揭煤防突措施

安 徽 金 黄 庄 矿 业 公 司

掘进工作面安全技术措施

工程名称：后一采区第二中部车场（-717m）

石门揭穿B2煤层防突安全技术措施

编 制 人：

施工负责人:

施工 单位： 浙东公司金黄庄矿建项目部

编制 日期： 2012 年 2月

作业规程（措施）会审记录

规程（措施）名称 后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层防突安全技术措施 浙东公司金黄庄矿建项目部 2012年2月26日 编制单位 部门或职务 工程技术科 机电科 安全科 总工程师

姓名 专业职称 会审日期 - 1 -

建设单位审查人员签字

部门 编制人 单位负责人 矿建 地测 姓名 时间 年 月 日 年 月 日 年 月 日 年 月 日 通防 年 月 日 机电运输 安监处 年 月 日 年 月 日 总工程师： 年 月 日

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目 录

一、概况 ………………………………………………………………3 二、防突设计执行情况 ……………………………………………………3 （一）前探钻孔 …………………………………………………………3 （二）预测预报 …………………………………………………………5（三）防突措施 ……………………………………………………………7 （四）防突措施效果及检验 ………………………………………………9 三 、安全防护及技术管理措施 …………………………………………11 （一）通风、抽采、供电系统 ……………………………………………11 （二）安全设施 …………………………………………………………16（三）远距离放炮 ………………………………………………………17 （四）其他管理措施 ……………………………………………………19 （五）避灾 ………………………………………………………………21 四、组织管理 ……………………………………………………………22 五、相关图纸 ……………………………………………………………23

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安徽金黄庄矿业公司 后一采区第二中部车场（-717m） 石门揭穿B2煤层防突安全技术措施

一、概况

1、工程概况

后一采区第二中部车场（-717m）石门，标高-717.58m。巷道断面设计为半圆拱，采用锚网喷支护，巷道断面规格为B×H =4.0m×3.5m。附近采掘情况：目前正在施工的有后一采区第三中部车场（-757m）石门，其它无采掘活动。

2、目前后一采区第二中部车场（-717m）石门已掘进至（导1点向前14.7m），B2煤层法距10m位置。本次揭煤由浙东公司金黄庄矿建项目部承担。

3、地质情况

施工后一采区回风上山时对后一采区轨道上山南侧B2煤层进行了探查，根据钻孔揭露B2煤层的厚度为2.16m，倾角在9-10°。

根据三维地震勘探资料，后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤地点50米范围内未发现断层，煤层赋存正常。在巷道底板距煤层法距20米、10米时施工探煤孔，对煤层赋存状态进行详细探查。

B2煤层顶板：粉砂岩、灰黑色，粉质结构，块状构造，局部斜层理发育，断口～参差状。厚度5～7m，平均6m。

B2煤层底板：细砂岩：浅灰色，矿物成分以石英为主，长石次之，泥硅质胶结，上部有0.5m左右的粉砂岩薄层。

B2煤层为突出煤层，黑丝，粉末状，以暗煤为主，夹少量亮煤条带，能搓成粉状，硬度小，强度低。

4、为保证安全揭过B2煤层，严格执行《后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层专项防突设计》及批复意见要求，认真进行了前探和瓦斯压力测定工作，并取B2煤层煤样，测定了煤层相关指标。

5、经区域预测，工作面有突出危险，按照揭煤方案，在距煤层法距10m位置向右帮拨门，与巷道中线成30°夹角，错过后一采区第二中部车场（-717m）石门2m后再按原石门方位，以11.4°施工上山40m作为石门专用抽采巷，在距离B2煤法距7m处，施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突措施。在预抽区域内瓦斯抽采率达43.22%以后进行了措施效果检验，效检指标均小于临界值且效检

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孔施工过程中无顶钻、喷孔等动力现象。为确保安全，特编制此措施。

二、防突设计执行情况

（一）前探钻孔

1、-717m车场石门法距23m探煤情况

-717m车场石门掘进导9点前30m，距B2煤层法距23m停止掘进，对B2煤层赋存情况进行初步探查。

表1 -717m车场石门法距23m钻孔实际参数表 孔号 方位 （°） 1 2 3 4 5 6 7 8 81° 81° 81° 81° 81° 64° 93° 81° 倾角 （°） 0° -70° -11° -34° -6° -10° -6° 见煤深 （米） 98.3 21.4 36.9 23.7 48 41.3 53.5 终孔深 （米） 102.5 23.5 40.1 25.7 49.6 42.9 55.5 66.9 -716.5.5 -717.5 -717.5 -717.5 -717.5 -715.3 -716.3 -717.5 -716.5 -737.609 -727.041 -730.753 -722.517 -722.472 -721.892 -721.518 孔口标高 见煤标高 揭煤伪厚/真厚 4.2（伪厚） 1.5（真厚） 2.7（伪厚） 2.0（伪厚） 1.6（伪厚） 1.6（伪厚） 2.0（伪厚） （伪厚） -3.5° 65.2 - 5 -

-7176: -10°41.3m1.6m7: -6°53.5m2.0m-717车场绕道9m瓦斯异常点-717石门5:-6° 48m4号:倾角-34° 孔深23.7m见煤2号:倾角-70° 孔深21.4m见煤3号:倾角-11° 孔深36.9m见煤8:-3.5° 65.2m1号:倾角:0° 孔深98.3m见煤B2煤

图1 -717m车场石门法距23m探煤实测图

经探查，煤层赋存基本正常。2号孔与4号孔之间煤层倾角29°，3号孔与5号孔之间煤层倾角为10°，说明煤层倾角逐渐变小。煤层距巷道的岩柱有2号孔的21.4米，到8号孔的4米。煤层距巷道越来越近，巷道在98.3米揭B2煤。

