XX煤矿1804采面防突设计Word文档下载推荐.docx

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第四节区域验证14

第三章采煤工作面防突措施15

第一节工作面突出危险性预测15

一、预测钻孔布置15

二、临界值15

第二节工作面防突措施15

第三节工作面效果检验16

第四节安全防护措施17

一、避难所及工作面自救硐室的设置17

二、反向风门的设置要求18

三、远距离放炮19

四、其它安全防护措施19

第四章防突管理19

一、机构设置及防突管理19

二、技术培训23

三、防突装备23

附录一煤层瓦斯压力测定方法25

附录二钻屑指标法25

附录三防突措施有效半径的测定方法25

1804采面专项防突设计

第一章概况

第一节地质概况

一、地层

矿区出露地层有二叠系上统龙潭组（P3l）、长兴组（P3c）,三叠系下统飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。

由老至新分述如下：

⒈二叠系上统（P3）

⑴龙潭组（P3l）：

为本区的主要含煤地层，由泥质粉砂岩、细砂岩、粘土岩、粉砂岩、夹泥岩及煤层，按岩性及含煤组合特征，可化分为三段。

本组与下覆地层呈假整合接触。

第一段（P311）：

灰色、中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩及粘土岩，共含煤2--8层，煤层厚度小，变化大，属不可采或局部可采，底部含星点状，团块状黄铁矿凝灰质粘土岩，厚2—4.9米，本段厚54.2—85.8米。

产植物化石及碎片。

第二段（P3l2）：

灰色中厚层状粉砂岩、细砂岩、夹泥质粉砂岩，泥岩及粘土岩，共含煤2—4层，煤层厚度小，变化大，均不可采。

底部为中厚层状细砂岩，厚2.0—6.8米，全区稳定，为二段和一段的分层标志层。

本段地层厚41.9—76米。

产植物化石碎片。

第三段（P3l3）：

灰色、浅灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩，夹细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及粘土岩，共含煤5--12层，其中M1⒏M23为全区可采煤层，煤层较稳定，结构单一，煤层厚度变化大，不稳定，顶部M18煤层，层位固定，特征明显，为长兴同龙潭组第三段分界的标志层，底部为灰色中厚层状细砂岩，为三段和二段的分层标志，本段地层厚60--76米。

为本矿区含煤地层，产植物化石。

⒉长兴组（P3c）：

上部灰色、深灰色中厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩夹细砂岩、石灰岩、泥灰岩；

下部灰色中厚层状泥质粉砂岩夹细砂岩、泥岩及粘土岩，含煤2--5层，厚度小，全区均不可采，产腕足类化石。

本段厚43.6--73.0米.

