下组煤回风大巷(东)掘进揭煤施工安全技术措施

下组煤回风大巷（东）揭15#煤施工安全技术措施

第一章 概述

第一节 工程概况

五里堠煤矿下组煤回风大巷（东）采用光面爆破掘进，该巷道净宽4.5m，净高3.75m，净断面16.87m，采用锚网支护，根据井筒揭露实际情况显示，回风大巷巷道四周无地质构造，对揭煤不会带来影响。

现下组煤回风大巷(东)掘进至327m处，根据钻探显示，下组煤回风大巷（东）施工预计在369m处揭露15#煤层，厚度6.48m，为确保安全顺利揭煤施工，现编制《下组煤回风大巷（东）揭煤施工安全技术措施》。

附图1：下组煤回风大巷（东）揭15#煤预想剖面图。

第二节 编写依据

1.《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司下组煤回风大巷（东）平、剖、断面图》 2.《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报告》

3.《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进、回风副斜井安全揭煤防突技术方案》 4.《煤矿安全规程》 5.《防治煤与瓦斯突出规定》

第三节 矿井瓦斯、煤层情况

根据五里堠煤矿立井井筒实际揭露15-3#煤层瓦斯情况，平均瓦斯含量为5.1769m∕t左右，瓦斯压力为0.03Mpa左右，揭露15-3煤层期间无瓦斯。地温8～14°，顶压、测压均不明显。

第四节 水文地质情况

1.矿井地质概况

井田位于山西断隆沁水台凹沁县凹陷的中东部，其东侧为太行山断拱。出露地层由东向西依次由老至新，主要为上太古界五台超群石咀群金刚库组（桐峪组）；上中元古界长城系常州沟组、串岭购组；下古生界寒武系奥陶系；上古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系及第四系等。

井田所在区域的西部以走向NE的相互平行的褶皱为主，以石厘向斜为代表。东部以走向NNE的断

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裂为主，具代表性的为走向NNE的高平断裂带斜贯其中。

五里堠煤矿位于沁水煤田中东部武乡五区普查范围内，本区含煤地层有石炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）及下石盒子组（P1x）。其中太原组、山西组含有主要可采煤层；本溪组、下石盒子组含1－2层薄煤层，均为不可采煤层。

2.水文地质情况

根据潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图和终孔报告，钻孔揭露资料、简易水文资料及盐化测井成果等，将基岩含水层划分为2个含水层；即：① 碎屑岩类裂隙含水层组；② 碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组。

① 碎屑岩类裂隙含水层组：碎屑岩含水岩组主要指上、下石盒子组及山西组地层中的砂岩含水层。 k8砂岩具斜交裂隙，方解石薄膜充填，裂隙面铁质浸染。厚度3.50m，砂岩为中粒，成分以长石、石英为主，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，故富水性较弱，而且透水性又不好，因而对煤层开采影响不大。

k7砂岩含水层，为中粒，长石、石英砂岩，厚4.15m。为山西组底界，距离太原组煤层距离又远，间距11.45m，故而对太原组煤层的开采影响亦较小。一般地讲，其对山西组煤层的开采无大影响。

② 碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组

太原组k5砂岩含水层以及k4、k3、k2石灰岩含水层即属该类含水层。

k5砂岩含水层，岩性为中粒长石，厚2.05m，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较弱。

k4、k3、k2三层石灰岩裂隙岩溶含水层， k4灰岩厚3.30m；k3灰岩厚3.30m；k2灰岩厚6.00m。k4、k3石灰岩具不规则裂隙，方解石脉充填，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较差，k2灰岩具不规则裂隙，180.00～180.10m掉钻，简易水文观测水位下降至126.00m左右。k2石灰岩含水层对太原组15号煤层开采较有影响，望施工过程中引起注意。

进风井打地质钻期间，在井筒垂深128.1m处出现涌水现象，根据现场实际测量，单孔涌水量为41.54 m/h（钻孔75mm），井筒涌水量为77.13 m/h。经过注浆施工目前井筒涌水量小于2m/h，根据打钻观测，在揭煤段施工中，井筒将不会出现涌水现象。

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第二章 揭煤施工工艺

超前地质孔（l>20m），根据岩性及地质分析，确定煤层层位 距煤层不小于10m，前探孔+测压孔，精探煤层赋存状况，测定煤层瓦斯压力(P)或含量(W)，初步预测煤层突出危险性 有危险 进入煤系地层 距煤层垂距7m前 实施区域防突措施 无效 无危险 有效 区域防突措施效果检验 距煤层垂距5m处，预测煤层突出危险性（区域验证） 无危险 边预测边探边掘至距煤层安全垂距最小处（远距离爆破位置） 有危险 实施局部防突措施 无效 有效 防突措施效果检验 采用工作面预测方法进行最后验证 有危险 补充防突措施 无效 补充措施效果检验 有效 无危险 安全防护措施 远距离爆破揭煤 加强支护 继续采取防突措施直至穿透煤层进入煤层底板

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揭煤防突工艺流程示意图

1.在距煤层法向距离20m处对煤层进行超前预探，初步掌握煤层层位及产状，防止误揭煤层。 2.在掘进到距煤层法向距离10m前再次进行超前钻探，进一步掌握煤层层位及产状，并测定煤层瓦斯压力及含量，对所揭煤层突出危险性进行初步预评价。

3.若在距离煤层法向距离10m之前，预测煤层具有突出危险性，则在距离煤层法向距离7m前，对煤层采取区域综合防突措施，直到措施有效。

4.若在距离煤层法向距离10m时预测煤层无突出危险性或采取区域防突措施有效后，掘进至距离煤层法向距离5m时，对煤层采用工作面预测方法进行区域验证。

5.在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层具有突出危险，则立即采取局部综合防突措施，直到措施检验有效。

6.在距离煤层法向距离5m时区域验证煤层无突出危险或采区局部防突措施效果检验有效后，掘进至远距离爆破揭煤位置采用工作面预测方法进行最后验证。

7.在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层具有突出危险性，则采取补充防突措施，直到措施检验有效。

