进风斜巷掘进及贯通施工安全技术措施.doc

水城县鸡场霖源煤矿11004运输巷揭10#煤层专项防突设计及揭煤安全技术组织措施编 制： 编制时间：2015年 月 日矿井名称：霖源煤矿 工程名称：11004运输巷施工单位： 施工负责人： 审批部门技术科： 地测组： 通防科： 机电科： 安全科： 矿调度： 分管领导通 防： 采 掘： 安全矿长： 总工程师意见：11004运输巷揭106#煤层专项防突设计及揭煤安全技术组织措施编制依据1、国家安全生产监督管理总局令第19号防治煤与瓦斯突出规定；2、国家安全生产监督管理总局令第29号煤矿安全规定（2011年版）；3、煤矿井工开采通风技术条件（AQ10282006）；4、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）；5、煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）；6、煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法（AQ/T10472007）；7、煤层瓦斯含量井下直接测定方法（AQ10662008）；8、预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法（MT/T 1037-2007）；9、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）；10、煤矿井下粉尘综合防治技术规范（AQ10202006）；11、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292006）；12、霖源煤矿10#煤层瓦斯地质图；13、霖源煤矿11004运输巷地质说明书、作业规程等相关资料。前 言为认真贯彻煤矿安全规程和防治煤与瓦斯突出规定，防止煤与瓦斯突出事故的发生，根据防治煤与瓦斯突出规定、煤矿安全规定（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/T10472007）、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10262006）、煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范（AQ10202006）、煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292006）等及霖源煤矿11004运输巷的有关资料，特编制11004运输巷10#煤层专项防突设计及揭煤安全技术措施。目 录第一章 工程概况1第二章 建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施2第三章 揭煤作业程序6第四章 控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施9第五章 揭煤工作面突出危险性的预测11第六章 防治煤与瓦斯突出的措施13第七章 防突措施的效果检验及验证第八章 补充防突措施18第九章 安全防护措施18第十章 爆破设计及安全技术措施23第十一章加强过煤层段巷道支护的措施29第十二章组织管理及安全技术措施30附 图 第一章 工程概况一、工程位置及周围开采关系1、工程位置本工程东为11004运输巷、1090底抽巷；西为11004工作面待回采区域；南、北为即将施工的11004运输巷。对应地表为荒山荒坡、无民房及重要建筑物，无河流、湖泊等水体存在，无高压线及钻孔等，对应地表标高+1324m，与揭煤位置对应最小净高差为225.1m。2、周围开采关系揭煤区域底为正在回采的13#煤层11304工作面，对应揭煤区域平面距离64.12m；其顶为待开采的7#煤层，与即将揭露的10#煤层平均层间距为25.86m。二、煤层及顶底板情况10#煤层俗称“大康煤”，位于龙潭组中上部，煤层厚度1.002.58m，平均1.57m，属中厚煤层，该煤层中一般含01层夹矸。其顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩。三、瓦斯地质情况1、地质构造通过已揭露资料分析，因受井田中南部逆断层影响，11004运输巷存在隐伏伴生逆断层的可能性，预计断层落差0.81.5m左右，将会给施工、支护、回采等带来一定的影响，但是，在揭煤区内无断层存在。2、水文地质10#煤层位于龙潭组中上部，上覆无强含水层存在，且岩溶强弱含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，只有当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层，上覆含水层才会成为工作面充水水源，11004工作面顶无采空区，其下11304工作面回采结束后，将会形成采动裂隙，水源通过采动裂隙向下渗漏。综上，水患不会给工作面带来较大的影响。