⒊三叠系下统（T1）

飞仙关组第一段（T1f1）：

灰绿色粉砂岩、粉砂质夹泥质粉砂岩、泥岩。

含瓣腮类及腕足类化石。

厚65--70米。

与下伏地层呈假整合接触。

飞仙关组第二段（T1f2）：

紫红色、暗紫色粉砂岩、粉砂质泥岩夹细砂岩、泥岩及灰岩薄层，底部夹中层状灰岩，含瓣腮类化石。

厚385—405米。

⒋第四系（Q）

主要为坡积、残积、冲积物，岩性以粉质粘土、亚粘土为主，见泥灰岩、砂岩转块，多覆盖于煤系地层之上，厚度0—10m。

属松散岩工程岩组，结构松散，其力学强度低，稳定性差。

二、地质构造

矿区位于长春铺向斜北西翼，总体呈单斜构造，地层走向为南西—北东，倾向南东，倾角一般6—12°

，沿走向出现波状起伏。

⑴褶皱构造

矿区内褶皱构造不发育。

⑵断裂构造

矿区内断裂构造不发育。

根据国土资源部2003年3月1日实施的《煤、泥地质勘查规范》（DZ/T0215-2002），矿区内的构造复杂程度属简单类型。

三、煤层

㈠可采煤层

矿区内可采煤层为M18，M23煤层，位于龙潭组第三段，各可采煤层的主要特征见下表。

可采煤层主要特征表

煤层编号

煤层厚度

（m）

煤层平

均厚度

煤层

倾角

（°

）

煤层平均间距

结构

煤层稳

定性

顶底板岩性

顶板

底板

M18

2．0——2．5

2．24

9

较简单

稳定

粉砂岩

粘土岩

6

M23

1．4——1．6

1.5

泥质粉砂岩

㈡煤质

⒈　煤的物理性质

主要可采煤层物理性质及其煤岩特性大体相同，外观为灰黑色，条痕黑色，具有玻璃光泽，棱角状断口。

主要为亮煤及镜煤组成，夹少量的暗煤及丝炭。

煤的质地教疏松，含硫低、无烟。

无机物主要为石英，次为粘土，偶见球状黄铁矿，矿物质主要集中在煤层下部。

⒉　煤的化学性质

根据各煤层样品原煤的分析结果，有关煤质指标见下表。

主要可采煤层煤质指标汇总表

编号

煤样

类别

工业分析（%）

Qgr.d

（MJ/kg）

水份（Mad%）

灰份（Ad%）

挥发份（Vdaf%）

硫份（St.d%）

发热量

原煤

3.08

11.75-11.81

11.78

8.36-8.45

8.41

1.06-1.16

1.10

30.797-30.807

30.803

1.81

19.38-19.45

19.43

7.83-7.91

7.88

0.16-0.21

0.19

28.471-28.478

28.474

⒊煤类的确定

根据地质报告提供的各煤层煤质指标，按GB/T15224.1-200⒋GB/T15224.2-200⒋GB/T15224.3-2004标准分别对各煤层煤质评价如下：

本矿M18号煤层原煤属低中灰分、低中硫、特高热值无烟煤，M23号煤层原煤属低中灰分、特低硫、特高热值无烟煤。

可作为民用、化工及民用等用煤。

第二节水文地质条件

⒈矿区含水带划分及富水性

根据岩性、岩溶裂隙发育程度，地下水补给、排泄条件及富水性由新至老叙述如下：

A、第四系孔隙水含水带：

岩性为黄色、黄褐色粘土、亚粘土及植物根系，含砾砂、砂岩、泥岩碎块，一般厚度0—10米。

该带透水性好，地下水易于排泄，动态变化大，大部分是季节性泉水，富水性弱。

B、三叠系下统飞仙关组（T1f）：

为一弱含水层组，是矿床顶板间接充水岩组。

岩性为灰绿色、紫红色泥岩、泥质粉砂岩及泥灰岩。

厚度435—480米。

含裂隙水及基岩裂隙水。

C、二叠系上统长兴组（P3c）：

为一弱含水岩组，是矿床顶板间接充水岩组。

岩性为灰色、深灰色中厚层状泥质粉砂岩、粉砂岩为主，夹细砂岩、泥岩及粘土岩，本段厚43.6--73.0米。

含基岩裂隙水。

D、二叠系上统龙潭组（P3l）：

为一弱含水层组，是矿区直接充水层。

岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层（线）组成，厚度150.0—235.0米。

含基岩裂隙水，为弱含水岩组。

⒉地下水类型及其赋存特征

受地层、岩性、构造、地貌、气象及水文等因素的控制，区内地下水类型及赋存特征如下：

①基岩层间裂隙、溶隙水：

二叠系上统龙潭组：

岩性为一套砂岩、泥岩、粘土岩夹薄层泥灰岩及煤层（线）组成，含水性及导水性中等，富水性较强中等。

②孔隙水：

主要分布于矿区中部山腰、缓坡地段及北部的沟谷、低洼地段，主要为残坡积土，为透水而不含水层。

③地下水物理性质及化学成份

调查区内地下水一般无色、无味、无臭，水温正常，水质多为碳酸钙镁型水。

地下水和地表水对水泥制品和钢构件无腐蚀—弱腐蚀。

⒊矿坑充水因素分析及涌水量调查

⑴充水水源：

①地下水：

矿区内第四系含裂隙水，区内部分煤层埋藏较浅，裂隙水对矿区开采有一定的影响。

②老窑积水：

矿区内原有老窑以斜井为主，开采深度100-500米不等，为数较多，开采时间较长，基本形成封闭状态，均汇聚有一定的老窑积水，且位于拟建矿井开采煤层的较高地段，是矿床充水水源之一，对拟建矿井的生产安全会构成一定的威胁。

