879回风石门揭煤安全技术措施1.29

淮北矿业股份有限公司

石门揭煤工作面安全技术措施

矿 别： 朱仙庄煤矿 措施名称： 879回风石门揭煤 安全技术措施 编制单位： 瓦 斯 办

编制日期 2015年1月 23 日

审 批 记 录

措施名称：879回风石门揭煤安全技术措施 2015年1月 日

编制 单位 编 制 人 瓦 斯 办 技 术 科 通 风 区 防 突 区 掘进一区 保运二区 矿山救护队 审 批 单 位 地 测 科 安 监 处 机 电 科 南二风井 安全信息中心 地质副总 通风副总 分 管 领 导 掘进副总 安全副总 总工程师 技术副总 机电副总 备注 1

87采区879回风石门揭煤

安全技术措施

根据矿生产接替安排及地测科下发的掘进工作面揭煤预报，879回风石门将从原停头位臵（距煤法距10.5m）继续向前施工，预计施工10.5m（斜）处揭露8煤层，为了确保施工安全，特编制石门揭煤安全技术措施。

一、概况 1、巷道工程

（1）879工作面位于87采区南翼第五区段，南至朱仙庄矿与芦岭矿的井田边界，北到F5-1断层，上邻四区段877工作面（已回采完毕）,下邻二水平Ⅱ5采区南翼Ⅱ851工作面（未开采）。工作面标高为-350.0⊥～-408.0⊥，其中石门揭煤处标高为-353.6m⊥。

（2）879回风石门拨门后向前施工22.16m甩车场，设计为半圆拱形断面，净宽×净高＝4.6×3.5m，后断面为净宽×净高＝4.6×3.5m，巷道优先采用锚网喷支护，围岩破碎时采用同等规格U型棚+喷浆支护。

综合平面布臵图见附件1。 2、施工组织

879回风石门设计从876集中巷GB点前16.2m处拨门，拨门方位为56°34′57″，巷道以3‰坡度施工22.16m，再按15°下山施工47.2m，最后变平施工17.3m至超过风巷拨门位臵3m处，设计全长86.7m。现石门已施工至迎头H0测点前18m处停头（距8煤法距为10.5m），向前施工4m平巷然后变15°下山施工至H0测点前28.5m（斜）处将揭露8煤层，向前施工完全进入8煤层，至超过风巷拨门位臵3m处结束。

该工程计划由矿掘进一区2队负责施工。 3、防突工程

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879回风石门在拨门口向前施工8.5m处（距煤层法距20m）施工了超前地质探查孔，并在距煤法距10.5m处实施了煤层原始瓦斯含量及压力的测定，同时根据煤层赋存状况设计并施工了穿层预抽钻孔，预抽1个半月后实施了区域瓦斯治理效果检验，其检验石门段残余瓦斯含量和残余瓦斯压力均小于突出危险临界值。2015年1月22日由矿长组织相关部门对石门区域瓦斯治理工程进行了验收，经验收各项防突工程质量符合设计要求，石门已达到预抽消突目标，可以进行石门揭煤。

二、防突设计执行情况 1、前探钻孔

为掌握石门段煤层赋存情况，879回风石门在拨门前距煤法距20m位臵，由地测科设计了7个控制巷道前方及两侧的地质探查孔（探查孔设计见附件2），由于实际施工时前方煤层赋存情况较为复杂，后有补充施工了6个地质探查孔，共计施工了13个地质探查孔，探明了揭煤处的煤层赋存情况。根据探查资料，绘制了石门探查地质剖面图，其石门巷道见煤点标高预计为-353.5m,煤厚15m。该处施工地质钻孔期间未出现瓦斯喷孔等动力现象，但受断层构造影响，煤层被拉伸的较厚，揭煤时要加强顶板管理，强化金属骨架施工及煤体固化。（20m位臵前探钻孔成果图及煤、岩层综合柱状图见附件3）；

图1：探查钻孔成果平、剖面图

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2、预测预报

（1）为掌握揭煤段煤层瓦斯压力参数，在距煤法距10.5m的位臵施工了4个测压钻孔，并取煤芯对瓦斯含量进行了测定，钻孔施工完成后安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施压力测定。测压孔布设见附件4。

瓦斯压力测定方法：在探查钻孔施工中，准确记录钻孔参数、钻孔见煤时间、终孔时间，钻孔见煤深度等。

安装测压管和回浆管：测压管为8×1.5mm的PA11尼龙压力管，测压管的总长度与钻孔长度一致，测压管最前端用纱布包裹，防止煤渣进入测压管；回浆管为2m一节的PVC管，用管箍相连，胶水密封，回浆管末端带有阀门；将测压管和回浆管一起送入钻孔，回浆管在煤层底板位臵设臵三通，三通下方用棉线缠绕,棉线沿回浆管缠绕长度为500mm，厚度10mm。