3、瓦斯地质情况根据2010年8月14日贵州省煤田地质局提供的水城县鸡场霖源煤矿煤尘爆炸性鉴定报告及水城县鸡场霖源煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，10#煤层具有爆炸性，自燃发火等级为类不易自燃；根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的贵州水城县鸡场霖源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；根据贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司提供的水城县鸡场霖源煤矿10#煤层瓦斯地质图说明书，10#煤层埋深200250m之间预测瓦斯压力为1.001.25MPa、瓦斯含量10.3111.88m3/t。 三、巷道施工参数根据设计，11004运输巷采用矿用11#定型工字钢架梯形棚支护，设计净高2.0m、净宽3.0m，净断面积5.0m2。 第二章 构建安全可靠独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施一、揭开煤层后需要风量计算及风机选型1、风量计算掘进工作面的日平均绝对瓦斯涌出量和日最高绝对瓦斯涌出量及瓦斯涌出不均衡的风量系数如表一。表一煤层采掘工作面编号日平均瓦斯涌出量(m3/min)日最高瓦斯涌出量(m3/min)瓦斯涌出不均衡的风量系数10#11004运输巷0.400.451.1251)按绝对瓦斯涌出量计算：11004运输巷需要风量计算：（q掘取平均瓦斯涌出量0.40，KCH4取1.125）Q掘=100q掘KCH4/0.8 =1000.401.125/0.8 =56.25(m3/min)2)按炸药使用量计算Q掘25Aj式中：Aj掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据所掘巷道断面，取10.0kg；Q掘2510=250 (m3/min) 3)按掘进工作面同时作业人数计算：根据公式：Q掘4N 式中：N掘进工作面最多同时作业人数为18人计算，则掘进头需要风量为：Q掘418Q掘72(m3/min)4)按风速进行验算： 根据公式：煤巷掘进最低风量：Q煤掘15S掘 (m3/min) 岩煤巷掘进最高风量：Q掘240S掘 (m3/min) 式中： Q掘掘进工作面需要风量 (m3/min) S掘掘进工作面的断面积 (m2) 11004运输巷需要风量验算：（该掘进工作面为煤巷掘进，断面积为5.0m2） 15S掘 Q掘240S掘 (m3/min) 即：752501200 m3/min 经过验算：掘进工作面风量符合15SQ掘240S要求。2、风机选型1）11004运输巷掘进期间风筒最长供风距离为350m左右。按漏风率不超过10%计算：Q漏=Q吸PLP，分别计算出FBDNO5/27.5、FBDNO6/215、FBDNO6/222三种型号局部通风机的漏风风量：型 号功 率吸入风量漏风风量FBDNO5/27.515Kw250m3/min60m3/minFBDNO6/21530Kw400m3/min 75m3/min FBDNO6/22244Kw560m3/min 91m3/min 2）三种不同功率风机实际供到迎头供风量计算Q实=Q吸Q漏 型 号功 率吸入风量漏风风量实际供风量FBDNO5/27.515 Kw250m3/min60m3/min190m3/minFBDNO6/21530Kw400m3/min75m3/min325m3/minFBDNO6/22244Kw560m3/min91m3/min469m3/min通过上述计算，可选择一台型号为FBDNO5.6/215kw型吸入风量为400m3/min的局扇进行风速验算：V= =400/（560） =1.33m/s式中：S净掘进巷道净断面积为5.0m2验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m/s之间，符合规程要求。经研究决定，掘进期间选用两台FBDNO5.6/215KW，吸入风量为350m3/min-4003/min的局扇对11004运输巷进行供风即可满足要求。掘进期间，两台风机均搭专用线，一台运转供风，一台备用，并能实现自动切换。掘进期间若掘进工作面瓦斯涌出异常，必须根据现场实际情况更换局扇。如通风系统发生变化时，必须及时进行风量调节，确保局部通风机供风满足生产需要。二、通风方式及通风路线1、通风方式：局扇压入式通风。2、通防路线：主斜井（新鲜风）1090机轨石门（新鲜风）局部通风机（新鲜风）11004运输巷迎头（新鲜风）11004运输巷（污风）1090回风联络巷（污风）1090回风石门（污风）总回（污风）地面。三、加强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1）防突反向风门构建地点：揭煤前，通风科必须保证主井底的1090底抽巷防突风门质量符合规定。2）防突反向风门标准：施工的防突风门不少于两道，必须掏槽且与墙体接触严密（掏槽深不小于0.5m），风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向必须联锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度不小于0.8m，门框厚度不小于150mm，门扇厚度大于50mm，揭过煤期间，通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置，其它严格按防治煤与瓦斯突出规定中“第一百零三条”要求构筑。