③地表水：

矿区内地表水主要为雨季性溪沟流水，受季节性影响，因此要防止雨季溪沟水渗入矿坑而成为充水水源,对各煤层的开采构成威胁。

⑵充水方式：

大气降水是矿坑充水的主要因素，大气降水多沿节理裂隙渗入矿井，矿井涌水量雨季有所增加，并且裂隙越发育，涌水量越大。

⑶充水矿床普探类型：

矿床的部分矿体开采下限位于当地侵蚀基准面以下，会受到地表水体的威胁。

该矿床水文地质条件简单型。

。

⒋矿区水文地质条件评价

综上所述，矿区水文地质条件简单，矿床以裂隙充水岩层为主，水文地质类型可列为“二类一型”。

矿区内主要煤层（M1⒏M23）小部分矿体位于当地侵蚀基准面以上，且本矿开采下限位于当地侵蚀基准面以下，区内地形有利于自然排水，当开采标高在当地侵蚀基准面以上时，地表水对其影响不大，当开采标高在当地侵蚀基准面以下时，地表水就可能通过裂隙、溶隙、漏斗等渠道渗入矿井，水文地质条件属简单类型。

根据本矿以往的生产实际中和《贵州省毕节市11号矿权煤矿资源/储量核实报告》推测，矿井正常涌水量约10m3/h，最大涌水量约30m3/h。

建议矿井在建设生产中注意收集有关水文地质资料，对矿井的充水因素，补给条件、涌水量进行分析和测定，以便为矿井的生产提供指导，达到安全生产的目的。

第三节开采安全、技术条件

⒈煤层顶底板条件

煤层直接顶板为为粉砂岩、泥质粉砂岩，总体稳定性较好，但在小断层发育地段，顶板稳定性稍差，有局部产生冒顶脱落的可能。

直接底板为粘土岩，遇水会产生底鼓。

综上所述，矿山工程地质条件复杂程度属于简单至中等类型。

因此，在采掘过程中应加强底板软岩管理及破碎地段顶板的支护。

在今后生产过程中，应根据实际情况，编制相应的作业规程，并根据顶板矿压显现和采高调整支护密度，以便更好的保证工作面的生产安全。

⒉瓦斯

经委托贵州兴源煤矿科技有限责任公司，进行矿井2010年瓦斯等级鉴定报告，鉴定结论为高瓦斯矿井。

2010年委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室鉴定，M18煤层破坏类型属于Ⅲ类破坏煤；

煤层的瓦斯压力为0.82MPa；

煤体坚固性系数为0.45；

瓦斯放散初速度为21.71mmHg。

鉴定结果：

杨家湾煤矿M18煤层有突出危险。

M23煤层破坏类型属于Ⅲ类破坏煤；

煤层的瓦斯压力为0.89MPa；

煤体坚固性系数为0.40；

瓦斯放散初速度为24.17mmHg突出矿井，鉴定结果：

杨家湾煤矿M23煤层有突出危险。

⒊煤尘爆炸性

根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤尘爆炸性鉴定报告》，M18和M23煤尘无爆炸性。

在开采煤层时，须采取综合防尘措施，使井下巷道空气中的粉尘浓度降低到安全标准以下。

⒋煤炭自燃倾向性:

