煤矿270运输联络巷掘进工作面防突专项设计及措施

XX县XX煤矿270运输联络巷掘进工作面专项防突设计及措施编制单位通防科编制人编制日期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1编制依据11煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定等相关规定。12270运输联络巷掘进工作面的不定期实际情况。13防突工操作规程和岗位责任制。2基本情况21工作面概况270运输联巷布置在二采区回风下山上段，从二采区回风下山上端头往下42M处开口，以方位2873，0坡度掘进164M后，转向以方位6127，8坡度掘进12M与二采区运输下山贯通后，再掉头以方位11844，16坡度掘进，巷道设计全长1108米。该巷道开口掘进164M和转向掘12M及再掉头掘15米范围，巷道顶板距M5煤层底板法距5M，其他均大于5M，且整条为全岩巷道。该掘进工作面采取爆破掘进，采用锚杆、锚索、锚网联合支护。22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0216M不等。其中粘土岩116M，粉砂质粘土岩112M，泥质粉砂岩212M，粉砂岩0206M，碳质粘土岩0208M。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。23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250316M，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146315M，往南在白马山煤矿ZK101孔中厚度变为316M，平均厚度250M。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08135M，平均厚106M，自然厚度08201M，含12层不稳定夹矸，在南面白马山ZK101孔中厚度增大为430M，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。24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19729M，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1525L/S，该溪沟洪水位线分布标高约13201370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。25瓦斯、煤尘及自燃倾向（1）、瓦斯根据黔安监管办字2007345号文件，XX煤矿位于煤与瓦斯突出危险矿区，本矿已委托中国矿业大学开展了M5、M7煤层煤与瓦斯突出鉴定，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20081009号）的批复结果，M5煤层1410M标高以上和M7煤层1380M标高以上无突出危险，结合瓦斯等级鉴定情况及根据AQ标准的预测结果，270运输联巷M5煤层在1410M标高以下未作鉴定，按有煤与瓦斯突出危险进行管理。（2）、煤尘根据贵州省煤田地质局实验室提交的XX煤矿煤尘爆炸性鉴定报告，M1、M2、M3、M5、M7煤层均无煤尘爆炸性，按煤尘无爆炸性管理。（3）、自燃倾向根据贵州省煤田地质局实验室提交的XX煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告，M1、M2、M3、M5、M7煤层自燃倾向分类均为级，即自燃煤层，按自燃煤层管理。26掘进工艺掘进工作面采用MZQS25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。27顶板管理270运输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35M，间距16M，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30M，排距为16M；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。28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。29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通风系统和通风管理31通风系统（1）矿井通风系统矿井采用中央并列式通风方式，通风方法为抽出式，主平硐主要进风，进风斜井辅助进风，风井回风。（2）工作面通风状况270运输联巷均采用压入式通风方式,局部通风机型号为FBDNO6/302型局部通风机，配套电机功率为230KW的局部通风机，选用800MM的胶质阻燃风筒，局部通风机必须实现“三专两闭锁”和“双风机双电源”并能自动切换。未形成专用回风系统前新鲜风流主平硐、进风井皮带运输下山、轨道下山1380车场局部通风机二采区回风下山270运输联巷掘进工作面。乏风流掘进工作面二采区回风下山总回风下山总回风巷。形成专用回风系统后新鲜风流主平硐、进风井皮带运输下山局部通风机270运输联巷掘进工作面。乏风流掘进工作面二采区回风下山总回风下山总回风巷。