2、-717m车场石门法距10m探煤情况

-717m车场石门掘进导11点前34m，距B2煤层法距10m停止掘进，对B2煤层赋存情况进一步探查。

表2 -717m车场石门法距10m钻孔实际参数表 孔号 1 2

方位 （°） 81° 81° 倾角 见煤孔深 终孔深 孔口标高 见煤标高 （°） 0° （米） 60.5 （米） 63.1 23.8 - 6 -

揭煤伪厚/真厚 -716.3 -717.5 -716.3 -723.0 2.6（伪厚） 1.0（真厚） -14° 22.8

3 4 5 6 7 81° 81° 121°25′ 65° 81° -3° -9° 34.4 30.97 34.4 32.57 33.93 33.9 84.4 -716.8 -717.5 -717.5 -717.5 -716.0 -719.06 -722.4 -722.97 -722.4 -708.64 （伪厚） 1.6（伪厚） 2.4（伪厚） 2.4（伪厚） -10° 31.53 -9° +5° 31.5 未见煤 -717石门法距10m煤层实测平面图第一次探煤位置测2号-734.9第二次探煤位置1-5-724.72-6-722.41-5-722.51-6-721.51-1-716.52-7-708.64-717.71-1-737.61-4-730.71-3-724.52-1-716.61-8-722.7测1号-731.02-5-722.97-717石门法距10米煤层实测剖面图2-3号:倾角-3°2-4号:倾角:-9° 孔深30.97m见煤 穿煤：1.6 孔深34.4m见煤车场绕道-717石门2-1号:倾角:0° 孔深60.5m见煤 穿煤：2.61-1号:倾角:0° 孔深98.3m见煤B2煤1-4号:倾角-34° 孔深23.7m见煤2-2号:倾角:-14° 孔深22.8m见煤 穿煤：1.01-6号:倾角-3.5° 孔深65.2m见煤C1煤B2煤1-2号:倾角-70° 孔深21.4m见煤1-3号:倾角-11° 孔深36.9m见煤1-5号:倾角-6° 孔深48m见煤

图2 -717m车场石门法距10m探煤实测图

本次施工基本符合设计要求，本次施工的0°钻孔和-717法距20米时施工的0°钻孔有10.4米的出入，主要原因可能是钻孔施工后未进行测斜，而-717法距20米施工的0°钻孔距离较远，偏差较大造成。根据-717石门法距20米探煤结果和本次探煤结果综合推断，煤层赋存基本正常。1-2号孔与1-4号孔之间煤层倾角29°，1-3号孔与1-4号孔之间煤层倾角为19°，2-2号孔与2-3号孔煤层倾角平均为8°，说明煤层倾角逐渐变小。煤层距巷道的岩柱有1-3号孔的7.15米，到1-5号孔的5米。煤层距巷道越来越近，巷道在60.5米揭B2煤。

（二）预测预报

-717m车场石门法距10m施工探煤钻孔，同时对B2煤层的瓦斯压力进行测定，其值为1.73MPa。在距B2煤层法距7m时对B2煤层瓦斯压力进行测定，具体测压钻孔施工参数见表3，测压表见附表

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1。

表3 距煤层法距7m处瓦斯压力测定结果

编号 方位角/° 倾角/° 深度/m 开孔距巷中/m 瓦斯压力/MPa 1# 2# 3# 8.8 171.2 138.2 -45 -40 -25 27 19 25 1.8 1.8 1.8 0 1.7 1.73 备注 向外涌水未测压 测B2 测B2 注：以正北方向为0°，顺时针为正方向

图3 -717m车场石门2#压力曲线21.81.61.41.210.80.60.40.202011.12.12011.12.12011.12.22011.12.22011.12.32011.12.32011.12.42011.12.42011.12.52011.12.52011.12.52011.12.62011.12.62011.11.302011.11.302011.11.302011.12.6数值(MPa)系列1系列2时间

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图4 -717m车场石门3#压力曲线21.81.61.41.210.80.60.40.202011.12.32011.12.32011.12.32011.12.32011.12.42011.12.42011.12.42011.12.42011.12.52011.12.52011.12.52011.12.52011.12.62011.12.62011.12.62011.12.63#-13#-2数值（Mpa）时间

从图3可以看出，11月3日2#表在装表后开始有读数，达到1.6 MPa，12月1日早班进行拆表放水，安表后压力表读数为0.35MPa，其后直线上升达到1.75MPa；12月3日早班又进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa，其后直线上升达到1.7MPa；12月5日早班再次进行拆表放水，安表后压力表读数为0.18MPa，其后直线上升达到1.7MPa；12月6日拆除压力表。

从图4可以看出，12月3日3#表在装表后开始缓慢上升至0.4MPa后，直线上升达到1.73MPa；12月5日早班进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa，其后直线上升达到1.66MPa；12月6日夜班再次进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa，其后直线上升达到1.16MPa，然后起伏上升。

从所测数据来看，-717m车场石门B2煤层实测瓦斯压力为1.75MPa。 2、煤层原始瓦斯含量

测定B2煤层压力为1.75MPa（包含水压），测定B2煤层的瓦斯含量为9.79m3/t；B2煤层瓦斯突出参数见表4。

表4 煤层瓦斯含量及成分测定结果

孔 号 1 煤层 名称 B2上 采样 深度 N2 瓦斯自然成份（%） CO2 CH4 C2H6 C3H8 重烃 0.65 CO2 0.77 瓦斯含量（m3/t） CH4 9.79 C2H6 0.30 C3H8 0.35 重烃 0.12 854.25 4.33 6.30 83.08 2.63 3.00 3、煤样实验室分析

在-717m车场石门施工测压孔期间，取样对B2煤层瓦斯参数进行测试。实验室测得瓦斯放散初

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2011.12.6

速度△P为17、168、17.2mmHg，坚固性系数f为0.39。

表5煤层突出参数实验室测定结果

煤层 B2 4、预测指标分析

采用钻屑瓦斯解析指标法进行预测煤层突出危险性，钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定，如无实测数据，可参考表6中所列的指标值预测突出危险性。

瓦斯放散初速度△P/mmHg 17 /16.8/17 坚固性系数f 0.39 备注 表6 钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的临界值表

钻屑解吸指标临界值

△h2 /Pa 干煤200 湿煤160 K1 / mL/（g min1/2） 0.5 0.4 选用表6中任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该工作面预测为突出危险工作面；反之为无突出危险工作面。

在距离煤层法距10m左右对煤层指标进行测试作为危险性评价的参考指标。指标预测情况见表7。

表7 预测孔指标预测情况

序号 1# 1# α 171.2 171.2 β -40 -40 孔长/m 19 19 △h2/Pa K1 / mL/（g min1/2） 0.3 0.07 有无突出危险 有 有 备注 湿煤 干煤 170 260 注：以北东方向为0°，顺时针为正方向 5、突出危险性分析

