xxx运输巷联络石门揭煤煤层专项防突设计(定稿)

XXX投资有限公司XXX煤矿XXX运输巷联络石门揭10煤层专项防突设计编制编制时间年月日矿井名称XXX工程名称XXX运输巷联络石门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XXX运输巷联络石门揭10煤层专项防突设计编制依据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/T10372007）；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、XXX10煤层瓦斯地质图；13、XXX运输巷联络石门地质说明书、作业规程等相关资料。前言XXX运输巷位于XXX底抽巷底侧，设计从XXX底抽巷开口点往里198M为中西帮开掘联络石门揭10煤层。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XXX运输巷联络石门的有关资料，特编制XXX运输巷联络石门10煤层专项防突设计目录第一章概况1一、工程位置及周围开采关系1二、煤层及顶底板情况1三、地质构造情况2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2一、揭开煤层后需要风量计算及风机选型2二、通风方式及通风路线5三、加强控制通风风流设施的构建和安全技术措施6第三章揭煤作业程序7一、揭煤位置控制7二、揭煤区域防治突出的措施7（一）突出危险性预测7（二）防治突出的措施7（三）防突措施效果检验7（四）区域验证10三、局部综合防突措施11（一）局部防突措施11（二）局部防突措施效果检验12（三）安全防护措施13第四章揭煤方法及爆破设计14一、揭煤方法14二、爆破设计16（一）炮眼布置及数量16（二）雷管、炸药、放炮器、放炮母线的选择计算及起爆顺序16（三）装药及连线方式16（四）爆破网络计算及放炮器的选择验证17（五）炸药、雷管要求18（六）爆破安全技术措施18第五章加强揭煤层段巷道支护的措施21一、揭煤前支护21二、揭露煤层期间顶板管理及支护措施21第六章安全技术措施22一、“一通三防”管理22（一）通风系统22（二）瓦斯管理22（三）防尘管理24（四）防灭火管理25二、安全监测监控系统安装与管理措施25三、供电系统（附供电系统图）26四、远距离放炮27五、避灾路线29六、揭煤进度控制和先探后掘技术组织措施29七、敲帮问顶及巷道维修措施30八、降低爆破诱发突出强度的措施30九、其它安全措施31（一）隔离式自救器的使用要求31二其它32第七章组织管理及职责34一、揭煤组织措施34二、揭煤领导小组职责34第八章发生煤与瓦斯突出事故应急预案3401第一章概况一、工程位置及周围开采关系1、工程位置XXX运输巷联络石门设计从XXX底抽巷开口点往里198M为中西帮开掘，按272中线方位、5腰线坡度预计掘28M揭过完煤层。本工程东为XXX底抽巷；西为XXX工作面待回采区域；南、北为即将施工的XXX运输巷联络石门。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2251M。2、周围开采关系揭煤区域底为正在回采的13煤层XXX工作面，对应揭煤区域平面距离6412M；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2586M。3、巷道施工参数根据设计，XXX运输巷联络石门采用182000左旋螺纹树脂锚杆配65的焊接钢筋网（网格度100MM100MM）打锚杆挂网支护。巷道断面设计为直墙半圆拱型，设计净高28M、净宽32M、净断面积786M2。（详见支护断面图）。二、煤层及顶底板情况1、煤层10煤层俗称“大康煤”，位于龙潭组中上部，煤层厚度100258M，平均157M，属中厚煤层，揭煤区域经钻孔资料探明，平均倾角为38。2、顶底板情况2该煤层一般含01层夹矸。其顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩。三、地质构造情况1、地质构造通过XXX底抽巷穿层钻孔资料分析，XXX运输巷联络石门揭煤区域内构造简单，无断层存在。2、水文地质情况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，XXX运输巷联络石门顶无采空区、无断层存在，其下XXX工作面回采正在回采。综上，抽采、施工均不会受水患影响。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XXX煤矿煤尘爆炸性鉴定报告及XXX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XXX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XXX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100125MPA、瓦斯含量10311188M3/T。