运顺沿中煤掘进专项防突设计方案.docx

运顺沿中煤掘进专项防突设计方案.docx

《运顺沿中煤掘进专项防突设计方案.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《运顺沿中煤掘进专项防突设计方案.docx（30页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。

运顺沿中煤掘进专项防突设计方案

目录

第一章简况3

一、概述3

1、掘进目的及巷道用途3

2、巷道设计长度3

3、16中01运顺布置图3

4、掘进工艺3

二、瓦斯地质情况3

1、煤层瓦斯情况3

2、工作面预计瓦斯涌出量4

3、煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性情况5

4、16中01运顺顶底板岩性特征5

5、褶皱5

6、断层、陷落柱、溶洞5

第二章安全系统6

一、通风系统6

二、抽放系统6

三、监控系统7

四、区域供电管理7

第三章区域综合防突措施9

一、区域突出危险性预测9

二、区域防突措施9

三、区域防突措施的效果检验9

第四章局部综合防突措施11

一、工作面突出危险性预测<循环预测）工序流程图11

二、工作面预测<区域验证）11

三、工作面防突措施12

四、工作面防突措施效果检验13

五、安全防护措施13

1、压风自救13

2、防突风门13

3、个人安全防护14

4、工作面避难所14

5、远距离爆破15

第五章组织管理措施17

第六章防突日常技术管理21

一、防突考察注意事项21

二、放炮期间安全注意事项21

三、浅孔抽放钻孔施工注意事项22

四、其他注意事项23

第七章突出预案25

第七章设计图纸26

16中01运顺沿6中煤掘进专项防突设计

第一章简况

一、概述

16中01运顺顺槽于2009年3月揭露6中煤，巷道沿6中煤顶班掘进，根据中国矿业大学提交的《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，6中煤属于突出危险性煤层。

根据《防突细则》要求，编制了《16中01运顺顺槽沿6中煤掘进瓦斯治理方案》。

2009年8月，根据《防治煤与瓦斯突出规定》要求，编制了《16中01运顺顺槽沿6中煤掘进专项防突设计》，现已沿煤层掘进近500M。

2018年4月6日，因矿井安全设施验收需要，对16中01运顺进行了密闭。

现根据矿井生产计划接续要求，将对16中01运顺密闭进行启封，现根据《防治煤与瓦斯突出规定》第六十二条之规定，防止煤与瓦斯突出事故发生确保矿井安全顺利生产，贯彻“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”的原则。

结合本矿井实际情况，对本专项设计进行修改完善。

1、掘进目的及巷道用途

掘进目的是为形成16中01工作面生产系统及通风系统。

巷道用途是满足16中01采煤工作面的通风、行人、运输、敷设管路的需要。

2、巷道设计长度

巷道设计长度：

16中01运顺，从一号溜煤眼中心往风井8M处至16中01运顺与16中01运顺切眼贯通点，设计长度1096m。

3、16中01运顺布置图

<详见16中01运顺施工平面图）

4、掘进工艺

采用远距离爆破方式掘进。

二、瓦斯地质情况

1、煤层瓦斯情况

6中煤层：

平均厚2.4m，黑色，粉粒状为主，次为块状，以亮煤为主，夹镜煤、暗煤，玻璃光泽，条带状结构，参差状断口，内生裂隙发育夹石泥岩或炭质泥岩；6中煤顶班为0.7～1m厚的泥质粉砂岩，深灰色，薄～中厚层状，微波状层理，间夹灰色片状泥岩。

直接底为泥岩，厚1～1.2m左右，灰色，片状，质软易碎，产植物片化石。

根据中国矿业大学2009年提交的《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》的鉴定结果可知：

6中煤层破坏类型为Ⅲ类构造煤；瓦斯压力为0.96MPa,大于0.74MPa；煤层坚固性系数为0.468，小于0.5；瓦斯放散初速度为11.228mmHg，大于10mmHg。

6中的破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》中的单项临界指标临界值。

因此，6中煤层有突出危险性，6中煤层为突出煤层。

根据中国矿业大学2009年提交的《贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区煤层瓦斯参数测试及分析》的研究报告可知：