8.在掘进至远距离爆破揭煤位置2m时进行最后验证，若煤层无突出危险性或采取补充防突措施效果检验有效后，实施远距离爆破揭煤。 二、区域综合防突措施

在距煤层法向距离20m处对煤层进行超前预探，利用ZDY-660型液压潜孔钻机施工2个超前钻孔，初步掌握煤层层位及产状。

1、超前钻探孔

a、打设2个超前钻探钻孔; b、钻孔直径：φ75㎜；

c、钻孔深度：穿透煤层并进入岩石0.5m。

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d、钻孔布置：煤层倾角方向布置2个钻孔，紧靠巷道顶、底板钻孔方向必须穿过前方煤层顶、底板至少500mm。

e、钻机功率：采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф75mm钻头进行钻孔。

超前钻孔参数表 表2-1

孔孔径钻孔距中线钻孔距净底板位置（m） 设计长度竖直角（°） 号 （㎜） 位置（m） （m） 穿透煤层1 75 位于中线 1.7 0.5 穿透煤层2 75 位于中线 1.2 0.5 附图2：距离15-3#煤层20m时前探钻孔布置示意图。

第一节 区域综合防突措施

一、区域突出危险性预测

在距煤层法向距离10m处（下组煤回风大巷(东)施工至369m处）时停止掘进施工，施工两个超前钻孔探明工作面和15-3#煤层赋存情况及相对位置。区域预测根据煤层瓦斯含量进行预测，区域预测有突出危险时采取区域防突措施。

煤层突出危险性区域性预测主要依据该煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数进行区域预测。利用DGC瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量来预测是否具有突出危险性。

根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值

瓦斯压力 瓦斯含量 区域类别 W/（m3· t） ＜8 无突出危险区 突出危险性 5

-1方位角（°） 0 270° -13 270° 表2.1

p/MPa ＜0.74 除上述情况以外的其他情况 1、瓦斯含量预测钻孔

a、打设2个为瓦斯含量预测钻孔; b、钻孔直径：φ75㎜；

c、钻孔深度：穿透煤层并进入煤层底板0.5m。

d、钻孔布置：煤层倾角方向布置2个钻孔，紧靠巷道顶、底板钻孔方向必须穿过前方煤层顶、底板至少500mm。

e、钻机功率：采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф75mm钻头进行钻孔。

2个瓦斯含量检测孔参数表 表2-1

孔孔径钻孔距中线钻孔距净底板位置（m） 设计长度竖直角（°） 号 （㎜） 位置（m） （m） 穿过煤层1 75 位于中线 2.5 0.5 穿过煤层2 75 位于中线 1.7 0.5 前探（取芯）钻孔施工过程中地测及矿通风部技术人员现场跟班，详细记录钻孔开孔位置、见煤深度、终孔深度。（附表1）

1.2瓦斯含量测定方法

使用DGC瓦斯含量快速测定仪对煤样的瓦斯含量进行测试。

1）井下取芯：记录4个时间及大气压和温度与采样地点、煤样编号。 ⑴停钻时间：钻进到取芯位置停钻时间。 ⑵取芯开始时间：开始钻进取芯时间。 ⑶取芯结束时间：开始退钻时间。

⑷开始解吸时间：煤样罐与解吸管相连的时间。

注明：解吸完毕之前煤样罐阀门始终是打开的，解吸30分钟一分钟读取一次解吸量后关闭阀门，把煤样罐放入水中检查气密性。

2）地面试验室解吸:（记录试验室大气压和温度）

将井下装好的煤样罐与地面解吸管相连，记录初始刻度缓慢打开煤样罐阀门观察解吸量大小（1

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方位角（°） 0 270° -13 270°

分钟内解吸量小于5ml/min地面解吸结束）记录终止刻度。

3）粉碎解吸：

提取煤样罐中的煤样进行称重并记录，在称重前先看煤的破坏类型，在称重后的煤样中称取两份相同重量的煤样（100g-120g）把两份分别放入粉碎机（粉碎2-3分钟。注明：（如果粉碎停止还有气泡冒出继续再粉碎20-30秒左右），读取初始刻度与终止刻度。

4）煤样的水分测定：

在煤样中称取1份10g的煤样放入水分测定仪中，打开观察口调零，开始加温，待数值刻度稳定后读取水分值。（数据读取时一个刻度是0.05）。

5）输入所有测试数据输入电脑软件进行计算。 1.3突出危险性判定

根据煤层瓦斯含量进行区域预测的临界值，若瓦斯含量小于﹤8m3/t，同时未发现其他异常情况，则预测为无突出危险区域；否则，判定为突出区域，

在7m处实施区域防突措施进行消突。若判定无突出危险性，则采取安全防护措施后，可掘进至距煤层法向距离5m位置。

瓦斯含量 ﹤8m3/t 除上述情况以外的其他情况

附图3：距离15-3#煤层10m时前探钻孔布置示意图。 二、区域防突措施

当区域危险性预测煤层有突出危险性时采取区域防突措施；本次区域防突措施是通过打瓦斯释放孔，释放瓦斯的方法释放瓦斯、卸压来预防突出。当区域危险性预测煤层有突出危险性，则在距离预揭煤层7m掘进断面上施工φ75㎜的释放钻孔，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯突出的发生。

区域类别 无突出危险区 突出危险区 表2-2

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1、采用打设瓦斯释放钻孔的方法释放瓦斯、卸压来预防突出，施工中严格按照设计钻孔参数进行，如遇特殊情况需要调整时，由通风部和地质部确定施工方案。

2、释放瓦斯孔设计

根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点，设计排放钻孔。主要技术参数如下： a、按每平方米2个钻孔计算，共需释放孔34个；

b、开孔间距：钻孔开孔间距1000㎜，钻孔控制到巷道轮廓线外12000mm（沿煤层距离）； 3、释放瓦斯钻孔施工 a、打设34个释放钻孔; b、钻孔直径：φ75㎜；

c、钻孔深度：钻孔穿透煤层不小于0.5m，揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m。

d、钻孔布置：钻孔与巷道掘进方向夹角为：10°、15°、20°、25°、30°，钻孔沿煤层倾角方向打设，距顶、底板距离为300mm，孔距为500mm；钻孔距两帮距离为50mm，钻孔与帮分别呈35、49°夹角打设。

e、钻机功率：采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф75mm钻头进行钻孔。 附图4：瓦斯释放钻孔布置示意图 三、区域防突措施效果检验

1、钻屑瓦斯解析指标法K1值测定方法

在钻孔钻进到煤层时，用φ1～3mm的筛子在孔口接水煤煤粉，同时启动秒表计时；煤样筛分后迅速装入煤样瓶中，并用筛子刮平，使装入煤样的体积和煤样瓶体积一致，然后拧紧罐盖，松开盖上阀门；当秒表计时时间达到1.5min时，拧紧盖上阀门的同时执行仪器采样功能，测定其瓦斯解吸指标K1值，按表2-3中所列的指标临界值预测突出危险性。

