采区回风绕道回风石门揭煤设计及安全技术组织措施副本Word文档格式.docx
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1、煤层情况及煤层顶底板情况:
K16煤层厚度0.71-2.04m,平均厚度1.7m,含夹矸1~4层,一般1-3层,结构较复杂,全区可采,属较稳定煤层。
顶板:
直接顶板为黑灰色泥岩,有时含量硅质,厚度0.50m左右,强度较低,水稳性差。
间接顶板为含泥质或钙质粉砂岩夹菱铁岩条带,厚度8m左右,稳定性中等,抗压强度一般。
底板:
直接底板为深灰色泥岩,强度较低,厚度0.20~0.80m,一般0.50m左右,含大量炭化植物根部化石。
间接底板为砂岩、泥岩或煤层。
砂岩为钙、泥质胶结,抗压强度一般,易风化破碎。
2、揭煤区域煤层瓦斯基本参数:
1)矿井煤层平均瓦斯含量:
煤矿整合后瓦斯预测分析:
矿井瓦斯等级鉴定时生产规模较小,随着矿井生产规模扩大和开采深度增加,矿井的瓦斯涌出会增大,因此,其鉴定结果的瓦斯数据不能作为整合后矿井瓦斯预测的数据。
因此,本矿根据经验公式和《矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)》标准,预测矿井瓦斯涌出量。
经计算,矿井的绝对瓦斯涌出量为22.66m3/min,相对瓦斯涌出量为35.9m3/t。
在生产中应加强矿井的通风和瓦斯抽放,满足矿井排放瓦斯的要求。
矿井需重视通风及瓦斯管理,加强矿井通风管理工作,保证通风系统的可靠,有效,加强瓦斯含量的测定工作,严格执行《煤矿安全规程》(2011)的相关规定。
加强瓦斯防治工作,把瓦斯防治工作放在首位来抓。
根据贵州省煤炭管理局文件(黔煤生产字[200s]150/t号对《对六盘水市煤矿2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》,三岔沟煤矿2008年矿井绝对瓦斯涌出量0.98m3/min,相对瓦斯涌出量9.41m3/t。
2008年的鉴定结果为低瓦斯矿井。
根据贵州省能源局[2009]252号(对六盘水市地方煤矿2009年矿井瓦斯等级鉴定报估的批复),2009年的鉴定结果为突出瓦斯矿井,鉴定合格。
其2009年矿井瓦斯绝对涌出量l.12m3/min;
矿井相对瓦斯涌出最9.83m3/t。
根据贵州省能源局[2010]802号(对六盘水市地方煤矿2010年矿井瓦斯等级鉴定报估的批复),2010年的鉴定结果为突出瓦斯矿井,鉴定合格。
其2010年矿井瓦斯绝对涌出量6.42m3/min;
矿井相对瓦斯涌出最未列数据。
根据贵州省能源局[2011]833号(对六盘水市地方煤矿2011年矿井瓦斯等级鉴定报估的批复),2011年的鉴定结果为突出瓦斯矿井,鉴定合格。
其2011年矿井瓦斯绝对涌出量7.18m3/min;
三、瓦斯地质概况:
根据地质科提供《采区回风巷预想剖面图、释放范围及过巷通知单》,该巷从a1#导线点沿回风石门往前77m受1501工作面采空区的保护,该保护层与被保护层的煤层间距是24m。
四、巷道施工参数:
区回风巷设计从(x=2941257.449m,y=35515101.009m,z=1720.485m)为开门中,先270°
该巷最大断面是7.