，6中煤层瓦斯含量为12.1075m3/t，煤层透气性系数为0.1464m2/（MPa2.d>。

2、工作面预计瓦斯涌出量

工作面瓦斯涌出量q=qm+qL

qm—掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min。

qL—落煤瓦斯涌出量，m3/min。

qm=n×m×V×qv×（2

-1>

qL=s×V×γ（Wh-WC>

n—暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；

m—煤层厚度,m。

取值2.4m

V—平均掘进速度，m/min,取值0.00115m/min

qv—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2×min

qv=0.026｛0.0004（Vt>2+0.16｝×Wh

Vt—煤的挥发分，%，取值6.69%。

Wh—煤层瓦斯含量，m3/t。

取值12.1075m3/t

L0—巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，取值150m；

s—掘进端头见煤面积，m3。

取值12.04m3

γ—煤的容重，t/m3。

取值1.53t/m3

Wc—煤层残存瓦斯量，m3/t，区域效果检验最大值5.8m3/t

qv=0.026｛0.0004（6.69>2+0.16｝×12.1075=0.056

qm=2×2.4×0.00115×0.056×（2×

-1>=0.60m3/min

qL=12.04×0.00115×1.53×（12.1075-5.8>=0.13m3/min

工作面瓦斯涌出量q=0.60+0.13=0.73m3/min

3、煤层自燃发火倾向性、煤尘爆炸危险性情况

6中煤煤层的自燃倾向性等级为Ⅲ类，属不易自燃煤层。

6中煤煤层的无煤尘爆炸性。

4、16中01运顺顶底板岩性特征

岩层顶、底板岩性特征表

顶底板名称

岩石名称

厚度

岩性特征

老顶

细砂岩

粉砂岩

泥质粉砂岩

8.39～10.27

9.26

浅灰色，薄～中厚层状，波状及水平层理，钙质胶结。

局部含有6上煤。

直接顶

泥质

粉砂岩

2～2.48

2.2

深灰泥质粉砂岩为主，中厚层状，挤压擦痕现象明显，擦痕面见钙质结核，多为钙质胶结。

伪顶

炭质泥岩

0～0.10

0.05

深灰色，质软，同煤层结合较紧密。

直接底

泥岩

0.99～1.57

1.26

灰色，片状，遇水膨胀，含星点状黄铁矿结核，产植物根化石。

老底

细砂岩

粉砂岩

1.35～3.84

2.44

上部以细砂岩为主，灰色，块状结构，中间局部发育有0.5～0.8的W24煤。

中、下部主要为粉砂岩为主，局部含有泥质粉砂岩和粉砂质泥岩，灰黑色，节理发育，破碎。

5、褶皱

巷道在白瓦厂背翼部施工，并将穿过白瓦厂背斜轴部施工。

受白瓦厂背斜的影响，在施工过程中煤、岩层较破碎、节理较发育，顶板压力大，隐伏构造多，存有瓦斯及水涌出的可能。

6、断层、陷落柱、溶洞

该采区内无岩溶陷落柱现象，无火成岩侵入现象，岩层裂隙很发育。

第二章安全系统

一、通风系统

本矿井采用抽出式通风，矿井初期通风系统为中央并列式通风，目前矿井安装两台BDK618Ⅱ-12-№31的主要通风机，电机功率分别为2×160KW，其中一台使用，一台备用。

副平硐主进风，主平硐辅助进风，回风平硐回风，矿井总进风量约9650m3/min，总排风量约10090m3/min。

16中01运顺局扇安设在一中车场与副平硐岔口处，采用局扇压入式通风，局扇为2×45KW供风，型号为FBD.NO.7.5/2×45,并安装了双风机双电源自动切换装置，采用抗静电、阻燃的“双抗”柔性胶质风筒向工作面供风，风筒直径φ800mm,迎头供风量不少于450m3/min，局扇安装后实现“三专两闭锁”和“双风机、双电源”并自动切换，能够满足掘进期间供风要求。