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钻屑瓦斯解吸指标法预测工作面突出危险性的参考临界值表

表2-3

煤样 干煤样 湿煤样 2、钻孔施工 a、打设4个检验钻孔; b、钻孔直径：φ42㎜；

c、钻孔深度：穿过煤层并进入岩石0.5m。

d、钻孔布置：煤层倾角方向布置4个钻孔，紧靠巷道顶、底板钻孔方向必须穿过前方煤层顶、底板至少500mm。

e、钻机功率：采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф42mm钻头进行钻孔。

检验钻孔参数表 表2-1

孔孔径钻孔距中线钻孔距净底板位置（m） 设计长度竖直角（°） 号 （㎜） 位置（m） （m） 穿透煤层1 75 位于中线 2.7 0.5 穿透煤层2 75 位于中线 1.7 0.5 位于中线往3 75 左1.5 位于中线往4

附图5：区域防突效果检验孔布置示意图

75 右1.5 1.7 0.5 1.7 0.5 穿透煤层-13 330.5° 穿透煤层-13 209.5° -13 270° -13 270° 方位角（°） K1指标临界值 0.5 0.4 9

区域防突措施效果检验后，煤层仍有突出危险时，增加瓦斯释放孔数量，继续排放瓦斯，然后重新做区域防突措施效果检验，直至煤层无突出危险性。效果检验必须经总工程师审批同意后，方可进入下一个环节。

四、区域验证

1、对采取措施后的煤层进行一次突出危险性指标的测定，根据实测的K1指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。

区域预测为无突出危险时，在确保采取安全防护措施下掘进到距离煤层最小法向距离5m时（下组煤回风大巷（东）施工至396m处）进行区域验证，本次区域验证采用钻屑瓦斯解析指标法K1值，并将测定结果记录。

K1值测定方法同上。 2、钻孔施工

a、打设4个测定钻孔; b、钻孔直径：φ42㎜； c、钻孔深度：穿透煤层0.5m；

d、钻孔布置：煤层倾角方向布置4个钻孔。

e、钻机功率采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф42mm钻头进行钻孔。

区域验证钻孔参数表 表2-1

孔孔径钻孔距中线钻孔距净底板位置（m） 设计长度竖直角（°） 号 （㎜） 位置（m） （m） 穿透煤层1 75 位于中线 2.7 0.5 穿透煤层2 75 位于中线 1.7 0.5 位于中线往3 75 左1.5 1.7 0.5 穿透煤层-13 209.5° -13 270° -13 270° 方位角（°） 10

2）打眼使用湿式打眼，工人佩戴防护口罩； 3）采用水炮泥封孔； 3.防治瓦斯、CO 3.1监测系统

1）瓦斯传感器的安设及参数设置 （1）瓦斯传感器安设位置

采用高低浓度瓦斯传感器（KGJ23型），在掘进回风大巷(东)10-15m处安设一瓦斯传感器T2，传感器检测孔距顶板不大于300mm帮部不小于200；距工作面5m内安设另一瓦斯传感器T1，传感器检测孔距距顶板不大于300mm帮部不小于200，对工作面及回风流中瓦斯实施24小时不间断监控。

（2）瓦斯传感器参数设定

①回风流瓦斯传感器T2参数设定如下； 报警浓度≥0.8％CH4 断电浓度≥0.8％CH4 复电浓度＜0.8％CH4

断电范围：巷道内所有非本质安全型电气设备。 ② 掘进工作面瓦斯传感器T1参数设定如下； 报警浓度≥0.8％CH4 断电浓度≥1.2％CH4 复电浓度＜0.8％CH4

断电范围：巷道内所有非本质安全型电气设备。 2)一氧化碳传感器的安设

在回风大巷(东)回风流10-15m处安设一台一氧化碳传感器，传感器型号为KGA5，报警浓度为≥24ppm；对回风流中一氧化碳实施24小时不间断监控。一氧化碳传感器垂直悬挂，传感器检测孔距距顶板不大于300mm帮部不小于200。

3)其他传感器的设置 （1）风机开停传感器的安设

在主局扇和备用局扇分别安装一台开停传感器KTG9，当主局扇停止工作时，自动切断巷道内所有非本质安全型电气设备电源。当主局扇正常运转时自动对该电源解锁。

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（2）风筒风量开关传感器的安设

在连接主局扇的风筒上工作面15m以内处风筒上各安装一台风筒风量开关[KG5009(800)]，当任何一台风筒风量开关显示无风时，自动切断井筒内所有非本质安全型电气设备电源。

3.2瓦斯、CO管理 1)瓦斯管理

（1）瓦斯传感器管理

①瓦斯传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装位置，安装日期、报警浓度、责任人等。牌板应安设整齐并易于观测。

②瓦斯传感器每七天调校、试断电一次

③瓦斯传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。 (2).瓦斯检查管理牌

在巷道15m范围内必须挂瓦斯检查管理牌，每班瓦检员检查三次瓦斯，认真清楚地填写在管理牌上，出现异常立即向井口调度室及项目部通风队汇报，采取措施进行处理。

(3).队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式瓦检仪。 2)一氧化碳传感器管理

a.一氧化碳传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装位置，安装日期、报警浓度、责任人、更换日期。牌板应安设整齐并易于观测。

b.一氧化碳传感器每15天调校一次。

c.一氧化碳传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。

d.队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式一氧化碳报警仪经常检查一氧化碳情况。

e.防止损坏瓦斯和一氧化碳监测设施，加以必要的保护，如果损坏要及时报告调度室及自动化部进行处理。

f.巷道内一氧化碳牌板同瓦斯牌板一起吊挂，记录当班瓦斯及一氧化碳变化情况，传感器管理牌板离井口地坪1.5m。

3)两闭锁开关管理

a.风电闭锁开关：当风量不足或停风时，监控分站控制断电仪动作，自动切断巷道内内全部非本质安全型电气设备的电源。风电闭锁装置安装在地面距局扇20m位置，局扇停风时自动切断工作面电

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源。

b.瓦电闭锁开关：当瓦斯探头达到断电值时或无信号，断电仪自动切断巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。

二、供电系统

项目部目前供电为进线双回路，高压电源来自矿发电机房，保安电源来自矿变电所堡西线，两回路电源互相闭锁不能同时使用，矿方供给电源电压为10000V，通过主变S9-3150-10KV/6KV至6KV开闭所。从6KV开闭锁出线到各施工用电点，风机电源由专用移变KSGB-315/6供给。

附图12：回风大巷（东）供电系统图。 三、压风系统

在工业广场内设压风机站，站内安装5L-40/8压风机4台,４L一２０/8压风机1台，最大供风能力180m/min，完全满足施工要求，地面压风管选用Φ159×6无逢钢管，井下用风经井筒内敷设的压风管路送至井下，井底上设分风器，再经１寸高压管至各用风机具。