2、加强控制通风风流设施的安全技术措施(1) 加强通风管理，揭煤前，通风科必须安排专人将所有影响范围内的通风设施进行全面检查，若有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好、可靠。(2)通风科每天必须派专人加强主、副井联络巷风门，主井底防突风门的检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。(3) 每次放炮，由施工单位班组长负责将主、副井联络巷风门处，主井底的防突风门水沟孔用沙袋或黄泥袋堵严实，将永久避难硐室门关闭。(4)两道正向风门必须进行连锁，不得将正向风门同时打开，确保通风系统稳定、可靠，监控维护员对两道正向风门装上风门开关传感器与地面监控室连通，确保随时对风门进行监控。第三章 揭煤作业程序一、揭煤位置控制依照设计，11004运输巷从永1090底抽巷开口点往里198m上帮开掘，按272中线方位、+5腰线坡度预计掘23m至巷道顶板跟上煤层顶板后，转向按349中线方位、巷道下帮肩窝跟煤层顶板掘进至老霖源煤矿21304釆面防隔水煤柱边界停，预计总工程量为120m。根据1090底抽巷穿层抽放钻孔及11304运输巷地质钻孔资料分析，11004运输巷将从10#煤层顶板揭露10#煤层。为了控制好煤层层位，防止误揭煤，11004运输巷开掘前，在1090底抽巷开口点往里198m处，安设钻机施工5个地质钻孔，探控煤层赋存条件、煤层位置、产状等并绘制平、剖面图（详见打钻成果图）。 二、通过预测煤层原始瓦斯含量和煤层原始瓦斯压力参数评判煤层是否具有突出危险性，采取相应防治突出的措施并进行区域验证。三、采取补充防突措施（预测或区域验证有突出危险时）。四、实施防突措施的效果检验（措施无效则继续补充防突措施直至措施有效）。五、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面措施效果检验的方法进行最后验证。六、距煤层法线距离2.0m，作斜面进行揭煤。 七、岩石巷道与煤层连接处必须及时进行永久支护，每够一块网的位置及时打锚杆挂网支护。附：11004运输巷揭10#煤层施工流程图巷道岩性素描和地质分析前探钻孔探煤（在1090底抽巷）在11004运输巷掘进过程中突出危险性预测实施防突措施防突措施效果检验补充防突措施边探边掘至揭煤前规定的最小岩柱处（2.0m）安全防护措施施工斜面施工揭煤炮眼 (按图施工)装药、连线（按图施工）停电撤人、远距离放炮揭煤加强支护、过煤穿透煤层进入底板岩层距煤层法线距离2m以上 11004运输巷揭煤工艺流程图 第四章 煤层层位控制及测定煤层残余瓦斯含量的措施 一、控制揭煤位置的措施1、采取长探先行，短探补充的措施，严格按防治煤与瓦斯突出规定第四十九条、第六十一条、第六十二条的相关规定，掘进至距煤层法向距离10m时，至少施工两个穿透煤层全厚的取芯钻孔进行突出危险性预测；施工至距煤层法向距离7m时，施工5个穿透煤层全厚的地质钻孔，以便进一步控制煤层层位，严防误揭煤，钻孔各项参数详见预想剖面及打钻设计。2、掘进至距10#煤层垂距2m时，再进行层位探控，下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。3、掘进至距10#煤层垂距2m时，施工单位每次打眼前必须在该巷道顶板两侧及中间各施工1个直径42mm前探钻孔，确定10#煤层层位，保证岩柱距10#煤层厚度不小于2.0m的垂距，该钻孔必须始终超前于工作面迎头1.5m以上，以防止误揭煤层。4、施工探煤钻孔必须由施工人员与当班瓦检员、安检员、跟带班干部现场验收签字，严禁弄虚作假。确保钻孔的真实性，防止误揭煤层。5、当掘进工作面距煤层垂距2.0米时，必须停掘，开始进行斜面制作。附：11004运输巷地质钻孔设计图及地质钻孔成果图 二、测定煤层残余瓦斯含量的措施 11004运输巷在开掘前，采取了开掘底板瓦斯抽放巷施工穿层钻孔对控制条带煤层瓦斯进行预抽的区域防突措施，抽放时间从2015年？月？日至2015年？月？日，条带控制范围为11004运输巷上帮20m、下帮10m的的整条巷道控制条带，详见11304运输巷揭煤区域穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔布置图及成果图。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的贵州水城县鸡场霖源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；根据防治煤与瓦斯突出规定第五十二条、五十三条、第五十五条的规定，按规定在揭煤区域布置测试点现场提取煤样采用DGC瓦斯含量测定仪对揭煤区域残余瓦斯含量进行解析测定。第五章揭煤工作面突出危险性预测根据防治煤与瓦斯突出规定的相关要求为加强防突措施实施的可靠性，11004运输巷在开掘前（依设计，11004运输巷开口点距煤层法向距离11m），施工至少两个穿透煤层全厚的地质钻孔，地质钻孔兼作取芯孔提取煤样测定煤层残余瓦斯含量（揭煤区域已于2015年？