安装注浆管：注浆管为4m长的黑布胶管，带有阀门和高压胶管快速接头，钻孔施工到位后将注浆管送入钻孔。

密封钻孔口：为了防止注浆时浆液流出钻孔，提前对钻孔孔口采用聚胺脂、毛巾等进行密封。

注浆：待聚胺脂凝固后，用注浆泵把水泥浆通过注浆管注入钻孔，直至回浆管有浆液流出后停止注浆关闭注浆管阀门。

瓦斯压力观测：瓦斯压力观测采取定期观测记录，直至瓦斯压力稳定为止。即各钻孔在封孔后前5天每小班观测并记录压力表读数和观测的时间，以后每1-2天观测一次，压力观测累计不少于15天。瓦斯压力测定示意图见图2。

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8煤层三通测压室棉线返浆管注浆管测压管测压孔钻位

图2：瓦斯压力测定示意图

瓦斯压力测定结果：在测压过程中，表压上升平稳无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前一周内表压成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力0.5MPa，测定煤层赋存瓦斯含量为4.0464 m3/t。瓦斯压力测定及瓦斯含量实测结果见表1。（压力测定表见附件7）

瓦斯压力测定和瓦斯含量测定值 表1

位臵 孔号 1# 法距 10.5m 2# 3# 4# 瓦斯压力P/MPa 0.5＜0.74 0.2＜0.74 0.43＜0.74 0.14＜0.74 瓦斯含量W/（m3*t-1） 2.9018＜8.0 3.0106＜8.0 4.0464＜8.0 3.4226＜8.0 （2）石门距煤法距10.5m位臵施工测压孔期间，为收集煤层f值及a、b吸附常数，工业指标，瓦斯含量等参数，通过测压孔1#、2#、3#、4#见煤段采用套管实施取芯，通过通防实验室对相关参数进行化验。

DGC瓦斯含量测定方法：煤层瓦斯含量测定采用直接测定法，主要通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。同时在钻孔施工期间确定取芯钻孔倾角、方位、钻头

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直径、开孔高度、取芯管及钻机型号，并做好相关记录。

通过对钻孔煤样化验分析，测得煤样f值、a、b吸附常数和瓦斯含量值等。（瓦斯参数测定指标见附件8）

（3）预测预报结论：矿井8煤层为突出煤层，根据七采区8煤区划资料，879回风石门位于8煤突出危险区，经石门段压力和瓦斯含量等参数测定，该石门揭煤处实测最大瓦斯压力0.5MPa，煤层赋存瓦斯含量为4.0464 m3/t，无突出危险性。由于该揭煤处位于断层带附近，为保证安全揭煤，仍继续施工预抽钻孔对揭煤区域瓦斯进行预抽。

3、防突措施

（1）石门预抽防突钻孔施工情况

在距离煤层法距10.5m位臵处，施工底板穿层钻孔，预抽钻孔孔径为113mm，按照矿井8煤层有效抽放半径2.5m标准，钻孔布设轴间距3m。钻孔控制范围为巷道两帮不小于12m、石门揭煤处巷道上下沿层面距离不小于12m（钻孔控制范围,还必须同时满足巷道轮廓线上下不小于5m）。（钻孔设计施工图见下图3和附件9）

预抽钻孔设计平面图 预抽钻孔设计剖面图

图3：预抽钻孔设计平、剖面图

石门预抽钻孔施工联管情况：预抽钻孔于2014年11月19日开始施工，2014年12月15日施工结束，累计施工钻孔125个，工程量4632m，钻孔

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施工完毕后即封孔联入抽放系统实施抽放。钻孔竣工图见附件10。

（2）钻孔施工状况

石门预抽钻孔施工期间，所有钻孔均采用水力冲孔工艺，累计冲煤量147t，冲煤率0.72％，水力冲孔和钻孔穿煤期间无喷孔现象。

（3）钻孔验收和成孔情况

根据矿瓦斯治理钻孔验收管理规定，钻孔施工期间要加强验收力度，严格记录钻孔施工参数，防突区施工人员认真记录钻孔穿煤和冲煤量。

（4）钻孔竣工

根据预抽钻孔现场记录施工参数，由瓦斯办技术人员在钻孔施工结束后即对钻孔进行上图分析，根据钻孔分析结果确定补孔参数，对出现异议和施工不到位的进行及时补孔施工，确保预抽钻孔无空白带，同时为保证钻孔施工质量，在施工预抽钻孔期间提取一定钻孔进行测斜，经测定石门段预抽钻孔控制范围满足要求，孔间距控制在3m以内，符合防突设计要求。