四、排水系统管理

（1）排水系统要紧跟工作面

1）排水方向：回风大巷（东）工作面临时水窝→回风大巷排水管路→副回措施巷临时水仓→回风大巷排水管→进回措施巷排水管路→进风西大巷排水管路→进风立井排水管路→地面。

井下临时泵房内安装两台MD50-70×4水泵进行排水，掘进期间，工作面排水水泵、排水管路等排水设施要随工作面掘进跟回风大巷（东）低洼处要及时设置临时水窝。

2）排水管采用Ф108×5mm无缝钢管，敷设在巷道帮部距巷道底板1.3m，排水管路吊挂成一直线，每50m安设一个支管阀门，每100m安设一个闸阀。排水管路要随掘进工作面的推进及时延接。

3）副回措施巷临时水仓安装两台主排水泵，（一台运行，一台备用）型号为MD50-70×4，将矿井水排至地面。

4）预计揭煤期间最大涌水量为30m∕h，现有排水系统满足要求。 4、排水系统管理要求

1）排水泵的前端设置一个逆止阀，排水时打开，拍完水后关闭，避免排水管路中的排水倒流。 2）采用电动潜水泵排水时，必须确保水泵完好，严禁出现失爆和不完好现象；采用风动潜水泵排水时，必须定期对风泵的转动及轴承部位进行注油。

3）排水时必须有专人现场排水，加强对排水设备的看护与管理。

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4)积水排完后，必须立即停止水泵的运转，避免排水泵长时间空运转，损坏排水设备。 5）必须定期对排水设备进行检修，保证排水设备的正常运转，并在排水地点配备一台备用排水泵。 附图13：下组煤回风大巷（东）排水系统示意图

第四章 施工组织管理

为保障下组煤回风大巷（东）工作面揭煤施工的安全技术管理工作，确保本次揭煤施工安全、顺利进行，项目部将在揭煤期间成立专项施工领导小组，领导小组在项目部调度室统一指挥。

1．组织机构

总指挥：五里堠煤矿总经理苗润田 副总指挥：五里堠煤矿总工程师王刚 组 长: 左广海 晋中市救护队长 副组长: 严青平 张永强 刘慎华

组 员：端传龙 江锦明 黄鑫 曹峰 甄忠峰 孙中义 陈宝珠 通风队及生产业务队室负责人

2．小组成员职责

五里堠煤矿苗润田:对本次揭煤施工的准备、实施及协调工作全面负责。

五里堠煤矿王刚、通风部及生产业务部室负责人：配合本次揭煤施工的准备、实施及协调本部门职责范围内的工作。

组长：左广海:对本次揭煤现场施工的准备、实施及协调工作全面负责。

晋中市救护队长：负责安排救护队员检查每次放炮30分钟后的各种气体浓度指标，井口检查符合入井条件后进入工作面检查放炮后情况以及验炮。

副组长严青平：是探、释放瓦斯过程各项措施的实施负责人，组织相关人员进行“安全技术措施”和相关知识的学习和培训，对揭煤施工技术进行现场指导。

副组长张永强刘慎华：按措施要求组织人员、设备、落实具体生产任务。

副组长严青平：负责本次揭煤施工的安全技术管理工作,，根据现场情况及时提出调整意见，审阅

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探、揭煤施工记录。

组员 江锦明 黄鑫：负责本次探、揭煤施工的“一通三防”工作，进行现场监督及指导，制定瓦检细则，审阅瓦检记录。

组员 甄忠峰：对所有机电设备、电缆及接地情况进行全面检查，并提出更换或维护意见，确保达到防爆要求。

组员 陈宝珠 孙中义：传达揭煤“施工安全技术措施”，现场指导探、揭煤施工，建立、收集、整理探揭煤、瓦检及其它有关记录，及时向领导小组反馈探、揭煤施工中存在的问题。

项目部根据实际情况建立相应管理机构，并明确责任，特殊工种必须明确人员及其职责。揭煤前进入重点调度每班向调度室电话汇报当班施工情况，在调度室、井口信号室、绞车房和工作面吊盘安设电话。

项目部根据实际情况建立相应管理机构，并明确责任，特殊工种必须明确人员及其职责。揭煤前进入重点调度每班向调度室电话汇报当班施工情况，在调度室、井口信号室、绞车房和工作面吊盘安设电话。

3．揭煤前由晋中市（和顺）救护中队提前在现场待命，负责远距离爆破揭煤期间突发事件的应急救援工作。

4．工作面距离煤层10m时要纳入潞安集团公司重点调度工作内容，五里堠煤业有限公司在揭煤期间，每循环、每天及时向石圪节煤业通风部及调度室、集团公司调度室及通风处汇报揭煤作业进展情况以及措施执行情况。

5．突出危险性预测、措施效果检验、验证由中国矿业大学进行测定，测定结果及时上报石圪节煤业及集团公司通风处。

6．揭煤作业要由五里堠煤业有限公司总经理苗润田现场指挥，集团公司及石圪节煤业公司派专人监护、指导。

7．揭煤组织管理措施

（1）通风部组织领导小组，加强回风大巷工作面揭煤防突施工的安全技术管理工作，及时向矿调度室汇报现场的第一情况。

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（2）加强管理领导小组成员的安全意识及防治瓦斯突出规定。

（3）加强贯彻井下施工人员的培训、教育。做到人人懂得防治瓦斯的重要性。

（4）对所有机电设备、电缆及接地情况进行全面检查，并提出更换或维护意见，确保达到防爆要求。

（5）工作面掘进到距煤层10m时，调度员每班向矿调度汇报探、揭煤情况，由矿调度逐级向石圪节煤业公司调度室、集团公司调度室、通风处汇报。

领导小组成员联系方式

序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 姓 名 苗润田 王 刚 左广海 严青平 张永强 刘慎华 端传龙 江锦明 黄鑫 曹峰 陈宝珠 甄忠峰 孙中义 职 务 总指挥 常务副总指挥 组长 副组长 副组长 副组长 成员 成员 成员 成员 成员 成员 成员 手 机 号 15235412222 15235412636 18734437588 15835053651 18734403003 15178262155 18655708029 13855776363 18855771951 18655702060 15110684752 13546248773 13646326969

