31102运输联络巷揭煤措施

1、 TOC o 1-5 h z 第一章工程概况7一、工程位置及周围开采基本情况7二、煤层情况及顶底板特征7三、瓦斯地质概况8四、巷道施工参数8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 9一、揭开煤层后的需要风量计算及风机选型91、风量计算92、风速验算103、风机选型10二、通风方式及通风路线11三、加强控制通风风流设施的措施111、控制通风风流设施的构建： 112、加强控制通风风流设施的安全技术措施：12第三章揭煤作业程序13一、煤层层位控制： 13二、揭煤区域防突措施、效果检验13三、区域防突措施验证13四、补充防突措施13五、防突措施的效果检验14六、工作面措施效果检

2、验14七、过煤门期间管理14八、在岩石巷道与煤层连接处加强支护。14第四章控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施15一、控制煤层层位措施：15二、测定煤层瓦斯压力的措施：16第五章 揭煤工作面突出危险性的预测17第六章防治煤与瓦斯突出的措施18第七章 防突措施的效果检验及验证19一、防突措施的效果检验：19二、揭煤区域措施效果验证19三、揭煤掘进工作面防突措施效果最后验证20第八章补充防突措施21第九章安全防护措施22一、采区避难所221、采区避难所设置位置：222、采区避难所支护形式及规格尺寸：223、避难所内配备设备设施： 22二、工作面避难所22三、压风自救221、压风自救系统安设要求：2

3、22、压风自救装置安设地点：233、压风自救系统：24四、防突反向风门的设置情况和管理措施：24五、远距离爆破安全技术组织措施251、起爆地点：252、遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线：253、警戒位置：254、各警戒岗哨遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾撤出路线及要求：255、煤与瓦斯突出预兆276、避灾要求：277、停电范围及停电措施288、撤人及警戒岗哨布置30六、隔离式自救器使用要求321、自救器的使用方法322、注意事项333、使用维护34第十章 爆破设计及安全技术措施35一、炮眼布置方式及数量351、炮眼布置352、炮眼数量36二、雷管、炸药、放炮器、放炮母线选择及起爆顺序361、雷管、

4、炸药选择： 362、放炮器选择： 363、放炮母线的选择及敷设线路：374、起爆顺序： 37三、装药及联线方式371、装药方式：372、联线方式：373、爆破工艺流程：37四、爆破网络计算及放炮器的选择验证37五、对炸药、雷管的要求： 38六、爆破安全技术措施39第十一章加强过煤层段巷道支护的措施42一、揭煤点及进入煤层顶板2m范围的巷道必须加强巷道支护.42二、在揭煤期间的巷道巡查42第十二章组织管理及安全技术措施43一、揭煤组织措施431、成立揭煤领导小组432、揭煤领导小组职责433、现场各施工人员职责：442、揭煤领导小组工作责任制463、成立现场揭煤指挥小组474、揭煤指挥小组工作责

5、任制：47二、瓦斯管理措施48三、机电设备管理措施50四、安全监测监控系统安装与管理措施511、传感器的种类及设置地点：512、甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围：523、安全监控系统的维护和管理52五、综合防尘管理措施52六、防灭火管理措施53七、揭煤进度控制和先探后掘安全技术组织措施54八、敲帮问顶及巷道维修措施55附图：5931102运输联络巷掘进工作面揭开11#煤层专项防突设计及安全技术组织措施编制依据：1、防治煤与瓦斯突出规定；2、煤矿安全规程(2010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

6、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(AQ1018-2006)；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/T1037-2007)；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、31102运输联络巷地质说明书；13、盛远煤矿矿井11#煤层瓦斯地质图；14、盛远煤矿瓦斯赋存规律研究报告；第一章工程概况一、工程位置及周围开采基本情

7、况31102运输联络巷作为31102运输巷回风及前期运输煤肝用。31102运输联络巷开门点位于盛远煤矿三采区西翼+1750m以下水平 8#层探煤下山内，在30802运输巷开门点往北35米处，开门点坐标 X=2965730. 8 m,Y=461446.6 m,Z=+1748. 2m,按方位角 a =190。，坡度 B=-20。掘进，开门点位于9*煤层和10煤层中，9煤层底板（10#煤层 顶板）距11%煤层顶板为10. 0m,掘进工程量为59米（东帮）。31102运输联络巷东面为三采运输下山，南面为8#层探煤下山联 络巷，西面为30802备用工作面，北面为30802回风巷。二、煤层情况及顶底板特征

8、所揭煤层为11#煤层，煤层厚度为2. 87 m,含3层夹肝，在煤层 上部普遍发育两层高岭石泥岩夹砰，上层为细晶，下层为粗晶，间距 0.10米左右，11煤层俗称大栓炭，黑色或褐黑色，块状或粉状，线理 至细条带结构，断口不平整，为半亮型煤。根据该区域实际揭露煤岩层情况分析：该区域由北向南10煤层 与9煤层逐渐合并，10-煤层与11,煤层层间距逐渐加大。揭煤点9煤 层底板距11#煤层顶板为10. 0m,煤层走向为105120 ,倾角7 9 o11,煤层直接顶为灰色砂质泥岩，厚度0.51.0米；老顶为灰色 钙质细砂岩，厚度6. 2米；直接底板为灰色泥岩，厚度0.8-2.0米； 老底为深灰色粉砂岩，厚度

9、L5-2. 5米。三、瓦斯地质概况1、瓦斯：根据盛远煤矿矿井11#煤层瓦斯地质图，该区域11#煤 层原始瓦斯含量为15. 4m71,压力为1. 19mpa,属煤与瓦斯突出煤层。2、抽i据2003年9月煤炭科学研究总院重庆分院煤尘爆炸性 鉴定报告：11#煤层有煤尘爆炸性危险。3、煤层自燃倾向等级：据2003年8月煤炭科学研究总院重庆分 院煤炭自燃倾向等级鉴定报告：IV煤层自燃倾向等级为HI类，为不 易自燃煤层。根据8#层探煤下山、30802运输巷掘进过程所揭露的情况分析： 31102运输联络巷在掘进过程中无1. 0m以上落差断层。四、巷道施工参数31102运输联络巷开门点在三采8*层探煤下山东帮

