1039运输巷防突专项设计及安全技术措施.doc

盘县洒基兴镇煤业有限公司荣祥煤矿1039运输巷掘进面防突专项设计及安全技术措施编 制： 总工程师： 矿 长： 编制日期：2015年7月5日目 录第一章 工作面概况及瓦斯地质2第一节 工作面概况2第二节 工作面瓦斯地质情况3第三节 编制依据4第二章 区域综合防突措施5第一节 区域突出危险预测5第二节 区域防突措施5第三节 区域防突措施效果检验9第四节 区域验证10第三章 局部综合防突措施12第一节 突出危险性预测12第二节 局部防突措施12第三节 局部防突措施效果检验13第四节 安全防护措施14第四章 安全管理17第一节 通风瓦斯管理17第二节 安全监控管理18第三节 避灾路线19第四节 其他安全管理19第一章 工作面概况及瓦斯地质第一节 工作面概况一、巷道名称1039运输巷。二、掘进的目的及用途1039运输巷掘进作为1039采面回采时运输、通风、行人之用，设计总长250m。巷道布置在3#煤层中，巷道开口位置1039回风上山下口平巷迎头处开口，沿煤层走向掘进。施工断面，S掘9.0m2，S净8.43m2。（详见巷道布置平面图）。三、巷道设计长度及支护该巷设计长度为250m，巷道采用锚网支护，巷道断面如下图。巷道支护形式及要求：支护采用锚网支护。锚杆采用202000mm的螺纹钢，锚杆呈方形布置，每根使用锚固剂2节，间排为800800mm，锚杆垂直巷道轮廓线；网片采用直径6mm的圆钢焊接成100100mm方孔，具体要求详见断面图。四、开采情况：范围、本煤层和邻近煤层开采情况，井上、下对应标高和相应垂深，工作面工程布置等。1039运输巷沿3#层煤层向东掘进，该区域1#层保护层已开采（矿区范围内+1500m以上C1煤层在整合前2008至年以前已全面采空）。1039工作面位于C3煤层采区上山西翼，回采巷道布置东起于1037行人上山，西止矿区东边界；上部C1煤层1031、1032、1033、1034、1035采面已经回采完毕。1039工作面回风巷标高+1586m，运输巷标高+1570m，垂高约16m (详见巷道布置平面图)。1039工作面走向长度约250m，倾斜长度约62m，煤层平均倾角为15，煤层平均厚度2.0m。1039采面相应的地面为陡坡山地地形，对应的地面标高为+1900m+2020，该巷道对应地面区域范围内无水体、无建、构筑物。附近无采掘情况对该掘进巷道工程的影响。第二节 工作面瓦斯地质情况根据2010年5月请中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对1565m标高C5、C12、C13煤层进行了突出危险性鉴定，鉴定结果为：瓦斯压力0.24Mpa，煤样坚固性系数0.93，瓦斯放散初速度为9.596mmHg，鉴定结论在1565m标高以上的C5、C12、C13煤层无突出危险性。C3煤层未作突出危险性鉴定。C3煤层上覆C1煤层已采空，根据1039工作面上部已开采的1037采面，和正在布置的1036采面（与1039采面处于同一水平标高）来看， C1煤层作为C3煤层的上保护层，效果较好（见保护层平面图、剖面图）。根据以往C3煤层采掘情况看，1037采面（采面回风巷标高1600m，运输巷标高+1586m）在采、掘过程中对采、掘巷道及采面均采用测定了残余瓦斯含量进行了保护层开采的效果检验，其最大瓦斯含量为1.4760m3/t；1036采面（回风巷标高+1585m，运输巷标高+1570m，与1039采面布置巷道处于同一标高）在采掘过程中对采掘巷道采用了采用测定了残余瓦斯含量进行了保护层开采的效果检验，其最大瓦斯含量为1.4232m3/t；均远小于临界值指标6m3/t。第三节 编制依据一、煤矿安全规程（2014年版）。二、防治煤与瓦斯突出规定（2009年版）。三、1039运输巷掘进作业规程。第二章 区域综合防突措施第一节 区域突出危险预测根据贵州省安全生产监督管理局、贵州省煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见”（黔安监管办字2007345号），盘县为国家划定突出矿区。