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第五章危险因素辨识表

活动／产 序品／工作 号 煤（岩）尘堆积 1 一通三防 煤（岩）尘飞扬 瓦斯监测不到位 锚杆间排距过大 锚杆预紧力不够 2 永久支护 锚杆锚固力不够 最大控顶距超过规定 冒顶片帮伤人 冒顶片帮伤人 重新补打锚杆 严格执行规程规定 杜绝电器设备 电气火灾 3 电气设备 电气设备失爆 设备各种 4 保护 5 6 通风 顶板反应 无风或风量不足 裂隙发育 燃烧、爆炸 井下有害 7 气体 有害气体涌出异常 伤人、设备损坏 有害气体 涌水量增大 8 水 钻孔涌水大 发现透水预兆 发生透水事故 发生透水事故 发生透水事故 及时钻探排除隐患 停止钻进立即处理 停止作业查明原因 及时排出 有害气体超限 冒顶伤人 伤人、设备损坏 及时恢复通风 缩小控顶距及时支护 加强通风 保护失灵 人员伤亡、财产损失 及时更换 引起火灾伤人 人员伤亡、设备损坏 起火 杜绝失爆 引起煤（岩）尘爆炸 损害身体健康 瓦斯超限 冒顶片帮伤人 冒顶片帮伤人 及时清理 及时清理 执行瓦斯巡检制度 严格按规程打设 重新补打锚杆 控

危害因素 危害结果 控制措施 27

9 10 火 敲帮问顶 出现火源 活矸找不净 进入空顶区 引发火灾发生事故 砸伤人员 砸伤人员 冒顶伤人 人员伤亡 炮响伤人 炮响伤人 人员伤亡 突水、有害气体涌出 杜绝失爆消灭火源 找净活矸 不得进入空顶区 及时使用 加强职工教育 严禁手拉小线 严禁放明炮糊炮 站在安全地点 严格执行先探 后掘 11 临时支护 未及时使用临时支护 警戒距离不够 12 爆破作业 手拉小线 放明炮、糊炮 13 出矸 翻矸时人员未站在安全地点 14 超前管理 未执行先探后掘 抬运不同肩 超长超重物品 15 运输 仍用肩抬 材料超高 伤人 抬运时同肩 伤人 禁止肩抬 倒塌伤人 严格禁止 打瓦斯释放孔 形成强大的冲击力 人员造成伤亡 释放瓦斯 煤与瓦斯 16 突出 破坏通风系统 造成人员窒息 伤亡 严禁破坏通风 系统 打瓦斯释放孔释放瓦瓦斯爆炸 造成大范围伤亡事故 斯 钻机未固定好 操作人员站在 17 打钻 钻机后方 钻机未固定好 18

钻机摇摆伤人 固定牢固 严格执行操作 顶钻伤人 规程 钻孔窜位 造成人员伤亡、财产损28

固定牢固 及时检修 瓦电、风电闭锁 失灵 失 带电检修、搬迁电器设备 19 检修 没有采用专人停送电 误送电伤人 专人送电 人员被电击 停电后操作 第六章 揭煤施工安全技术措施

所有的管理人员、指挥人员、作业人员都必须严格按《岗位作业标准化标准》和《操作规程》进行操作，遵守《煤矿安全规程》及《作业规程》中的各项规定，杜绝一切违章指挥、违章作业、违反劳动纪律的“三违”行为，揭煤期间出现异常情况时须及时向项目部调度室汇报。

第一节 钻探施工安全技术措施

1、施工人员要认真执行互保联保制度。

2、施工前，必须严格执行敲帮问顶制度，将作业地点附近活煤活矸全部清理干净，加强作业地点前后10m范围的巷道支护。

3、施工前，在钻孔施工位置必须安设1.0m高度的防护板并用锚杆、铁丝等固定牢靠，防止煤壁受压冲击而发生突然垮塌事故。

4、施工现场必须要有队干和工程技术人员跟班，严格监督确保施工安全和施工质量。 6、现场跟班队干和班组长要携带便携式瓦斯报警仪。随时对有害气体进行检测。当瓦斯等有害气体超限时要及时组织人员撤离现场。并及时上报调度等相关部门。

7、在巷道内多人扛抬搬运钻机时，人员协同配合，统一指挥，同起同放，坡度较大或道路不平要缓慢行走。

8、施工时，必须确保排水系统正常，出现问题不能正常工作时必须停止钻进，及时汇报有关部门组织人员进行维修，待运转正常后方可继续钻进。

9、施工时，要设专人进行停送电，以及技术熟练的操作人员操作钻机，其他人员不得随意操作。钻机开启和停止必须听从钻机操作人员的指挥。

10、施工时，必须备用一定数量的封孔材料防止突水事故。 11、施工时，钻机必须架设稳固牢靠，以免摇摆伤人或倾倒。 12、施工时，作业人员要把袖口、衣襟扎好，以免绞入设备造成事故。

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13、施工时，钻机前方禁止站人，防止钻具受力突然退出伤人。 14、施工时，现场作业人员要注意附近皮带等设备的运转情况。 15、钻孔内有钻具，必须按照规定程序拆卸钻杆。

16、停止钻进时，如钻杆暂时不退出，则不能停止供水以防止卡钻现象发生。 17、安装钻杆时，先要检查钻杆内是否清洁，若有杂物必须清理干净，防止堵塞钻具。 18、在钻孔过程中，若发现钻杆弯曲或卡钻，应立即退钻，检查钻头是否磨钝或崩片，是否遇到顶板、底板或地质构造等。

19、钻进中要注意供水情况，遇突然停水时，必须立即停钻，使钻头及时离开孔底，以防止钻头堵塞或卡钻现象发生。

20、钻探过程中，作业人员必须密切注意煤（岩）层变化情况，出现煤（岩）质变软或变硬、回水颜色发生变化等异常情况必须及时汇报。

21、钻进时，发现煤（岩）壁松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突然增大，以及有顶钻、抱钻等异常情况时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻杆，立即向队值班室和调度室汇报。

22、机电工应对开关、设备经常检查，发现问题及时处理。

23、钻机运转时，严禁人员碰触运转部件。发现问题需要处理时，必须在停机状态下进行。 24、钻孔施工完毕后，必须封锁开关并将现场设备、工具、仪器等码放标准，班组长向队部汇报当班工作情况记录钻孔参数。