月？日在1090底抽巷施工穿层钻孔对煤体瓦斯进行预抽）。若煤层残余瓦斯含量超过防治煤与瓦斯突出规定W8m3/吨临界值，则采取补打穿层抽放钻孔预抽煤层瓦斯的揭煤区域防突措施，直至措施有效。具体预测工作如下：1、在11004运输巷开门掘进前，在开口处施工两个89mm穿透煤层全厚的地质钻孔兼作取芯孔，提取煤样测定残余瓦斯含量。2、采用DGC瓦斯含量直接测定指标法进行预测。3、预测钻孔参数表。钻孔编号方位（）倾角（）预计长度（m）备 注CK1（取样孔）289 00+06 0062.4检验孔穿过煤层全厚CK2（测压孔）289 00 +02 0043.24、施工预测钻孔时，钻进速度应控制在1m/min 左右，钻孔倾角可根据现场煤岩层倾角进行调整，以保证预测钻孔在全煤中钻进。钻孔进入煤层时，即进行采样测定煤层瓦斯含量。 5、在施工预测预报钻孔时，只要出现喷孔、卡钻等突出现象都视为有突出危险性（无论预测指标超或未超）。6、预测程序：（1）施工预测钻孔时，由打钻人员用矿现有的ZY-1250型钻机按布置图向煤层打2个钻孔（穿过岩层钻孔，用ZY-1250型钻机配直径89mm 钻头打眼至煤层时停钻），打钻时施钻人员必须配合防突工，听从防突工指挥。（2）打煤层时采用73mm 岩芯管取出煤样，由防突工收集资料（防突工对钻杆长度进行标定）。（3）对预测预报钻孔作煤层瓦斯含量及瓦斯压力的考察。7、预测指标钻孔进入煤层后，直至钻孔施工至设计位置。根据防治煤与瓦斯突出规定规定，经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，瓦斯压力小于0.74Mpa,钻孔过程中、未出现喷孔、夹钻、卡钻、顶钻等现象，判定为无突出危险性，该区域为无突出危险区域；反之，上述任何一项指标超过临界值或出现任何一种瓦斯动力现象，均视为突出危险区域，必须采取施工穿层抽放钻孔进行预抽的等补充防突措施，直至措施有效。第六章 防治煤与瓦斯突出的措施11004运输巷岩层掘进段预计从开口点往里掘20m将揭露10#煤层顶板，根据石门揭煤区域突出危险性预测指标（煤层残余瓦斯压力、残余瓦斯含量）临界值（残余瓦斯含量临界值W8m3/t,残余瓦斯压力P0.74MPa,判定为无突出危险性，该区域为无突出危险区域；反之，为具有突出危险性，该区域为突出危险区域），若为具有突出危险性，则采取施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的揭煤区域防突措施。抽放后，经区域防突措施效果检验，措施有效后，方可执行远距离放炮一次性揭开10#煤层。1、钻孔布置：在11004运输巷开门处沿揭煤区域布置预抽钻孔，钻孔布置参数详见附后的“11004运输巷揭10#煤层瓦斯抽放钻孔设计图”。2、钻孔施工要求：用75mm的钻头施工穿过/10#煤层2m后方可拔钻。3、封孔要求：采用马丽散封孔，封孔深度不小于5m。4、钻孔施工的整个过程中，技术科现场确定钻孔的方位、倾角、孔深等参数，当班安全员、瓦检员、跟班矿领导现场跟班指导，并验收。确保达到设计要求。5、必须编制专门的钻孔施工安全技术措施报总工程师审批，并组织所有参加施工钻孔的人员学习，并履行签字手续。6、施工预抽钻孔时，必须施工一个、封孔一个、连抽一个。通风科加强对抽放系统进行维护，确保钻孔孔口抽放负压不小于13kPa。7、通风科必须在揭煤预抽瓦斯汇流处安装流量检测装置，每天对抽放瓦斯量进行计量，并做好记录。第七章 防突措施的效果检验及验证一、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验11004运输巷掘进距10#煤层垂距5m时，根据抽放计量计算煤层残余瓦斯含量小于8m3/t后，采用测定残余瓦斯压力法进行预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验。1、煤层原始瓦斯含量及所需抽放量计算V=LDh=27201.57=847.8(m3)Q(总)= V1.4011.88=847.81.4011.88=14100.6(m3)式中：钻孔控制范围煤体体积计算数据取值于巷道轮廓线外控制距离加巷道高、宽度（控制范围为巷道顶板上方12m、巷道两帮轮廓线外各12m、底板往下6m）。V钻孔控制范围内煤体体积 m3；Q(总)钻孔控制范围内煤体瓦斯总量 m3；1.57煤层平均厚度 m；1.40煤的容重 t/m3；11.88吨煤瓦斯含量 m3/t （根据霖源煤矿10#煤层瓦斯地质图取值）。按煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的要求，则所需最少抽放瓦斯量为：Q(抽) =Q(总) (11.88-8)/11.88 =4605.2m3经抽放计量，只有当钻孔控制范围内瓦斯抽放纯量大于4605.2m3后方可进行区域措施效果检验。2、测定预抽煤层瓦斯区域措施效果检验钻孔布置设计及参数11004运输巷岩层段掘至距10#煤层顶板垂距5m时向迎头方向布置4个区域措施效果检验钻孔并取芯采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定10#煤层残余瓦斯含量，具体检验钻孔布置设计及参数见图。 