因此，矿井按突出管理，即C3煤层1039工作面采掘区域按突出管理。第二节 区域防突措施我矿采取开采保护层的区域防突措施，矿区范围内+1500m以上C1煤层在整合前2008至年以前已全面采空，即实际开采了上保护层。因此，设计矿井采用开采上保护层（C1煤层作为保护层）作为区域防突措施。一、保护层开采范围C3煤层上覆C1煤层已全部开采，根据实际掌握情况，上覆C1煤层采用无煤柱开采，无煤柱留设。1039工作面区段对应上覆C1煤层开采工作面为1015、1017、1019采煤工作面。根据矿井实测掌握情况，上覆1015采面走向长290m，倾斜长110m；1017采面走向长310m，倾斜长60m；1019采面走向长330m，倾斜长76m（详见保护层开采平、剖面图）。二、保护层对被保护层的保护范围由于我矿未C1煤层开采后对C3煤层的有效保护范围进行实测，无相关实测参数，所以参照防治煤与瓦斯突出规定中第四十八条对保护层有效保护作用范围进行确定。1、保护层有效保护垂距范围根据防治煤与瓦斯突出规定中表D.2（本措施中为表2-2-1）得出：C1煤层和C3煤层之间垂距平均为18m，小于50m（煤层倾角15，为缓倾斜煤层），C3煤层在C1煤层开采后的有效保护范围内。表2-2-1保护层与被保护层之间的最大有效垂距煤层类别最大保护垂距（m）上保护层下保护层急倾斜煤层6080缓倾斜和倾斜煤层5018m式中S下、S上下保护层和上保护层的理论有效间距，m。它与工作面长度a和开采深度H有关。由上述可知：C1煤层开采深度H=400m，工作面长L=246m；参用防治煤与瓦斯突出规定中表D.3（本措施中为表2-1-2）得：S上=76m（注：开采深度按400m、工作面长度246m，按250m取）。1保护层开采影响系数。当MM0时，1=M/M0；当MM0时，1=1。表2-1-2 S下、S上与开采深度（H）、工作面长度（L）的关系开采S下/mS上/m深度工作面长度L/m工作面长度L/mH/m5075100125150175200250507510012515020025030070100125148172190205220566776838790924005885112134155170182194405058667174765005075100120142154164174293949566266686004567901091261381461552434435055596180033547390103117127135212936414549501000274157718810011412218253236414445120024375063809210411316233032374041其中M保护层的开采厚度，m；M0开采保护层的最小有效厚度，m。由上述可知：C1煤层开采厚度M=1.6m，参用防治煤与瓦斯突出规定附录D中图D.3（本措施中为图2-2-1）得C1煤层最小有效厚度M0=0.57m，因MM0，故1=1；2层间硬岩（砂岩、石灰岩）含量系数，以表示硬岩在层间岩石中所占的百分比。根据C1煤层瓦斯地质分析得：=85%，所以2=1-（0.57/100）=1-（0.5785/100/100）=0.9952 图2-2-1：保护层工作面始采线、采止线和煤柱的影响范围综上所述，1039工作面在上保护层的1015、1017、1019工作面开采后的有效保护垂距范围内。2、保护层沿倾向保护范围参用防治煤与瓦斯突出规定附录D.1及表D.1，沿倾斜卸压角1、2、3、4图2-2-3所示，分别取77、83、75、75；该块段C3煤层平均倾角15，根据防治煤与瓦斯突出规定，故卸压角3、4按75选取。A-保护层；B-被保护层；C-保护层边界线图2-2-3 沿倾斜方向保护范围和煤柱的影响范围则：C1煤层沿倾斜方向下山侧和上山侧的最小内错距S3、S4为：S3（S4）=18ctg754.8m3、保护层沿走向的保护范围并参用防治煤与瓦斯突出规定附录D.2，沿走向卸压角5取60，如图2-2-2所示。C1煤层和C3煤层之间垂距h=18m，计算的保护距离和煤柱影响范围见表2-2-3。 