<附16中01运顺局部通风系统图）

新风：

地面→副平硐大巷→局扇→风筒→掘进工作面。

回风：

掘进工作面→16中01运顺→16中01运顺回风道→风平硐→地面。

二、抽放系统

矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套为低负压抽放系统，共配用两台2BEC67-1BG3-280瓦斯抽放泵，其电机功率为500KW，其额定抽放流量为405m3/min；一套为高负压抽放系统，其每台瓦斯抽放泵的额定抽放流量为302m3/min，共配用两台2BEC62-1BG3-290瓦斯抽放泵，其电机功率分别为400KW。

回风井筒布置瓦斯主管路，低负压抽放管路采用DN600、高负压管路采用DN400，工作面顺槽及底抽巷布置瓦斯支管，分别采用DN219、DN315抽放管。

矿井现运行4#低负压抽放泵和2#高负压抽放泵，其中4#低负压抽放泵主要抽放16中03运顺及底抽巷、16中03轨顺采面上隅角、1601运顺、1604运顺，抽放负压36KPa,压差1700～2000Pa，抽放浓度14%左右，抽放纯量21.4m3/min；2#高负压抽放泵主要抽放16中05轨顺及底抽巷、16中06轨底、16中07轨底、16中03轨顺及底抽巷、16中04轨顺及底抽巷，抽放负压46KPa,压差1600～1900Pa，抽放浓度14%左右，抽放纯量15.9m3/min。

1、16中01运顺抽采管路的选择

抽采管管径采用下式计算：

D=0.1457（Q混总/V>1/2

式中：

Q混总—抽放总混合流量，m3/min；

D—抽放管直径，m；

V—管路内的瓦斯流速，取15m/s。

16中01运顺抽采管路：

抽采瓦斯按浓度30％，瓦斯纯量3.1m3/min，则Q=10.33m3/min；

计算得D=0.121m；取D=219mm。

16中01运顺分别采用DN219抽采管与DN400抽采主干管相连，构成掘进期间主抽采系统，以备迎头及采面顺层钻孔抽采。

2、16中01运顺抽采钻孔内密封的抽放管<采用Φ50mmPE管）和埋吸管连接，用铁丝将埋吸管和抽放管扎牢后，通过DN40球阀与多通管连接，再连接到抽放支管。

多通管为外径DN108mm的钢管，在每个钻场支管与抽放支管连接处设瓦斯流量计及放水器。

三、监控系统

矿井安装了国内较先进的KJ90NB煤矿安全监控系统，分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵的开停状态，16中01运顺掘进工作面及其回风流中的瓦斯浓度、温度一氧化碳，断电、馈电、1#行人通道、一种车场正向风门关闭、16中01运顺局扇开停等进行实时监控。

1、16中01运顺甲烷传感器安设及控制范围：

<1）T1瓦斯传感器安设在16中01运顺内距工作面煤壁≤5m处，监测工作面风流中的瓦斯浓度，当T1≥0.8%时报警，当T1≥1.5%时切断16中01运输顺槽巷道内所有非本质安全型动力电源，当T1<0.8%时复电；

<2）T2瓦斯传感器安设在16中01运输顺槽与1#行人通道交叉口以里10～15m处，监测工作面回风流中的瓦斯浓度，当T2≥0.8%时报警，切断工作面及进回风巷道内所有非本质安全型动力电源，当T2<0.8%时复电。