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31按绝对瓦斯涌出量计算Q掘100Q掘KCH4/081001522/08380M3/MIN式中Q掘掘进工作面风量，M3/MIN；K均衡系数取1825；Q掘绝对瓦斯涌出量（取值于XXX回风巷，最大瓦斯浓度04，风量380M3/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100KG；Q掘2510250M3/MIN3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72M3/MIN4按风速进行验算根据公式4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掘掘进工作面计算需要风量（取计算最大值，M3/MINS掘掘进工作面的断面积M2XXX运输巷联络石门需要风量验算（该掘进工作面为煤巷掘进，断面积为786M2）15S掘Q掘240S掘M3/MIN即11793801200M3/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）XXX运输巷联络石门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FBDNO5/275、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FBDNO5/27515KW250M3/MIN60M3/MINFBDNO6/21530KW400M3/MIN75M3/MINFBDNO6/22244KW525M3/MIN875M3/MIN2）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FBDNO5/27515KW250M3/MIN60M3/MIN190M3/MIN5FBDNO6/21530KW400M3/MIN75M3/MIN325M3/MINFBDNO6/22244KW525M3/MIN875M3/MIN4375M3/MIN通过上述计算，可选择一台型号为FBDNO6/222KW型吸入风量为310525M3/MIN的局扇进行风速验算1）按最大吸入风量验算VQ实/S净60525/78660111（M/S）。2）按最小吸入风量验算VQ实/S净60310/78660066（M/S）。式中S净掘进巷道净断面积M2；Q实局扇风机实际吸入风量M3/MIN。验算结果表明，掘进工作面风速在025M/S4M/S之间，符合规程要求。经研究决定，掘进期间选用两台FBDNO6/222KW，吸入风量为310M3/MIN5253/MIN的局扇对XXX运输巷联络石门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。62、通风路线主斜井（新鲜风）XXX机轨石门（新鲜风）局部通风机（新鲜风）XXX运输巷联络石门迎头（新鲜风）XXX运输巷联络石门（污风）XXX回风联络巷（污风）XXX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措施1、控制通风风流设施的构建为防止风流逆转，防止灾害事故扩大，确保通风系统独立、稳定可靠，采取在距XXX回风联络巷口10M以外的进风侧构筑防突风门的措施。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05M），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08M，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XXX底抽巷，XXX回风石门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XXX底抽巷，XXX回风石门防突风门处溜槽孔、水沟孔用沙袋或黄泥袋堵严实。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7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、揭煤位置控制为了控制好煤层层位，防止误揭煤，根据防治煤与瓦斯突出规定第六十一条的相关要求,XXX运输巷联络石门在开掘前（依设计，XXX运输巷联络石门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，提取煤（岩）芯，详细记录并分析煤（芯）资料，掌控好揭煤区域煤岩层产状、探控煤层赋存条件及揭煤位置等（详见XXX运输巷联络石门预想剖面图及地质钻孔设计图）。二、揭煤区域防治突出的措施（一）突出危险性预测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XXX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；10煤层在标高10841102M、走向XXX底抽巷开口点0M往里345M段已经于2014年2月至2014年11月在XXX底抽巷施工穿层钻孔对控制条带煤层瓦斯进行预抽，因此，本揭煤区域不在做突出危险预测，直接在巷道掘进至距煤层顶板法线距离不小于7M时采取测定煤层残余瓦斯含量作为评判揭煤区域是否消突的依据。