25、施工人员及现场负责人必须学习本措施，明确施工要求和安全技术措施后方可上岗作业。

第二节 瓦斯排放孔施工安全技术措施

（一）、钻孔机具的选择

1、释放孔采用ZDY-660型液压潜孔钻机; 2、钻杆：φ50㎜； 3、钻头：φ45㎜ （二）、瓦斯排放孔施工

钻探采用ZDY-660型液压潜孔钻机配套Ф45mm钻头进行施工。施工中严格按照设计钻孔参数进行，

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如遇特殊情况需要调整时，由地质部门确定施工方案。

1、钻进施工

（1）、打钻前准备工作

1）、进入安装地点前，应首先检查巷道支护及通风等情况。如巷道支护不好，必须整修、加固。 2）、清理打钻地点内其它杂物；疏通好水沟，以便岩（煤）粉及打钻废水排放。

3）、工作地点应由瓦斯检查员测定有害气体浓度，瓦斯浓度超过0.8%时不得进入工作面，应当瓦斯浓度降到0.8%以下经矿调度允许进入时，再进行打钻作业。

4）、工作面内的供水系统是由副斜井井筒内布置一路Ф57×6mm无缝钢管作为凿岩供水管路，水全部取至生活水池，利用电泵通过Ф57×6mm无缝钢管将水送到井口供水点；供电系统由工作面地点附近80开关延接至钻机，电源开关和其它机件均应保证状态良好，符合使用要求。

5）、打钻地点或附近应安设电话便于在打钻过程中随时与项目部调度室取得联系。

6）、由项目部工程组与矿有关部门沟通后，确定主要超前探测孔位、孔数、钻孔位置及方位，必须保证井巷及井下人员安全，负责超前探工作的专职人员必须明确知道孔位、孔数、钻孔位置及方位等相关参数。

（2）、打钻施工工艺 1）、架设钻机

架设钻机前，在钻孔设计位置距顶板1.0～1.5m处，利用向底板打注锚杆将钻机固定好，调整好钻机跑道后方金属支架，将钻机方位和倾角调整符合设计要求后固定牢靠。

2）、开钻前准备

开钻前检查电路保护和控制系统连接是否正常。发现问题及时进行处理。检查钻机各部分紧固件是否坚固牢靠，主机是否稳定牢固。接通供水管路，检查供水系统是否正常。在需要润滑部分加注润滑油或润滑脂。

3）、启动

检查各部件有无破损及漏电、漏油等问题。确认无误后，启动电机，观察电机运转是否正常。检查电机旋转方向，若方向不对，更换接电相位，改变旋转方向。使电机转动3～5 min以后确认一切正

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常即可进行其他操作。

4）、试运转

转动旋转手轮进行正转、反转双向试验。若钻机运转正常稳定，则逆时针转动手轮缓慢将离合器接上，试验动力头前进、后退是否正常，发现问题时要及时进行处理。

5）、开钻

经空载运转检查无问题后，装上钻杆钻头，经过定位器调整角度，打开供水阀门即可开钻。 6）、钻进

待钻头处见反水后，进行开孔。当钻头全部进入岩层后，调整钻机钻数，开始正常钻进。当钻机主机运行到跑道前方时，将钻杆退出约1/4，停止钻机，关闭电源和供水阀门。然后用管钳手动松开钻杆和钻机的连接，将钻机退到跑道后方再手动在第一根钻杆后装上一根钻杆。将钻杆与钻机连接好，打开供水阀门见反水后，开动电源进行钻进。如此循环直到钻孔达到设计深度时停止钻进。

7）、退钻

退钻时，使钻头顺时针转动退出孔底。关闭电源和供水阀门，用管钳卡住钻杆卸开钻机和钻杆的连接，将钻机推到跑道后方。然后，用管钳拉出钻杆使最外面一根钻杆先退出钻孔。两人分别用管钳卡住最外面的第一和第二根钻杆，向相反方向转动卸下最外面一根钻杆。重复上述操作退出钻孔内所有钻杆。

8）、打钻作业期间下组煤井底车场工作面入井人数控制在10以内。 2、局部揭煤排放钻孔防护

安排每班专职瓦斯员进行现场监护，不得随意让人靠近瓦斯释放孔。

第三节 顶板管理安全技术措施

1、严格执行敲帮问顶制度，跟班队干、安全员要对敲帮问顶进行监护，发现问题立即处理。如在处理活矸时，可能发生危险或遇有撬不动的活炭块，必须先设置临时支护或其他有效支护，任何人不得在有隐患场所作业。

2、材料保管员要对支护材料要进行检查验收，质量不合格的材料严禁下井使用。

3、掘进头停工后，最后一排永久支护锚杆距离掘进头煤壁不大于200mm，否则必须使用临时支护

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管理空顶。

4、掘进过程中若出现高顶、片帮等现象，必须及时补打单体锚杆或锚索加强支护，钢筋托梁、锚杆、锚索必须贴顶、贴帮打设。

5、掘进过程中若顶板破碎，矿压显现比较明显，需停止掘进，待反映给生产技术部后，根据上级部门安排，及时修改支护参数，缩小锚杆或锚索间排距加强支护。

6、锚索打设完毕后，需要在规定时间内（40min）进行张拉，当班不能张拉的，接班后及时进行张拉。

7、坚持进行矿压监测，在地质条件或支护发生变化时及时设置矿压监测站，发现问题及时采取措施。

8、顶板破碎，片帮严重恶化，无法达到规程要求时，工作面要立即停止作业，撤出人员并及时汇报生产技术部及相关部室，由生产技术部确定支护方案。

9、掘进过程中，临时支护时必须安设柔性防片帮装置。

10、超前临时支护使用金属前探梁，紧跟窝头，使用专用卡与锚杆底部螺纹连接牢固。

第四节 爆破作业安全技术措施

1、井下放炮严格执行《煤矿安全规程第》315～346条有关规定。

2、放炮严格执行“一炮三检”和“放炮三联锁“及放炮停电、撤人制度。 3、放炮前，要切断所有电器设备的电源，并对电器设备进行掩护，以防矸石砸坏。 4、远距离放炮人员距工作面的距离不得小于300m，瓦斯释放孔不得作为炮孔使用。 5、揭煤作业施工中，每次放炮1小时后且瓦斯浓度低于0.5﹪时，在兼职救护队员监护下，班组长、安全员、放炮员、瓦检员同时进入工作面检查瓦斯、检查顶板、检查有无瞎炮等异常情况，确定无问题后方可进行下一个工序。

6、放炮母线联接、检查线路和通电工作必须由放炮员进行操作。排除母线故障，可采用导通法，不得采用短路法进行试验，严禁在盲巷内采用短路法试验母线。

7、装药时应注意以下事项：

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⑴、放炮必须采用正向装药，装药前必须将炮眼内煤粉掏净。 ⑵、装药时，炮孔应保持干燥，炮孔有水时应采用防水袋。 ⑶、封堵炮泥不可加压太重，防止药卷密度增大影响起爆。 ⑷、 炮眼的封泥长度应符合下列要求： 1）、炮眼深度小于0.6m时，不得装药、爆破。