（5）预抽瓦斯情况

根据879回风石门揭煤段煤层赋存资料，预抽钻孔控制区域内赋存煤量约为2.04万吨，煤层赋存瓦斯总量预计在8.3万m3。按照钻孔2014年12月15日施工结束至2015年1月16日止，累计抽放瓦斯总量为3.2万m3，瓦斯预抽率38.6％，钻孔所控范围瓦斯抽排效果较好，符合规定。

4、防突措施效果检验 （1）区域措施效检方法

校检指标规定：根据《防治煤与瓦斯突出规定》五十二条规定，为验证实施预抽煤层瓦斯区域防突措施效果，采用直接测定残余瓦斯压力和瓦斯含量方法，对预抽钻孔控制区域煤层残余瓦斯压力和含量进行测定，同时在检验期间记录钻孔施工过程中发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。

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考察确定的突出临界值评判标准为：预抽区域煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa、残余瓦斯含量小于8m3/t，确定为无突出危险，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效；但若检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位臵周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。同时对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，均应首先分析、检查预抽区域内钻孔的分布等是否符合设计要求，不符合设计要求的，不予检验。

校检钻孔布设参数：在879回风石门迎头施工5个区域效果检验钻孔，分别位于石门的上部、中部、下部和两侧，其中2个钻孔位于预抽放区域内接近边缘的部位，即位于边缘线内侧不大于2米处。效检孔布设保证每个钻孔避开已施工的区域预抽钻孔，检验测试点布臵于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、排放时间较短的位臵，并尽可能远离测试点周围的各排放钻孔。（效检钻孔设计参数及平、剖面见附件9）

校检测定过程：根据石门揭煤区域防突设计，经预抽钻孔预抽后，于2015年1月16日-1月21日，在石门巷道距煤层法距10.5m位臵施工5个校检钻孔，所有钻孔均实施取煤芯方式，采用直接测定法测定石门段预抽区域煤层残余瓦斯含量，同时通过校检孔安装JD-WFK-2型速凝膨胀剂套件实施残余瓦斯压力测定，测压装臵安设和测定方法如上措施4、5页说明。

校检钻孔质量：通过对校检钻孔实际施工资料、抽采时间及钻孔上图分析，879回风石门共设计施工5个效检钻孔，经单孔测斜，校检钻孔方位、倾角施工均符合设计要求（钻孔竣工图见附件10）。区域效果检验钻孔布臵设计和施工参数见表2。

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效果检验钻孔布臵设计和施工参数表 表2

设计参数 孔 号 方位（°） 倾角（°） 见煤深度穿煤深度顶板长度孔深倾角见煤深度施工参数 穿煤深度顶板长度孔深（m） （m） （m） （m） （m） （°） （m） （m） （m） 1# 56°36′ 49.3 15.5 2# 56°36′ 11.3 13.5 3# 56°36′ -13.8 4# 34°54′ 5# 73°54′ 12 12 46 14 11 16 15 10 0.5 0.5 27 30 61 49 11 -13.5 12 12 17 12 51 13 14 10.1 1.0 28.1 13.5 1.0 15 11 31 66 0.5 24.5 1.5 28.5 15.5 12.5 0.5 28.5 13.5 1.0 31.5 校检指标参数测定结果：

残余瓦斯含量测定：残余瓦斯含量采用DGC瓦斯含量直接测定法，即通过井下取芯、井下解吸，煤样取出送达地面后，在实验室通过对煤样地面解析、煤样称重、粉碎、水分测定等对煤样瓦斯含量进行综合测定，从而得出煤层瓦斯含量。残余瓦斯含量测定结果见表3，残余瓦斯含量校检测定记录表见附件12。

残余瓦斯含量测定结果 表3

孔号 瓦斯含量W/（m3*t-1） 1# 3.2777 2# 3.0156 3# 2.7022 4# 2.9064 5# 2.4702 残余瓦斯压力测定：利用5处校检孔实施煤层残余瓦斯压力测定，在测压过程中，表压上升幅度较小，所测压力值无异常波动，测压期间孔内有少许积水，前2天内测压表压力值成均匀上升状态，后期表压趋于稳定，其实测最大瓦斯压力为0.32MPa，实测煤层残余瓦斯含量最大为3.27 m3/t。瓦斯压力测定结果见表4，压力测定校检记录表见附件11。