32通风管理1定期测定270运输联巷回风风量、风筒出口风量和风机吸入风量，发现异常立即汇报处理。2必须每天坚持风机倒台切换试验，将试验情况汇报调度室，并作好记录。3加强风筒接头及破口的检查，发现问题及时处理和汇报。4每天必须对通风设施进行检查，严禁两道风门同时打开，杜绝风流短路，确保通风系统稳定可靠。5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。6加强对局部通风机管理，确保进入掘进工作面风量。7井下所有人员必须爱护通风设施，不得故意损坏。4270运输联络巷掘进工作面区域综合防突措施41区域突出危险性预测根据中国矿业大学提交的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20081009号）的批复结果，M5煤层1410M标高以上和M7煤层1380M标高以上无突出危险，结合瓦斯等级鉴定情况及根据AQ标准的预测结果，270运输联巷M5煤层在1410M标高以下未作鉴定，按有煤与瓦斯突出危险进行管理。即270运输联巷有突出危险性，需采取区域防突措施进行消突。42270运输联络巷掘进工作面区域防突措施在二采区回风下山巷道内施工穿层预抽瓦斯钻孔，预抽270运输联巷掘进巷道轮廓线外15M范围，且顶部法距M5煤层5M范围煤层条带瓦斯的抽采方法执行区域防突措施进行消突。（详见270运输联巷开口预抽钻孔设计图）43区域防突措施效果检验1）对270运输联巷煤层条带作区域防突措施均采用残余瓦斯压力和残余瓦斯含量为主要指标进行效检，效检时根据实测的最大残余瓦斯压力或最大残余瓦斯含量按（表一）的临界值对实施区域防突措施区域进行判断，当实际直接测定的煤层残余瓦斯压力小于074MPA及残余瓦斯含量小于8M3/T的预抽区域为无突出危险区，否则，仍为突出危险区。表一煤层瓦斯压力或瓦斯含量突出临界值瓦斯压力PMPA）瓦斯含量WM3/T）突出倾向P074W8无突出危险区P074W8突出危险区（2）检验方法根据钻孔预抽区域控制范围情况，首先由总工程师组织通防、生产技术部门对预抽瓦斯钻孔竣工和瓦斯抽采情况进行评估，并计算该区域的瓦斯抽采率是否大于30。区域防突措施效果检验把掘进工作面条带上方大于轮廓线外15M块段区域按每20M段施工2个钻孔进行检验。（详见270运输联巷区域效果检验钻孔设计图）（3）预抽煤巷条带煤层上方瓦斯区域防突措施施工完成后，检验前，由通防科绘制防突措施钻孔施工竣工图，并分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求或满足检验条件，否则，不予检验。（4）区域措施效果检验时，由通防科组织防突队在施工完预抽钻孔的煤巷条带区域上方按区域效果检验设计要求取样进行化验分析，取样孔必须布置在钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。检验期间应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆，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内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。（5）若检验结果仍为突出危险区，措施效果为无效，在已实施的预抽煤巷条带区域继续补打钻孔加强抽放后再进行效检，直至区域措施效果检验结果为无突出危险性，方可进行下一步的区域验证工作。（6）只有区域防突措施效果检验无突出危险后，由通防科编制该区段瓦斯抽采达标及消突评判报告。44区域验证（1）区域验证方法与局部综合防突措施中工作面防突措施效果检验方法相同，均采用钻孔钻屑量S和钻孔钻屑瓦斯解析值H2值或K1值两项指标进行验证。区域验证由通防科负责组织完成。区域验证、工作面突出危险性预测临界指标见（表二），其具体操作详见局部综合防突措施中工作面突出危险性预测。（2）采用上述方法对工作面执行区域防突措施且经区域措施效果检验后的无突出危险区域进行区域验证时。在工作面进入该区域时，必须连续进行至少2次区域验证；工作面每推进1050M（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时取小值）至少进行2次区域验证；在构造破坏带必须连续进行区域验证。在工作面每次放炮前至少打1个超前距不小于10M的超前钻孔，探测地质构造和观察突出预兆，预测孔可以兼作超前钻孔。当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行掘进，如工作面在该区域进行的首次区域验证时，还应保留不小于3M的突出预测超前距。只要有一次区域验证为有突出危险或超前钻孔等发现了突出预兆，则该区域以后的采掘作业均须执行局部综合防突措施。区域验证后防突工将预测结果汇报调度室，并由调度室汇报总工程师批准后采取相应的局部综合防突措施方可掘进。5270运输联络巷掘进工作面局部综合防突措施51突出危险性预测（1）工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量S值和钻屑瓦斯解析值H2值或K1值两项指标进行预测，预测（效检）临界指标见下表表二工作面突出危险性预测（效检、区域验证）临界指标钻屑瓦斯解吸指标（K1）H2值H2MAX最大钻屑量（SMAX）危险性ML/GMIN1/21（MM水柱）/M0520（湿煤16）6有一个指标达到或超过临界值即为突出危险工作面0520（湿煤16）6无突出危险工作面（2）采用钻屑量S值、钻孔钻屑瓦斯解析值H2值或K1值预测时，采用风煤钻机在工作面上方施工4个直径为42MM、深为1012M的钻孔。