7.7m2,该巷采用锚杆+锚索+钢筋网联合支护。
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)、瓦斯涌出量计算
①、工作面煤壁瓦斯绝对涌出量
q3=D·
V·
q0·
(2
—1)
式中:
D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度12.4m;
V——巷道平均掘进速度,0.001m/min;
L——巷道长度,270m;
q0——煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2·
min),如无实测值,参考计算公式:
q0=0.026【0.004(Vr)2+0.16】/w0
=0.026【0.004(8.86)2+0.16】/w0
=0.0021(m³
/min)
q3=D·
—1)=0.016
=12.4×
0.001×
0.0021×
【2×
(270/0.001)1/2-1】
=0.03(m³
q0——巷道煤壁涌出量初速度,m³
(㎡·
min);
Vr——煤中挥发分含量,8.86%
W0——煤层原始瓦斯含量,10m3/t
②、工作面面落煤瓦斯绝对涌出量计算:
q4=s·
γ·
(W0-Wc)
S——掘进巷道断面积,最大7.7㎡,最小7.2㎡;
γ——煤的密度,t/m3;
取1.4t/m³
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,2m3/t
C——瓦斯浓度按0.8%管理。
q4=s·
=7.7×
1.4×
(10-2)
=0.09(m³
Q=q0L
=0.0021×
270
=0.57(m³
④、工作面掘进期间瓦斯绝对涌出量:
q掘=q0+q3+q4
=0.09+0.03+0.57
=0.69(m³
则工作面所需风量为:
Q=100q掘kb/C
=100×
0.69×
2.5/0.8
=215.6m³
/min
Kb—瓦斯涌出不均衡的风量备用系数,取2.5。
2、风速验算:
V=Q/S
=215.6/7.7
=28m/min
=0.47m/s
风速0.25m/s≤0.47m/s≤4m/s,则:
Q=60VS
=60×
0.47×
7.7
=216(m3/min)
根据计算风量不得低于221m3/min。
3、风机选型
现有局扇我为2×
15Kw对旋式局扇,实际吸入风量330m/min。
根据需要风量计算,所选局扇满足要求。
二、通风方式及通风路线
采区回风巷采用压入式局部通风,通风系统示意图附后。
进风路线为:
地面→主(副)平硐→皮带上山→采区回风巷(风筒)→迎头
回风路线为:
迎头→采区回风巷→回风石门→回风上山→地面
采区回风巷回风系统中,如果要安装机电设备,必须制定专门措施并严格执行。
三、加强控制通风风流设施的构建和安全技术措施
1、控制通风风流设施的构建:
防突反向风门构建地点:
保留运输岩巷与主运巷联巷(采区回风巷)的防突风门。
不在构建通风设施,保持现有通风设施不变。
2、加强控制通风风流设施的安全技术措施:
(1)、通过挡风墙、风门墙的风量调节窗、风筒孔、水沟孔必须设防逆流装置。
电缆孔及不用的孔要用水泥砂浆封堵严实,不得漏风。
(2)、风门由现场瓦检员看管,风门有损坏或不能正常使用时,现场瓦检员必须向通风工区值班人员汇报,由通风工区安排人员进行处理,保证通风系统稳定可靠。
通风工区每天安排安排人员对平四采区通风设施进行维护,防止风门、挡风墙损坏,
(3)、风门调节窗通过的风量调整好后,调整风量的测风员必须将调节风窗梭板固定,避免人员随意调整,保证调节风窗通过的风量稳定、可靠。