2）、炮眼深度0.6～1m时，封泥长度不得小于炮眼深度的1/2。 3）、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。

⑸、每个药卷聚能穴端必须指向下面的殉炸药卷，装雷管的药卷必须装在第一位，不准装盖药或垫药。

8、不准放糊炮和利用残眼装药放炮。封堵炮眼时必须按规定使用水炮泥。 9、放炮时撤人距离：爆破时，切断电源，井下人员全部撤至地面。

10、放炮母线要由放炮员亲自连接，放炮前应检查全部网路有无断线、短路、接地，检查确认无问题后方可放炮，如放炮不响，由放炮员检查线路，查找原因，不准其他人员代替检查，严禁其他人员进入警戒区内。

11、炮眼深度小于0.6m，不得装药放炮。 12、放炮如遇瞎炮，执行如下措施：

⑴、由于连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。

⑵、在距瞎炮眼0.3m以外另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。

⑶、严禁用镐刨残爆眼，严禁从残爆眼中取出原放置的药卷，严禁从起爆药卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼的方法往外掏药；严禁用压风吹残爆眼。

⑷、处理残爆炮眼后，爆破工必须详细检查爆落的煤矸，收集未爆的电雷管。 ⑸、瞎炮处理完毕前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。

第五节 机电检修、机电设备安全防护技术措施

1、设备管理采用专人包机制，并挂设包机牌、完好标志牌、整定牌和各开关停送电牌，包机人负责所承包设备的维护，保证设备完好，杜绝失爆现象，严禁设备带病运转或甩保护运转，做好个人所

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包设备的清洁工作，并在班后向队部汇报设备运转情况。

2、接班后要试机并根据交班情况及检修计划确定检修项目。

3、检修工应带全检修工具。检修前，应将该设备电源切断，手把打在零位并闭锁，挂上“有人工作,不准送电”的停电牌，有离合器的要摘开离合，大型检修工程要设专人指挥。

4、机械设备要做到声音正常、油位适当、螺丝坚固、设施齐全、不跑不漏、定期检查、强制检修、预防为主、消灭事故。

5、巷道内所有电铃、压扣、电缆、开关要排列有序，悬挂整齐。 6、小绞车下部车场的电铃、压扣要挂在下部车场的安全地点。 7、漏电保护一天试验一次，各类联锁必须班班试验，发现问题及时处理。 8、井下隔爆电器设备要完好，杜绝鸡爪子、羊尾巴、明接头、破口和失爆。 9、电气设备要做到

(1)、七无：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、无可延燃电缆、无电缆与易燃物质接触、无电缆盘圈和8字形、无电缆压埋和泡在水中。

(2)、七有：有过电流、过负荷和断相保护，有漏电保护、漏电闭锁和接地选择，有螺丝和弹簧圈，有密封和挡板，有接地装置，有两回电源线路，有中和电液的溶液。

(3)、两齐：电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。

(4)、七全：防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全，防火用具全，防火门全，信号照明全，记录全。

(5)、两不得：不得带电搬迁设备，不得带电作业。

(6)、三坚持：坚持使用漏电继电器，坚持定期检查，坚持设备入井检查。设备完好率在90%以上,风电、瓦斯电闭锁要班班检测。

(7)、各种电气设备的保护、MA标志等必须齐全、完整，严禁甩掉保护短接电路运行。 10、所有机电设备入井前必须经过检查合格后方可下井。

11、任何机电设备在检查处理、移动、拆装时，严禁带电作业，必须停电锁开关，并挂停电牌。机电设备搬移后，必须开盖检查内部，确定无问题时方可送电。

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12、严格执行“谁停电谁送电”制度。

13、揭煤前必须对所有电气设备全面检查维护，监测监控传感器断电范围严格执行集团公司有关规定，保证设备完好，杜绝失爆现象。

第六节 一通三防管理及监测监控管理及安全技术措施 1、通风系统

揭煤掘进期间采用FBN07.1型2×45KW对旋式风机，实现“双风机，双电源”自动切换管理，配备Φ800胶质风筒。

通风路线

进 风 流：局部通风机→导风筒→回风大巷→回风大巷（东）工作面

乏 风 流：下组煤回风大巷（东）工作面→回风大巷→副回措施巷→副斜井→地面 2、风量计算

（1）按瓦斯或CO2涌出量计算，根据进风西大巷井揭煤期情况，预计瓦斯绝对涌出量为0.44m/min，故按瓦斯涌出量计算：

Q掘＝q掘KCH4/C掘回＝0.44×2.0/1.0%=88m/min ，取90m/min （式1） 式中：Q掘—掘进工作面实际需要风量；

q掘─掘进工作面CH4绝对涌出量，取0.44m/min； K CO2─掘进工作面CH4涌出不均衡系数，取2.0； C掘回─掘进工作面回风流中瓦斯允许浓度，取1.0%。

（2）按人数计算：

Ｑ掘=4N=4×40=160m/min （式2）

式中：4—每人供给的最小风量，m/min；

N—掘进工作面实际工作最多人数，取交接班最多人数40人。

（3）按放炮后排除炮烟所需风量计算 根据炸药量确定风量

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3

3

3

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Q炸=7.8t·

kAS2L2d3m /min）（2P

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（式3）

Q炸——按爆破炸药量计算的工作需风量，m/min; t——通风时间，取t=15min ;

A—— 取第一次爆破最大炸药量，36.9kg; S——净断面面积，19.46m;

P——通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比，取P=1.2； Ld——炮烟稀释临界长度，取400m； K—— 淋水系数，取k=0.3; 将上述参数代入得出： Q炸=673.364m/min

（4）按掘进巷道内的最低风速计算：

Q掘=V掘min·S=18×19.46=350.28m/min， （式4） 式中：V掘min——掘进巷道内最低风速，取18m/min；

S ——巷道净断面积， 19.46m；

按1、2、3、4式计算最大风量即为掘进工作面正头所需风量，取673m/min；

（5）局部通风机的供风量的计算：

Q局=1.2Q掘 =1.2×673=807m/min （式5）

式中：Q掘—掘进头的需风量，

1.2—风筒最大漏风率15%时的系数。

（6）按风速进行验算：

Ｑ掘min=ＶminＳ=18×19.46=350.28m/min Q掘max =VmaxS=240×19.46=4670.4m/min

满足要求：Ｑ掘min＜Q掘＜Q掘 max

式中：Q掘 —掘进工作面风量，已求得为673m/min；

Vmin—最低允许风速，18m/min； Vmax—最高允许风速，240 m/min;