二、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验指标（1）经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，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，必须补充瓦斯抽放钻孔进行瓦斯抽放的局部防突措施。（2）经检验，若区域防突措施有效，并在通过WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量进行区域验证，通风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，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。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，方可掘进。（3）检验孔控制距离及钻孔布置要求至少布置4个检验孔（检验测试点），检验孔深度打穿煤层全厚；检验孔分别位于预抽区域内的上部、中部、和两侧，其中至少有一个孔（测试点）终孔点位于预抽区域内距边缘2.0m。三、掘进至与煤层顶板法向距离2m处的区域验证（一）区域验证方法当工作面掘进至与煤层顶板法向距离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，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： 用电煤钻在工作面迎头施工4个直径为42mm，孔深8m的钻孔，1号位于巷道掘进方向上部，平行于掘进方向， 2号钻孔位于巷道掘进方向中部，平行于掘进方向，3号、4号钻孔布置在巷道两侧距帮500mm腰线位置，终孔点位于巷道断面轮廓线外24m处。（二）区域验证指标临界值（1）根据防治煤与瓦斯突出规定第73条规定，钻孔进入煤层后，每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，若该1m段的全部钻屑量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。（2）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，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/gmin1/2，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。（3）区域验证钻屑量及钻屑瓦斯解吸指标k1值，其中任何一项指标超标时，均判断为突出危险工作面，必须延长预抽煤层瓦斯的时间，继续抽放煤层瓦斯，再进行区域验证，直至各项指标达标后。通风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施远距离爆破揭开煤层。（三）区域验证钻孔布置(1)揭露煤层前，施工四个验证孔对煤层突出危险性指标进行测定，验证孔布置如下图所示：(2)验证钻孔参数表。钻孔编号方位（。）倾角（。）长度（m）备注验证孔1289+530.0验证孔终孔位于巷道两帮轮廓线外24m处验证孔2289-365.2验证孔3327018.0验证孔4251018.0（3）验证孔控制距离及钻孔布置要求一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其它钻孔开孔口靠近巷道两帮0.5m处，终孔点位于巷道断面两侧轮廓线外24m处。第八章 补充防突措施若经区域验证防突措施无效，则需在11004运输巷距煤层垂距2m处实施局部防突措施，即11004运输巷掘进方向施工瓦斯抽放钻孔，然后在进行防突措施效果检验，直到防突措施有效，方可进行揭煤工作。第九章 安全防护措施一、临时避难所利用原1090底抽巷避难硐室作为临时避难所。二、压风自救1、压风自救系统安设要求压风自救安设在1090底抽巷内的压缩空气管道上。风源来自地面压风机房，分别用4吋铁管、2吋铁管、1吋铁管和1寸胶管接至用风地点。2、压风自救系统装置安设地点在1090底抽巷安设3组压风自救装置，1090底抽巷临时避难硐室内安设2组压风自救装置，每组压风自救安装6个压风自救袋，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min,并保证完好，供风正常。详见压风自救系统图。3、压风自救系统地面压风机房副斜井副井车场1090机轨石门1090底抽巷11004运输巷施工迎头及各用风地点。三、防突风门的设置及管理措施1、已在1090底抽巷距1090底抽巷专用回风联络巷口外5m处施工了两组牢固的正反向防突风门，且与墙体接触严密，风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向联锁可靠；电缆孔封堵严实；风门墙厚度不小于1m，掏槽深不小于0.5m且见实底，门框厚度大于150mm，门扇厚度大于50mm。