残余瓦斯压力测定结果 表4

孔号 瓦斯压力P/MPa 1# 0.23 2# 0.26 3# 0.08 4# 0.32 5# 0.30 （2）校检钻孔施工状况

石门校检钻孔施工期间，钻孔在穿煤期间迎头瓦斯情况正常，未出现

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顶钻、吸钻、喷孔等瓦斯动力现象，在穿煤期间供风量400m3/min，其回风流瓦斯浓度在0.6%以下。

（3）瓦斯抽采参数

根据石门V锥自动计量实时监控数据和钻孔人工实测参数比对，石门预抽钻孔在施工结束后，预抽瓦斯浓度在30%以上，瓦斯抽采量保持在1m3/min，单孔瓦斯抽采浓度30%以上，单孔抽采流量达0.0267m3/min，随抽采时间延长，预抽瓦斯量和单孔抽采量均有所降低，其后期石门预抽瓦斯浓度保持在20%左右，瓦斯抽采量保持在0.7m3/min，单孔瓦斯抽采浓度15%以上，单孔最低抽采流量保持在0.0373m3/min以上。

（4）预抽瓦斯消突评价

根据879回风石门瓦斯赋存等基础资料，结合石门区域预抽瓦斯量和措施效果检验结果，得出以下主要结论：

①通过对879回风石门预抽钻孔填图分析，钻孔控制预抽范围大于巷道轮廓线以外12m，钻孔间排距3×3m，底板预抽穿层钻孔施工符合设计要求。

②采用石门底板穿层密集预抽区域性瓦斯治理措施，879回风石门预抽钻孔控制煤量2.04万吨，采用水力冲煤147t，冲煤率0.72%；石门预抽时间达到1个月以上，累计预抽瓦斯量3.2万m3，瓦斯抽放率为38.6％。

经计算石门揭煤段钻孔预抽区域8煤层瓦斯含量由4.0464m3/t降至2.5m3/t；经直接测定石门揭煤段煤层残余瓦斯含量最大为3.27m3/t，测定煤层残余瓦斯压力最大为0.32MPa。

经区域措施效果检验，879回风石门区域治理措施有效。

通过以上预抽指标和校检参数，879回风石门预抽瓦斯量和实测残余瓦斯含量、压力等参数均已满足解突要求，实现消突目标。

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三、保证控制煤层层位措施

石门在揭煤期间，为有效控制煤层层位防止误揭煤层，在掘进施工过程中必须采取“先探后掘，边探边掘”超前探查措施，严格控制距煤法距，具体要求如下：

1、地质科根据探查资料，绘制石门揭煤预想剖面，并下发近煤掘进预报单，明确施工至距煤法距5m、3m、2m及揭煤相应进尺距离，防止误掘超掘。

2、生产单位在向前施工期间，应注意观察迎头岩性变化和瓦斯情况，发现异常变化时，需及时向瓦斯办、技术科及相关部门反馈信息，确保相应防范措施跟进。

3、施工单位配齐不少于8m长锚索钎子，施工机具保持完好 。从现巷道迎头距8煤层法距10.5m开始，每次爆破前必须准确探明煤层层位，其探查孔位臵设计在巷道底板向上1.0m处，按照巷中与巷道方向一致施工一个10°探眼，巷帮两个外偏15°按0°施工探眼，每次探眼探至见煤为止。在打探眼的过程中，留心观察钎子的见煤距离与钻进速度，专人观察，并在探眼记录台账上写明探眼情况。

4、施工探眼期间对出现的夹钎、顶钻、出现压力水、瓦斯喷孔等异常情况，必须立即停止作业，但不得拔出钎子，情况紧急时，立即撤除所有受威胁的人员，并向安全信息中心和区值班人员汇报。

探查钻孔布臵见下图4。

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图4：探查钻孔布臵图

四、石门揭煤局部防突管理

石门揭煤期间，当石门分别施工至距煤法距5m和2m处时，需施工穿透全煤的预测钻孔，采用钻屑指标法，测定瓦斯解吸指标K1和△h2，对石门前方煤体进行突出危险性预测，只有经预测确定无突出危险后，方可采取

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远距离爆破方式直至揭开煤层。

1、距煤法距5m位臵防突管理

根据煤层探查资料，在石门掘进至距煤层法距5m处时，采用钻屑指标法实施煤层突出危险性预测。

（1）突出危险性预测

在石门工作面掘进至煤层法距5m时，石门停止掘进，并加强对迎头顶部和山墙支护，同时根据探明的煤层赋存资料，设计施工5个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔（预测钻孔设计平、剖面见图5和附件13），并在钻进煤层时，用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（?h2或K1），测定方法严格按照《防突规定》所列的石门揭煤工作面突出危险预测的方法进行的规定进行。