（二）防治突出的措施同上述，本揭煤区域已经采取了穿层钻孔预抽控制条带煤层瓦斯的区域防突措施，具体实施情况详见XXX底抽巷穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔设计图、成果图。8（三）防突措施效果检验1、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验XXX运输巷联络石门掘进距10煤层垂距7M前，根据抽放计量计算煤层残余瓦斯含量小于8M3/T后，采用测定残余瓦斯含量法进行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VLDH2722315798219M3Q总V1401113398219140111331530864M3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；L控制条带长度M；D控制条带宽度M；H控制条带煤层平均厚度M；Q总钻孔控制范围内煤体瓦斯总量M3；157煤层平均厚度M；140煤的容重T/M3；11133吨煤瓦斯含量M3/T（根据XXX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9Q抽Q总111338/1113343081M3经抽放计量，只有当钻孔控制范围内瓦斯抽放纯量大于43081M3后方可进行区域措施效果检验。2）抽放计量统计XXX运输巷联络石门揭煤区域，于2014年8月施工3337抽放钻场，每个钻场布置7个抽放钻孔，对控制条带煤层瓦斯进行预抽，经统计，从2014年9月12月，3337抽放钻场共计抽放瓦斯纯量7062755M3（详见XXX煤矿XXX底抽巷3337钻场瓦斯抽放统计数据表）。计算煤层残余瓦斯含量为Q残（Q原Q抽）/V14（15308647062755）/982191405996（M3/T）式中Q残计算揭煤区域煤层残余瓦斯含量M3Q原揭煤区域计算煤层原始瓦斯含量M3；Q抽统计抽放瓦斯纯量M3；V揭煤区域计算煤体体积M3；14煤的容重T/M3。2、测定预抽煤层瓦斯区域措施效果检验钻孔布置及参数根据防突规定第55条第3款要求，在揭煤区域布置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20M。即在XXX运输巷联络石门掘至距10煤层垂距7M前向迎头方向布置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详见（XXX运输巷联络石门揭10煤区域防突措施效果检验钻孔布置图）。3、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验指标经检验，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，则采取重新连孔抽放及施工排放钻孔排放等局部补充防突措施，直至措施有效。（四）区域验证1、区域验证方法根据防治煤与瓦斯突出规定第七十一条结合煤矿防突设备的配备情况，采用钻屑瓦斯解析指标法进行验证。验证方法及过程如下工作面掘进至距煤层法向距离5M时，先用防突钻机施工直径60MM的钻孔至预见煤层位置时，退出钻杆，改用电煤钻在工作面迎头施工4个直径为42MM的钻孔（1号孔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），采用WTC1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量；工作面掘进至距煤层法向距离2M时，用同样的方法进行验证。特别说明在做迎头距煤层法向距离5M的区域验证时，因外侧导向孔孔径过大，孔距较长，难以测定钻屑量，因此，本段验证可以不考察钻屑量，但残余瓦斯含量（W/M3/T）突出危险性8无突出危险性8有突出危险性11是，必须考察K1值。2、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050ML/GMIN1/2，或若煤样为湿煤，测得的K1MAX值小于040ML/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，则采取延长预抽煤层瓦斯的时间及施工排放钻孔排放瓦斯的措施后，再进行局部防突措施效果检验，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。4、区域验证钻孔布置（详见XXX运输巷联络石门区域验证钻孔布置图）三、局部综合防突措施掘进至距煤层法向距离5M、2M时，分别按第二章第二条第三款、第四款的要求和方法进行校检，根据校检结果及相应指标临界值判定为仍然具有突出危险时，则采取局部补充的综合防突措施。（一）局部防突措施根据防治煤与瓦斯突出规定的两个“四位一体”的综合防突措施的要求，当局部预测有突出危险时，采取浅孔排放钻孔抽放的局部防突措施。121、浅孔排放设计沿迎头施工浅排放孔，孔深718M，孔距22M可根据现场实际情况和排放效果作适当调整，钻孔个数根据现场实际情况增或减，钻孔覆盖范围为巷道底板下3M，两帮及顶轮廓线外5M。（详见XXX运输巷联络石门排放瓦斯孔设计图）。2、工作面措施孔设计1、抽放孔布置及数量1）布置方式根据钻机情况，为提高打钻效率，抽放孔按矩形布置。2）数量抽放孔控制到巷道底板下30M，两帮及顶轮廓线外50M，按不大于25M抽放半径进行布置，（详见XXX运输巷联络石门局部防突措施孔布置图）。