2、通防科每天必须派专人加强对各处防突风门检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。四、远距离爆破及安全技术措施1、起爆地点：地面（距进口20m外）。2、遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线及避灾要求11004运输巷的所有人员必须熟悉避灾路线，确保发生灾害时，都能按避灾路线撤出。具体避灾路线如下：11004运输巷施工迎头1090底抽巷1090机轨石门主斜井地面。3、警戒位置（1）揭煤放炮前撤人范围：全矿井井下所有巷道。（2）揭煤放炮期间共设3个固定警戒，11个临时警戒。所有人员必须到调度室集中，统一传达措施，按预定时间入井进行警戒设置和搜索撤人工作，具体说明如下：警戒设置 警戒1- -设在回风井井口，负责不准人员入井。警戒2- -设在副井口，负责不准人员入井。警戒3-设在主井口，负责不准人员入井。临时警戒1-设在1160机轨石门与1160斜皮带巷交岔口处；临时警戒2- 设在1090车场与副斜井交岔口处；临时警戒3-设在1090回风斜巷与1090回风石门交岔口处；临时警戒4-设在1090车场绕道与1090回风石门交岔口出；临时警戒5-设在1090机轨石门与1090车场交岔口出；临时警戒6-设在11304回风绕道与1160回风石门交岔口处；临时警戒7-设在11304回风巷与1160机轨石门交岔口处；临时警戒8-设在1090机轨石门与主斜井交岔口处；临时警戒9-设在1160皮带斜巷与主斜井交岔口处。放揭煤炮期间，严禁人员入井，井口20m范围内设置红色警戒绳索。2、搜索撤人放炮前，安全科必须对全矿井下进行搜索撤人并由安全科长担任警戒组组长，把人员全部撤到地面后，汇报矿调度室和指挥组。迎头放炮工作准备就绪后，电话告知调度室，搜索撤人工作分井下组和地面组同时进行。井下组：班组长带领5人从迎头将所有人员搜索撤至1090底抽巷与1090回风绕道交岔口处时，指令2人分别沿1090底抽巷回风绕道、1090水平703联巷、1090回风石门搜索撤人并在1090车场绕道与1090回风石门交岔口处设置临时警戒4,；班组长则带领另3人沿1090机轨石门往西搜索撤人至11304运输巷口时，指令1人沿1090机轨石门往西搜索撤人并在1090车场与1090机轨石门交岔口处设置临时警戒5；班组长带领2人沿11304运输巷、11304釆面、11304回风巷搜索撤人并分别在11304回风绕道与1160回风石门交岔口处、11304回风巷与1160机轨石门交岔口处设置临时警戒6、时警戒7，班组长电话告知调度室，井下组搜索撤人工作完成。地面组：分两路分别沿副斜井、回风斜井同时下井。一路（3人）：沿副井往下搜索撤人至1200水平车场口时，1人沿1200车场向回风斜井方向搜索撤人并与风井搜索撤人人员汇合后执行其它警戒工作；另2人副斜井、1160车场搜索撤人并在1160车场与1160机轨石门交岔口处、副斜井与1090车场交岔口处设置临时警戒1、临时警戒2。二路（5人）：沿风井往下搜索撤人至1160斜回风巷口时，2人沿1160斜回风巷往下搜索撤人并将1160回风石门、1160机轨石门、1160石门联络巷所有人员搜索撤出与临时警戒1汇合后，将所有人员沿1160皮带运输斜巷撤与临时警戒9汇合；其余人员继续沿回风斜井往下搜索撤人至1090回风斜巷口时，1人沿1090回风斜巷往下搜索撤人并在1090回风斜巷与1090回风石门交岔口处设置临时警戒3；其余人员继续沿风井往下搜索撤人至井底联络巷时，1人沿井底联络巷、主斜井搜索撤人并在主斜井与1090机轨石门交岔口处设置临时警戒8；另2人分别沿中央变电所、水泵房副斜井往上搜索撤人与临时警戒2汇合后、分别沿1090车场绕道、1090车场、永久避难硐室搜索撤人并与临时警戒8汇合后，沿主斜井往上将所有人员搜索撤至地面，经核对井下全部人员撤至地面后，将所有人员撤至距井口20m并设置警戒，禁止人员进入警戒范围内，搜索撤人工作完成。现场指挥组组长通知调度室，请示地面指挥组组长同意并下达放炮命令后方可放炮。7、停电范围及停电措施警戒人员全部到达指定地点后，由地面指挥组组长下达停电命令，将井下所有动力电由地面变电所停掉。五、隔离式自救器的使用要求（一）自救器的使用方法1、使用时先将自救器转到腹前，一手托底，另一手拉开封口带。2、去掉上外罐，手提头带将自救器抽出后将下外罐丢弃。3、戴好头带，整理好气囊。4、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)。5、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。6、均匀呼吸，快速撤离灾区。（二）使用维护1、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。 2、自救器不使用时严禁随意打开。 3、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。 4、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。 