预测钻孔一个位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，一个位于巷道轮廓线上方不大于02M处，其他两个钻孔终孔位置位于巷道两帮轮廓线外24M处。预测钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证钻孔在全煤中钻进；有软分层时钻孔要控制在软分层中钻进，以保证测定指标的准确性。（详见预测钻孔设计图）（3）对预测钻孔只作钻屑量指标S值、钻屑瓦斯解析指标H2值或K1值的预测。（4）MD2型和WTC型钻屑瓦斯解析仪的使用严格按说明书及防突工操作规程进行操作。（5）施工预测钻孔时，钻进速度应控制在1M/MIN，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测钻孔在全煤中钻进。钻孔每钻进2M进行取样测试一次H2值或K1值，每钻进1M测定该1M段的全部钻屑量S值。（6）工作面预测为无突出危险时，每预测循环应留有3M的预测超前距，效果检验时每循环应留有5M措施超前距，在地质构造破坏严重地带效果检验措施超前距不小于7M。任何一次预测有突出危险时，必须采取局部措施进行消突后再进行效果检验。（7）当煤层厚度超过巷道高度时，除按措施要求在巷道中部和两侧布置2个预测钻孔之外，还必须在巷道上部或下部各增加一个预测钻孔作钻屑量指标S值、钻屑瓦斯解析指标H2值或K1值的预测。52防突措施当区域验证或工作面突出危险性预测指标超过措施规定临界值时，立即采取施工排放孔排放瓦斯措施，排放孔直径为75MM，所有排放孔在巷道掘进方向上的投影长度不小于12M，排放孔控制巷道轮廓线外两帮不小于4M；排放时间不小于8个小时（施工完最后一个排放孔开始计）。排放孔用ZDY750钻机配50MM的钻杆75MM的钻头施工，排放孔在煤层中施工，排放孔终孔网格间距为1M1M，并均匀对称的布置在煤层中。（详见270材料联巷瓦斯排放钻孔设计图）工作面在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施设计要求实施时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，若工作面前方遇到落差超过煤层厚度的断层，按石门揭煤防突专项设计执行并由通防科编写揭煤设计。在施工各种钻孔（抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔、锚杆锚索孔等）出现夹钻、卡钻、顶钻、喷孔时，要立即停止掘进，并向调度室汇报，由矿领导和有关部门研究治理方案，采取措施消突后采用远距离放炮安全防护措施炮掘施工。当掘进时回风瓦斯浓度08时，下一次掘进前必须施工排放孔进行排放，排放孔沿巷道掘进方向投影深度不小于10M，且循环进尺不得超过10M。当防突预测指标不超限但掘进时瓦斯超限达08（瞬时超限，超限时间在5MIN内）时，即掘进时瓦斯超限5MIN内降至08以下时，下一次掘进前只施工排放孔进行排放；当防突预测指标不超限但掘进时瓦斯超限达08（长时超限，超限时间超过5MIN）时，即掘进时瓦斯超限5MIN内未降至08以下时，必须立即停止掘进并实施超前钻孔预抽煤巷条带煤层区域瓦斯的防突措施，并由通防科组织相关部门分析原因。53防突措施效果检验采用钻孔钻屑量S值、钻孔钻屑瓦斯解析值H2值或K1值进行效果检验时，采用风煤钻在工作面上方施工4个直径为42MM、深为10M的钻孔。检验钻孔一个位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，另两个钻孔终孔位置位于巷道上部巷道两帮轮廓线外24M处，在一个位置位于巷道上部轮廓线外不大于02M。检验钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证钻孔尽量在煤层中钻进；有软分层时钻孔要在软分层中钻进，以保证测定指标的准确性。（详见270运输联巷效果检验钻孔设计图）施工效检钻孔时，钻进速度应控制在1M/MIN，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证效检钻孔在全煤中钻进。钻孔每钻进2M测试一次H2值或K1值，每钻进1M测定该1M段的全部钻屑量S值。在实施工作面防突措施效果检验时，分布在工作面各部位的检验钻孔应当布置于所在部位防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各防突措施钻孔或尽可能与周围各防突措施钻孔保持等距离。在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。在实施工作面防突措施效果检验时，通防科应首先检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规定、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断。