10、，为岩巷穿 层掘进，巷道断面为圆弧拱形(l/3)o 31102运输联络巷开门中心在 30802运输巷开门中心往北35m位置,按方位角190 00,坡度-20。 掘进至44.5米时巷道底板首先揭露ir1煤层顶板，揭煤点标高为 +1738. 2m,掘进58. 4米巷道顶板进入煤层顶板,调向按方位角130 00,沿11#煤层掘进31102运输石门。31102运输联络巷道巷道断面 为圆弧拱形掘高为2900mm,掘宽4200mm,掘进断面10. 87以；净高 为2800mm,净宽4000mm,净断面10. 04 m:顶板支护方式为：锚网 索带进行支护，锚杆间排距为800mmX800mm,锚索间排距为20

11、00mm X2000mmo巷帮支护方式为：L=1800mm的管缝式锚杆配合塑钢网进 行支护，管锚呈五花眼形状布置，间距为800mm,排距为1000 mm。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 措施一、揭开煤层后的需要风量计算及风机选型1、风量计算(1)按瓦斯涌出量计算实际需要风量根据11,煤层原始瓦斯含量及31100运输巷掘进期间瓦斯涌出量 分析，预计经抽放后该掘进工作面揭开11,煤层时的瓦斯涌出量为 2. 3m7min,根据公式：Q=100qk/CQ=100X2. 3X1. 54-0.8Q=431m3/min式中：Q工作面实际需要风量m7min；q绝对瓦斯涌出量m7min

12、；K瓦斯涌出不均衡系数取1.5；C一一掘进工作面回风流最高允许瓦斯浓度0. 8%o(2)因11煤层为突出煤层，掘进期间使用煤矿许用炸药且安全等 级不低于三级的乳化炸药，按最大炸药消耗量计算实际需要风量： Qcf=10 X Acf=10 X 38. 6kg=386 m7min(3)根据最多人数计算实际需要风量Q= 4NQ= 4X9Q= 36m3/minQ一工作面实际需要风量m7min；A工作面最最多人数9人；根据以上计算可知31102运输联络巷实际需要风量为： 431m3/mino2、风速验算31102运输联络巷净断面为：10. 87m2,故该掘进工作面的风速为:V=Q/(60XS)=431/6

13、0/10. 87=0. 66m/S式中：V 风速m/sQ-一一风量mVminS巷道断面积m260-单位时间秒0. 25 m/S0. 66 m/S4 m/S,符合煤矿安全规程规定。3、风机选型根据以上计算结果，掘进工作面风量不得小于431nl3/min,该掘 进工作面选用一台FBD/2X30KW的对旋轴流式局部通风机对该掘进 工作面进行供风，风机各项参数以及安装地点的进风量、风速如下： 生产厂：重庆煤科院型号:FBD功率:2X30KW (两套)额定风量：450 mVmin-630 m3/min局部通风机安装在8层探煤下山联络巷风门进风侧，安装必须符 合要求，风机安装地点全负压风量：1625m7m

14、in,安装地点风速：2. 5m/s,全负压风量及风速达到风机安装要求，揭煤前必须将该掘进 工作面风量调到431 m3/min以上，局扇必须安装变频调速装置和双 风机双电源，且必须能自动切换。二、通风方式及通风路线1、31102运输联络巷采用压入式局部通风（见通风系统示意图）。2、进、回风路线：进风路线为：地面井口一三采运输下山/（1800大巷一1805绕道） 一三采运输/轨道下山-30402运输联络巷-8#层探煤下山联络巷一8 层探煤下山一31102运输联络巷掘进工作面。回风路线为：掘进工作面迎头一31102运输联络巷-8#层探煤下 山一30802回风巷（专用段）f三采回风下山*地面。三、加强

15、控制通风风流设施的措施1、控制通风风流设施的构建：（1）防突反向风门构建地点：8探煤下山联络巷内30802运输 巷开门点以北5nl位置构建防突反向风门，风门间距为5m。另一组防 突反向风门建在8#层探煤下山联络巷与30402运输联络巷交岔口往西 5m位置,风门间距为5m。（2）防突反向风门构建标准：反向风门材料采用砖、砂、水泥 进行砌筑，要求风门墙厚不得小于0.8m,风门板厚度不小于50mli1, 风门必须进行掏槽，因其所在位置为半煤岩巷，岩石位置掏槽深度见 硬帮硬顶后再进入围岩o. 2m,煤层位置掏槽深度见硬帮硬底后再进 入实体煤不小于0.5m。通过风门的水沟和溜子孔必须安设有防逆流 隔断装

16、置，防逆隔断装置用厚度不小于50mm的木板加工，所有防逆 流挡板与风门墙体呈85度夹角。2、加强控制通风风流设施的安全技术措施：1）风筒吊挂平直，风筒出口距迎头不大于5米且不小于2米； 接头严实，不漏风，确保风量达到431nl7min以上，严禁无风、微风 作业。2）所有可能受到揭煤影响的局部通风机通过风门的铁直风筒必 须设有可靠的防逆流装置。3）人员进入掘进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。4）揭煤期间通风工区、安全管理部必须随时对所有的通风设施 的完好情况进行检查，确保完好。5）防突反向风门必须安装开关语音传感器，并与地面监控室联通，随时监控防突风门的