图2-2-2 保护层工作面始采线、停采线和煤柱的影响范围则：C1号煤层沿走向左侧和右侧的最小内错距S1、S2为： S1（S2）=18ctg6010.4m4、1039工作面被保护范围确定根据1039工作面与上保护层的工作面的对应位置，并结合上述1、2、3保护层对被保护范围的最大有效保护垂距、沿走向保护范围和沿倾斜方向保护范围的计算确定，以及实际剖面图绘制得出：1039工作面回风巷沿走向被保护长度269.2m，运输巷沿走向被不保护长度289.2m，实际回风巷走向长度235m，运输巷250m（回风巷开口位置距离被保护起界7.7m，运输巷开口位置距离被保护起界4.3m，切眼距离被保护止界36m）；沿倾向被保护长度236.4m，实际长度62m（回风巷位置距离被保护止界94.8m，运输巷位置距离被保护止界79.6m）。因此，C3煤层1039工作面全部处于上部C1煤层开采保护范围（详见保护层开采保护范围平、剖面图）。第三节 区域防突措施效果检验为确保施工过程中的安全，在回采期间必须严格按照防治煤与瓦斯突出规定进行消除突出危险性效果检验。区域效果检验指标可采用测定煤层残余瓦斯瓦斯压力和残余瓦斯含量为指标进行区域措施效果检验。控制范围内的区域措施效果检验指标临界值必须符合防治煤与瓦斯突出规定的规定，如表2-3-1所示。我矿采用煤层瓦斯残余含量作为临界值指标进行区域消突效果检验指标。表2-3-1 区域效果检验指标临界值指 标类 别煤层残余瓦斯压力P（M/Pa）煤层残余瓦斯含量W（m3/t）突 出危险性临界值0.74(0.6)8(6)有突出危险0.74(0.6)8(6)无突出危险则区域防突措施无效，必须进行采取预抽掘进区域条带煤层瓦斯作补充区域防突措施，直至措施有效为止；经验证区域防突措施有效后，从巷道开口向里执行每一循环（不少于60m）顺层钻孔测定煤层残余瓦斯含量进行保护层区域防突措施效果检验。检验测试孔布置3个，中孔与掘进方向一致，若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的解放区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。我矿采用开采保护层区域防突措施，区域效果检验方法应按防突规定第五十一条、第四十二条、第四十三条、第四十四条规定进行；沿倾向布置测点不少于3个，沿走向布置测点不少于2个，沿倾向垂高不大于20m，且有测点位于最低工程部位。我矿未对采区区域进行保护层效果检验，而采用区段式效果检验，即每区段进行效果检验，每区段垂高应小于20m，且沿倾向测点应有位于最低工程部位。1039工作面上部1037采面采掘时已于1037运输巷进行过效果检验（1037采面进回风巷之间垂高14m，符合防突规定），1037采面巷道布置回风巷标高+1586m，运输巷标高+1570m，垂高约16m，且回风巷为沿上部1037采面运输巷沿空掘巷；因此，1039采面巷道布置区域效果检验采用在1039运输巷沿走向每60m布置两个测点，即沿1039运输巷掘进方向布置两个取芯钻孔，分别于30m、60m位置取芯测定残余瓦斯含量。钻孔布置：1039运输巷每60m循环布置两个取芯钻孔，钻孔控制标高位于该区段最低工程部位，控制1039工作面回采巷道垂高16m（小于20m），符合防突规定要求。钻孔方位均为0（与巷道走向方向夹角）、倾角均为0、长度分别为30m、60m（见附图：区域防突效果检验取芯钻孔设计图）。1039运输巷开口掘进前，只有经区域防突措施效果检验，检验结果符合防治煤与瓦斯突出规定，煤层残余瓦斯含量小于规定指标临界值时方可掘进，掘进期间同时进行局部预测预报。如检测指标大于或等于界定指标临界值时，则判定煤层有突出危险性,则区域防突措施无效，必须进行采取预抽掘进区域条带煤层瓦斯作补充区域防突措施，经检验直至措施有效为止。需采取预抽掘进区域条带煤层瓦斯时，钻孔控制范围应控制掘进巷道前方不小于60m，控制掘进巷道两帮均不小于15m（钻孔布置图详见附图）；实际施工过程中，可根据实际情况另行补充专项抽放设计。