如果工作面措施效果检验各项指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与措施孔向巷道掘进方向的投影长度（简称投影孔深）相等时，则可在留足5M措施孔超前距（在地质构造破坏地带必须留有不小于7M的超前距）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措施孔时，则应当在留足所需的措施孔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掘进。任何一次检验验证有突出危险性时，必须重新采取措施进行消突，直至措施有效。严格按批掘进尺组织施工，严禁超挖超掘。6安全防护措施（1）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01M3/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。（2）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。（3）通讯联络在距离掘进迎头2040米处、防突风门外、临时避难硐室内和起爆点必须分别安装1部直通调度室的防爆本安型电话，保证通讯畅通。（4）防突风门突出煤层掘进工作面进风侧，必须设置至少2道牢固可靠的反向风门。风门之间的距离不得小于4M。防突反向风门距工作面的距离和反向风门的组数，根据掘进工作面的通风系统和预计的突出强度确定，但反向风门距工作面回风巷不得小于10M，与工作面的最近距离不得小于70M，如小于70M时应设置至少三道反向风门。防突反向风门墙垛可用砖、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02M；墙垛厚度不得小于08M。在煤巷构筑反向风门时，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05M。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。人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。（5）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15倍。、放炮器钥匙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。放炮前，瓦检员检查工作面、回风流及其他有关地点的瓦斯浓度并汇报矿调度室；调度室接到汇报后立即电话通知当班矿带班领导及安全员除连锁放炮的三人外，其他人员全部按要求撤到指定地点，由班组长指派专人给安全员带去布岗，布岗完成后，安全员返回起爆点电话汇报矿调度室，调度室确认一切就绪后，方可下达放炮指令。同时，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。270运输联巷放炮撤人岗哨布置情况1岗（兼做起爆点）位置北翼车场处，职责阻止人员进入2506区域；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岗位置进风口井口外侧20米，职责阻止人员进入矿井内；4岗位置主风机扩散口、安全出口和防爆门外侧20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；（270运输联巷放炮撤人、警戒站岗示意图）停电范围由当班电工在中央变电所位置停掉270运输联巷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2，且连续5MIN降不到2以下或放炮后30MINT2瓦斯浓度仍不能降到08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08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，掘进工作面第一全负压风流汇合处瓦斯浓度小于08时，再和班组长、放炮员3人一道进入工作面检查通风、瓦斯、支护、瞎炮等情况（3人进入时，瓦检员在前边走边检查瓦斯情况，班组长在中，放炮员在后，且三者之间的距离不大于5米），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，再由调度室通知撤除岗哨，同时，瓦检员电话汇报调度室通知电工恢复送电进行施工。（6）综合防尘在掘进工作面按要求安设防尘管路，距离掘进迎头10M15M必须安装一组全断面喷雾，之后每隔50M安装一个三通阀门，每隔200M安装一组全断面防尘喷雾，在放炮前、放炮后和出货时必须洒水降。（7）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。水棚的计算与选型掘进净断面积为104。根据水棚设置规范，辅助水棚按200L/M2计算。A总水量GGS2001042080（L）式中G总水量，L；G每平方米巷道所需水量，L/M2B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GN180L。