17、开关情况。第三章揭煤作业程序一、煤层层位控制:在掘进工作面距煤层最小法向距离10m外至少施工2个穿透煤层 的钻孔，探明煤层赋存条件、构造、瓦斯情况，并结合地质分析，确 定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状，绘制出平剖面图；施工 探煤钻孔时同时测定煤层原始瓦斯压力。二、揭煤区域防突措施、效果检验在距煤层最小法向距离7米之时，采取施工瓦斯抽放钻孔对石门 揭煤区域煤层瓦斯进行预抽，并进行区域防突措施效果检验（采用重 庆煤科院的DGC瓦斯含量测定装置直接测定揭煤区域残余瓦斯含量 来对预抽区域煤层瓦斯区域防突措施效果进行检验）。当进行区域防 突措施效果检验无效时，采取补充防突措施，直到措施有效。三、区

18、域防突措施验证在距煤层最小法向距离5米之时，施工3个穿透煤层厚度的钻孔, 测定煤层残余瓦斯含量进行揭煤措施区域验证，区域防突措施效果验 证方法采用DGC瓦斯含量测定装置直接测定残余瓦斯含量进行验证， 四、补充防突措施若预测或区域验证有突出危险时时，必须再次实施工作面防突措 施，直到验证为无突出危险工作面为止。五、防突措施的效果检验采用重庆煤科院的DGC瓦斯含量测定装置直接测定揭煤区域残 余瓦斯含量来对预抽区域煤层瓦斯区域防突措施效果进行检验，当进 行区域防突措施效果检验无效时，采取补充防突措施，直到措施有效。 六、工作面措施效果检验掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（与煤层法向距离 1.5

19、m的位置），采用防突措施效果检验的方法进行最后验证（若经最 后验证仍为突出危险工作面时，必须再次实施工作面防突措施，直到 验证为无突出危险工作面为止。巷道在煤层中掘进时，每次打眼前， 必须对掘进迎头进行一次K.值考察，只有K.值不超过规定的情况下, 方可掘进。七、过煤门期间管理验证有效后采取安全防护措施并采用远距离爆破揭开煤层，如果 未能一次揭穿11煤层，则必须继续执行揭煤措施，直到进入煤层底 板止。八、在岩石巷道与煤层连接处加强支护。当掘进至距11#煤层揭煤点10m范围时，对巷道顶板支护采用锚 杆+钢筋网+锚索+喷注联合支护，巷帮支护采用钢筋网+6注浆管注 浆进行支护（注浆措施另行编制）。第

20、四章控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施一、控制煤层层位措施：1、在31102运输联络巷开门前，抽放工区根据地质测量部设计在 8#层探煤下山和30802运输巷内布置施工了多个探煤及预抽底板瓦斯 钻孔（见地质钻孔布置图），根据钻孔成果分析，开门点底板距11# 煤层顶板间距为10.0m, 11#煤层倾角为7度，煤层厚2. 87m,距离揭 煤点南34.0米处有一条近似走向正断层，产状为228 41 ,H=18m, 见31102运输联络巷底板等高线及31102运输联络巷预想剖面图。2、当该掘进工作面掘进距11煤层垂距5m开始，施工单位每次 打眼前必须先在巷道底板中间和两侧各施工1个前探钻孔，其超前距

21、必须为2m以上,保证岩柱厚度不小于1. 5m垂距，以防止误揭11,煤层。3、揭开煤层前，施工单位每次打眼前，必须先用2. 5m的钎 子在巷道底板打一个探眼，眼深不小于2. 3m,以探明迎头底板距1rt 煤层的岩柱厚度，以确保施工安全。4、因已探明煤层底板距11煤层顶板法向距离为10.0m,地 测部门必须继续对下一步巷道的揭煤过程进行控制，并在掘进迎头底 板与11#煤层法向距离分别为7m、5m、1. 5m时及时下地质预报通知单 到相关单位，现场标定控制点位置，在矿调度室悬挂揭煤进度大样图， 每天对揭煤进尺进行验收，并及时标明在揭煤进度图上。5、矿相关领导每天必须要根据悬挂在矿调度室的施工进度图的

22、 控制距离，在与1产煤层的法向距离分别为7m、5m、1.5m时，安排好 各阶段的钻探、掘进、预抽、检验、验证、远距离爆破等工作，认真 控制好煤层层位，防止误揭11-煤层，确保揭煤工作的安全进行。二、测定煤层瓦斯压力的措施：1、31102运输联络巷因需揭开11#煤层，根据盛远煤矿1rt煤层地 质图，31102运输联络巷揭煤点瓦斯含量为15. 4m3/t,煤层瓦斯压力 在+1734 m标高1. 19MPa大于防治煤与瓦斯突出规定的gnf/t和 0. 74MPa,属于突出煤层，在掘进时必须按规定进行突出危险性预测。2、在31102运输联络巷掘进至距11#煤层最小法向距离为10.0 米，根据本矿实际情

23、况，31102运输联络巷开门掘进前必须在预揭煤 点处设计施工2个直径为65mm的地质钻孔(同时作为测压孔)探明 11煤层的位置、赋存、产状、断层等情况，其钻孔开孔位置、数量、 方位、倾角、孔径、孔深见预揭煤点测压孔布置图。3、在地质钻孔施工结束24h内必须及时安装测压表对11煤层揭 煤点的原始瓦斯压力进行突出危险性预测，测压孔采用注浆封孔工 艺，封孔深度不小于6m,封孔工作完成24h后安装压力表进行瓦斯 压力测定工作。4、测压结束后，若测压孔瓦斯涌出量较大时连孔抽放。5、在进行煤层瓦斯压力测定时，必须符合煤矿井下煤层瓦斯 压力的直接测定方法(AQ/T1047-2007)的标准。6、瓦斯压力观测