5、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。6、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，不要压迫气囊，以防损坏漏气。第十章 爆破设计及安全技术组织措施一、炮眼布置及数量炮眼布置、数量及炸药雷管消耗量见爆破说明书。二、雷管、炸药、放炮器、放炮母线的选择计算及起爆顺序1、雷管、炸药选择：炸药：采用矿用三级乳化炸药。雷管：采用13段毫秒延期电雷管。2、放炮器选择：爆破器材采用MFB500型放炮器起爆，其特征为：发爆能力为500发，直流电压为2900伏，电流为1020安。3、放炮母线的选择及敷设线路：放炮母线为：VH2X1橡胶电缆，断面为21.5mm2。4、敷设线路为：11004运输巷施工迎头1090底抽巷1090机轨石门主斜井地面。5、起爆顺序：全断面一次起爆。三、装药及连线方式1、装药方式：装药时，严格按爆破说明书进行，每眼装3个起爆药卷，第一个起爆药卷放置于眼底往外第五节药卷前面、第二个放置于眼底往外第11节药卷（含第一节起爆药卷）前面，第三个放置于第15节药卷（含第一、二节起爆药卷）前面，一律采用正向装药，每眼不得小于2节水炮泥，剩于部分全部用炮泥充填满实。装药采用36mm、长3.0m和6.0m的木质炮棍，严禁使用钻杆、钎子等金属工具作炮杆使用。2、联线方式：采用大串联法连线爆破。（附图：炮眼布置、装药结构及爆破说明书）3、打眼前必须用炮泥将迎头的地质及测压钻孔封堵严实，封堵深度必须大于炮眼深度的1.5倍。4、爆破工艺流程：打眼装药连线设置警戒起爆安全检查撤除警戒出货加强支护。四、爆破网络计算及放炮器的选择验证共12个炮眼，共用36发雷管，每个雷管的电阻为5欧姆，起爆电流为3安，采用串联爆破。放炮母线采用两芯橡胶电缆，电阻值为0.0133/m，长度600m。 (1)雷管总电阻R1:R1=5 N536=180（欧姆）N所用雷管总数 5单个雷管电阻值（欧姆）（2）放炮母线电阻值R2:R2 =PL=0.01336007.98（欧姆） P铜线导电率 L母线长度（m）R3为接线电阻，约为10欧，RR1+R2R3180+7.98+10197.98（欧姆） (3)总起爆电流 IU/R=2500/（197.98）12.628A I总起爆电流（A) R网路总电阻（欧姆） U放炮器额定电压（伏） 根据上述计算选用FB500型放炮器满足要求。五、炸药、雷管要求1）采用13段毫秒延期电雷管，必须是同一厂家、同一时期生产的同一型号毫秒电雷管，且必须在地面提前作好导通试验，将其分组存放待用，同一网路所选用的雷管电阻值误差不得超过0.2。（2）对使用的炸药要逐节进行检查，变质、硬化、失效的炸药严禁使用。（3）脚线与母线的接头要用绝缘胶布包扎好，母线与母线的连接采用接线盒连接。六、爆破安全技术措施1、放炮必须使用乳化炸药和毫秒电雷管，毫秒电雷管的总延期时间不得超过130ms。电雷管使用前必须进行导通试验，以免出现瞎炮。2、放炮员必须持证上岗，严格按章操作。严格执行“一炮三检查”和“三人联锁”放炮制度。3、放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，不得转借他人，或插入放炮器内。4、打眼放炮严格按照爆破说明书的规定执行，严禁放糊炮、明炮。严禁使用放炮器以外的电源放炮。5、严禁打眼和装药平行作业，必须全断面一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆。6、装药、联线、放炮只允许放炮员一人操作，严禁其它人员参加作业。7、装药必须使用正向装药，正向起爆。8、放炮母线接头必须用接线盒连接，不得有明接头，且避开电器设备及导电物体。在放炮前，放炮母线必须扭接成短路。9、装药时，雷管脚线必须悬空，且扭接成短路。雷管脚线连接处必须用绝缘胶布包扎，不得有明接头，严禁雷管脚线与运输设备、电器设备等导电体相接触。10、放炮前，安检员、班组长必须亲自撤人并派人按岗哨布置图设置岗哨和警戒。警戒处设置警戒牌、栏杆或拉绳，并且清点人数，确认无误后由安检员向矿调度和指挥组汇报。矿调度和指挥组指挥将本措施规定切断的电源切断后，方可由现场指挥组给安检员下达放炮命令，并由安检员传达到放炮员，放炮员接到放炮命令后方可放炮。13、放炮前，放炮员必须最后撤离爆破地点。12、炮眼深度和封泥长度必须符合煤矿安全规程要求。有以下情况时，严禁放炮：（1）炮眼深度小于0.6m；（2）炮眼深度为0.6m1.0m，封泥长度小于1/2炮眼深度时；（3）炮眼深度超过1.0m，封泥长度小于0.5m时；（4）炮眼深度超过2.5m，封泥长度小于1m时。（5）对于不装药的眼孔必须用黄泥封堵，且封堵长度不小于炮眼深度的1.5倍。13、装药、爆破作业前，有下列情况之一时，严禁装药放炮：（1）掘进工作面的空顶距离超过作业规程规定、支护不完好或迎头煤（岩）凸出超过规定。（2）爆破作业地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达0.8%及以上时。（3）在爆破作业地点附近20m内，矿车、未清除的煤（矸）或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤、岩松散，透老空等情况。