和“三人连锁放炮换牌”制度，每次放炮前，掘进工作面及其回风流系统均必须严格执行停电、撤人、站岗制度，起爆点设在正反向防突风门外且距起爆点不小于300m。 放炮前，瓦检员检查工作面及回风流瓦斯浓度并汇报矿调度室和通风调度室，由矿调度室通知监控中心当班值班员观察该头监控屏幕上的瓦斯变化情况，监控中心当班值班员做好记录。放炮时停电、撤人、设岗见（270材料联络巷放炮警戒、站岗示意图）。 1岗（兼做起爆点）位置：270材料联络巷防突风门外开门口往进风井300米处，职责：阻止人员进入270材料联络巷； 2岗位置：主平硐井口外侧20米，职责：阻止人员进入矿井内； 3岗位置：主风机扩散口、安全出口和防爆门外侧50米范围，职责：阻止人员进入矿井内及负责范围内严禁烟火和人员活动；停电范围：由当班电工在中央变电所位置停掉270材料联络巷巷道及回风系统的所有非本质安全型电器设备电源（开关信号），把开关打到零位并锁死，悬挂“有人工作、禁止送电”的警示牌，完毕后汇报矿调度室。 放炮后，监控中心当班值班员要随时观察炮后瓦斯情况，如炮后T1瓦斯浓度超过1%，且连续5min降不到1%以下和放炮后30minT2瓦斯浓度仍不能降到0.8%以下，监控中心当班值班员立即汇报矿调度室，调度员接到监测中心的汇报后立即通知现场瓦检员禁止进入。同时汇报矿值班领导，由矿值班领导按图南公司瓦斯超限分析处理制度的程序进行汇报处理，并立即组织人员察看现场，分析原因，采取措施，进行处理。炮后30min，监控中心当班值班员随时观察炮后瓦斯情况，只有T1和T2瓦斯浓度小于0.8时，当班监控员把实际瓦斯情况汇报调度员，调度员接到监测中心的汇报后，方可电话通知现场瓦检员，经瓦检员检查，掘进工作面全负压风流汇合处瓦斯浓度小于0.8时，再和班组长、放炮员一道进入工作面检查通风、瓦斯、支护、瞎炮等情况（此时的临时站岗由班组长指定专人），只有经检查确认工作面及回风流一切正常后，由瓦检员汇报矿调度，方可撤除该临时岗，同时瓦检员电话汇报调度室通知电工恢复送电进行施工。2、隔爆设施采用设置隔爆水棚的措施。矿井主要大巷均安装有相应的辅助隔爆设施。在距离270材料联络巷掘进工作面迎头60200米处安装至少一组隔爆水棚。根据掘进巷道性质，隔爆水棚选用60L的阻燃塑胶水袋，型号：GD60 ；尺寸：长宽高800400300mm。 隔爆水棚的形式及布置设置为被动式隔爆水棚，集中布置在巷道内，覆盖全断面。水棚的计算与选型270材料联络巷净断面积为8.3。根据水棚设置规范，辅助水棚按200L/m2计算。a.总水量：Gg.s2008.31660（L）式中:G总水量，L；g每平方米巷道所需水量，L/m2 b.单架水棚水量设计选用水袋型号为GD60，每个容积60L，每架3个水袋，则Gn=180L。水棚架数NG/Gn1660/1809，取9(架)水棚区长度L（n-1）C + nW（9-1）2.5 +90.423.6(m)式中:L主要水棚区长度; n水棚架数 C水棚间距,m,取1.5m, W水棚宽度,m。满足辅助水棚区长度不小于20m的要求。水棚间距一般为1.23m,本次选取2.5m。对隔爆水棚架设的要求a.水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致；b.与采掘工作面、装载点的距离：水袋棚与工作面、装载点的距离为60200m，水袋棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60160m，但不大于200m；c.与巷道交叉口、转弯、变坡处之间的距离不得小于50m，与风门、调节风门距离25m；d.水袋排间距为1.23.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助棚的棚区长度不小于20m；e.水袋排（列）中的水袋，占据巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例为：巷道净断面积小于10，至少为35；巷道净断面积1012m2，至少为50；巷道净断面积大于12，至少为65；表3主要隔爆水袋棚及辅助隔爆水袋棚设置汇总表水袋形式安设地点组数每组数量（架）长度（m）容量（L）巷道断面（m2）辅助爆水袋棚270材料联络巷巷距工作面60200m1923.616608.3f.水袋、水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置；水棚给水系统及检查a.矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。隔爆水棚设置地点及给水系，损坏的水袋必须及时更换。b.必须随时检查水袋是否漏水，保持水袋内蓄水量满足设计要求。c.每旬定期对水袋棚设施进行检查，发现损坏、松动等现象必须立即对水袋棚设施进行更换、维护，保持水袋棚设施使用安全可靠。3、防突风门在距离回风口外不小于10米处构筑三组防突风门。防突风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，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。门框和门扇可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于200mm，门扇厚度不得小50mm，并用不小于40404mm角铁垂直木板压夹不得低于三道。在煤巷构筑防突风门时，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。