根据贵州省煤田地质局实验2006年8月提交的《煤层自燃倾向性鉴定报告》，该矿M18和M23煤层为Ⅲ类不易自燃煤层，。

⒌地温情况

本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。

⒍冲击地压

地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，杨家湾煤矿按没有冲击地压危险考虑。

第四节1804采面生产系统概况

一、采煤工作面巷道布置

1804采面布置在一采区西翼M18煤层中，采面走向长度设计为450米，倾向为90米。

㈠开采顺序

⑴采区间开采顺序：

一采区→二采区。

⑵区段间开采顺序：

区段间采用下行式开采。

⑶区段内开采顺序：

段内采用后退式开采。

⑷煤层间的开采顺序：

根据矿井实际情况，本矿有2层煤，从上往下为M18、M23，煤层间距4—6m，首先开采上部的M18煤层，后开采下部的M23煤层。

㈡采煤方法

采用走向长壁后退式采煤法，爆破落煤，全部陷落法管理顶板。

二、通风系统

1804采面供风量设计为926m3。

通风路线：

主、副井→轨道石门→辅助运输下山→1804运输巷→1804工作面→1804回风巷→总回风巷→回风斜井→地面。

三、排水系统

井底水泵房安装水泵D46—7/45型水泵3台，副井井筒布置主排水管路2趟。

井底水仓容量500m3。

排水路线：

1804工作面（自流）→1804运输巷（自流）→回风下山（自流）→水仓→水泵排至地面。

四、提升、运输运输系统

㈠运煤：

主斜井安装DTL—100/40型矿用胶带运输一台；

㈡运料、排矸：

副斜井安装JTP1.6-1.5单滚筒绞车串车提升材料。

五、供电系统

由地面变电所供给，地面低压自主斜井双回路电源电缆下井至井下各配电点后，对工作面及掘进面等进行供电。

供电路线：

机电硐室→轨道石门→运输下山→1804运输巷→1804工作面负载。

六、压风系统

地面压风机房→副井→轨道石门→运输下山→1804运输巷→1804工作面。

七、监控系统

1804运输巷测风站设置：

风速传感器1台、瓦斯传感器1台，采面下出口设置瓦斯传感器一台。

1804回风巷测风站传感器设置：

风速传感器1台、粉尘传感器1台、一氧化碳传感器1台、温度传感器1台、瓦斯传感器1台，采面上出口设置瓦斯传感器1台，采面上隅角1台。

第二章1804采面区域防突措施

第一节区域突出危险性预测

经中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室鉴定本矿M18煤层为有突出危险煤层，因此1804采面按突出煤层进行管理。

第二节区域防突措施

根据本矿实际情况综合考虑抽采条件和抽采效果后，确定本矿采取预抽煤层瓦斯措施来预防煤与瓦斯突出。

一、回采工作面本煤层先抽后采

为了增加抽放瓦斯时间，在工作面开采前抽放瓦斯达标，以确保采掘的正常接替。

在1804运输巷掘进工作面采用超前钻孔、每隔60米在巷道上下帮设置钻场进行超前抽放煤层瓦斯，采取先抽后掘后，随1804运输巷掘进距迎头30m后方，每隔1.5米向回风巷打平行钻孔（钻孔深度根据现场实际情况而定），埋管进行本煤层抽放瓦斯。

㈠钻孔布置

⒈布置方式：

沿煤层顺层平行钻孔，钻孔呈三花眼布置。

⒉钻孔间距：

1.5m。

⒊钻孔直径：

Φ75mm。

封孔埋管段扩大孔径Φ110mm，长度10m。

⒋钻孔长度：

按运输巷与回风巷之间的实际倾斜宽度减去掘进条带控制宽度后确定钻孔长度（见钻孔布置图表）

㈡钻孔控制范围：

钻孔抽放径向控制在2.0m以内，钻孔纵向控制工作面上下两巷之间区域。

㈢超前距：

在掘进期间提前对采面进行预抽采面煤层瓦斯后，采面回采时，每20m进行一组区域措施效果检验，当检验结论为无突出危险时，执行工作面防突措施后进行正常回采，同时可撤除该段范围内的抽放，要求采面瓦斯预抽超前于采面回采≮20m。