（5）掘进工作面风量不足。14、放炮拒爆时，放炮员必须先取下钥匙，并将放炮母线从电源取下，扭结成短路，至少等30分钟，才能沿路线检查，找出拒爆原因。15、处理拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行，应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，必须另行制定专门措施进行处理。处理拒爆时，应遵守下列规定：（1）处理拒爆之前必须重新检查瓦斯，重新冲洗煤尘。（2）由于联线不良的拒爆，可重新联线起爆；（3）在拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼相平行的新炮眼重新起爆；（4）严禁用手镐刨出或从炮眼中取出原有的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。（5）在拒爆处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。（6）处理拒爆完毕后，放炮员必须仔细在爆落的煤、矸中收集未爆的雷管。16、放炮30min后，放炮员、班组长、瓦检员必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、支护、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，立即处理。17、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶帮支护完好、避开电器设备和导电体的爆破作业地点附近进行，严禁坐在炸药箱上装配起爆药卷，装配起爆药包数量以当次起爆所需要的药量为限。（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动或冲击而折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）装配起爆药卷时雷管必须从顶部装入。严禁用电雷管代替竹木棍扎眼，雷管必须全部插入药卷内，严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。18、炸药、雷管必须分装在专用的木箱内并上锁。严禁乱扔、乱放。炸药箱和雷管箱必须放在支护完好、避开电器设备和导电体的地点。爆破作业时，必须把雷管箱、炸药箱放在警戒线以外的安全地点。19、当班用不完的雷管、炸药当班必须及时交回炸药发放点。第十一章 加强揭煤层段巷道支护的措施一、揭煤前支护1、根据地测部门提供的地质资料，将要揭露的M6煤层，其顶板岩性为泥质粉砂岩，顶板岩性较差。因揭煤前打超前地质钻孔等，对顶板造成一定的破坏。为加强揭煤期间顶板管理，严防放炮揭煤后顶板冒落，掘进距煤层顶板法线距离2m时，视顶板稳定情况，采取打预应力锚索，架金属支架等加强顶板稳定性。若顶板破碎，上述方法不能有效加强支护，则采取埋管注浆等方式强化顶板稳定。2、刷斜面时，每刷够一块网位置及时进行永久支护，并及时进行喷浆。斜面制作好后若顶板破碎，再采用特殊加工的铁撞楔超前支护，加强顶板稳定性。必须确保顶板稳定后，方可执行远距离放炮揭开M5煤层。二、揭露煤层期间顶板管理及支护措施1、严格采取放松动小炮的方法，严禁大拉大放。2、当煤层顶板松软时，采取放下部眼，顶部用手工挖掘的方法施工，避免对巷道周边围岩造成剧烈振动，确保巷道成型。3、顶板破碎时，采取提前施工直径大于16cm的圆木顺巷道走向按1.0m1.0m的间距施工三排戴帽点柱控制顶板。4、揭煤处顶板松软、破碎地段，采用U型支架进行支护，直到巷道顶板跟上煤层顶板后，视顶板稳定情况改变支护形式。届时，另行补充支护措施并经审批后执行。5、采取打撞楔（撞楔采用1寸半铁管制作，长度2.0m）的方式控制顶板，撞楔间距视现场情况灵活掌握。6、必须加强顶板管理，严防漏冒顶事故发生，以防诱导突出。7、严禁使用风镐修刷帮顶。8、必须加强瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业。三、实施远距离放炮揭开煤层前，技术部门必须对警戒区域及揭煤区域的巷道支护状况进行一次全面的检查，发现隐患及时进行维护及加固。第十二章 组织管理及安全技术措施一、揭煤组织措施1、成立揭煤领导小组组 长：李崇庆副组长：徐玉琨 汪行军成 员：李龙江 谢正均 胡纯礼 孙乾斌 谢珍凯 陈春华 熊实栋 2、揭煤领导小组职责范围如下：组长：负责揭煤工作的全面指挥。副组长：负责组织协调调配揭煤过程中的人力、物力。谢珍凯、熊实栋：负责安排通风系统和通风设施检查，确保通风系统稳定可靠，同时揭煤前负责组织对M3煤层进行突出危险性预测预报工作。汪行军：负责措施的现场落实、兑现、监督制止违章指挥、违章作业。陈春华：负责调度指挥工作，协调解决揭煤过程中出现的问题。谢正均、孙乾斌：负责停送电的监督检查。胡纯礼：负责揭煤设计及揭煤措施传达贯彻。揭煤指挥所设置在矿调度室，以便统一指挥。地面指挥组组长负责揭煤期间在矿调度室指挥揭煤工作。二、瓦斯管理措施1、工作面必须安设专职瓦斯检查员，持有效