第四节 区域验证1039运输巷当采取区域防突措施效果检验有效后，在掘进前采用钻屑指标法进行区域验证。1、具体操作方法：1039运输巷迎头用电煤钻打3个42mm的区域验证孔（区域验证孔尽量布置在软分层中），其中一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，深度为不小于10m；另外两个钻孔距巷道两帮各0.5m，其终孔点位置位于巷道轮廓线外3m，与巷道方位夹角为25，设计孔深为不小于10m（见附图：1039运输巷区域验证钻孔设计布置图）。2、钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标，如果测得的K1max值0.5mL/gmin1/2和钻屑量Smax6Kg/m时，措施有效，若测定K1max值0.5mL/gmin1/2和钻屑量Smax6Kg/m时，措施无效。3、当区域验证为措施有效时，必须留有2m的区域验证检验孔深超前距（在巷道投影线上），在掘进过程中，技术科必须加强现场资料收集分析和地质预报，在过断层及地质构造带期间，必须提前编写专门的过断层或过地质构造复杂带时的安全技术措施，并严格执行。第三章 局部综合防突措施第一节 突出危险性预测 1039运输巷当进行了区域验证有效时，必须留有2m的区域验证距离掘进（投影距离），在掘进过程中，严格执行“四位一体”的局部防突措施 。 预测预报：具体操作方法与区域验证方法相同，当局部预测预报指标超限时，采取局部防突补充措施。（见附图：局部预测预报钻孔设计布置图）。 第二节 局部防突措施当采掘工作面经预测有突出危险时必须采取防突措施，防突措施可采取钻孔抽放或钻孔排放瓦斯的措施，直至检验消突后方可继续进行采掘作业，采掘过程中进行预测、验证，严格按前述预测方式进行。根据实际情况，本次设计暂采用小直径超前排放钻孔排放作为局部防突措施。须进行抽放时，另行按照抽采设计进行专项设计或采用前述区域条带预抽的方式进行。按照要求，抽放管路必须紧跟迎头，以备需要抽采时及时投抽。排放钻孔布置：1、根据煤层厚度，设计布置双排排放孔，以控制整煤层；设计钻孔孔间距3m，孔深控制巷道前方12m，两帮5m，以便掘进巷道前方煤体得以充分卸压释放（详见排放钻孔设计布置图）。2、防突措施采取完成后，必须进行措施效果检验，如果检验证实措施无效，必须补打钻孔或采取其它防突措施。3、排放过程中，必须随时掌握工作面状况，发现异常情况，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行汇报，但不得拔出钻杆。4、施工钻孔过程中，必须有专门的安全负责人在场，负责现场安全检查，无安全隐患，方可作业。5、施工钻孔过程中，严禁任何形式的、与施工抽放工作无关的工作平行作业。7、必须按规定进行钻孔施工的各项操作，严禁弄虚作假。第三节 局部防突措施效果检验1039运输巷在采取施工抽放钻孔或浅孔超前排放的局部防突措施排放8小时后，进行突出危险性检测（抽放采用钻孔取芯检测残余瓦斯含量法），浅孔超前排放采用与预测和验证的方法相同，测定钻屑量S值和钻屑解吸指标K1值。1、检验钻孔布置：向工作面前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深控制巷道走向前方10m两帮轮廓线外各3m的检验钻孔，检验孔应平行布置在措施孔之间和尽可能布置在软分层中，（详见局部防突措施（预测预报、措施效果检验）钻孔设计图）。2、当施工抽放钻孔预抽本煤层煤体瓦斯的局部防突措施经检验有效时，必须留有20m的超前距（在巷道投影线上）采取安全防护措施后，方许进行掘进作业。3、当浅孔排放局部防突措施经检验有效时，若检验孔与防突措施孔深度相等，则可在留足2m的防突措施超前距（正常地带至少3m，地质构造带至少5m），并采取安全防护措施的条件下掘进作业。当检验孔深度小于防突措施孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距（正常地带至少3m，地质构造带至少5m）的同时，还应保留有2m的检验孔超前距条件下，采取安全防护措施进行回采作业。