(4)、风筒必须吊挂平直,“缝环必吊”,风筒由通风工每天安排人员进行维护、延接,有破口及时修补,保证工作面有足够的风量。
(5)风筒由现场瓦检员看管,工作面临时风筒由瓦检员延接,风筒出口距工作面的距离不得大于5m。
风筒损坏时,瓦检员必须及时处理并向矿调度及通风工区汇报。
保证正常供风。
(6)施工单位必须每班安设专职风机工看管局扇,局扇不得随意开停,大班机电工每天、小班机电工每班至少对局扇供电系统及部件进行一次检查,发现问题及时处理,保证局扇完好,防止无计划停风。
第三章 揭煤作业程序
一、煤层层位控制:
掘进工作面距煤层最小法向距离10m(或20m)外施工2个及以上穿透煤层的钻孔作为探孔,探煤层赋存条件、构造、瓦斯情况,结合地质分析,确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状并绘制平剖面图;
同时测定煤层原始瓦斯含量反算煤层瓦斯压力。
二、在有突出危险段距煤层最小法向距离7m之前实施岩巷揭煤区域预抽煤层瓦斯区域防突措施,并进行效果检验,直到有效;
三、在距煤层法向距离5m外,施工2个穿透煤层厚度的钻孔,测定煤层残余瓦斯含量(或进行区域验证);
四、采取补充防突措施(预测或区域验证有突出危险时);
五、实施防突措施的效果检验(措施无效则继续采取防突措施直至措施有效);
六、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置,采用工作面措施效果检验的方法进行最后验证;
七、验证有效后采取安全防护措施并采用远距离爆破揭开并穿过煤层法线距离2m以上;
八、岩石巷道与煤层连接处加强支护措施。
第四章区域综合防突措施
一 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、根据地质科提供《采区回风巷预想剖面图、释放范围及过巷通知单》,该巷从a1#导线点沿回风石门往前77m受1501工作面采空区的保护,该保护层与被保护层的煤层间距是24m。
钻孔布置详见《采区回风巷揭煤探煤钻孔布置图》,钻孔用Φ75mm的钻头施工,打钻过程中,地质人员要在现场跟班,掌握钻孔深度、方位、角度及钻进情况,以便准确控制所揭煤层的位置。
打钻过程中见到煤层时必须停钻,地质人员做好记录后,才能继续打钻;
若要撤钻必须得到地质人员同意后方可撤钻,地质人员根据现场收集的钻孔资料,整理并绘制出钻探实测成果图。
2、为准确控制所揭煤层的位置,施工的钻孔由地测科用经纬仪进行放线,预测预报的位置、允许掘进的距离,必须用经纬坐标导线点进行控制,防止造成误揭煤。
3、地测部门根据打探煤钻孔的实测情况及揭煤设计将施工进度与煤层层位关系图悬挂矿调度室,每小班根据掘进进度准确填绘。
二、测定煤层瓦斯压力:
1、施工完探煤钻孔后,由抽采工区用¢
25mmPVC管对探煤钻孔1#、2#钻孔进行封孔,封孔要求必须保证从开孔位置到见煤位置用全封闭式¢
25mmPVC管封孔,煤层中用¢
25mmPVC筛孔管穿过全煤,封孔材料用玛丽散。
2、封孔完毕后24小时内,由抽采工区对封好的钻孔上压力表,在上好压力表后,由通风工区小班瓦检员每班向通风调度汇报压力表读数。
3、瓦斯压力的观测天数必须在4天以上。
二 揭煤工作面突出危险性的预测
一、控制煤层层位措施:
根据地质科提供《采区回风巷预想剖面图、释放范围及过巷通知单》,该巷从C1#导线点沿采区回风巷往前77m受1501工作面采空区的保护,该保护层与被保护层的煤层间距是24m。
1、地测科根据探煤钻孔的探煤情况,绘制准确煤层层位关系图悬挂矿调度室,每小班根据掘进进度准确填绘掘进导线控制点。
掘进距离由施工单位控制,通风工区、安检科、技术科、地测科监督,严禁超掘。