通过上述分析可以看出，B2煤层的坚固性系数为0.39，B2煤层取样三个，瓦斯放散初速度分别为17mmHg、16.8 mmHg、17.2 mmHg，B2煤层的坚固性系数、瓦斯放散初速度超过国家规定值，煤层瓦斯含量为9.79m3/t，超过《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的8m3/t临界值。同时满足突出煤层的要求，故此处揭煤按突出煤层程序进行，采取区域性消突措施。

（三）防突措施

为保证安全揭过B2煤层，严格执行《后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层专项防突设计》及批复意见要求，采取以下措施：

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（1）、在距煤层法距10m位置向右帮拨门，与巷道中线成30°夹角，错过后一采区第二中部车场（-717m）石门2m后再按原石门方位，以11.4°施工上山40m作为石门专用抽采巷，进行打钻抽采消突。

（2）、抽采钻孔施工情况

1、在距离B2煤法距7m处开始施工抽放钻孔（2012年1月6日），至2012年2月7日，抽放钻孔施工结束，共施工钻孔180个。所有钻孔在控制范围内均匀布孔、终孔间法距不大于3m、总计抽采钻孔180个，总工程量5126.5m，钻孔参数设计见表2。

2、所有一次穿透全煤、进入煤层底板不少于0.5m、孔径91mm、封孔段长度不小于5m、封堵严密。

3、在施工抽排钻孔后，进行了3次压风扫孔，共冲出煤量为12t。 （二）抽排瓦斯量统计

根据现场实际条件，抽放钻孔在施工期间采用压风扫孔，对在2012年1月5日至2012年2月5日施工排放钻孔期间，及在2012年2月7日至2009年2月8日~14日进行三次压风扫孔，瓦斯自然排放进行统计共计41天，共排放瓦斯5323.68m3，风排瓦斯量详见见附录3。

根据瓦斯抽放设计，于2012年1月7日对抽排钻孔合茬抽放。

根据抽放系统参数测定数据资料，对每日瓦斯浓度变化情况进行了统计整理，抽放时间段为2012年1月5日至2012年2月24日，共抽放瓦斯52天。具体见附录4。其浓度变化图如图7所示。

抽采统计表6050403020100系列1数值2012-01-17 102012-01-18 132012-01-19 162012-01-20 192012-01-21 222012-01-23 002012-01-24 032012-01-25 062012-01-26 092012-01-27 122012-01-28 152012-01-29 182012-01-30 212012-02-01 002012-02-02 032012-02-03 062012-02-04 092012-02-05 122012-02-06 152012-02-07 182012-02-08 212012-02-10 00时间2012-02-11 032012-02-12 062012-02-13 09 图7 抽放系统瓦斯浓度随时间变化图

在此期间，则瓦斯抽放量为19021.2m3。 B2煤层组瓦斯抽排总量共计为24344.88m3。

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从图7中可以看出，开始合茬抽放时，瓦斯浓度较小，随着抽放时间的延长，瓦斯浓度逐渐增高至7%（除探头异常期间），然后缓慢下降，最终平稳在2%。

（四）防突措施效果及检验

控制范围内煤体瓦斯预抽率η0> 43.22%，根据揭煤设计及批复意见要求，采用煤体残余瓦斯含量Wc、残余瓦斯压力Pc对采取的防突措施进行效果检验，具体如下：

（1）在瓦斯抽排过程中采用“抽放”——“水力冲孔、压风扫孔”—— “抽放”技术。B2煤层瓦斯储量详见表6-1。

表8 B2煤瓦斯储量统计计算表

煤层 B2 厚度 /m 2.5 巷道轮廓线外/m 左12.1右12.3 煤容重 /t/m3 1.37 煤层瓦斯含量 /m3/t 9.79 煤储量 /t 5019.8 瓦斯储量 /m3 56322.2 *根据地测技术部提供资料，煤层平均倾角按照11.4°计算。

从表中可以看出排放影响范围内，B2煤储量为5019.8t，瓦斯储量为56322.2m3。 （2）抽排率计算

抽排率统计分析见表6-2。

表9 抽排率计算表

煤层 B2 煤总储量/t 瓦斯总储量/m3 抽排量/m3 抽排率/% 43.22 5019.8 56322.2 24344.68 （3）残余瓦斯含量

根据抽排率，算出的揭煤处中组煤层残余瓦斯含量见表6-3。

表10 残余瓦斯含量计算

煤层 B2 煤层瓦斯含量 /m/t 9.79 3排放率/% 43.22 残余瓦斯含量/ m/t 6.37 3分析上述各表，经过长时间的排放，残余瓦斯含量已经低于《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的8m3/t以下。

（4）、残余瓦斯压力

在煤层法距7m处进行区域预抽煤层瓦斯钻孔施工，钻孔施工结束后，三次压风扫孔、水力冲孔。于2012年2月15日对预抽区域进行区域检验，测定钻孔钻屑瓦斯解析指标△h2 和K1值，分别为110Pa和0.09/mL/g.min-1/2（干煤），同时进行瓦斯压力和含量测定取样，至2月25日瓦斯压力值均为0MPa具体测试情况见表11。

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表11 残余压力含量钻孔布置

序号 补1# 2# 3# 4# α 84.7 18.4 84.7 101.7 β -2 -28.5 -18. -17 孔长/m 47 22 26 28 压力值/MPa 0 0 0 0 含量m3/t 备注 未超标 未超标 未超标 未超标 从表中基本可以看出，煤体残余瓦斯压力为0MPa，低于临界值0.74MPa。 （5）、冲煤扫孔情况