3）孔深钻孔深度以穿透煤层且进入岩层02M左右为宜，抽放孔投影孔径不小于75MM。2、技术要求每施工1个抽放钻孔，都必须及时采用聚氨酯或玛丽散进行封孔，连管抽放，当最后一个抽放钻孔施工结束并连管抽放一定时间后，采用钻屑瓦斯解析指标法进行局部补充防突措施效果检验，检验指标临界值满足防治煤与瓦斯突出规定第七十五条的有关规定，判定为局部补充防突措施有效，否则，视为无效。（二）局部防突措施效果检验1、检验方法采用钻屑瓦斯解析指标法进行效果检验。2、校检孔布置1）在掘进工作面打3个直径为42MM，深10M的钻孔，中孔沿掘进方向，两个边孔的终孔位于巷道轮廓线以外不小于254M处。2）检验孔布置在措施孔之间，距措施孔不得小于03M，钻速为2M/MIN。3）每钻进1M测定一次钻屑量；每钻进2M测定一次钻屑瓦斯解吸指标K113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050ML/GMIN1/2，或若煤样为湿煤，测得的K1MAX值小于040ML/GMIN1/2和，则为防突措施效果有效；反之，防突措施效果无效。头效果检验孔布置图4）当效果检验无突出危险时，通风科编制校检报告报经总工程师审批同意后，采取远距离放炮揭煤的措施。5）当效果检验有突出危险时，则采取补孔抽放或施工排放孔排放瓦斯的措施，直至措施有效，方可进行揭煤作业程序石门工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5M开始到穿过煤层进入顶（底）板2M（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。（三）安全防护措施1、临时避难所利用原XXX底抽巷避难硐室作为临时避难所。2、压风自救1）压风自救系统地面压风机房副斜井副井车场XXX机轨石门XXX底抽巷XXX运输巷联络石门施工迎头及各用风地点。2）压风自救系统装置安设地点14在XXX底抽巷安设3组压风自救装置，XXX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01M3/MIN,并保证完好，供风正常。详见压风自救系统图。3）压风自救系统安设要求压风自救安设在XXX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。3、防突风门的设置及管理1）已在XXX底抽巷距XXX底抽巷专用回风联络巷口外10M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05M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。4、远距离爆破井下所有人员全部撤出地面，爆破地点设置在地面距井口20M外，井口前方50、两侧20范围不得有任何火源。第四章揭煤方法及爆破设计一、揭煤方法1、钻孔探控简述根据XXX运输巷联络石门地质钻孔资料，XXX运输巷联络石门从开口点往里掘进106M时，巷道迎头距煤层法相距离70M；掘进140M时，巷道迎头距煤层法相距离50M；掘进191M时，巷道迎头距煤层法向距离20M；掘进15225M时，巷道底板揭露煤层顶板；掘进290M时，巷道顶板过完煤层。2、揭煤前提条件1）抽放纯量XXX运输巷联络石门揭煤区域，经计算煤层原始瓦斯含量为19302199M3，需抽排543194M3方能满足煤层残余瓦斯含量小于8M3/T的指标临界值。经统计，XXX运输巷联络石门揭煤区域3337抽放钻场，2014年8月至12月共计抽放瓦斯纯量7062755M3,抽放率为40，大于煤矿安全规程第190条第2款“煤层瓦斯预抽率大于30”及煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）第42条的规定。2）残余瓦斯含量本矿按XXX运输巷联络石门揭煤专项设计要求（巷道迎头距煤层法向距离70M时）于2015年12月30日施工措施孔并特请公司通防技术员现场提取煤样，采用DGC瓦斯含量测定仪解析测得揭煤区域煤层残余瓦斯含量最大值煤34884M3/T，满足防突规定第43条的规定。3、揭煤方法XXX运输巷联络石门从开口点往里掘进106M时，即巷道迎头距煤层法向距离70M，停止掘进并施工防突措施效果检验钻孔提取煤样，采用DGC瓦斯含量测定仪测定残余瓦斯含量进行检验，若煤层残余瓦斯含量W8M3/T，则采取补充防突措施，直至措施有效；若W8M3/T指标临界值，采取边探边掘的的方式掘进至140M，即巷道迎头距煤层法向距离50M时，根据设计要求进行一次区域验证，掘进至191M，即巷道迎头距煤层法相距离20M时，连续两次进行区域验证，验证方法为严格按照XXX运输巷联络石门揭煤专项设计的要求，施工直径42MM的钻孔，采用WTC1防突测定仪采用钻屑瓦斯解析指16标法检测钻屑量及K1值，若钻屑量SMAX6KG/M或K1MAX050ML/GMIN1/2，采取施工排放钻孔排放瓦斯或钻孔抽放瓦斯的补充防突措施；若钻屑量SMAX6KG/M，K1MAX050ML/GMIN1/2，则按爆破设计要求施工炮眼，采取远距离放炮的方法揭开煤层。二、爆破设计（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215MM2。