第四节 安全防护措施一、压风、自救系统1、工作面压风自救系统的安装标准（包括管路直径、安装组数、每组个数、吊挂高度），随作业规程一并下发贯彻。2、压风自救系统的管路安装规格为：压风自救主管路不小于150；压风自救分管路1039运输巷不小于100；压风自救管路敷设要求牢固平直，接头严密不漏风。气源接口处要有总阀门，便于压风自救器的维护，每组压风自救装置的横（竖）短支管连接处用生料带连接，不得用其他物品代替，不能有漏风现象。3、1039运输巷自开口掘进开始，每50m设置一组压风自救袋，每组自救袋数量为不少于5个，靠近迎头一组保持距迎头2540m的距离。每个压风自救袋空气供给量不得少于0.1m3/min。4、压风自救袋要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，人行道宽度要保持在0.8m以上，管路安装高度距底板1.41.6m，自救袋的安装高度按自救袋的袋底距底板0.5m，便于现场人员自救应用，达不到要求，不得施工，掘进工作面的压风自救系统由在该区域施工的区队管理维护。安装压风自救袋时，压风自救袋的支管不少于一处固定，压风自救袋阀门扳手要同一方向且平行于巷道，压风自救袋上的煤尘要及时清理，经常保持清洁。5、管路敷设要牢固平直，压风管路每间隔3m吊挂固定一次，采用钢、铁丝绳吊挂，管路吊挂不符合要求，不得施工，进入掘进工作面巷口的进风侧要设有总阀门，中间每300m设置一个分阀门。6、凡压风自救系统存在有无气、漏气、或自救袋破损长度超过5mm的，不能正常使用的，跟班队干和班组长安排人员负责及时处理，未处理好其他人员不得进入巷道内工作。7、各采掘工作面现场瓦斯检查员是现场压风自救系统的管理监督员，每班的瓦斯检查员必须对所负责区域的压风自救系统进行一次全面细致地检查，发现问题及时与施工单位联系，责令整改，并向调度室汇报，并作好记录。8、1039运输巷掘进工作面的压风自救系统需要停风时，由施工单位提出申请经调度室批准，采取安全措施后方可执行。 9、压风自救装置示意图如下：二、避难硐室我矿井下井底车场附近设置有避难所，采用地面压风机直接向井下供风，避难所设置、设施、设备符合要求，能满足需要。1039运输巷掘进工作面长度小于500m，故而暂不设临时避难硐室。三、防突风门1、 1039工作面采掘前该系统内所有进回风之间的巷道必须设置防突反向风门，防突风门（两道正反风门）必须牢固，风门墙用料石和水泥砂浆砌筑，镶入巷道周边岩石不得小于0.4m，风门墙厚不得小于1.0m，门和门框可采用坚固的木质结构，风门厚度不小于60mm，门框厚度不小于100mm，两道风门之间的距离不得小于5m，风门能自动关闭，风门必须连锁。通过风门墙体上的铁风筒内必须设有防逆流隔断装置；若风门墙体上方需设置调节风量窗，调节风窗必须设置防逆流装置。2、1039运输巷掘进工作面防突风门设置在3号层运输石门与1039运输巷专用回风绕道之间（如附图巷道布置图所示）。3、1039运输巷采掘放炮作业或无人作业时，系统内进回风之间的反向风门必须关闭。四、远距离爆破1、1039运输巷必须采取远距离爆破安全防护措施。2、1039运输巷掘进工作面放炮地点必须设在进风侧反向风门之外的全风压通风的新鲜风流中距离工作面部小于300m。3、1039运输巷掘进工作面远距离爆破时，该系统内必须停电、撤人，放炮后进入工作面检查的时间不得少于30min。4、放炮员操作地点、岗哨人员警戒地点，必须设置压风自救装置，且人员必须随身配备隔离式自救器。5、放炮时严格执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。6、相关区域工作的所有人员，在放炮前必须预先通知放炮时间、撤离时间，放炮前由矿调度统计进入该区域的人数、撤离至指定地点的人数，确保放炮时该区域内无人。7、采掘工作面放炮作业、爆破管理严格按1039运输巷掘进工作面作业规程执行。第四章 安全管理第一节 通风瓦斯管理1、1039运输巷局扇风机安设在3号层运输石门进风流中，详见通风系统及避灾路线示意图。