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置。4、压风自救装置安设在距离掘进工作面迎头2540m处和放炮地点各安装一组压风自救装置，每组压风自救装置不少于6个呼吸袋，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。由通风队安装，交由掘进队管理使用，不得私自撤除或损坏。掘进工作面范围内的压风自救装置由通风队进行日常维护，每天进行检查，保证能正常使用，并随着掘进进度及时挪移或增加，发现损坏时必须及时修复或更换。5、自救器的佩戴和使用下井人员每天携带时必须检查自救器的完好性，发现不正常现象要及时修理或报废。作业时，自救器挂在腰带上，必须随身携带，避免跌落碰撞，不得当坐垫使用，防止外壳变形无法正常使用。使用步骤：第一步：扯下保护带。 第二步：用拇指扳起红色扳手，拉断封力条。 第三步：揭开上外壳。 第四步：抓住头带，取出生氧药罐，丢掉下外壳。 第五步：拔掉口具塞，整理气囊。 第六步：拉起鼻夹，将口具放入唇齿间，咬住牙垫。 第七步：闭上嘴唇，向自救器呼一口气，进行呼吸。 第八步：拉开鼻夹弹簧，用鼻夹垫夹住鼻子，用口呼吸。 第九步：取下矿灯帽，带好头带。 第十步：戴上矿灯帽，撤离灾区。途中感到吸气不足 时不要惊慌，应放慢脚步，做深长呼吸，待气量充足时再快步行走。注意事项：a、携带使用时，任何场所不准随意打开自救器上壳；如自救器外壳已意外开启，应立即停止携带，作报废处理。b、在井下工作时，一旦发现事故征兆，就应立即佩戴自救器，马上撤离现场。佩戴自救器要求操作准确迅速。c、佩戴自救器撤离灾区时，要冷静、沉着，最好匀速行走。d、在整个逃生过程中，要注意把口具、鼻夹戴好，保持不漏气，绝不可以从嘴上取下口具说话。万一碰掉鼻夹时，要控制不用鼻孔吸气，迅速再夹上鼻夹。e、吸气时，比吸外界正常大气干热一点，这表明自救器在正常工作，对人无害，千万不可取下自救器。有时在佩戴时，感到呼吸气体中有轻微的盐味或者碱味，也不要取下口具，这是由于少量药粉从药层中被呼吸气流带来而产生的，没有危害。f、当发现呼气时，气囊瘪而不鼓，并渐渐缩小时，表明自救器的使用时间已接近终点。j、在佩戴过程中，万一启动装置失灵，同样可以使用，只需向气囊深呼一口气，仪器照样工作。 6、永久避难系统避灾路线：270材料联络巷掘进工作面进风井下段进风井地面。7.防突管理7.1.防突仪器仪表配置管理1、本矿井按煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定，配备了掘进工作面煤与瓦斯突出危险性预测预报的仪器仪表、煤层瓦斯含量测定、煤层硬度测定、瓦斯放散初速度测定仪器设备和相应的工器具。2、防突仪器、仪表的管理（1）由防突队的资料员负责仪器仪表保管，由防突队的技术人员负责维护和校核工作。（2）所有仪器仪表均应编号并建立台帐。其内容为：仪器编号、入井时间、仪表误差及携带仪表入井者的姓名。（3）仪表在井下受到剧烈震动或损坏，不得继续使用，必须及时维修或更换新表。（4）校核前，将要校核仪表的编号、允许误差值、校核日期、校核人姓名等逐一登记，校核误差大于允许误差即为不合格，并将不合格者作好记录。7.2.防突日常管理1、该工作面严禁使用风镐作业，每班作业人员（含瓦斯检查员、安检员）不得超过作业规程规定的人数。2、掘进队的队长是该掘进工作面防突的第一责任者，负责安全措施的落实和实施；总工对该采煤工作面防突负技术责任；通防科及防突队长负责贯彻、传达措施，检查措施的落实、实施情况。3、当班班组长是本班现场防突负责人，其职责为：（1）放炮前，安排放炮员检查装药、连线情况；（2）安排电工停、送该工作面和进、回风系统内的动力电源；（3）协同安检员布岗；（4）放炮后，确认无异常情况后，随同瓦斯检查员逐步进入迎头检查瓦斯、风筒吊挂、支护等情况，只有在瓦斯浓度小于0.8且其他一切正常后，才能恢复生产并将放炮情况汇报矿调度室。4、当班职工对防突措施实施和站岗负现场责任，其职责为：（1）按防突措施的要求进行现场施工；（2）负责警戒，阻止人员进入警戒区域。5、当班瓦检员，对瓦斯动态、通风情况进行现场管理；对装药、连线，防突措施的实施负监督责任，其具体职责为：（1）做好“一炮三检”和“三人连锁放炮”工作；（2）加强通风瓦斯管理；（3）监督好水炮泥的使用数量和黄泥的充填质量；（4）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）必须随时检查瓦斯，掌握突出预兆。当发现有突出预兆时，有权停止作业，并协助班排长立即组织人员按避灾路线撤出，同时报告矿调度室；（6）加强对“一通三防”设施检查和维护，发现“一通三防”设施不完好及时处理并汇报。6、当班安检员对防突措施的实施、效果检验、电工停送电、通风瓦斯管理负监督责任，带领人员现场设岗，放炮时对掘进工作面及回风系统进行撤人、停电工作，其具体职责为：（1）监督现场实施防突措施及措施效果检验；（2）监督电工做好工作面及回风系统的停送电工作；（3）当工作面出现通风风量不足，瓦斯异常等情况，有权停止工作面一切工作；（4）带领站岗人员对掘进工作面及回风系统进行撤人、设岗工作，并交待注意事项。7、电工对停送电、设备失爆负施工责任，其职责为：（1）放炮前和放炮后按措施要求及班长安排对规定范围内的电器设备进行停送电工作。（2）每班至少对掘进工作面的电器设备进行一次检查和维护。要求为：电器设备杜绝失爆、“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。 8、井下监测工职责为： 对监测系统进行维护，确保该掘进工作面的瓦斯及其