二、采空区瓦斯抽放

设计采用空区埋管抽放瓦斯，在采空区中留管对采空区的瓦斯进行抽放，在瓦斯管路上每隔30m留设一个三通阀门，当采面接近三通阀门时，接管埋入采空区对采空区瓦斯进行抽放。

三通阀门的具体距离根据实际抽放效果进行调整。

采空区埋管抽放布置见下图：

三、抽放设备

抽放泵选用2BEc-52型水环式真空泵，转速：

260r/min,最大气量：

180m³

/min。

配置国产的ZY-650（原150）型液压钻机3台、ZY-750型液压钻机1台进行施钻。

钻进深度为75m-150m。

四、封孔方式、封孔材料及工艺、封孔设备、主要检测仪表

㈠封孔方式、封孔材料及工艺

采用封孔泵配合聚胺脂封孔。

封孔深度为8m。

水泥砂浆采用425号以上的硅酸盐水泥、石膏、水混合搅拌而成，水、水泥、石膏的重量混合比为1：

2.4：

2.5。

㈡其封孔工艺如下：

孔内抽放管使用内径￠40mm的钢管，长度为9.5米，在埋入孔内端钻1.2m长度钻≮20个直径10mm的小孔，并用铁丝网包扎好，并用绵纱固定在封孔段的尽头。

在打钻将要结束时开始准备水泥砂浆。

水泥砂浆一般应加入适量的膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂隙。

当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。

封孔泵与被封钻孔的连接见下图：

㈢封孔的操作方法：

⒈检查封孔泵是否完好，封孔用的工具、配件等是否齐全；

⒉检查抽放孔所需的抽放管是否齐全，长度是否达到要求；

⒊计算所需要的水泥量；

⒋封孔前用水或压风将孔内残存的岩（煤）屑清洗干净，然后放入抽放管，在孔口处插入木塞（木塞上钻有两个能插入抽放管和封孔管的孔），在木塞上插入封孔管，用封孔泵将水泥、砂浆送入钻孔中，直到封孔段充填满。