5m处预测钻孔平面布臵图 5m处预测钻孔剖面布臵图

图5：距煤法距5m处预测钻孔平面布臵图

（2）验证参数临界值

经验证无突出危险性，方可采取远距离爆破措施掘进至距煤层法距3m处。当瓦斯解吸指标超过临界值规定，或在区域验证过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，工作面即判定为突出危险工作面需要采取5m处局部防突措施。预测指标临界值见下表5。

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钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值 表5

煤样 干煤 湿煤 △h2/Pa 200 160 钻屑解吸指标临界值 1/2K1/mL/g.min 0.5 0.4 （3）距煤层法距5m前防突措施设计

在石门揭煤施工至距煤法距5m前进行突出危险性预测时，所测指标接近或超过突出危险临界值或效检孔施工过程中出现喷孔、顶钻等突出预兆时，在法距5m的位臵采用迎头施工排放钻孔对煤层瓦斯实施排放，消除该区域内煤层的突出危险性。

排放钻孔设计孔径94mm，孔底间距4m，钻孔控制巷道轮廓线两侧和上下不小于5m，钻孔总数56个，排放钻孔施工过程中采用水力冲孔工艺。排放钻孔在施工结束并自然排放满8小时后，采用钻屑指标法进行防突措施效果效检，经检验确认措施有效后，方可采取先探后掘控制煤层层位和远距离爆破措施掘进至距煤法距3m处。（排放、校检孔平、剖面布臵见图6和附件14）

排放、效检钻孔平面布臵图 排放、效检钻孔剖面布臵图

图6：排放、效检钻孔平、剖面设计图

2、距煤层法距3m位臵防突管理

879回风石门揭煤位臵煤层受断层拉伸，煤厚较厚,因此在距煤层法距3m前开始采用金属骨架实施煤体固化措施，并继续先探后掘执行远距离爆

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破措施。距煤法距3米后，施工单位开始停止使用钢丝绳牵引的耙矸机进行出货，改为人工出货的方式，以保证揭煤过程中的生产安全。

（1）金属骨架

为了防止巷道顶部煤体在矿山压力、煤体自重及煤体松软结构的作用下发生压出和冒顶等事故，在石门上部0.5～1.0m范围内布臵骨架孔。骨架孔应穿过煤层并进入煤层顶板至少0.5m，当钻孔不能一次施工至煤层顶板时，则进入煤层深度不应小于15m。骨架参数如下：

① 骨架钻孔直径94mm； ②骨架钻孔数目为29个； ③ 骨架间距不大于0.2m；

④ 金属骨架采用直径50mm的钢管，每节长度4m； ⑤ 骨架钻孔向上倾角为8°；

⑥ 每个骨架钻孔打完之后，立即将孔内残渣清除干净，随后把预先准备好的钢管（直径50mm）插入到孔底，在固化结束之后注水泥浆进行加固和密封。骨架露在孔外一端应架设并固定在坚固的U型棚上。

⑦骨架在掘进头距煤层法线距离3m之前开始施工，揭煤后不得拆除金属骨架。

（2）煤体固化

利用金属骨架孔注入固化材料，

其措施要求：石门掘至距8煤法距3m时，开始实施煤体固化。利用专用注液泵进行注液，该泵注液压力10ＭPa以上。此揭煤石门工作面注固化材料预计8吨左右。

（金属骨架钻孔布臵平、剖面设计图具体见图7和附件15）

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金属骨架钻孔布臵剖面图 金属骨架钻孔布臵平面图

图7：金属骨架钻孔布臵平、剖面设计图

3、距煤层法距2m位臵防突管理

石门巷道掘进施工至距煤层法距2m位臵时，石门停止掘进加强迎头支护，同时按设计施工4个直径为94mm的穿透全煤预测钻孔，2m处实施最后验证，即按照《防突规定》所列突出危险预测的方法，在钻进煤层时采用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标（?h2或K1）。检验有效后方可采取远距离爆破和浅进浅掘措施直至揭开煤层。（预测钻孔设计平、剖面见下图8和附件16）