2、准确确定安全岩柱厚度的措施
根据地测科绘制的煤层层位关系图。
确定掘进工作面距煤层最小法向距离7m的位置,实施区域防突措施和区域效果检验措施;
确定掘进工作面距煤层最小法向距离5m的位置,实施区域验证措施;
确定掘进工作面距煤层最小法向距离1.5m的位置,实施工作面预测措施;
确定工作面揭露煤层的位置,实施工作面效果检验;
确定工作面揭穿煤层的位置,实施工作面效果检验。
掘进距离由施工单位控制,通风工区、安检科、技术科监督。
二、测定煤层瓦斯压力的措施及区域防治煤与瓦斯突出措施:
根据测定煤层瓦斯压力结果,瓦斯压力大于等于0.74MPa,预测有突出危险,必须采取区域防治煤与瓦斯突出措施,瓦斯压力小于0.74MPa,预测为无突出危险,进行工作面效果检验。
三、防治煤与瓦斯突出的措施
根据地测科绘制的煤层层位关系图,在工作面距C16煤层最小法向距离7m时,采取施工超前抽放钻孔预抽煤层瓦斯。
一、钻孔布置:
见《采区回风巷揭煤超前抽放钻孔设计平面图》、《采区回风巷回风石门揭煤超前抽放钻孔设计剖面图》、《采区回风巷回风石门揭煤超前抽放钻孔设计放大图》和《采区回风巷回风石门揭煤超前抽放钻孔设计参数表》,控制巷道轮廓线外20m,控制巷道顶底板7m的安全岩柱。
开孔间距为500mm×
500mm。
终孔间距按照2m的钻孔释放半径设计。
在工作面迎头施工11个。
钻孔分3排布置,第一排孔距底板0.8m,第二排孔距钻场底板1.3m,第三排孔距钻场底板1.8m。
相邻开孔垂直间距0.5m,相邻开孔水平间距0.5m;
相邻终孔垂直间距2m,相邻终孔水平间距3m。
。
石门揭煤工作面钻孔的控制范围是:
石门的两侧和上部轮廓线外至少5m,下部至少3m。
二、钻孔施工要求:
用Φ75mm的钻头施工,钻孔施工到位后,取出钻杆用108m钻头扩孔,钻孔扩孔深度5m。
回风石门超前预抽揭煤区域钻孔均钻进至所要揭煤层,进入岩石0.5m后才拔钻。
三、封孔要求:
采用玛丽散进行封孔,封孔深度不小于5m。
四、钻孔施工的整个过程,由安检员、瓦检员现在监督和指导,确保钻孔的方位、倾角、孔深等参数达到抽放钻孔设计的要求。
五、由抽采工区编制《采区回风巷施工超前抽放钻孔安全技术组织措施》报总工程师审批,并组织所有参加施工钻孔的人员学习,并履行签字手续。
六、抽放系统:
采用地面2#泵进行抽放,见《采区回风巷抽放系统图》,回风下山采用¢
310mm主瓦斯管经运输岩巷采用¢
200mm支管接入采区回风巷内。
七、施工预抽钻孔时,必须每施工一个、封孔一个、连抽一个。
抽采工区加强对抽放系统进行维护,确保钻孔孔口抽放负压不小于13kPa,并应使波动范围尽可能降低。
八、根据钻孔施工成果编制抽采钻孔施工成果图、钻孔施工成果表,并报通风工区,通风工区根据钻孔施工成果图、钻孔施工成果表并结合钻孔施工验收单对钻孔情况分析钻孔抽采瓦斯效果。
抽采工区必须在预抽瓦斯汇流处安装计量装置,每天对抽放瓦斯量进行计量,并做好记录。
经考察,计算,煤层瓦斯含量小于8m3/t后,由通风工区测定抽采范围内煤层瓦斯含量进行区域防突措施效果进行检验。
四、 防突措施的效果检验及验证
一、区域效果检验:
1、施工的超前抽放钻孔竣工后,由抽采工区测流工每天进行抽采参数考察、并计算抽采钻孔考察范围内煤体残余瓦斯含量;
抽采钻孔控制范围内抽采率大于30%,煤体残余瓦斯含量小于8m3/t后,由抽采工区通知通风工区,由通风工区测定抽采范围内煤层瓦斯含量进行区域防突措施效果进行检验。
2、区域瓦斯抽采防治煤与瓦斯突出措施效果检验:
采用测定煤层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果检验,测定煤层残余瓦斯含量的方法采用取煤芯分析煤层残余瓦斯含量。