经过三次压风冲煤扫孔后，共冲扫出煤量为12t，占副井抽排钻孔控制范围内煤炭储量的0.24%。

（6）、总结

经过41天的抽排，共抽排瓦斯24344.68m3，瓦斯排放率达到43.22%，残余瓦斯压力降至0MPa，相关考察指标情况总结如下表11。

表12 残余瓦斯压力考察钻孔数据统计分析

抽采规定 煤层 原始瓦 斯含量/m/t 3原始瓦斯 压力/MPa 残余瓦斯含量/m/t 3残余瓦斯 瓦斯含量压力/MPa /m3/t /MPa 0.74 规定（湿煤） △h2 /Pa 200 K1 /mL/g.min-1/2 0.5 瓦斯压力 是否 达到要求 B2 煤层 9.79 1.7 6.37 效检指标（max） △h2 /Pa 110 0 8 是 预测指标（max） K1 /Pa /mL/g.min-1/2 0.07 是否 达到要求 K1 /mL/g.min-1/2 0.09 B2 260 是 备注：表中数据统计至2月25日

从表中可以看出，经过长时间的抽排，瓦斯抽放率、残余瓦斯含量、残余瓦斯压力及钻屑解析指标均降至临界值以下。

（7）、结论

根据以上参数分析，结合现场实际情况可以得出以下结论：

1、根据区域防突措施钻孔反演图，确定抽放钻孔均匀布置，能够均匀的抽放控制范围内的煤层瓦斯。

2、预抽B2煤层瓦斯范围的残余瓦斯压力已经降低至0MPa，残余瓦斯含量为6.37m3/t，低于

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《防治煤与瓦斯突出规定》与《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的临界值（0.74MPa）和8 m3/t。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》和《安徽省煤矿瓦斯治理和综合利用办法》皖政办【2011】62号的相关规定，上述指标可以判定抽采钻孔有效控制范围内已具备揭露B2煤层条件。

（五）工作面验证

工作面距B2煤层法距2m前，采用钻屑指标法进行工作面验证。钻孔为3个，其中有1个钻孔控制到揭煤处巷道轮廓线外5m。

验证指标△h2＜/Pa 200，K1＜0. 5ml/ (g.min1/2)，且验证钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象，方可进尺，否则必须补充局部防突措施。

三、安全防护及技术管理措施

（一）通风、抽采、供电及监控系统 1、通风系统 1）风量计算

①按工作面同时工作最多人数计算： Q1=4N=4×12=48m3/min Q1---- 风量，m3/min

N ---- 工作面同时工作最多人数，取12 ②按瓦斯绝对涌出量计算： Q2=qk/c

Q2---- 风量，m/min

q ---- 瓦斯平均绝对涌出量，m3/min C ---- 回风瓦斯控制浓度，取0.8%

按照国家行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），掘进工作面瓦斯涌出来源包括两部份，一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯，以此来预测瓦斯涌出量。

B2煤层厚2.5m，掘进巷道净断面12.28m2，工作面推进度按照一天进尺2.5m计算，则平均掘进速度为0.00174m/min；煤层容重1.37t/m；

q=q3+q4

q3——为煤壁瓦斯涌出量，按照下式计算 q3=D·v·q0（2L0.5／1-v 0.5） D——巷道毛断面周长。D=13.751m。 v——平均掘进速度，0.00174m/min

L——巷道长度，瓦斯涌出只考虑煤层段长约为14m q0=煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min

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3

3

q0=0.26【0.0004（Vr）2+0.16】W0

Vr——挥发份，查《详查报告》为35.18%； W0——煤层原始瓦斯含量，为9.35 ml/g， 计算得：q0=0.389 m3／m2·min q3=0.08 m/min

q4——掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min q4=S·v·r(W0-Wc)

S——掘进巷道毛断面；为13.751m v——平均掘进速度，0.00174m／min r——煤的密度，为1.37t／m3； Wc——煤的残存瓦斯含量，5.15 m3／t； q4=0.14 m3/min q=q3+q4=0.22m/min

k ---- 瓦斯涌出不均衡系数， 取2； Q2=qk/c=100×0.22×2/0.8=55m/min ③按炸药消耗排烟量计算：

Q3= 7.8 [KA(S·L)2 ] 1/ 3 / T =156m3/min 其中：T──排烟时间，取30min; A──同时爆破炸药量25.35kg; L──最远通风距离150m； S──巷道掘进毛断面积13.751m； ④风量取大值：Q1＜Q2＜Q3＝Q＝156m3/min ⑤风速验算：

巷道揭过煤段施工，最低风速0.25m/s，最高风速为4m/s。 工作面最大断面Smax=13.751m2

Qmin=0.25×Smax×60=0.25×13.751×60＝207m3/min； Qmax=4×Smax×60=4×13.751×60=3301m/min； Qmin＞Q=207m/min；

故掘进工作面所需最小风量 Q掘＝207m3/min。 2）局部通风机选型

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①局部通风机工作风量计算

按照风筒百米漏风率1.5％计算，巷道过煤期间风筒最大长度为810m，则局扇需风量为： Q局＝Q掘/（1－1.5%×810/100）＝236m/min ②局部通风机工作风压计算 h全=1.1R·Q局· Q掘

R——压入式风筒总风阻，由摩擦风阻和局部风阻组成，该巷道只有两个风筒弯头，则查Φ800柔性风筒百米风阻为0.00146 N·S2／m8，考虑风向关系，局部阻力按摩擦阻力的10％计算。

R=0.00146×810÷100=0.011826 h全=636Pa

根据上述计算，后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤期间可选用二台FBD№6.3/2×30型对旋局部通风机，一备一用，两路电源供电并自动切换；设一路Φ800㎜强力胶质风筒到工作面5m以内。

表13 局部通风机参数 风机型号 FBD№6.3/2×30 功率（kw） 风压（Pa） 2×30 360～6300 风量（m/min） 260～630 33

配套风筒 Φ800mm强力胶质风筒 3）、局部通风系统:

巷道距揭煤煤层距离10m前，必须建立揭煤安全防护系统和独立的、可靠的通风系统，通风设施应牢固可靠，保证系统稳定，风量符合本设计，并对设施进行检查、维修。巷道通风路线为：

进风流：地面→副井→-800m水平井底车场→局部通风机→经风筒至后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头

回风流：后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头→后一采区第二中部车场→-800m回风上山→-800m回风上山上车场→-650m回风大巷→风井→地面

4）、通风设施

副井井底车场轻、重车线、临时变电所西侧、变电所通道西侧各安设2道正反向风门，在外水仓联络巷建一道永久密闭墙，临时水仓入口建一道调节风窗，必须使用防止风流逆流的翻板。风门设置具体位置见通风系统图。