4、敷设线路为XXX运输巷联络石门施工迎头XXX底抽巷XXX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，掏槽眼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17药卷）前面；崩落眼第一个起爆药卷放置于眼底往外第四节药卷前面、第二个放置于第8节药卷前面，第三个放置于第12节药卷前面。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30M和60M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15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16个炮眼，共用48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00133/M，长度600M。1、雷管总电阻R1R15N548240（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R2R2PL00133600798（欧姆）P铜线导电率L母线长度（M）R3为接线电阻，约为10欧，RR1R2R32407981025798（欧姆）183、总起爆电流IU/R2500/25798969AI总起爆电流（AR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02。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19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06M；2）炮眼深度为06M10M，封泥长度小于1/2炮眼深度时；3）炮眼深度超过10M，封泥长度小于05M时；4）炮眼深度超过25M，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15倍。2013、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08及以上时。3）在爆破作业地点附近20M内，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03M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。2116、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。第五章加强揭煤层段巷道支护的措施一、揭煤前支护1、根据地质钻孔资料，将要揭露的10煤层，其顶板岩性为泥质粉砂岩，顶板岩性较差。因揭煤前打预抽瓦斯钻孔、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、打金属铁管作为金属骨架等措施强化顶板稳定性。2、每掘够一块网位置及时进行永久支护，若顶板破碎，采用特殊加工的22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10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10M10M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20M）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。第六章安全技术措施一、“一通三防”管理（一）通风系统1、风机安设严格按揭煤设计中局扇风机选型、安设地点安设局扇风机并确保风机运行完好232、供风路线详见第二章第二条第2款。3、通风设施管理详见第二章第三条。（二）瓦斯管理1、工作面必须安设专职瓦斯检查员，持有效证件上岗，严禁无证上岗；瓦斯检查不得出现空班、漏检、假检；严禁脱岗；严禁岗上睡觉。2、局部通风机必须挂牌管理，严禁随意停开，保证通风系统稳定可靠。揭煤期间，通防科瓦检员必须每班检查局部通风机及开关是否完好，检查完后及时向通风值班室和矿调度室汇报。3、掘进工作面局部通风机及动力电源必须实行“三专两闭锁”管理，且两闭锁必须灵敏可靠。4、局部通风机必须保证连续运转，不得随意停风，若因风机故障、系统停电等原因造成停风时，必须立即停止工作，撤出人员，切断电源，由瓦斯检查员在开门位置设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并汇报矿调度室和通风值班室，指派专人站岗。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有该巷道内的瓦斯浓度小于08，二氧化碳浓度小于15，方可人工开启局部通风机。5、当班瓦检员对通风瓦斯进行现场管理，对装药、联线、本措施的实施负监督责任。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、支护不完好或伞檐超过规定。2）爆破作业地点附近20M以内风流中的瓦斯浓度达1及以上时。243）在爆破作业地点附近20M内，未清除的矸（煤）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。