2、16中01运顺CO安设及控制范围：

<1）一氧化碳传感器与T2瓦斯传感器安装的位置相同，监测工作面回风流中的一氧化碳浓度，一氧化碳浓度大于等于24PPm时报警产生时报警。

<2）采用压风排渣工艺施工抽放钻孔地点，下风侧15M处增设CO传感器。

3、在供风的局部通风机安装了风机开停传感器，用于监测风机开停状态；在工作面的动力电源开关上安设了风电、瓦斯电闭锁装置。

四、区域供电管理

矿井工业场地建35/10kV变电所，安装一台4000kVA主变和一台6300kVA主变。

一回35kV电源引自新铺110/35/10kV变电站，供电线路长约1.5km，导线选用LGJ-70mm2钢芯铝绞线，导线载流量为222A。

该线路承担全矿7MW<后期负荷、工作电流为120A）负荷的线路电压降约为0.6%Ue。

另一回35kV电源引自六龙110/35/10kV变电站，线路长约19km，导线选用LGJ-185mm2钢芯铝绞线。

该线路承担全矿7MW<后期负荷）负荷的线路电压降约为4%Ue。

16中01运顺局扇专用电源来自井下采区变电所的风机专用电源引出；另一路电源引至井下七号联络巷变电所，确保风电闭锁切断该迎头电源后，自动切换风机另一路电源，迎头正常通风。

16中01运顺供电系统：

井下采区变电所→副平硐→一中车场→16中01运顺→迎头

第三章区域综合防突措施

一、区域突出危险性预测

由于矿井一采区6中煤煤层经鉴定为突出煤层，因此不再进行区域预测，该区域6中煤煤层按突出危险区管理，直接采取区域预抽措施进行消突。

二、区域防突措施

根据《防治煤与瓦斯突出规定》相关要求及贵州大学2018年提交的《小屯矿井一采区煤巷安全掘进技术研究报告》，16中01运顺采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施，钻孔布置按照《防突规定》第49条要求进行设计，钻孔间距为5m，钻孔控制范围为巷道两侧轮廓线外各15m<沿层面距离）<详见：

16中01运顺钻孔设计）。

施工16中01运顺抽放钻孔时，抽采工区严格按照钻孔设计进行施工，根据见煤、岩情况及时调整钻孔施工参数，区域防突措施实施完毕后，通防部根据抽放钻孔实际施工情况进行了具体分析，确保了钻孔施工质量符合设计、预抽钻孔的控制范围均达到设计要求，钻孔施工符合均匀分布的原则等。

三、区域防突措施的效果检验

掘进施工，由通防部组织对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行效果检验，经效检区域措施有效后施工单位方能打眼放炮施工。

效检指标

瓦斯压力P

瓦斯含量Q

突出倾向

单位

（m3/t>

临界值

P＜0.74

Q＜8

无突出危险

P≥0.74

Q≥8

有突出危险

进行区域效检时严格按下列要求进行，区域效检采用煤层残余瓦斯含量Q和残余瓦斯压力P作为检验指标，其指标临界值如下：

1、检验方法：

通防部根据16中01运顺工作面抽放钻孔竣工图，分析瓦斯抽放钻孔的控制范围、瓦斯抽采钻孔间距、瓦斯抽采量等参数，计算钻孔控制范围内的残余瓦斯含量Q，当计算的残余瓦斯含量Q大于临界值时，则说明区域防突措施无效，则继续进行抽放；当计算的残余瓦斯含量小于其临界值时，在16中01运顺每隔20～30m在瓦斯抽放钻孔间距相对较大的位置施工测压取芯钻孔，共3个检验测试点，各测定点均布置在原始瓦斯含量较高、钻孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离预抽钻孔或与周围预抽钻孔保持等距离。

2、检验测试孔在施工过程中，距离设计深度5M时必须立即停止钻进，由通防部派专人到现场后方能采用压风排渣工艺进行取煤粉，取煤粉后必须按规定进行井下解读和带到地面实验室进行化验，测定经抽放后钻孔控制范围内的煤层残余瓦斯含量Q。

3、进行区域效检时，首选测定煤层瓦斯含量作为效检指标，然后对检验测试孔进行封孔测压，测压时必须停止16中01运顺工作面进行停抽，将所有单孔闸阀关闭，并经过不小于1个星期的测压。

4、化验后，如检验测试孔控制范围内煤层残余瓦斯含量Q小于8m3/t和煤层的残余瓦斯压力小于0.74Mpa时，以及检验测试孔施工过程中无喷孔、顶钻等其它异常现象，方可认为措施有效，该区域判定为无突出危险区，如检验测试孔控制范围内的煤层残余瓦斯含量Q大于8m3/t或煤层的残余瓦斯压力大于0.74Mpa，则措施无效，该区域仍为突出危险区，必须继续进行区域瓦斯抽放且直至措施经效检有效。