(1)、采用测定煤层残余瓦斯含量进行区域性瓦斯抽采防治煤与瓦斯突出措施效果检验时,由抽采工区现场施工,由通风工区安排人员现场指导及取芯,钻孔设计见《采区回风巷揭煤效果检验钻孔布置图(法向距离7m时)》,钻孔布置4个,在距离巷道底板0.5m布置1个,在距离巷道底板1m布置3个。
(2)、检验指标:
检验临界指标为8.0m3/t。
即:
当测定煤芯瓦斯含量小于8m3/t时,检验为无突出危险,检验区域为无突出危险区;
当测定煤芯瓦斯含量≥8m3/t时,检验区域有突出危险,属突出危险区。
(3)、具体操作:
采用750型钻机施工钻孔,施工钻孔采用水力排查工艺;
钻孔施工到见煤点时,将钻杆全部退出,将钻头更换成取芯钻头后进行取芯。
在取煤芯期间,抽采工区现场取芯人员必须将检验范围内停抽,待煤芯全部取出钻孔后,方可恢复检验区域内抽采。
(4)、钻取煤芯后,通风工区现场取芯人员立即将煤芯放入煤样罐内,并将煤样罐阀门拧紧,不得漏气,采取的煤芯在空气中的暴露时间不得超过2min。
立即升井,测定煤芯瓦斯含量。
(5)、煤样瓦斯含量的测定在通风工区瓦斯实验室用煤层瓦斯含量直接测定仪测定,测定人员必须按照测定操作规程进行,在测定过程中不得弄虚作假。
测定煤芯瓦斯含量后,通风工区必须填写煤芯瓦斯含量测定报告。
根据报告确定检验区域内是否有煤与瓦斯突出危险。
瓦斯含量测定报告必须经矿有关部门及领导审核签字,并送抽采工区。
抽采工区接到煤层瓦斯含量测定报告后,根据瓦斯抽采情况、煤层瓦斯测定情况编制区域防突措施效果检验报告。
经矿有关部门及领导审批后,送通风工区、安检科、技术科、地测科、矿调度、施工单位。
(6)、经区域防治煤与瓦斯突出效果检验无突出危险,允许掘到工作面距煤层最小法向距离5m的位置,具体位置由地测科绘制的煤层层位关系图确定。
在检验有突出危险区域内,必须增加抽采时间,直到测定的煤层瓦斯含量小于8m3/t为止。
二、区域防突措施的验证:
经区域防治煤与瓦斯突出效果检验无突出危险,允许掘到工作面距煤层最小法向距离5m的位置,采用测定煤层残余瓦斯含量进行区域防治煤与瓦斯突出验证,测定煤层残余瓦斯含量的方法,采用取煤芯分析煤层残余瓦斯含量。
1、采用测定煤层瓦斯含量进行区域防治煤与瓦斯突出措施验证时,由抽采工区现场施工,由通风工区安排人员现场指导及取芯,钻孔设计见《采区回风巷揭煤区域验证钻孔布置图(法向距离5m时)》,钻孔布置4个,在巷道底板布置1个,在距离巷道底板1m布置3个。
2、检验指标:
验证临界指标为8.0m3/t。
当测定煤芯瓦斯含量小于8m3/t时,验证为无突出危险,验证区域为无突出危险区;
当测定煤芯瓦斯含量≥8m3/t时,验证区域有突出危险,属突出危险区。
3、具体操作:
采用ZY750型钻机施工钻孔,施工钻孔采用水力排查工艺;
4、钻取煤芯后,通风工区现场取芯人员立即将煤芯放入煤样罐内,并将煤样罐阀门拧紧,不得漏气,采取的煤芯在空气中的暴露时间不得超过2min。
5、煤样瓦斯含量的测定在通风工区瓦斯实验室用煤层瓦斯含量直接测定仪测定,测定人员必须按照测定操作规程进行,在测定过程中不得弄虚作假。
根据报告确定验证区域内是否有煤与瓦斯突出危险。
测定报告必须经矿总工程师审核签字。
6、如验证为无突出危险时,允许掘到工作面距煤层最小法向距离1.5m的位置,具体位置由地测科绘制的煤层层位关系图确定,在此期间必须执行先探后掘安全技术组织措施。
掘进距离由施工单位严格控制,通风工区、技术科、安检科监督,严禁超掘。
第五章局部防突措施
一)工作面突出危险性预测
当采区回风巷掘至距煤层最小法向距离1.5m(缓倾斜煤层)处的工作面突出危险性预测。