24、时间的确定应遵循以下原则：(1)必须每天观测一次测定压力表，读取瓦斯压力测定数据；(2 )在观测中发现瓦斯压力值在开始测定的一周内变化较大时,则改为每班进行一次观测和读取瓦斯压力测定数据;(3)现测得煤层瓦斯压力小于4 Mpa时，其观测时间为5-10天;(4)当观测时间达到上述规定时，如压力变化在3天内小于 0. 015 Mpa,测压工作即可结束，否则，必须延长测压时间。6、在煤层瓦斯压力测定时，当达到煤矿井下煤层瓦斯压力的 直接测定方法(AQ/T1047-2007)的要求时，若测得瓦斯压力大于 0.74Mpa,揭煤期间都必须严格执行“四位一体”的防突措施。第五章揭煤工作面突出危险性的预测31

25、102运输联络巷因需揭开11*煤层，根据盛远煤矿1煤层地质 图，31102运输联络巷揭煤点瓦斯含量为15.煤层瓦斯压力在+1734m标高L 19MPa,大于防治煤与瓦斯突出规定的8myt,属 于突出煤层，在揭煤前必须采取揭开突出煤层的防突安全措施。在31102运输联络巷开门前，设计施工2个地质钻孔，见11#煤 层后，安装测压表对煤层的原始瓦压力进行测定测得最大瓦斯压 力为1.15MPa,瓦斯压力大于0.74MPa,揭煤期间必须严格执行“四 位一体”的防突措施。第六章防治煤与瓦斯突出的措施31102运输联络巷现已掘进13米，巷道底板距1rt煤层顶板最小 法向距离7. 0米，掘进头已停止掘进,在掘

26、进迎头采用1250型钻机施 工瓦斯抽放钻孔对石门揭煤区域煤层瓦斯进行预抽。因11*煤层为缓倾斜煤层，因此钻孔控制范围为揭煤点上部、下 部及两侧各12m的范围，巷道宽度按4. 0m、高按2. 9 m计算，钻孔 在揭煤点沿倾向的控制长度为37. 6m,根据防突管理规定，揭煤 点上部必须保证探制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于 5m,然而，当31102运输联络巷掘进至距离11#煤层顶板法线距离 5m-1. 5m时,巷道底板与11,煤层顶板距离小于5m岩柱,因此钻孔必须 控制到揭煤点上部12m位置外、还必须继续往北控制到19. 6m位置, 巷道两侧5m外；此外，防突管理规定还要求钻孔必须穿过煤

27、层底 板，所以，钻孔沿倾斜方向控制的实际距离为54. 6m。钻孔在揭煤点 沿走向的控制长度为28m。完全揭开煤层后，在煤巷内施工钻孔向煤 层走向大于60米、两帮各大于15米范围的煤体瓦斯进行抽放（钻孔 设计另补），保证31102运输巷在11煤层中掘进时的安全。因11煤层透气性系数为0. 8658-3. 1428m2/MPad,介于10 0.1 m7MPa - d之间，抽放半径为1. 2m,所以采取穿层钻预抽揭煤点 区域瓦斯的区域防突措施时，钻孔间距为2.4m,钻孔开孔间距为 360mmX400mmo根据以上参数，31102运输联络巷揭煤工作面共设计 钻孔72个，钻孔设计长度3081m。第七章防

28、突措施的效果检验及验证31102运输联络巷采取区域防突措施后，先统计计算煤层瓦斯抽 采率，只有瓦斯抽采率达到30%以上，经预抽后，煤层瓦斯含量降低 至8m3/t以下时，再采用DGC瓦斯含量装置实测揭煤点处煤层残余 瓦斯含量的方法进行区域防突效果检验。一、防突措施的效果检验：31102运输联络巷在采取对揭煤区域进行预抽的防突措施后，必 须进行预抽区域措施效果进行检验。施工4个区域检验钻孔，测定揭 煤点残余瓦斯含量，检验钻孔分别位于巷道的上部、中部和两侧。为 了掌握控制范围边缘附近的防突效果，上部和两侧的3个测试点中至 少有一个必须位于钻孔控制区域中接近边缘的部位，即位于边缘线内 侧距边缘02m的

29、范围内。只有各检验测试点的残余瓦斯含量均小于 8m3/3且无卡钻、喷孔等现象时，预抽揭煤区域的防突措施有效，方 可进行掘进作业。当其中有1个或几个检验测试点的残余瓦斯含量大于8m3/t时， 必须继续采取对揭煤区域进行抽放或补打钻孔增加抽放的补充防突 措施，再对补充防突措施进行检验，直到防突措施有效。二、揭煤区域措施效果验证在实施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。31102运输联络巷在采取对揭煤区域进行预抽的防突措施, 并经对预抽区域措施效果进行

30、检验后，在掘进至距11#煤层法线距离5 米时，必须进行揭煤工作面区域措施效果验证。采用DGC瓦斯含量直 接测定装置测预抽区域内的瓦斯残余含量对31102运输联络巷揭煤预 抽进行区域验证，施工3个穿透煤层全厚的钻孔，中间一个钻孔平行 于掘进方向，位于揭煤点正中，上部的一个钻孔位于揭煤点最远端， 下部的一个钻孔位于揭煤点后端。若经验证仍为突出危险工作面时， 必须再次实施工作面防突措施，直到验证为无突出危险工作面为止。 如果区域验证为无突出危险或采取工作面防突措施并经效果检验有 效时，则采用超前钻孔前探法边探边掘，直至到远距离揭穿煤层前的 工作面位置（最小法距1.5m）。三、揭煤掘进工作面防突措施效