每组正反向风门不得少于2道，风门之间的距离不得小于4m，风门墙垛用砖石混凝土砌筑，嵌入巷道周边基岩深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框和门采用坚实木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，风门转动灵活、使用正常、牢固可靠。

人员进入揭煤工作面作业时反向风门必须打开、顶牢，放炮及无人期间，反向风门必须保持关

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闭。通过风门墙垛的风筒、水沟、调节风窗等，必须设置逆向隔断装置，确保揭煤通风系统的独立性、稳定性、可靠性。

2、抽采系统

在地面抽采泵站安装2台2BE1-353型水环式真空泵，一台工作，一台备用，管路为永久抽采系统高浓度管路，规格为DN480。

地面抽采泵→地面抽采瓦斯管路→风井抽采瓦斯管路→-650m回风大巷抽采瓦斯管路→后一采区-800m回风上山抽采瓦斯管路→后一采区第二中部车场（-717m）石门抽采瓦斯管路→石门揭煤工作面抽采钻孔。

3、供电系统

（1）、供电系统（见附图）：一路来自井下临时变电所1 # 500KVA变压器，供掘进迎头及备用风机，另一路来自井下临时变电所2 # 500KVA变压器专供主风机。

（2）、井下电气设备布置（见附图）情况：后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面及其回风系统主要设备有：3台45kw的钻机、18.5 kw泥浆泵、5.5kw喷浆泵。

（3）、电气管理

①强化电器设备检修，揭煤所使用的电器设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，各种电气保护灵敏可靠。

②揭煤期间各施工单位每天必须有专职电工对迎头电器设备防爆性能检查、检修一次，相关单位必须有专职电工对回风流电器设备防爆性能检查、检修一次，杜绝电器设备失爆、失保。

③确保保护灵敏可靠。

漏电保护试验必须每天一次，并做好记录，由专人管理。 揭煤前做一次远端漏电试验，揭煤期间严禁做此试验。

揭煤期间，风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇开关自动切换必须每天试验一次，确保灵活可靠，并做好记录。

风电、瓦斯电开关停电后，必须验电、放电，确认无误后汇报矿调度所，并安排专人看管。 揭煤期间，每天必须对井上下口等所有照明综保进行试验，确保其完好，并做好记录。 ④专人看管局扇。

⑤严禁带电检修或搬迁电器设备和电缆。

⑥严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验。检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁交悬挂停电牌。

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(4)、揭煤停电步骤：

①揭煤期间，各单位固定安排2名电工跟班，熟悉此范围的供电系统电气设备和停电范围内需停电的电气设备。

②放炮前，需通知调度后停电，把撤人区域的所有电气设备停电，但保持局扇正常供风。 1)井下停电顺序：

后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面停电顺序：

由迎头低压依次向变电所高压停电，即先把工作面的动力电气设备开关（Q-1、Q-2、Q-3、Q-4、 Q-5）关闭，K-7动力分馈电开关关闭并挂牌。

2)其他掘进迎头工作面停电顺序：

由迎头低压依次向变电所高压停电，各迎头动力电气设备启动开关关闭，控制迎头分馈电开关（K-2，K-4、K-6）关闭并挂牌。

送电顺序相反。

(5)、馈电开关整定计算如下：

动力电缆使用MY50平方电缆，载流量为180A，迎头总负荷为159kw；。能满足施工要求。 5.1、后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面： 5.1.1、控迎头馈电开关（k-7） 电缆换算长度：

LH=800×0.73+(20+20+20)×1 =644米 最远端二相短路值：查表Id2=1120A 馈电开关整定值：

Iz=45×1.15*6+(45+45+18.5+5.5)*1.15=441A 校验：Id/Iz=1120/441=2.5≥1.5 合格

馈电开关过载整定值： （45+45+45+18.5+5.5）×1.15=183A 取Ie=183A<200A 合格 ⅱ、馈电开关（k-5） 电缆换算长度： LH=80×1.37=110米

最远端二相短路值：查表Id3=4752A 馈电开关整定值：Iz=30×2×1.15×6=414A 校验：Id/Iz=4752/414=11.5≥1.5 合格

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馈电开关过载整定值：（30+30）×1.15=69A 取Ie=69A<200A 合格 ②局专馈电开关 ⅰ、局专馈电开关(k-3)

电缆换算长度：LH=10×0.53+80×1.37=115米 最远端二相短路值：查表Id11=4632A 馈电开关整定值：Iz==30×2×1.15×6=414A 校验：Id/Iz=4632/414=11.2≥1.5 合格 馈电开关过载整定值：（30+30）×1.15=69A 取Ie=69A<200A 合格 4、监控系统

（1）监控中心应完善监测系统，在距迎头3～5m处安装瓦斯监测探头T1高低浓度传感器，且使T1≥0.8%时能自动切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备电源；在后一采区第二中部车场（-717m）石门与-800m回风上山交汇点以里10m～15m位置安设探头T2高低浓度传感器，且使T2≥0.8%时能自动切断掘进巷道内及回风流中全部非本质安全型电气设备电源。

（2）复电方式：T1、T2<0.8%以下时方可人工复电。

（3）《煤矿安全规程》第149条规定的人员，下井时必须佩带便携式瓦斯报警仪；工作面迎头必须悬挂瓦斯便携仪，并要做到灵敏可靠。

（4）每小班设1名专职瓦检员，对巷中瓦斯情况进行测定并负责检查各瓦斯探头和开关附近瓦斯情况，恢复送电前对开关附近瓦斯情况进行检测。若有异常情况，及时汇报调度所。

表15 瓦斯传感器断电范围 瓦斯传感器 报警点 断电点 复电点 断 电 范 围 揭煤巷道及其回风系统内全部非本质安全型电气设备（含电缆）。 揭煤巷道及其回风系统内全部非本质安全型电气设备（含电缆）。 说明：复电方式为人工复电

（二）安全设施

（1）爆破喷雾：后一采区第二中部车场（-717m）石门迎头往后10～15m范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾1道， 迎头往后50m范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾2道。掘进工

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T1 ≥0.8%CH4 ≥0.8%CH4 ＜0.8%CH4 T2 ≥0.8%CH4 ≥0.8%CH4 ＜0.8%CH4