1、采用钻屑指标法测定每米钻孔钻屑量S和钻屑瓦斯解吸指标K1值作为工作面突出危险性预测的指标。
2、工作面突出危险性预测的指标临界值:
1)、钻屑量S临界值为6kg/m,钻屑量Smax≥6kg/m时为突出危险,Smax<6kg/m时为无突出危险。
2)、钻屑解吸指标K1临界值为:
干煤0.5ml/g.min1/2,K1≥0.5ml/g.min1/2时有突出危险,K1<0.5ml/g.min1/2时为无突出危险;
湿煤0.4ml/g.min1/2,K1≥0.4ml/g.min1/2时有突出危险,K1<0.4ml/g.min1/2时为无突出危险。
3)、工作面突出危险性预测的过程中任一指标达到或超过临界值时均判定为有突出危险,防突措施无效,继续执行防突措施或采取补充防突措施,只有各项指标达标后,方可允许掘进。
3、工作面防治煤与瓦斯突出预测的方法:
1)、掘进巷道距煤层最小法向距离1.5m时,施工工作面防治煤与瓦斯突出预测钻孔对煤层突出危险性指标进行测定。
2)、工作面突出危险性预测的钻孔控制距离:
在岩巷上部、中央、岩巷下部、巷道两帮各布置一个钻孔,共计5个预测钻孔,要求控制巷道轮廓线外2-4m,顶底板1.5m的安全岩柱,钻孔深度5-10m。
3)、预测过程中任一指标达到或超过临界值时均判定为有突出危险,采取补充防突措施,只有各项指标达标后,方可允许掘进。
4、工作面突出危险性预测的具体操作为:
1)、工作面距煤层最小法向距离1.5m时,由施工单位向矿调度汇报,由矿调度通知通风工区,进行工作面突出危险性预测的测定。
2)、工作面突出危险性预测由施工单位安排人员施工钻孔,由通风工区安排防突工现场指导和测定。
3)、钻孔施工:
在掘进工作面向煤层打五个直径42mm的钻孔,单孔孔深为5-10m,钻孔控制范围为巷道轮廓线外至少2-4m;
钻孔开孔位置见《采区回风巷工作面防突危险性预测钻孔布置图》,效果验证钻孔每钻进1m,测定一次钻屑量S值,每钻进2m测定一次K1值。
4)、测定过程中,测定人员根据钻孔施工情况、测定的数值填写效果验证原始记录,测定情况必须经现场班长、安检员、瓦检员签字验收。
5)、根据现场测定情况,测定人员必须将突出危险预测结果在井下汇报通风调度(汇报内容包括预测时间、K1值、最大钻屑量),由通风调度向报矿调度、安检科及施工单位汇报。
6)、预测指标超过规定时,预测验证人员必须现场立即通知施工班长停止作业并汇报矿调度及通风调度,由矿调度通知施工单位、通风工区、技术科、安检科。
并采取补充防突措施,采取补充防突措施后效果检验无突出危险,方可恢复掘进。
7)、经工作面突出危险性预测无突出危险后,采用远距离放炮掘开煤层,揭开煤层后,重新对工作面进行防突措施效果检验。
二)、工作面防突措施的选取及施工设计
在进行工作面突出危险性预测后,若判定为突出危险工作面时,必须采取相应的局部防突措施,局部防突措施如下:
(1)瓦斯浅孔抽放钻孔
抽放钻孔布置在回风石门巷道透点两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围5m,在抽放钻孔的控制范围内,如预测指标降到突出临界值以下,认为防突措施有效,否则,必须加密钻孔,加大抽放负压,加强抽放。
同时利用抽放钻孔探明煤层赋存情况。
防突科严格按设计要求施工钻场及钻孔,确保抽放率必须大于25%以上,达到消突效果后方可采取安全措施进行掘进。
(2)施工排放孔排放瓦斯
巷道进入薄煤层中顶底板掘进时,立即开始进行防突考察措施,经预测预报有突出危险性时,必须施工排放孔排放瓦斯进行消突措施,只有经检验确认无突出危险性时方可远距离放炮揭煤。
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