31、果最后验证31102运输联络巷在实施揭煤区域防突措施，再经区域措施效果 检验证实无突出危险后，在掘进至距11煤层垂距为1.5m时，再次采 用钻屑指标法对31102运输联络巷揭煤点进行最后验证，施工3个区 域验证钻孔，中间一个钻孔平行于掘进方向，位于揭煤点正中，两侧 的钻孔必须控制到揭煤点两帮巷道轮廓线外2-4米的范围内。钻孔穿 过岩层进入煤层时，每打1米测定1次瓦斯解吸指标K1值，只有钻 屑解吸指标K1值全部小于0. 5 ml/gmin%,则为无突出危险，否则， 即为有突出危险。若经最后验证仍为突出危险工作面时，必须再次实施工作面防突 措施，直到验证为无突出危险工作面为止。第八章补充防突措施3

32、1102运输联络巷距离11,煤层垂距5m、1.5m时，经防突措施效 果验证，31102运输联络巷掘进工作面仍为突出危险工作面时，必须 再次实施揭煤工作面补充防突措施，揭煤工作面补充防突措施为：当31102运输联络巷距离煤层垂距5m时，利用1250型钻机 在迎头按开孔间距650mmX500mm,施工四排钻孔，其钻孔参数见附 图，钻孔控制到31102运输联络巷掘进迎头前方巷道轮廓线外5m0当31102运输联络巷距离11煤层垂距1. 5m时，在31102运输联 络巷掘进迎头施工大直径钻孔进行抽放，钻孔直径72mm,开孔间距: 300mmX500mm,终孔间距2. 4m,施工两排钻孔，下排-25 ,上

33、排-15 , 钻孔控制到31102运输联络巷掘进迎头前方巷道轮廓线外5m,补充 防突措施施工完成后，根据抽放效果，必须再次进行工作面防突措施 效果检验，直至3n02运输联络巷消除突出危险性，采取安全防护措 施后再进行揭煤工作。附：31102运输联络巷补充防突措施施工图。第九章安全防护措施一、采区避难所1、采区避难所设置位置：三采区避难碉室位置在三采区二横川（三采运输下山与轨道下 山之间）。2、采区避难所支护形式及规格尺寸：三采区避难碉室规格：长X宽X高=25mX4. 5mX2. 3m。避难碉 室采用锚杆+菱形网+钢带+锚索+硅喷进行支护，3、避难所内配备设备设施：避难碉室内配备有足量饮用水源及

34、食物，压风自救系统（每个 压风自救装置供风量不少于0. 3m7min）,与地面调度室直通电话一部 以及隔离式自救器。二、工作面避难所31102运输联络巷总设计工程量59m,放炮时起爆点设置在8#层 探煤下山联络巷防突风门外，距离爆破点大于300m,且爆破点处于全 负压通风巷道内，故31102运输联络巷揭煤期间不设置工作面避难 所。三、压风自救1、压风自救系统安设要求：（1） 31102运输联巷自回风口开始，距迎头2540m的距离设置 一压风三通阀门装置，然后每50m设置一组压风三通阀门装置和放炮 警戒地点各安装一组压风三通阀门装置。(2)三采区的采区巷道每500米均安设一组压风三通阀门装置，

35、并安装一组压风自救装置。(3)压风供应泵站设置在三采区地面，压风机型号5L-40/8两台、 SL341 一台，管路(6150mm、6100mm、4)50mm),经过路线为：三 采地面压风机房一三采回风上山一三采一横川f三采轨道下山一三 采区避难碉室一1745轨石门30802回风巷-8探煤下山-31102运 输联络巷。压风自救系统安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内 压缩空气管道上。安装地点在宽敞、支护良好、没有杂物堆放的人行 道侧，人行道宽度应保持在0.8m以上，管路安装高度距底板L 5m, 便于现场人员自救应用。(4)压风自救装置均具有变径、减压、节流、消噪声、过滤和开 关等功能。(5)压

36、风自救装置的外表面光滑、无毛刺，表面涂、镀层均匀、 牢固，零、部件的连接要可靠，无风、漏风或自救袋破损长度超过 5mm的现象。(6)压风自救装置工作时的噪声均小于85 dB(A) o(7)压风自救系统的管路规格：压风自救主管路为4)150mm；压 风自救分管路为4)100mm； 31102运输联络巷为6 50mm。2、压风自救装置安设地点：(l)m 31102运输联络巷掘进工作面2540m安设一组压风自救。(2)在1750探巷风门外设岗点安设一组压风自救装置。(3)在30200回风巷与30400运输石门交岔口安设一组压风自 救装置。(4)在31100运输巷溜煤眼往里安设一组压风自救装置。(5)

37、在1745轨石门风门外安设一组压风自救装置。(6)在8层探煤下山风门外安设一组压风自救装置。(7)在30802回风巷与三采回风下山交岔口往下20m位置安设 一组压风自救装置。(8)在31102回风巷一点安设一组压风自救装置。3、压风自救系统：揭煤前在放炮地点及设岗地点和距掘进工作面20-40m的地方 各安设一组压风自救装置，每组压风自救装置可供8人使用，且压缩 空气供给量每人不得少于0. ln?/min,每组压风自救系统至少能供5 8个人使用。每次放炮前，由安检员和瓦检员对压风自救装置进行检 查，只有压风自救装置完好，方可放炮；压风自救管路由综掘二区负 责安设，压风自救装置由通风工区安设、维护

38、和管理。所有入井人员 均随身携带隔离式自救器，并熟知隔离式自救器的使用方法。四、防突反向风门的设置情况和管理措施：在与揭煤掘进工作面相通的进风侧，设置构筑二道正反向防突风 门，防逆流装置牢固、灵敏、可靠。风门墙厚为1.0m,风门板厚度 为50mm,通过风门的水沟和溜子孔均安设有防逆流隔断装置，防逆 流隔断装置用厚度为50mm的木板加工，防突风门墙体上的风筒采用 防逆流铁风筒。综掘二区在风门处准备沙袋，每班放炮前，由施工单 位当班班排长负责放下防逆流隔断装置，并用沙袋堵上每组防突风门 的水沟孔及溜子孔。反向风门的关闭情况，溜子孔和水沟的压实堵严 情况，由当班瓦检员、安检员负责监督检查。五、远距离