通风线路：3号层运输石门（新风）局部通风机（风筒）1039运输巷迎头（乏风）1039运输巷1039回风绕道3号层集中回风上山3号层总回风巷1051回风上山回风石门1回风斜井地面。 2、通防科必须每天派专人对1039运输巷掘进系统内防突风门进行检查，发现问题，立即汇报处理。3、局部通风机因故停风或瓦斯超限时，必须立即把所有人员撤到3号层运输石门防突风门外进风流中。瓦检员在运输巷开口点外设置栅栏和揭示牌禁止人员入内警标，并向矿领导汇报，瓦检员汇报期间，由班（排）长指定专人设岗。4、局部通风机因故停风后，恢复通风前必须先检查瓦斯，只有当停风区域内的CH4浓度在0.8%以下、CO2浓度在1.5%以下和局部通风机开关附近10m范围内瓦斯浓度在0.5%以下时，方可开启局部通风机。5、如停风区域瓦斯浓度超过1%或小于3%时由瓦检员根据矿通风负责人和矿总工程师的安排采取措施进行排放，如停风区域瓦斯浓度达到3%或超过3%时，由矿领导和总工程师制定措施，并上报上级主管部门，请求矿山救护队按措施、规定进行排放瓦斯。6、工作面风流中CH4浓度达到0.8%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。放炮地点附近20m范围内风流中的瓦斯浓度达到0.8%时，严禁放炮。7、工作面电动机及其动力开关地点20m附近风流中CH4浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员、切断电源采取措施进行处理。8、工作面回风流中瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，并由总工程师采取措施进行处理。9、设专职瓦检员检查瓦斯，瓦检员必须严格执行现场交接班制度，严禁脱岗、漏检、假检或不检，严禁岗上睡觉，瓦检员必须持证上岗。10、局部通风机必须派专人管理，严禁任何人员任意停、开局部通风机。11、掘进工作面必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒必须采用不自燃或抗静电材料吊挂（缝环必挂）平、直，接头处严密不漏风，异径风筒必须采用大小头连接，拐弯处必须设弯头；风筒有破损处时必须及时修补或更换；风筒出口距离迎头不得大于5m（一般3m为宜）；掘进迎头5m范围临时风筒采用硬质风筒。12、掘进工作面必须设置双风机双电源供风，局部通风机必须实现“三专两闭锁”，“风、瓦电闭锁”必须灵敏可靠使用，并定期进行试验。第二节 安全监控管理1、监控系统必须对局部通风机、风门和掘进工作面瓦斯浓度和其他用风地点的瓦斯等进行监测监控（详见监测监控系统布置示意图）。2、掘进工作面瓦斯传感器安设在顶板完好的地方，距帮0.3m，离顶板0.2m。3、安装瓦斯电闭锁装置，并实行瓦斯实时监控。T1距工作面5m范围内，报警值0.8%，断电值0.8%，复电值0.8，断电范围：工作面及回风流内全部非本质安全型电器设备的电源；T2距回风口第一合流点以里1015m范围内，报警值0.8%,断电值0.8%，复电值0.8。断电范围：工作面及回风流内全部非本质安全型电器设备的电源。4、矿指派专人对监控系统进行维护，确保运行正常。监控系统出现故障期间，矿调度必须安排人员对影响区域通风、瓦斯等加强管理，发现异常立即撤出人员、切断电源，采取措施进行处理。5、当发现因瓦斯超限探头报警时，所有人员必须停止施工，由当班安全员、瓦检员负责将人员撤到全风压进风流处或地面，并汇报调度室，采取措施进行处理；严禁冒险蛮干，只有经处理后，瓦斯降到0.8%以下时，方可恢复作业。第三节 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。调度室必须及时汇报值班领导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。避灾路线如下（详见通风系统及避灾路线示意图）：发生火灾、瓦斯事故时避灾路线1、避火、瓦斯事故避灾路线1039运输巷掘进工作面1039运输巷C3煤层运输石门东运输大巷轨道