6、当该巷道内的瓦斯浓度大于08、小于3，二氧化碳浓度大于15、小于3时，由通防科组织排放；如该巷道内的瓦斯和二氧化碳浓度达3及以上时，由通防科编制措施，矿总工程师组织审批，由矿山救护队进行排放（注排放瓦斯的风量必须进行控制，严禁第一风流会合处的瓦斯达到或超过15）。7、当掘进工作面瓦斯浓度达到或超过08时，必须停止用电钻打眼；当掘进工作面回流中瓦斯浓度达到或超过08时,必须立即停止掘进工作面的作业、撤出人员、切断电源，采取措施进行处理；放炮地点附近20M范围内风流中瓦斯浓度达到或超过08时，严禁放炮。8、巷道内体积大于05M3的空间内积聚的瓦斯浓度达到15时，附近20M内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。9、炮后回风流中瓦斯浓度超过15、连续30MIN内降不到08以下时，必须停止工作，采取有效措施处理后，方可恢复工作。10、对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到08以下时，方可恢复送电。11、揭煤期间每次放炮30MIN后，当瓦斯浓度小于08以下时，方可由瓦检员、放炮员、安检员、施工单位的班组长一同进入该工作面检查瓦斯及顶25板情况，当确认放炮地点无安全隐患，其工作面、回风流及受放炮影响的其它地点风流中的瓦斯浓度低于08，由瓦检员向矿调度汇报，由矿调度日常工作指挥小组通知班组长撤岗，由调度室通知变电所送电，恢复工作。12、严格按规定进行防突措施效果检验和验证，在防突效检工进行防突措施效果检验时，由安检员和瓦检员进行现场监督，防突效检工必须将考察结果同时告知当班安检员、瓦检员、班排长，严禁弄虚作假。（三）防尘管理1、利用地面水池通过供水管路对XXX运输巷联络石门进行供水防尘。2、通防科必须在距迎头不大于30米安装一组净化水幕并随迎头推进而相应移动，炮前由瓦检员打开喷雾降尘，炮后关闭，喷雾必须全断面封闭巷道。3、防尘水管必须紧跟迎头，且每隔50M分出一个三通阀门，迎头30M每次放炮前后及出货过程中由施工单位负责洒水降尘杜绝粉尘堆积和飞扬。4、通防科及施工单位必须每班按各自分管范围，对防尘系统及设施进行全面检查维护，确保供水正常。5、防尘管路必须每隔2M一吊挂，并确保平直，符合质量要求。（四）防灭火管理1、每一入井人员严禁携带烟草、点火物品和穿化纤衣服入井。2、施工单位必须在掘进巷道内配备灭火器材，其数量规格和存放地点，按2015年度灾害预防处理计划中的规定执行。3、掘进巷道内煤油和变压器油的使用管理，严格按煤矿安全规程第224条执行。4、所有施工人员必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内26灭火器材的存放地点。5、任何人发现井下火灾时，必须采取一切可能的方法进行直接灭火，同时视火灾的性质、灾区的通风情况立即汇报矿调度。并严格按煤矿安全规程第244条执行。6、电气设备着火时，必须先切断电源，切断电源前只能用不导电的灭火材料进行灭火。二、安全监测监控系统安装与管理措施1、机电科必须按规定在XXX运输巷联络石门安设两台瓦斯传感器T1、T2，并与监控中心联网T1安设在距迎头不大于5M的巷道正中往下300MM处，报警值08，断电值10，复电值08，断电值范围是掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备；T2安设在距全风压回风口1015M的巷道正中往下300MM处，其报警值、断电值均08，复电值08，断电范围是掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备。2、掘进期间，机电科每天必须派监测工负责对瓦斯传感器、瓦斯电闭锁进行检查维护，确保瓦斯传感器传输数据准确，瓦斯闭锁完好、正常。4、掘进期间，机电科电工每周必须对瓦斯电闭锁至少进行一次试断电，确保瓦斯电闭锁灵敏可靠，并作好详细记录。三、供电系统（附供电系统图）1、电气设备必须有出厂合格证，且经专职防爆员检查，失爆电器严禁使用，使用风电闭锁装置前必须先作实验。2、所有电器设备按标准上架，禁止带病运转。电缆、管线严格按标准吊挂整齐。273、严禁带电检修、搬迁电器设备，严禁任意停、送局部通风机电源。4、机电人员每班必须对掘进工作面及其回风系统机电设备进行检查，向矿调度汇报，并做好记录。5、工作人员在检修、搬迁电气设备时，严禁带电作业，必须停电并挂牌，防止不知情人员误送电。6、严格执行专人停送电制度。7、供电设备不得有“明接头、鸡爪子、羊尾巴”等现象。8、对每台入井矿灯都要进行防爆检查，严禁使用失爆矿灯。9、揭煤远距离放炮前必须由机电科牵头，组织施工单位对XXX运输巷联络石门迎头及回风流中的电气设备作一次全面检查，确保完好可靠，并将检查结果作好记录，且送达有关单位及科室。四、远距离放炮1、揭煤放炮前撤人范围全矿井井下所有巷道。2、警戒设置及搜索撤人揭煤放炮期间共设3个固定警戒，9个临时警戒。所有人员必须到人调度室集中，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1）警戒设置警戒1设在回风井井口，负责不准人员入井。人警戒2设在副井口，负责不准人员入井。人警戒3设在主井口，负责不准人员入井。