39、爆破安全技术组织措施1、起爆地点：揭煤期间，每次放炮前，31102运输联络巷掘进工作面及其回风 系统必须停电、撤人，并在与其回风系统相通的巷道入口设置警戒， 所有警戒岗距爆破点距离不得小于300mo起爆点设在8,层探煤下山 联络巷风门外，并安设一部直通矿调度室的电话。2、遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线：遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾路线：31102运输联络巷掘进 迎头一31102运输联络巷一8#层探煤下山一8#层探煤下山联络巷一三 采运输下山一三采运输下山一横川4805绕道一+1800大巷一人行 斜井一地面。3、警戒位置：附图：岗哨布置示意图4、各警戒岗哨遇火灾、瓦斯及煤尘灾害时避灾撤出路线及

40、要求：(1) 1#岗哨避灾撤出路线：1岗哨位置一30402运输联络巷 一三采运输下山f三采一横川f 1805材料绕道一4800大巷一三 采人行斜井一地面。(2)2#岗哨避灾撤出路线:2”岗哨位置-30200回风巷f 30200 切眼f 30200运输巷一30404回风石门f 30404回风联络巷一 30402运输联络巷一三采运输下山一三采一横川一1805材料绕 道f 1800大巷三采人行斜井-*地面。3#岗哨避灾撤出路线：3#岗哨位置-1750探巷一三采运 输下山一三采一横川一1805材料绕道1800大巷一三采人行斜 井一地面。4#岗哨避灾撤出路线：4岗哨位置-1745轨石门一三采 轨道下山f

41、三采一横川4805材料绕道4800大巷一三采人行 斜井一地面。(5)5#岗哨避灾撤出路线：岗哨位置一31100运输巷一1745 轨石门一三采轨道下山一三采一横川一1805材料绕道1800大 巷一三采人行斜井一地面。(6)6#岗哨避灾撤出路线：6.岗哨位置一三采回风下山一1705 联络巷一三采运输下山f三采一横川4805材料绕道4800大 巷f三采人行斜井f地面。7岗哨避灾撤出路线：7,岗哨位置一30402运输联络巷 f三采运输下山f三采一横川4805材料绕道-4800大巷一三 采人行斜井一地面。(8)避灾要求：发生险情时，各设岗人员必须严格按本措施 规定的避灾路线进行撤人，严禁擅自进入其它受险

42、影响的巷道。 按避灾路线进行撤出同时将其它无关人员一并按避灾路线撤人。5、煤与瓦斯突出预兆（1）有声预兆：煤（岩）层变形过程中发出劈裂声、闷雷声、 机枪声、响煤炮、声音由远及近、由小到大、有短暂的、连续的、间 隔长短也不一致。煤（岩）壁发生震动和冲击，顶板来压，支架发生 折断声。（2）无声预兆：工作面压力增大、煤（岩）壁被挤出、片帮掉 渣、顶板下沉或底板鼓起、煤（岩）层层理紊乱、煤暗淡无光泽、煤 质变软、瓦斯忽大忽小、煤壁发冷、打钻时有顶钻、卡钻、喷瓦斯等 现象。6、避灾要求：（1）所有相关人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆（施工前各单位 自行组织学习）。（2）发生煤与瓦斯突出事故后，灾区工作人员必

43、须及时佩带好 自救器，立即采取自救和互救措施。（3）灾区人员以及灾害涉及区域人员在本班班排长及跟班干部 的带领下沿避灾路线撤到安全地点直至地面。（4）在撤离过程中，知情人员及时用沿途最近的电话向矿调度 室汇报，简要说明事故发生的地点、发生原因、影响范围等情况。（5）若突出的煤（岩）将巷道封堵，不能撤退的人员应及时进 入最近的压风自救装置及避灾碉室中，并开启压风自救装置供风，等 待救援。矿调度室必须指挥压风机房对发生煤与瓦斯突出片区进行不 间断的供风。(6)矿调度室接到煤与瓦斯突出事故报告后，必须立即向当班值班矿领导和揭煤领导小组汇报。(7)揭煤领导小组接到煤与瓦斯突出事故汇报后，根据事故危 害

44、程度，确定是否启动应急预案。如果事故很小，不足以启动应急救 援预案，则必须密切关注事态发展变化；如果事故较大，则立即下达 启动应急救援预案的命令。(8)在避灾期间，遇险矿工要有良好的精神心理状态，情绪安 定、自信乐观、意志坚强。要坚信上级领导一定会组织人员快速营救; 坚信在班组长和有经验老工人的带领下，一定能够克服各种困难，共 渡难关，安全脱险。(9)避灾期间，避灾人员要静卧，减少体力消耗。7、停电范围及停电措施(1)撤人范围：31102运输联络巷、8层探煤下山、30802运 输巷、30802切眼、30802回风巷、1745轨石门与31100运输巷交岔 口以南、三采回风下山与30802回风巷交

45、岔口以北及往南10m范围内 的所有人员全部撤到警戒线外。(2)停电范围：31102运输联络巷、8*层探煤下山联络巷、8#层 探煤下山、1745轨石门、30802运输巷、30802切眼、三采回风下山 等揭煤掘进工作面回风系统经过的所有非本质安全型电源必须全部 切断。(3)路线一：停电单位：机电工区；停电地点：1675变电所；停电范围：8,探煤下山联络巷、层探煤下山、31102运输 联络巷、30802运输巷、30802切眼。路线二：停电单位：机电工区；停电地点：1770移变；停电范围：30802回风巷、三采回风下山。路线三：停电单位：运转工区；停电地点：1740移变；停电范围：30802回风巷综掘