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S—掘进巷道的净断面积，19.46m。

通过计算得，本工作面掘进工作面需风量为329m/min。根据FBDNO7.1型2×45kW各项参数，故选择 FBDNO7.1型2×45kW对旋式风机。目前开启二级电机，实测回风量为690 m/min，实现双风机双电源，配备ф800mm胶质风筒即可满足掘进通风要求。

FBDNo 8.0对旋式局部通风机性能表

风机型号 FBDNO7.1 加强通风系统的维护与管理，保证风筒吊挂牢固、平直，无破洞、漏风现象，揭煤期间风筒距井底的距离≤5m，保证井筒底有足够的新鲜风流。

二、通风方式

1、揭煤掘进期间采用FBDNO7.1型2×45kW对旋式风机，实现“双风机、双电源”自动切换管理，配备ф800mm胶质风筒。

2、通风系统进

风 流：局部通风机→导风筒→回风大巷→回风大巷（东）工作面

乏 风 流：下组煤回风大巷（东）工作面→回风大巷→副回措施巷→副斜井→地面

附图14：下组煤回风大巷（东）通风系统示意图

三、防治瓦斯

1、揭煤期间，在掘进工作面安设专职瓦斯检查员，经常检查工作面瓦斯情况，发现异常情况，应及时将掘进工作面迎头和回风路线内的所有人员撤至安全地点，同时向项目部领导、处调度室以及矿有关部门汇报。

2、在距工作面小于5m处安设T1瓦斯传感器，检测孔距顶部不大于300mm；距侧帮不小于200 mm； T2瓦斯传感器安设在距离回风流口10～15m处，检测孔距顶部不大于300mm；距侧帮不小于200 mm；瓦斯传感器与巷道内电气设备实行瓦斯电及风电闭锁，瓦斯超限电气设备复电时只准人工复电。

附图15：下组煤回风大巷（东）监测监控系统示意图 附图16：下组煤回风大巷（东）瓦斯电闭锁示意图

瓦斯传感器断电范围表

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3

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功率（Kw） 2×45 风压（Pa） 605～7200 风量m3/min 473～817 配套风筒 ?800mm强力胶质风筒 瓦斯传感器 T1 T2 报警点 ≥0.8% ≥0.8% 断电点 ≥1.2% ≥0.8% 复电点 断 电 范 围 ＜0.8% 巷道内全部非本质安全型电气设备。 ＜0.8% 巷道内全部非本质安全型电气设备。 3、要加强瓦斯传感器的维护工作，确保传感器灵敏可靠，施工人员要爱护监控设施，严禁任何人损坏或挪移瓦斯传感器，影响瓦斯传感器的准确性。

4、瓦斯传感器每7天用校准气样至少调校一次，每7天对断电功能试验一次，并实现瓦斯传感器故障闭锁功能。瓦斯检查员每班用光学瓦斯检定器对瓦斯传感器核对三次，当二者显示值误差超过0.1%时，要以大值为准并汇报至项目部领导以及矿调度室。

5、施工单位负责瓦斯传感器的正常吊挂和挪移；放炮前由班长在瓦斯检查员的监督下，将T1瓦斯传感器挪至安全地点吊挂，放炮后再挪移到规定位置吊挂好。

6、瓦斯传感器的放置位置必须正确，传感器要放在迎头后3~5米的风筒另一侧。 7、风筒距迎头距离不得大于5m，并由专职通风工管理，沿途风筒严禁有破口，如有必须及时修补。

8、掘进工作面回风流中，瓦斯浓度超过0.8%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员进行处理；电气设备附近20m以内风流中，瓦斯浓度达到0.8%时都必须停止工作,撤出人员进行处理。

9、矿井因停电或检修，局扇停止运转或通风系统遭到破坏以后，必须及时恢复通风排除瓦斯。恢复正常通风后，必须经过专职瓦检员检测，证实无危险后，方可恢复工作。

10、每班必须按规定检测瓦斯至少3次，瓦检员要认真填写瓦斯检查记录，并通知工作人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦检员必须责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。

11、瓦斯检测：采用光谱瓦斯检测仪和便携式电子瓦斯报警仪检测，瓦斯检测仪经校验合格后方可使用。专职瓦斯检查员负责检查瓦斯，填写报表，由当班班长签字，并汇报项目部技术负责人。当钻孔见煤后及时检查瓦斯浓度，发现瓦斯含量增大，工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%、或其它异状时都必须撤出人员，加强通风，并汇报项目部安检组，只有在瓦斯含量在0.8%以下时，方可进行工作。根据《煤矿安全规程》149条规定，工作面瓦斯浓度检测次数，矿井中每班至少3次。

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12、在揭煤施工过程中，必须有专职瓦检员与安检员现场进行监护，并做好详细记录，由当班班长签字，并汇报项目部技术负责人，只有在瓦斯浓度均不超限的情况下，方可施工。当钻孔见煤后及时检查瓦斯浓度，发现瓦斯含量增大，工作面风流中瓦斯浓度达到1.2%、或其它异状时都必须撤出人员，加强通风，并汇报项目部安检组，只有在瓦斯含量在0.8%以下时，方可进行工作。

13、揭煤施工过程中，局扇必须保持连续运转，并且要有一台备用局扇。

局扇及风筒必须经过认真检查。施工过程中，任何人不得随意关闭局扇，发生意外停机时，工作面人员要立即撤至安全地点。

14、放炮作业，班组长、放炮员、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”和“三人连锁放炮制”。如作业现场瓦斯浓度超过0.8%时，严禁放炮作业。

四、综合防尘管理

1、净化水幕要雾化良好，覆盖全断面，掘进头净化水幕要及时移进，保证距工作面距离不超过30m。

2、湿式打眼，喷浆作业时，潮料喷浆，净化风流，佩戴防尘口罩。

3、爆破必须使用水炮泥，距掘进工作面20m范围内必须安设水针，水针所在地点盛放水炮泥的箱子内，有不少于一次定炮所用的已灌好水的水炮泥，定炮。

4、转载点喷雾装置要雾化效果好，不能形成水线，喷雾必须覆盖于落矸点正上方。 5、巷道冲洗：

1）距窝头50m每班冲洗一次； 2）距窝头100m每天冲洗一次； 3）距窝头100m外，每周冲洗一次。 4）巷道粉尘大时要随时冲洗。

6、防尘设施要有专人维护及管理，损坏时及时处理。

7、水幕必须齐全完好，水门灵活，不缺手轮，各个接头、喷雾不漏水。 五、防火防爆 （一）防火设施

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