作面30m范围内炮前、炮后、出矸（煤）期间必须洒水灭尘。

（2）隔爆水袋：在距后一采区第二中部车场（-717m）石门迎头60~200m范围内设置一组隔爆水袋，其容量保证每平方米巷道断面不少于200L水量，并安排专人维护管理。

（3）压风自救装置：在距工作面25～40m的巷道内安设一组可供10～15人使用压风自救装置，与压缩空气管路可靠连接，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m/min，且保证供风正常。

（4）所有进入揭煤区域施工人员，必须佩戴隔离式（化学氧/压缩氧）自救器，并会熟练使用。 （5）揭煤采区范围的所有工作人员都必须接受防突知识培训，熟悉突出预兆，避灾路线等。 （6）揭煤前，在-800m南辅助运输大巷建造一个避难硐室，避难硐室容纳人员至少能满足后一采区所有当班出勤人数的1.5倍，其规格要符合《煤矿井下紧急避险系统建设暂行规定》的标准要求。

（7）现场施工图牌板必须标注清楚放炮位置、警戒位置、避难硐室位置及避灾路线等。 （8）避难硐室要求

1、避难所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0.5m2。避难所内支护保持良好，并设有与矿(井)调度室直通的电话；

2、避难所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0.3m3/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；

3、避难所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。 （三）巷道支护

1、加强后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤巷道顶板管理，进入揭煤程序施工段巷道要采取架U型棚支护，并紧跟迎头，对揭露煤体及时喷浆加固。

3、进入距煤层顶板最小法距2米至距煤层底板2.0m范围，采用撞楔进行超前支护，保证过煤段顶板完整，防止出现抽冒顶现象，造成瓦斯事故。

3、后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤段采用29U型钢棚支护时，净宽×净高=4000×3500mm，棚距500mm，背帮用水泥背板。 （四）、远距离放炮

1、揭煤范围（-717m）石门（导1点向前14.7m~116.7m）段位揭煤范围，揭煤长度102m。 2、实施远距离放炮范围: 后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面距离B2煤顶板最小法距2m开始，直至穿过B2煤层进入B2煤层底板最小法距2m止。（导1点向前52.5m~116.5m段）

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2、放炮选用MFB－500型矿用发爆器起爆。

3、爆破采用Ⅲ级煤矿许用水胶炸药，规格Φ35×200mm；起爆采用毫秒延期电雷管，1～5段，总延期时间不超过130ms，不允许隔段使用。

4、揭煤放炮前，所有的雷管脚线与脚线、脚线与放炮母线、放炮母线与母线的连接处必须使用高压胶布包裹，不得出现裸露和破皮现象。

5、揭煤炮眼按照炮眼布置图的要求施工，炮眼装药严格按照爆破图表进行，掘进循环进尺为1.0m。装药时，底部两排炮眼加装彩带，便于验炮检查，其他不装药的钻孔必须用炮泥填实或者充填深度不小于炮眼深度1.5倍。

6、放炮基地设在-800m水平井底车场南绕道两道风门进风侧，距迎头约810m处（具体位置见通风系统图），同时兼作救护基地。

7、撤人范围：本次揭煤所影响到的正反向风门以里的所有地点，即：后一采区第二中部车场（-717m）石门、-800m外水仓、-800m炸药库回风上山、-800m内水仓、后一采区-800m回风上山下车场、后一采区-800m回风上山、后一采区-800m轨道上山及各个片口、后一采区第三中部车场（-757m）石门、后一采区-800m回风上山上车场及绞车房、-650m回风大巷及风井井底等处。

8、警戒位置：①-800m水平井底车场南绕道正反向风门进风侧

②-800m水平井底车场北绕道正反向风门进风侧 ③-800m临时水仓正反向风门进风侧

④-800m水平中央变电所通道正反向风门进风侧

远距离放炮前，由现场施工单位负责人安排专人把撤人范围内的所有人员撤到警戒区域以外，并在警戒点严格执行“人、牌、网”三警戒的制度，揭示警标，严禁人员进入（具体位置见通风系统图）。

9、停电范围：远距离放炮停电范围为警戒撤人区域内的所有非本质安全型电气设备电源，掘进工作面要保持正常供风。

10、后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面揭煤期间严禁使用风镐落煤、耙矸机出货。

11、实施远距离放炮揭煤，必须有揭煤领导小组组长或副组长带队，现场落实专人检查相关系统、设施、设备是否完好，停电、撤人、警戒等是否落实到位，确保远距离放炮工作顺利进行。

12、严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、 “三人联锁放炮”制。装药前后要认真检查瓦斯情况，装药联线工作完毕后，确认停电撤人，警戒全部落实到位，经揭煤小组组长同意并向矿调度汇报，在得到调度室通知后，方可进行远距离放炮。

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13、炮后30分钟、待炮烟吹散，并根据监控终端显示工作面及回风流瓦斯浓度小于规定值后，方可由救护队人员进入揭煤工作面进行检查，并将检查情况及时汇报现场揭煤带队负责人，在确认工作面安全后，再由揭煤领导小组成员及验炮人员进入工作面检查、验炮，确认一切正常后，揭煤带队负责人通知矿调度室，并安排现场人员撤除警戒、恢复送电等工作。人员进入工作面时必须把反向风门打开。

（五）、其他管理措施、规定

1）揭煤期间，安设专职测气员，随时检查巷道及炮眼内的瓦斯涌出量、打眼时有无异常现象等。工作面迎头要按规定悬挂便携仪。如遇有异常情况严禁装药、放炮并及时汇报，采取相应措施。

2）瓦斯检查要重点检查通风死角，对巷道内易产生局部瓦斯积聚地点，如U型棚腿窝、肩窝、巷道顶部等应仔细检查，防止漏检。

3）在揭煤期间安设固定的放炮员，对违反本措施及有关规定的，放炮员有权拒绝装药放炮。 4）炮眼严格按照炮眼布置图要求施工，不装药的孔（如抽采孔、前探孔等）必须用炮泥填实或者充填深度不小于炮眼深度1.5倍。