人临时警戒1设在XXX机轨石门与XXX斜皮带巷交岔口处；28临时警戒2设在XXX车场与副斜井交岔口处；临时警戒3设在XXX回风斜巷与XXX回风石门交岔口处；临时警戒4设在XXX车场绕道与XXX回风石门交岔口出；临时警戒5设在XXX机轨石门与XXX车场交岔口出；临时警戒6设在XXX回风绕道与XXX回风石门交岔口处；临时警戒7设在XXX回风巷与XXX机轨石门交岔口处；临时警戒8设在XXX机轨石门与主斜井交岔口处；临时警戒9设在XXX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XXX底抽巷与XXX回风绕道交岔口处时，指令2人分别沿XXX底抽巷回风绕道、XXX水平XX联巷、XXX回风石门搜索撤人并在XXX车场绕道与XXX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XXX机轨石门往西搜索撤人至XXX运输巷口时，指令1人沿XXX机轨石门往西搜索撤人并在XXX车场与XXX机轨石门交岔口处设置临时警戒5；班组长带领2人沿XXX运输巷、XXX釆面、XXX回风巷搜索撤人并分别在XXX回风绕道与XXX回风石门交岔口处、XXX回风巷与XXX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29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XXX水平车场口时，1人沿XXX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、XXX车场搜索撤人并在XXX车场与XXX机轨石门交岔口处、副斜井与XXX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XXX斜回风巷口时，2人沿XXX斜回风巷往下搜索撤人并将XXX回风石门、XXX机轨石门、XXX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XXX皮带运输斜巷撤至斜巷皮带机头与主斜井交汇处设置临时警戒9；其余人员继续沿回风斜井往下搜索撤人至XXX回风斜巷口时，1人沿XXX回风斜巷往下搜索撤人并在XXX回风斜巷与XXX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XXX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XXX车场绕道、XXX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。3、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。30五、避灾路线遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线及避灾要求XXX运输巷联络石门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XXX运输巷联络石门施工迎头XXX底抽巷XXX机轨石门主斜井地面。六、揭煤进度控制和先探后掘技术组织措施1、揭煤进度控制1）技术（地测）、通防科必须及时跟踪施工进度，掌控施工里程，及时发放停掘通知书；施工队严格按技术（地测）、通防所定停头里程施工、严禁超掘。2）距煤层法线距离20M必须停止掘进，分别进行打钻探控，确定煤层层位准确性，杜绝误揭煤。2、先探后掘安全技术组织措施1）先在XXX底抽巷开口点往里198M处巷道上帮（XXX运输巷联络石门开口处）施工地质钻孔，探清煤层层位及产状，在距煤层法线距离20M前，技术（地测）科必须提前发放停掘通知书，并在现场标定停头位置，施工单位必须严格按通知书要求组织掘进。2）施工队必须根据通知书要求，提前准备探眼设备，将掘到停头打钻位置前，施工单位干部必须随时掌控施工进度，及时汇报相关领导及部门，组织探眼工作。3）技术（地测）科必须根据探眼结果绘制成果图，通防严格按“四位一体”防突措施要求进行“区域验证”、测定钻屑指标、K1值等。七、敲帮问顶及巷道维修措施1、组织施工中必须严格按煤矿安全规程第55条之规定进行敲帮问顶，31找净巷道顶帮浮矸活石。2、揭煤前，必须严格按揭煤前加强巷道支护的措施要求对巷道进行加固；揭煤后，必须根据跑后振动对围岩的破坏情况由外往里对巷道进行支护，对巷道进行维护时，根据围岩的稳定情况选择合理的支护形式。八、降低爆破诱发突出强度的措施为降低因爆破诱发突出的强度，揭煤放炮前，在XXX运输巷联络石门距迎头10M及开口处5M用14CM的圆木施工两组位置相对错开的挡矸栏。其支设方法如下在开口处巷道中线往上帮（面对迎头右手帮）垂直于巷道施工一排密集点柱。密集点柱上下两端用厚方木捆绑或钉牢连锁，点柱与顶帮接触位置用木楔加紧吃劲，底板处必须保证不小于01M深的柱窝，并在挡栏后用14CM圆木两根按打戗柱形式斜撑住挡矸栏（撑柱顶端用钯钉钉与挡矸栏连锁，底端埋入巷道底板不小于02M）。然后用废旧皮带钉在挡矸栏上（挡矸帘断面积不得大于巷道断面积的1/3）。九、其它安全措施（一）隔离式自救器的使用要求1、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。326）均匀呼