水棚架数NG/GN2080/1801156，取12架水棚区长度L（N1）CNW（121）151204213M式中L主要水棚区长度N水棚架数C水棚间距,M,取15M,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123M,本次选取15M。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与掘进工作面、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1230M，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）辅助爆水袋棚掘进距工作面60200M1122132080104F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。（8）瓦斯突出避灾与自救突出预兆有声预兆A、煤壁发生震动或冲击，并伴有声响。B、煤层变形发出劈裂声、鞭炮声、机枪声、炮击声或远处雷鸣声，声音一般由远到近，由小到大，先声响，后连响声，最后一巨响，接着便发生突出。C、顶板来压，出现裂缝，发出断裂声，支架被压断，发出折断声。无声预兆A、工作面压力增大，煤壁塌落，片帮掉渣，煤被挤出，喷出、弹出，局部隆起，顶板下沉，底板鼓起，打眼顶钎、夹钎，喷孔，装约顶炮。B、煤质变软，有时软硬相间，疏松易碎，层理紊乱，光泽暗淡；D、地压活动激烈，工作面瓦斯涌出量增大或忽大忽小或呈喷出状，温度下降，空气变冷，煤壁发凉。E、人在工作面感到头昏发冷。发现突出预兆时避灾与自救A、发现突出预兆时，必须煤与瓦斯突出避灾路线向外迅速撤至反向风门之外，把防突风门关好，然后继续外撤。B、井下人员在遇到突出预兆时，如自救器发生故障或佩戴自救器不能达到新鲜风流时，应在撤出途中到避难所或利用急救带进行自救，等待救护队救援。C、出现突出的某些预兆但并未立即发生突出，这就是所谓的延期突出，延期突出容易使人麻痹，危害更大。对此，千万不能粗心大意，必须随时提高警惕。矿井如果突然发生煤与瓦斯延期突出，常会造成多人遇难。因此，遇到突出预兆必须立即撤出并佩戴好自救器，千万不要犹豫不决，按措施煤与瓦斯突出避灾路线迅速撤到安全地点。发生突出避灾与自救A、在有突出危险的矿井，井下人员要把自救器带在身上，一旦发生突出事故，立即打开外壳佩戴好，并迅速外撤。B、在撤退途中，如果退路被堵，可到专门设置的井下避难所暂避。也可寻找有压缩空气管路或铁风管的巷道、硐室躲避。这时要把管子的螺丝接头卸开，形成正压通风，以延长避难时间，并设法与外界保持联系。C、瓦斯突出事故波及范围比较大，如果灾区停电无被水淹的危险，应远距离切断电源。严禁任何人在瓦斯超限有爆炸危险的现场停、送电，防止产生火花引起爆炸。如灾区因停电有被水淹危险时应加强通风，特别要加强电器设备处的通风，做到运转的设备不停电。D、在灾情之外的人员，发现突出事故发生后要通过电话或其他通讯方式向领导或调度室报告发生事故的时间、地点、人员情况及其他情况，阻止不佩戴防护装备的人员进入灾区。对灾区内距离新鲜风流近的人员进行抢救时必须佩戴隔离式自救器。（9）临时避难硐室1、采掘工作面设置工作面避难硐室。应根据具体情况设置，但掘进距离超过500M的巷道内必须设置工作面避难硐室；临时避难硐室设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照反向风门标准安设。室内净高不得低于2M，深度满足扩散通风的要求，长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定，但至少能满足15人避难，且每人使用面积不得少于05M2。避难所内支护保持良好，并设有与矿井调度室直通的电话；临时避难硐室内放置足量的饮用水、安设供给空气的设施，每人供风量不得少于03M3/MIN。如果用压缩空气供风时，设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴；4、临时避难硐室内应根据设计的最多避难人数配备足够数量的隔离式自救器；5、临时避难硐室应接入矿井压风、供水、监测监控、人员定位、通讯和供电系统。接入的安全监测监控系统应能对硐室内的O2、CH4、CO2、CO、温度等进行实时监测；硐室入、出口处应设人员定位分站，实时监测人员进出紧急避险设施情况；6、在井下通往避难硐室的入口处应有“避难硐室”的反光显示标志,标志应符合AQ10172005标准要求；7、维护管理避难硐室应专门设计并编制施工措施，报总工程师审批后施工；竣工后由安全副矿长组织通风、安全及生产部门相关人员进行验收，合格后才能投入使用。建立避难硐室管理制度，设专人管理，每周检查一次。按相关规定对其配套设施、设备进行维护、保养或调校，发现问题及时处理，并做好相关记录台账，确保设施完好可靠。避难硐室保持常开状态，确保灾变时人员可以及时进入。对入井人员进行避难硐室使用的培训，每年组织一次避难硐室使用演练，确保每位入井员工都能正确使用避难硐室及其配套设施。7防突管理71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。72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08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；