⒌所有要封的孔封完后，清洗封孔泵。

㈣封孔设备

选用KFB矿用封孔泵2台，一台工作一台备用。

第三节区域防突措施效果检验

一、检验方法

采用残留瓦斯压力法或残留瓦斯含量方法进行措施效果检验。

即：

在区域措施控制范围内，从运输巷向回风巷每隔20m布置1个检验钻孔，封孔埋管测定残留瓦斯压力，以每3个钻孔为一组，其中：

1号孔深度为40米，2号孔深度为50米、3号孔深度为60米，实际以工作面实际长度确定。

检验有效范围为40m（如下图）。

二、临界值

本矿暂不能测定矿区范围煤层的突出临界值指标，采用《防突规定》规定的临界值如下表：

效检指标

瓦斯压力P

瓦斯含量Q

突出倾向

（Map）

（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

三、消突判断条件及方法

进行区域检验时，以钻孔测定瓦斯压力为主要条件，计算瓦斯含量为次要条件，进行判定。

⒈当所有检验孔测定的残留瓦斯压力P＜0.74Mpa，判定检验范围内为无突出危险区域，否则为有突出危险区域；

⒉统计抽放瓦斯总纯量，比较煤层的原始瓦斯含量，计算抽放率＞30%和残留瓦斯含量Wc＜8m3/t，判定检验范围内为无突出危险区域；

⒊采用公式法，利用测定的残留瓦斯压力反算残留瓦斯含量Wc＜8m3/t，判定检验范围内为无突出危险区域。

第四节区域验证

当检验采面区域防突措施为有效时，以工作面预测的结果作为区域验证的依据。

根据本矿现有2台WTC防突参数仪设备，确定采用钻屑指标法进行区域验证。

验证方法与工作面预测相同。

M18煤层鉴定为有突出危险煤层，因此，工作面推进时均执行循环预测，连续进行区域验证。

当工作面预测为无突出危险工作面时，每循环在预留2.5m预测超前距后的允许推进距离内正常回采。

当预测为有突出危险时，必须继续采取区域预抽煤层瓦斯措施或其它工作面防突措施，并经措施效果检验为有效后，方可在预留5m以上的措施超前距的允许推进距离内进行回采。

第三章采煤工作面防突措施

第一节工作面突出危险性预测

一、预测钻孔布置

沿工作面隔10—15米布置1个直径42mm，孔深8—10m的预测钻孔，钻孔与工作面垂直布置。

测定钻屑瓦斯解吸指标K1值和钻屑量Smax值。

钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。

采煤工作面预测钻孔布置示意图

预测

指标

最大钻屑量

（Smax）

钻屑瓦斯解吸指标

（K1）

危险性

Kg/m

mL/g.min1/2

≥6

干煤≥0.5

湿煤≥0.4

有突出危险工作面

＜6

干煤＜0.5

湿煤＜0.4

无突出危险工作面

第二节工作面防突措施

根据本矿鉴定为有突出危险矿井，瓦斯抽放系统已完善的情况，因此，本矿所有采掘工作面均采取“预抽煤层瓦斯措施”，进行消突后，再进行采掘。

当采取区域预抽煤层瓦斯措施，在规定的抽放时间内仍不能消突时，则采取延长抽放时间或采取加密布置抽放钻孔的措施直至抽放消突达标后，方可进行采掘作业。

第三节工作面效果检验

⒈在实施钻孔法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。

在地质构造复杂地带应根据情况适当增加检验钻孔。

⒉检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求和满足有关的规章、标准等，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断;

⒊各检验指标的测定情况及主要数据。

⒋对采煤工作面防突措施效果的检验应参照采煤工作面突出危险性预测的方法和指标实施。

但应沿采煤工作面每隔10～15m布置一个检验钻孔，深度应小于或等于防突措施钻孔。

⒌如果采煤工作面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。

⒍当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔深度相等，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回采。

当检验孔的深度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3m检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。

采煤工作面效果检验钻孔布置见下图。

⒎煤巷刷帮扩巷工作面突出危险性预测

按采煤工作面突出危险性预测方法，实施煤巷刷帮扩巷工作面突出危险性预测，预测钻孔布置如下图。

煤巷刷帮扩巷工作面预测钻孔布置示意图

在煤巷刷帮扩巷工作面每10～15m布置一个预测钻孔，孔深为22m；

测定最大钻屑量Smax和钻屑瓦斯解吸指标K1值或Δh2值及煤层瓦斯含量；

根据实测临界值数据对工作面突出危险性进行预测。

目前，矿井无实测数据，参照《防突规定》临界值对工作面突出危险性进行预测。

同时，还应满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》的要求。

当实测的钻屑解吸指标超过临界值指标时，该工作面预测为突出危险工作面，反之工作面无突出危险性。

预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有20m的预测超前距。

第四节安全防护措施

安全防护措施主要包括采用避难所、安设档栏、远距离放炮、压风自救系统和隔离式压缩氧自救器。

一、避难所及工作面自救硐室的设置

避难所的位置应当根据实际情况确定。

根据矿井采区巷道布置，采区避难所设置于主斜井落平段。

砌筑时，硐室长度15m，用毛料石碹砌筑，并在其出口设置一道木质隔离门。

门垛用钢筋砼现浇，嵌入碹体并伸入岩壁。

门框用宽200mm，厚150mm方木制作，门扇由厚50m方木用燕尾槽拼装，距上、下边各30cm，用两条50mm×

4mm扁钢加固，在门扇边焊铰链。

门上、下边及外边也用50mm×

4mm扁钢加固，这三边每边内侧布置两个带螺丝的铁卡，调整螺丝可以使门紧闭。

门框和门扇边各固定50mm×

5mm的橡胶条以便密闭。

⒈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；

⒉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；

⒊避难所内应根据设计