46、机电源。(3)停电措施：撤人、设岗工作由现场施工负责人负责，安检员负责监督，撤 人设岗工作完毕后，安检员进行复核(巡岗)；由瓦检员负责对31102 运输联络巷的通风、瓦斯、监控及防尘等情况进行检查。确认撤人、设岗工作已到位后，由安检员通过设置在8*探煤下 山联络巷风门外的电话向揭煤日常工作指挥小组汇报撤人、设岗情 况，由瓦检员汇报通风、瓦斯等情况。揭煤日常工作指挥小组接到汇报后，只有确认撤人、设岗、停 电工作完成，通风、瓦斯等一切正常时，方可下令放炮。停、送电工作由揭煤日常工作指挥小组统一指挥，机电工区具 体负责，由施工单位电工对所有停电范围内的电气设备进行验电，且 必须严格执行专人停送电制度

47、。处理残爆、拒爆时必须严格按本措施的要求停电、撤人、设岗。8、撤人及警戒岗哨布置(1)设岗位置：1岗：8探煤下山联络巷防突风门进风侧，职责：阻止人员沿此 进入8层探煤下山及31102运输联络巷。2岗：30200回风巷开门口处，职责：阻止人员沿30400运输石 门、30802回风巷进入31102运输联络巷。3岗：1750探巷风门进风侧，职责：阻止人员沿1750探巷进入 警式区域。4#岗：1745轨石门风门进风侧，职责：阻止人员沿1745轨石门 及30802回风巷进入31102运输联络巷。5,岗：31102回风巷内距离31102运输联络巷爆破点300m位置， 职责：阻止人员沿31100运输巷、17

48、45轨石门、30802回风巷进入 31102运输联络巷。6岗：30802回风巷与三采回风下山交岔口处往南20m处，职责: 阻止人员沿30802回风巷进入31102运输联络巷。7岗：30402运输联络巷与30402运输石门交岔口处，职责：阻 止人员沿30402运输联络巷进入31102运输联络巷。注：因撤人范围较大、设岗位置较多，为减少放炮期间撤人设岗 的时间，可在30802运输巷及30802回风巷开门口往西5m处、30802 回风巷与1745轨石门交岔口往西20m处、三采回风下山与30802回 风巷交岔口往南20m处打一道全断面栅栏，并挂上“严禁通行”的警 标，将三采一横川、1770变电所回风侧

49、的风门锁死，放炮前由施工 单位安排一人检查以上全断面栅栏的完好情况和风门上锁情况，由安 检员对其进行监督，若栅栏不完好、风门未上锁时，必须按照岗哨布 置图内的设岗地点进行设岗。30802运输巷、30802回风巷、三采回 风下山若因瓦斯检查需要、巷道巡查或工作需要确需进入时，必须请 示矿调度室，得到矿调度室同意后，矿调度员作好人员进出时间，在 放炮前，确定30802运输巷及回风巷栅栏内有无人员，无人时并确定 其它一切工作准备到位后，方可下达放炮命。（2）撤人措施：放炮前，由当班班（排）长带领7名设岗人员先在30802回 风巷与8#探煤下山交岔口处设一个临时岗G1（阻止人员进入该设 岗点以西），再

50、带两名人员沿30802回风巷往东撤人，撤至1745轨石 门与30802回风巷交岔口处后，指定一人在此设临时岗G2,班长 检查30802回风巷内的全断面栅栏是否完好，若不完好时带领另一人 至三采回风下山与30802回风巷交岔口往南20m处设岗G6,若30802 回风巷内的栅栏完好时，则带领设岗人员沿1745轨石门撤人至31100 运输巷开门点时，指定一人在此设一临时岗G3,带领导一人进入 31100运输巷往东至31102回风联络巷开门点在此设G5（阻止人员沿 此进入1745轨石门），班长返回G3临时岗处，带领G3临时岗人 员继续沿1745轨石门撤人至风门进风侧后，在此设G4 （阻止人员沿 此进入

51、警戒区域），班长返回临时岗G1处，带领5人沿30802往西 撤人至30802回风巷与30802回风联络巷偏口处指定一人在此设 G4临时岗（阻止人员进入30802回风巷），班长带领一人沿30802 回风联络巷、1750探巷撤人至1750探巷风门外，在此设G3（阻止人 员进入30802回风巷、31102运输联络巷），班长返回临时岗G4处， 带领一人沿30400运输石门撤人至30200回风巷开门口处，在此设 G2 （阻止人员进入该设岗点以南），班长返回临时岗G4,处，检查 30802回风巷开门点的栅栏，若不完好时，则带领一名人员沿30802 回风巷、30802切眼、30802运输巷撤人至30802运

52、输巷开门点处在 此设临时岗G5,班长回到临时岗G4处，若30802回风巷开门点 的全断面栅栏完好时，直接带领所有人员撤出至临时岗G1处，沿 8#层探煤下山撤人至31102运输联络巷开门点处后在此指定一人设临 时岗G6（阻止人员进入该设岗点以北），班长将31102运输联络巷 内的所有人员撤出至临时岗G6处，将临时岗在内的所有人员沿8# 层探煤下山撤出至8#层探煤下山联络巷风门进风侧在此处设临时岗 G7,并带一人沿30402运输联络巷撤人至与30402运输石门交岔 口处在此设G7,班长返回临时岗G7处，带领所有人员沿30402运 输联络巷撤出至与三采运输下山交岔口处后设G1岗（阻止人员进入 警戒区