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2m处验证钻孔平面布臵图 2m处验证钻孔剖面布臵图

图8：距煤法距2m位臵验证钻孔平、剖面布臵设计图

4、石门穿煤段防突管理

石门揭开煤层及巷道未完全进入煤层前的放炮破岩，均需采用远距离爆破要求执行，在巷道揭开煤层后，即采用工作面连续突出危险性预测的方式实施局部防突管理。预测钻孔设计施工4个，钻孔直径42mm，预测钻孔分别布臵在巷道上部、中部和两侧，钻孔控制在巷道顶和两侧2～4m位臵。钻孔采用风动钻机施工，按照《防突规定》规定，采用钻屑指标法进行突出危险预测，即采用1～3mm的筛子筛分钻屑，测定瓦斯解吸指标?h2指标（钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值见下表6），经检验无突出危险性后，每循环保留≮2m的预测投影超前距，并采取安全防护措施实施掘进作业。

钻屑瓦斯解吸指标法突出临界值 表6

煤样 △h2/Pa 干煤 湿煤 200 160 钻屑解吸指标临界值 Smax/kg 6 / 在采用钻屑指标法进行预测过程中，当测定瓦斯解吸指标?h2接近或超过临界值时，需立即停止采掘作业，施工排放钻孔等局部防突措施，并

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经连续两次校检均不超标情况下，方可恢复生产。

（预测钻孔设计见附件16、排放钻孔设计见附件17 ） 五、各类钻孔施工保障及安全技术措施

1、各类钻孔施工前，防突区均根据现场环境和设计要求，编制相应安全技术措施，并严格措施要求，组织钻孔施工。

2、井下搬运钻机时由安全责任人统一指挥。起吊钻机时把车皮固定掩实。用起重设备装卸钻机和其它重物时，首先检查起重设备以及钢丝绳结和承载点的可靠性和牢固性，起重工作时要有专人指挥，起落范围内不得有人员活动。

3、搬运钻机时，手拉葫芦可用不低于4′的钢丝绳连结在起吊锚杆上。操作手拉葫芦时要均匀，不能硬拉硬拽。无论是往上拉，还是向下松，钻机下方不得有人。人员在钻机一侧，距离不少于0.5米。

4、钻机要安装平稳，压车柱要正规、牢固、可靠，能确保钻机安全钻进。管线及电缆要吊挂好，钻场周围环境要保持整洁，后路要畅通。

5、地测科负责现场给钻孔确定方位，防突区施工人员开孔时要准确校正钻孔方位及倾角，严格按照钻孔方位线施工。并钻进加尺时，要认真检查钻杆质量，弯曲或坏扣钻杆不准使用。

6、打钻前和打钻过程中，班长要经常检查钻机周围的气体情况，符合规定方可钻进。

7、钻孔施工过程中，操作人员要按照钻机操作规程和钻孔施工参数的要求精心施工，严格控制钻进速度，钻机不得在无人看管的情况下运转。在停机状况下用铁锤敲击，须将锤头用水沾湿。

8、必须使用风水联动装臵，实现风、水快速切换，当孔内出现冒烟、高温等隐患时，必须及时停止钻进，孔口用湿衣物或黄泥封堵，并改为向

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孔内注水。严禁在水管没有水时用压风穿煤。

9、钻孔施工用风排渣时，必须在孔口下风侧1米范围内悬挂CO报警仪，并且施工地点需要配备不少于2台CO2灭火器或干粉灭火器。打钻时，钻场下风处必须悬挂便携式瓦斯报警仪。一旦瓦斯超限，要立即停止钻进，及时撤出人员，一切正常后再恢复施工。

10、在钻孔施工过程中，若出现夹钻、顶钻、喷孔现象，先停止钻进，不得拔出钻杆并汇报防突区值班人员。若喷孔严重导致瓦斯超限时，测气员和施工负责人要迅速地将该巷道所有作业人员撤至安全地带，并及时向安全信息中心、区值班人员及有关单位和领导汇报，待查明原因，采取措施进行处理，只有瓦斯等有害气体的浓度恢复正常后无安全隐患后，方可继续施工。

11、在正常钻进和上下钻杆时，上水龙头人员负责给钻机供电，钻机司机看清周围情况后再开钻。任何时候钻杆正后方不能站人，以防钻杆从孔内窜出伤人。钻机上钻杆时，加尺不能超过2米。

12、通风区负责钻机施工期间的供风、供水工作维护，同时做好探头调校，定期试断电，确保瓦斯电闭锁灵敏可靠。掘进一区负责钻机运行期间供电管理，保证电器设备灵敏可靠，严禁失爆，并对出现的问题做到及时处理。

13、每个班长（拨头）都要检查作业范围内顶板、巷帮和支护是否完好，当确定安全可靠后方可施工。钻机施工人员要听从当班班长指挥。

14、当班班长(拔头)在加尺前，认真丈量每一根钻杆的长度，按要求认真做好钻探原始记录。将钻探资料及时提交职能部门分析，按照设计要求标定钻孔方位和倾角。班中认真巡查，出现安全隐患及时汇报处理。