第四章局部综合防突措施

一、工作面突出危险性预测<循环预测）工序流程图

二、工作面预测<区域验证）

当区域防突措施效果检验为无突出危险区域时，方可进行区域验证，煤巷掘进工作面采用工作面预测方法对无突出危险区进行区域验证，为确保安全掘进采取循环批掘制度。

依据贵州大学2018年提交的《小屯矿井一采区煤巷安全掘进技术研究报告》，16中01运顺工作面突出危险性预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法，钻屑指标瓦斯解吸法操作方法及要求如下：

采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体施工3个直径42mm<在地质构造破坏带、软分层增厚的地点，增加预测钻孔个数，按5个钻孔进行布置）、孔深10m的钻孔，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。

钻孔应尽可能布置在软分层中，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。

施工考察钻孔时，钻进速度要均匀应控制在1m/min左右，确保测定指标准确，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，保证钻孔布置在煤层中，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。

钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值：

考察指标

最大钻屑量

钻屑瓦斯解吸指标K1

危险性

单位

Kg/m

mL/（g.min0.5）

有一个指标达到或超过临界值即为突出危险工作面

临界值

<6

<0.5

无突出危险工作面

如果实测得到的S、K1的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。

三、工作面防突措施

当工作面预测<区域验证）有突出危险时，则施工局部防突措施。

采用迎头布置浅孔抽放钻孔，钻孔控制到巷道两侧外5m。

开孔间距0.5m,孔径φ76mm。

钻孔施工完毕后，利用1601运顺DN219瓦斯抽采管路进行合茬抽采。

在抽放钻孔的控制范围内，当进行工作面防突措施效果检验指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效，否则加密钻孔，加强抽放。

再次进行工作面防突措施效果检验直至指标达临界值以下。

且煤体瓦斯含量小于8m3/t消突后方可采取安全防护措施掘进爆破。

同时利用抽放钻孔探明煤层赋存情况和巷道与6中煤层的间距。

<详见：

16中01运顺浅孔抽放钻孔设计图）

掘进过程中必须密切关注炮后瓦斯情况及各种突出预兆，严防超掘现象，若发现异常或者炮后瓦斯超限等情况，说明防突措施无效，必须立即停止掘进，再补充采取施工抽放孔抽放瓦斯、瓦斯排放孔排放瓦斯或者其他经实验证明有效的局部防突措施，再次经过工作面防突措施效果检验为无突出危险工作面，在执行安全防护措施后方可恢复掘进。

四、工作面防突措施效果检验

当局部防突措施实施完毕后，应当对防突措施进行效果检验<具体方法参照本设计工作面突出危险性预测方法进行）。

要求如下：

检验孔3个<在地质构造破坏带、软分层增厚的地点，增加钻孔个数，按5个钻孔进行布置），钻孔深度应当小于或者等于防突措施钻孔。

如果煤巷掘进工作面措施效果检验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，必须继续执行防治突出措施。

当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度<简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距，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防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施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实施掘进作业。

五、安全防护措施

1、压风自救

按照《防治煤与瓦斯突出规定》要求，在有突出危险的巷道掘进必须设置压风自救系统，根据该巷道实际情况，在该巷道设置压风自救系统，压风自救系统建造要求如下：

<1）一中车场、1#行人通道风门外进风侧安设一组压风自救，数量以出勤最多人数为准。

防突风门至掘进工作面安设压风自救每50M一组，每组可供5人使用，最前面的一组压风自救距掘进工作面25～40m，压风自救不得少于8人使用，爆破地点、撤离人员与警戒人员所在位置必须安装一组压风自救。

压风自救供风量每人不得少于0.1m3/min。

<2）压风自救安设在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行道侧，高度适宜，操作方便，人在自然站立状态下风袋刚好可以搭在肩上。