5）装药前后要认真检查瓦斯情况，装药联线工作完毕后，确认停电撤人，警戒全部落实到位，经揭煤小组组长同意并向矿调度汇报同意后，方可在指定放炮地点进行远距离放炮。

6）炸药要严格检查和挑选，确保质量，不得使用过期或变质的炸药。

7）不同厂家或不同批次的雷管不允许同时使用，使用前应严格进行导通实验。

8）联线必须由放炮员亲自操作，联线后必须由放炮员检查确认无误后，才能与母线接线。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。

9）联线时，要保持接线清洁，确认无误后，才能与母线连接，并将接头处用绝缘胶布包好并悬空。

10）严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、 “三人联锁放炮制”及“人、牌、网”三警戒制度。只有检测迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8％时，才能装药、放炮。

11）放炮前、后，迎头20m范围内必须洒水，底部炮眼必须按要求敷设彩带标志。

12）每次远距离放炮必须有项目部副总以上领导带队、跟班，负责安排专人检查通风系统设施是否完好、布置警戒、停电撤人及放炮等工作。

13）放炮员只有接到揭煤领导小组成员的放炮命令后，方可发出放炮信号，至少再等5秒，才能起爆，爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。

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14）放炮30分钟以后，先由揭煤领导小组成员、测气员、放炮员及跟班队长共同进入迎头验炮并检查瓦斯及顶板管理等情况，经确认无异常后， 撤除警戒、送电，其他人员方可进入迎头正常作业。

15）加强放炮管理，放炮母线不得有明接头。处理瞎炮、拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员现场交接清楚。

16）揭煤期间严禁无计划停风。

17）放炮时、出煤（矸）、喷浆时必须开启喷雾，严禁煤（岩）尘飞扬。

18）必须采取湿式打眼，迎头施工人员工作期间应佩戴防尘口罩，做好个人防护。 19）所有电器设备必须经检验合格后方准使用，杜绝失爆、失保现象。

20）强化电器设备检修，揭煤所使用的电器设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，各种电气保护灵敏可靠。

21）揭煤期间各施工单位每天必须有专责电工对迎头电器设备防爆性能检查、检修一次，相关单位必须有专责电工对回风流电器设备防爆性能检查、检修一次，杜绝电器设备失爆。

22）确保保护灵敏可靠。漏电保护试验必须每天一次，并做好记录，由专人管理。 23）揭煤前做一次远端漏电试验，揭煤期间严禁做此试验。

24）揭煤期间，风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇开关自动切换必须每天试验一次，确保灵活可靠，并做好记录。风电、瓦斯电开关停电后，必须验电、放电，确认无误后汇报矿调度所并专人看管。

25）揭煤期间，每天必须对照明综保进行试验，确保其完好，并做好记录。 26) 局扇由专职局扇司机看管。

27) 严禁带电检修或搬迁电器设备和电缆。

28）严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验；检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁并悬挂停电牌。

29）加强巷道顶板管理，永久支护紧跟迎头，加强揭煤段巷道支护，若顶板破碎必须采取超前撞楔等支护，对冒顶段必须及时用不燃性材料填实，并进行喷注。

30）接班后首先检查上班工程质量和顶板支护情况，将上班存在的工程质量问题及未处理完的安全隐患处理完后方可再向前施工。

31）认真执行“敲帮问顶”制度，在掘进工作面施工必须全程注意观察顶板和认真敲帮问顶，

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特别是在放炮前、放炮后、架棚前应敲击顶板，根据声音判断顶板情况，人员站在支护好的顶板下,用长柄工具及时找掉顶帮的活矸碎石，确认安全后，方可开始其它作业。

32）必须正确使用超前临时支护，严禁空顶作业。

33）放炮前必须加固迎头10米范围内的支护。如崩倒崩坏棚子应由外向里逐棚修复，修复加固好后，方可进入迎头施工。

34）当顶板破碎时，实行短掘短架，浅打眼，少装药，以放松动炮为主。严格执行一掘一架措施，每循环进尺0.6m，最大控顶距0.9m；并采用超前撞楔临时支护，超前撞楔应均匀布置至巷道肩窝处。

35）揭煤期间，施工单位安排副经理以上人员在现场跟班，加强在工作面跟班全面指挥，交接班要有详细记录，遇到变化立即报告调度所。

36）揭煤期间，石门专用抽采巷内的抽采钻孔，在未揭穿之前要保证连续抽采。 37）及时对揭煤段前后30m范围内采取喷注浆措施。

38）当巷道过煤层期间进行连续验证，当验证无突出危险，方可施工。

39）其他未尽事宜严格按照《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》、《后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层专项防突设计》及揭煤批复意见执行。 （五）、避灾

1、避灾路线

（1）避火、瓦斯灾害路线：后一采区第二中部车场（-717m）石门工作面迎头→后一采区第二中部车场→-800m水平后一采区回风上山（往下）→-800m水平南辅助运输大巷→-800m水平井底车场→副井→地面。

（2）避水路线：后一采区第二中部车场（-717m）石门工作面迎头→后一采区第二中部车场→-800m水平后一采区回风上山（往上）→-650m水平回风大巷→风井→地面。

2、入井人员必须佩戴自救器和矿灯，自救器要能熟练使用，熟悉突出预兆。

3、揭煤前，所有参与揭煤人员，特别是施工单位作业人必须进行防突知识培训，经考试合格后方可参与揭煤工作。特殊工种必须持证上岗，严禁脱岗、串岗。

4、揭煤过程中，发现突出征兆，作业人员必须立即停止工作，切断电源，所有人员撤至安全地点，并向矿调度室汇报。

5、突出预兆

（1）地压显现方面的预兆：煤炮声、支架响声、煤岩开裂、突然掉碴底鼓、煤岩自行剥落、

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煤壁颤动、顶钻、夹钻杆等。

（2）瓦斯涌出方面的预兆：瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等。

（3）煤层结构与构造方面的预兆：断层、剧烈褶曲、火成岩侵入、层理紊乱、煤强度松软或不均匀、煤暗淡无光泽、煤厚突然增大、挤压褶曲、波状隆起、煤体干燥、顶底板阶梯凸起煤层赋存条件急剧变化等。