53、域），撤人期间，若30802开门点处己设临时岗G5时，必须 将30802运输巷开门点处的临时岗G5,人员一并撤出。六、隔离式自救器使用要求1、自救器的使用方法（1）该仪器下井人员必须随身携带，携带位置应固定在腰间顺手一侧。(2)开启仪器去掉保护罩，用拇指掀起开启搬手至封印条断开, 扔掉封口带。(3)取出过滤罐。扔掉上壳，抓住头带，将过滤罐拔出，扔掉 卜冗。(4)戴上口具。将口具放入口中，置口具片于唇齿之间，牙齿 咬紧牙垫，使口部密封，与外界隔绝。(5)夹好鼻夹。两手拉开鼻夹弹簧，正确的夹住鼻子，封住鼻 孔，用嘴呼吸。(6)取下安全帽，戴好头带，再将安全帽戴好，撤离灾区。 佩戴人员必须经过专业性

54、技术培训I,达到能在2 03 0秒钟内正确佩 戴完毕。(7)未脱离灾区前，严禁摘掉口具，鼻夹。(8)佩戴时，进入口中的空气热而不干，说明仪器在有效工作, 是正常现象，严禁因吸入热气难受而取下自救器。2、注意事项(1)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。(2)生氧剂产生的氧气要比环境空气温度干热，但对人体无害。(3)佩戴时不要压迫气囊，以防损坏漏气。(4)佩戴自救器要求操作准确迅速，使用者必须经过预先训练,并经考试合格方可配备。（5）若遇自救器外壳碰瘪，取不出过滤毒罐，仍可佩戴。（6）凡开启过的自救器无论使用时间长短，都应报废，不准重 复使用。（7）该

55、自救器要求由专业人员定期进行检查。（8）未遇险情，个人不得私自打开自救器。（9）自救器数量应根据井下实际人员数量确定，并应有20%的 备用量。（10）自救器使用的培训工作，由各单位技术员负责；新工人入 井前，必须接受不少于8小时的培训和训练，并达到在30秒完 成佩用自救器的熟练程度。3、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

56、。气密不良的自救器严 禁使用。（6）维修工及发放自救器的人员，要经常检查自救器的外观完好情况，并保持自救器的整洁卫生。(7)维修工每季度进行一次称重和气密性检查，受到剧烈撞击 有漏气可能的自救器应随时进行检查。(8)自救器要建立台帐，记录自救器的出厂日期、编号、检查 日期、检查内容、检查结果，对于报废的自救器要及时注销。(9)对丢失、随意打开自救器造成自救器报废，当事人必须照 价赔偿，由发放人员出据证明，由通风工区进行罚款。第十章爆破设计及安全技术措施一、炮眼布置方式及数量1、炮眼布置(1)揭煤时严格按揭煤点炮眼布置图布置，揭开煤层的炮眼 布置、装药、封泥等必须严格按揭开11煤层的炮眼布置图和

57、爆破说 明书执行，揭煤工作全部结束后按31102运输联络巷掘进作业规程 的要求执行。所有不装药的眼孔必须用黄泥充填密实至孔口，且对钻 孔的充填深度不小于炮眼深度的L 5倍，不足炮眼深度的必须全部充 填。(2)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。（见爆破说明书）。2、炮眼数量31102运输联络巷掘进断面积为：10.86m2,掏槽炮眼间距： 1000mm,辅助炮眼设计间距：500mm,周边炮眼设计间距500mm, 共设计炮眼个数为：48个。二、雷管、炸药、放炮器、放炮母线选择及起爆顺序1、雷管、炸药选择：由于11煤层为突出煤层，雷管采用煤矿许用毫

58、秒延期电雷管, 且最后一段煤矿许用毫秒延期电雷管延时不得超过130ms,炸药必 须使用安全等级不低于三级的煤矿许用含水炸药。2、放炮器选择：根据规定，电雷管（康铜桥丝）直流电“准爆”电流为2A,每 个电雷管的电阻为5 Q,为保证串联电雷管群爆，必须满足下列要求:I=E/NR+R（）2lo根据以上公式得出：E2 （NR+R0） XIo=（48X5+10） X2=500V卜一准爆电流安培；E-放炮电源电压；N电雷管总个数；R每一个电雷管电阻欧姆；即一放炮电源和母线电阻欧姆；I一通电电流值安培。通过以上公式计算，放炮器的最小电源电压2500V,故选用 MFB200型放炮器，其峰值电压为1800V,发

59、爆能力为200发，允 许最大外电阻620。3、放炮母线的选择及敷设线路：放炮母线选择：根据以上计算，放炮母线采用MYQ0.3/0.5KV 煤矿许用软电缆。放炮母线敷设线路为：31102运输联络巷掘进迎头-8#层探煤下 山一8#层探煤下山联络巷一30402运输联络巷一爆破地点。4、起爆顺序：起爆顺序为全断面一次起爆，严禁分次起爆；爆破顺序：掏槽 眼（I段）一辅助眼（H段）一周边眼和底眼（HI段）。三、装药及联线方式1、装药方式：装药方式采用反向装药，采用反向装药时，装药人员将起爆药 卷送入炮眼底部时，必须轻送慢推，严禁快送猛推。药卷装完后, 其余部分必须装有不少于节的水泡泥，并用黄泥封堵严实。2

60、、联线方式：联线方式采用串联，揭煤过程不得采用并联联线方式。3、爆破工艺流程：打眼一装配起爆药卷一装药一封孔一联线一起爆四、爆破网络计算及放炮器的选择验证根据公式：I=E/ （NR+R0） 21（）= 1800/ (48X5+10)=7.2A由上述公式计算得出：通入每一个电雷管的电流为7.2A,远大 于它的准爆电流2A,能满足揭开11煤层时全部雷管群爆，符合要求, 但为了谨慎起见，其放炮器和放炮线必须使用新的。五、对炸药、雷管的要求：1、炸药、电雷管必须分开存放在专用的爆炸材料箱内，并加锁， 严禁乱扔、乱放。2、爆炸材料箱必须放在顶板完好、支架完整，避开机械、电气设 备的地点，爆破时必须把爆破