<3）压风自救系统由施工单位安排专人管理、维修。

每天检修一次，必须正常供风，不得随笔关闭，瓦检员、安检员进班及班中要经常检查压风自救，发现问题，及时处理，保证发生灾害时能够正常使用。

2、防突风门

<1）防突风门的设置位置

掘进前，必须对一中车场、1#行人通道正反向防突风门进行检查维护，其它受16中01运顺掘进工作面回风流所影响的正反向防突风门保持原位置不变。

<2）风门标准

防突风门墙垛用小砖和水泥砂浆砌筑，施工的防突风门不少于两道，且必须与墙体接触严密，风门墙体牢固，崁入巷道周边岩石深度≥0.2m，风门间距不小于4m，且正向风门必须闭锁；且正向风门必须闭锁，电缆孔必须封堵严密，风门墙厚为0.8m，门扇厚度为50mm。

<3）风筒过风门墙体已经安装可靠的风筒防逆流装置，水沟设反水池，风门有底坎及轨道挡风装置，过风门电缆孔必须封堵严实。

<4）加强通风管理，爆破前，施工单位必须把所有影响范围内的通风设施作全面检查，如有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好。

<5）所有通风设施必须保证牢靠、完好，风筒吊挂平直，风筒出口距迎头≤5M；接头严实，不漏风，确保有足够的风量，严禁无风、微风作业。

3、个人安全防护

<1）下井作业人员必须携带隔离式化学氧自救器，并懂得使用自救器的正确方法，经检身房检查未携带自救器，严禁入井作业，自救器只能随身携带，不能乱丢乱放。

<2）所有施工及技术管理人员必须认真学习本专项防突设计，学习要有记录并考试合格后方可入井工作，否则不能入井。

<3）掘进期间，现场人员必须熟悉突出预兆：

有明显突出征兆<煤与瓦斯突出的预兆：

有声预兆①煤壁发生震动或冲击，并伴有声响；②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，由大到小，先单响，后连响，最后一声巨响，接着便发生突出；③顶板来压，出现裂缝、发生断裂声，支架被压断，发出折断声。

无声预兆：

①紧接着声响工作面压力增大，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，装药顶炮。

②煤质变软，有时软硬相间，疏松易碎，层理紊乱，光泽暗淡。

③地压活动激烈，工作面瓦斯涌出量大或忽大忽小或呈喷出状，温度下降，空气变冷，煤壁发凉。

④人在工作面感到头昏发冷等）时，要立即停止作业、切断电源、撤出人员，人员撤至安全地点后向矿调度室汇报。

<4）现场人员必须熟悉避灾路线，避灾路线所经过的岔道口应设置有醒目的方向指示牌，保证避灾人员安全快速撤离。

4、工作面避难所

因16中01运顺掘进距离超过500m，已在顺槽内设置工作面避难所，具体要求为：

<1）避难所设置向外开启的隔离门，隔离门设置标准按照安设。

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。

<3）避难所内配备15台隔离式自救器。

5、远距离爆破

工作面措施效果检验合格且未发现其它异常情况后，16中01运顺掘进过程中施工单位必须严格执行循环批掘。

<1）放炮地点：

1#行人通道防突风门外。

<2）站岗地点：

1#行人通道防突风门外、一中车场防突风门外七。

<3）停电范围：

揭煤放炮前切断回风巷道内所有非本安型电气设备。

<4）撤人范围：

16中01运顺及回风道内全部人员。

<5）在放炮站岗地点必须安设电话和压风自救装置。

<6）爆破作业

掏槽方式为楔式掏槽法。

炸药、雷管：

使用三级煤矿许用乳化炸药、8#煤矿许用毫秒延期电雷管。

装药结构：

正向装药

起爆方式：

起爆使用MFB型安全网路闭锁发爆器起爆，联线方式为串联联线。

炮眼布置三视图与爆破说明书

第五章组织管理措施

公司成立领导小组：

组长：

孙保国孙守义

副组长：

梁道富杨世敏范玉全韩光明

成员：

各副总工程师、通防部、安全监测通讯中心、调度室、安监部、机电部、地测部、工程技术部、救