四、组织管理

（一）、成立以矿长为首、有关部门组成的揭煤领导小组，负责揭煤全面工作 ?组 长：王振

?副组长：曹国华 孔令平 韩廷亮 徐 伟 朱立明

?组 员：顾国彦 公 军 李延辉 杜荣秋 王仲强 王国强 杨志兵

孟宪臣 侯昌军 孙 峰 王宪忠 张业水 贾 军 肖继岭 付成道 王义勇

1、揭煤前，组长因事外出，由第一副组长担任揭煤领导小组组长，负责揭煤全面工作；组长、第一副组长因事外出，由第二副组长担任揭煤领导小组组长，负责揭煤全面工作，以此类推。

2、揭煤前要由矿长组织有关部门人员对现场进行全面检查，落实各项工作准备情况。 3、揭煤期间配置专职瓦检员、放炮员、局扇司机、专职电工及警戒人员，并要求人员相对稳定，瓦检员、放炮员、局扇司机、专职电工要实行现场交接班制度。

4、警戒位置、放炮位置悬挂固定的警戒位置牌和放炮位置牌。

5、每次揭煤远距离放炮的带队领导为当次放炮第一责任者，负责安排落实通风、警戒、撤人、停电等安全工作。

6、参加揭煤相关单位必须认真贯彻揭煤设计及措施，所有参与揭煤施工人员必须熟知内容。 （二）部门岗位职责

1、华新矿建项目部：严格按照规程、措施的要求施工，负责工作面的各种安全防护设施的安装、电气管理与维护等工作；在放炮前，负责警戒撤人。负责工作面的放炮工作；放炮前后工作面的洒水灭尘工作。建立稳定、可靠的通风系统，确保工作面供风量符合规程要求；加强工作面的防尘、防灭火工作。

2、通防技术部：突出危险性参数指标的收集管理工作。通防工区：负责工作面的日常瓦斯管理工作，负责施工各类钻孔，施工时要有详细的钻孔参数记录并绘制成表报有关部门，负责突出危险性预测预报和效果检验等工作。

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3、生产技术部：负责对规程、措施的执行情况进行监督检查，及时掌握现场情况。 4、地测科：及时收集和掌握工作面地质变化情况，及时分析，对工作面前方的地质构造情况及时预报，并负责绘制成图报有关部门和领导。

5、安监处：负责本防突设计实施的督促检查工作。

6、机电运输部：落实工作面及回风流中的电器设备管理，杜绝电器失保、失爆，落实工作面的风、水、电。供电系统发生变化时，要及时提供新的供电系统图。

7、监控中心：负责工作面的日常瓦斯监控工作，监控机房负责在放炮前切断工作面及回风流中的电器设备的电源。

9、机电运输项目部：在工作面安装与调度室的直通电话、在揭煤放炮站安设与调度室的直通电话，确保通讯的畅通。

五、相关图纸

（一）通风系统图（1：1000）含：通风系统、避灾路线 （二）供电系统示意图

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附图15

炮眼布置图、爆破图表及爆破说明书 （一）、爆破器材选型

1.雷管：煤矿许用毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不得超过130毫秒。 2.炸药：煤矿许用三级安全型水胶炸药。 3.起爆器：MFB－500型。 （二）、炮眼布置图

全煤爆破炮眼布置图

45466504447242543260232274822132212371114283821290283605106153934205730354091934163134006410000426188133173242495051525354555657500444020034209341643104100040133192173223518842171°15060160727612002666075951504440

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0045464052547051213005602833663400520064957810°0212001400

全煤爆破图表：

炮眼 炮炮眼编号 名称 （m） 平 1-4 掏槽 1.4 辅助5-17 眼 18-32 33-41.2 2 43-48 49-5底眼 1.2 7 合计 90 75 1.5 0.45 封满 5 1/8.75kg 13.4.05 Ⅴ 周边Ⅳ 眼 1.2 90 90 0.5 0.15 1 封满 3 0.9 90 80 1 0.3 1 封满 10 3 辅助1.2 眼 90 90 1 0.3 1 封满 15 4.5 Ⅲ 毫 秒 延 串 期 联 电 雷 管 1.2 90 90 1 0.3 1 封满 13 3.9 Ⅱ 71 直 90 2 深度 水垂卷数 kg 0.6 1 封满 重量泥 数 8 2.4 Ⅰ 眼角度（o） 药量（kg） 泡量 卷重量 型 式 顺序 类方每眼装 水封泥合计装药量 爆破管接雷联 - 28 -

全岩段炮眼布置图1：50 单位：mm全岩爆破炮眼布置

444241403938085°46474849282950512566724232225132627135651214373635343505021112019105378642175859420030165354555364231331856579°1200140034331004501918679109271370421200271°16176793132450565710042001200140035201156153055200606162566281400324004004171552360078450434445

全岩爆破说明书

炮眼名称炮眼角度炮眼(深度米)水 平垂 直每眼装药量卷 数重量(Kg)封 泥水 炮 泥(节)量(m)封满封满封满封满封满合计装药量(Kg)卷 数重 量爆 破顺 序Ⅰ毫ⅡⅢⅤⅣ秒延期雷管串雷 管类 型联 线方 式编 号1~6掏槽眼1.41.21.21.21.270°90°90°87°90°90°90°90°90°81°21.51.511.50.60.450.450.30.45111111213.522.52310.53.64.956.756.93.157~17辅助眼18~32辅助眼33~55周边眼56~62底 眼联合计25.35Kg - 29 -

第二中部车场（-717m）石门掘进巷道支护断面图 ⑴锚网喷支护巷道断面图

直径×长度=22×2200mm高强锚杆 间排距800×800mm风筒缆线瓦斯管36002300220018002000100风水管1600800水沟300×200100400010042001003700

⑵架U型棚支护巷道断面图

背板钢筋网风筒U型棚搭接400mm缆线2000230022001800风水管1600800水沟300×200220400022020036003820瓦斯管220

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第二中部车场（-717m）石门掘进巷道支护断面图 ⑴锚网喷支护巷道断面图

直径×长度=22×2200mm高强锚杆 间排距800×800mm风筒缆线瓦斯管36002300220018002000100风水管1600800水沟300×200100400010042001003700

⑵架U型棚支护巷道断面图

背板钢筋网风筒U型棚搭接400mm缆线2000230022001800风水管1600800水沟300×200220400022020036003820瓦斯管220

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