15、钻机人员必须严格按照安全技术措施要求精心施工，保质保量完

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成钻孔进尺任务。

16、钻机施工人员必须随身携带隔离式自救器，并会使用，同时熟悉施工地点最近避灾路线，遇到危险及时打开自救器配带好，按避灾路线撤到安全的地方。

六、安全防护措施 1、通风系统 （1）局部通风管理

879回风石门根据局部通风设计，石门建立独立可靠的局部通风系统，安装两台2×30KW对旋局扇（一台运行、一台备用），采用Φ800mm阻燃软质风筒供风，迎头供风量不少于100m3/min。局扇实行“三专三闭锁”，安设专人进行看管，并挂牌留名，每天要对局扇进行切换试验。任何人不得随意开停局扇，通风区风筒要吊挂整齐，严禁脱节漏风，风筒距迎头确保不大于5m。

进风路线：地面→南二进风井→五采轨道进风下山、五采行人进风下山（五七采皮带机巷）→七采大巷→87轨道上山→875车场→局部通风机→876集中巷→879回风石门→879风巷。

回风路线：

879风巷→879回风石门→876集中巷→回风联巷→87回风上山→87总回副巷→南二风井→地面

（2）通风设施管理

矿井为突出矿井，为确保通风系统正规、稳定、可靠，矿井按照《防突规定》规定，在井下各采区风门安设上均为正反向风门标准安设。879回风石门揭煤期间，在石门进风车场、区段联巷等均处均建立两道正反向风门，以控制发生突出灾害情况下高浓瓦斯沿回风道流入回风系统，防止灾害蔓延。

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正反向风门：风门墙体用料石砌筑，嵌入巷道周边岩石深度不小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框厚度不小于100mm，风门厚度不小于50mm，两道风门间距不小于4m。同时每组正反向风门均安装闭锁装臵，防止两道风门同时打开。

（3）通风安全管理

在石门揭煤和穿煤期间，局部通风机因临时停电或其他原因造成停止运转时，掘进工作面所有人员必须立即撤到具有新鲜风流的安全地点，并由瓦斯检查员在石门掘进工作面入口处设臵栅栏和禁止入内的警示牌。在恢复局部通风前，首先由专职瓦斯检查员检查瓦斯，确定停风区中瓦斯浓度不超过0.6％，且局扇及其开关地点附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5％，方可人工开启局扇。

（通风系统图见附件18） 2、供电系统

掘进计划施工879回风石门，施工段为29米平巷和50米斜巷，该巷道属于岩巷掘进，掘进工作面配有JD-2.5绞车一台、P-30B扒矸机一台，喷浆机一台和注水泵一台，局部通风机选用2*30kw。风联电源取自874变电所，局扇I回路及II回路分别取自874变电所I、II回路。掘进工作面及回风系统中的所有电气设备必须设专人检查、维护，使用中的防爆性能每天检查一次，在揭煤前必须进行一次全面检查，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。使用电器设备及电缆明细见表7。（供电及断电设计图见附件19）

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使用电器设备及电缆明细表 表7

设备名称 型 号 KBZ－400 QBZ－80N 开关 QBZ－80 ZBZ－4.0 QBZ-120SF MY3*35+1*16 电缆 MY3*70 3、抽采系统

879回风石门区域消突预抽钻孔采用集中联管抽放，抽采系统为南二地面泵抽采系统（两台2BEY-62型350m3/min水环式真空泵，一台运行一台备用），抽放管径为Φ200mm，管壁厚为3mm，孔口抽放负压在-13kPa左右。抽采泵能力、负压和管路系统满足石门预抽要求。

抽采系统路径：879回风石门→876集中巷（安装V锥计量系统1套）→87回风上山→87总回副巷→南二风井→南二地面瓦斯泵站。

抽采系统排放瓦斯路线：879回风石门→876集中巷→87回风上山→87总回副巷→南二风井→地面。

石门揭煤期间，为减少瓦斯涌出量，在掘进施工时，迎头预抽钻孔由防突区全部拆除并由掘进施工单位对钻孔进行封堵，每次爆破前施工单位继续对钻孔进行封堵，封堵长度不小于炮眼深度的1.5倍。（抽采系统图见附件20）

4、监测监控系统

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数 量 1台 1台 3台 1台 2台 1100 M 270M 通风区瓦斯传感器的安装位臵严格按照《煤矿安全规程》及《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ 1029-2007）行业标准执行，该巷道按如下要求设瓦斯监测探头，并实现瓦斯电闭锁。

设臵如下：

工作面设臵T1、T2两台高低浓度甲烷传感器， 具体要求：

T1悬挂在距迎头≯5m风筒对侧，距顶≯300mm，距帮≮200mm； T2悬挂在距回风口10～15m。

报警、断电浓度均为≮0.8％，复电浓度为＜0.8％。

断电范围：879回风石门及回风路线所有非本质安全型电器设备。 并按规定及时进行探头调校、维护工作，保证安全监控系统正常运行，瓦斯超限断电闭锁灵敏可靠。施工单位要及时挪移甲烷传感器，确保探头悬挂位臵正确，在工作面放炮时应将甲烷传感器移设到安全地点，放炮后再按要求移回规定的位臵。

迎头必须按规定悬挂一台便携仪随时监测瓦斯情况，一旦报警，立即停止作业并撤出人员，严禁瓦斯超限作业。

5、远距离爆破

（1）远距离爆破执行范围

石门揭煤巷道施工至距煤层法距5m时，即采用远距离爆破方式直至全部揭开煤层，采用远距离爆破揭煤期间采取浅进浅掘方式（循环进度控制在1 m以内，每圆班进尺不超过3m）揭开煤层，并使用金属挡栏等其它综合防护措施。为保证巷道压力分布均匀，远距离爆破采用光面一次爆破方式，爆破地点选在875车场两道正反向风门以外，爆破地点距离工作面不得小于300m，同时选定爆破地点为井下现场指挥部。实施远距离爆破时，

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七采区回风系统内所有作业地点都必须停电撤人，只有经确认石门无突出危险后，方可进入工作面检查和恢复回风系统各地点作业。

（2）岩柱控制具体措施

在石门掘进至距煤法距5m位臵开始，施工单位根据探查孔设计要求，在每次爆破前，使用不短于8m的钎子准确探明煤层层位，即从巷道迎头在巷道底板向上1.0m处，按照巷中与巷道方向一致施工一个10°探眼，巷帮两个外偏15°按0°施工探眼，每次探眼均探至见煤为止。在打探眼的过程中，留心观察钎子的见煤距离与钻进速度，专人观察，并在探眼记录台账上写明探眼情况，每次探查结果均由施工单位技术人员负责向瓦斯办、地测科进行反馈，地质科根据每次探查结果验算石门距煤实际法距，通过循环探查控制进尺，确保石门巷道施工至距煤法距不小于2m。探查钻孔见下图9。

图9：距煤法距5m超前探查孔设计图

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在施工探眼期间对出现的夹钎、顶钻、出现压力水、瓦斯喷孔等异常情况，必须立即停止作业，但不得拔出钎子，情况紧急时，立即撤除所有受威胁的人员，并向安全信息中心和区值班人员汇报，并采取相应措施进行处理。

（3）远距离爆破有关规定 ①炮眼布臵、装药参数

石门掘进采用远距离光面一次爆破，炮眼设计布臵67个钻眼，使用PT473水胶炸药，采用毫秒延期雷管，装药量36kg，具体炮眼布臵及装药参数见下图10。

爆 破 图 表4.0×3.4m U型棚一、炮眼布臵三视图300515049484746452144204342411918175349316667832162215１2522454255826596028121129612723131463306465600673312006260034510400355355565710010403938373630010045060060012004700600600450100二、爆破说明书类 别眼深眼 号（ｍ）掏槽眼1～41.2角度（ ）o水平0垂直0每眼装药 量(g)500使 用雷 管(发)41414封 泥长 度(m)≮0.5联线方式起爆顺序雷管段号10001200消 耗 量Ⅰ串辅助眼辅助眼5～1819～3233～4142～671.01.01.003～53～503～53～5333333333≮0.5≮0.5≮0.5≮0.5ⅡⅢ23445炸药种类: PT473循环消耗量：35.671雷管种类： 毫秒延期 循环消耗量： 67 发kg 底 眼周边眼926联ⅣⅤ1.03～53～533310010005005005003700300

图10：炮眼布臵及装药参数图表

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②炸药、雷管，联线方式，导通试验具体要求 a、眼打完，检查合格后，方可吹眼装药。

b、装药前对迎头的所有钻孔和不用的炮眼都必须用黄泥封实，封泥深度大于最深炮眼深度的1.5倍，钻孔超出巷道轮廓线时，应预先封堵不小于1.0m，防止孔内瓦斯涌入巷道。装药时，必须在黄泥外装2个水炮泥，封泥必须至孔口，每发电雷管的脚线必须扭接短路，卷放于眼口。

c、装药时采用正向装药，连线方式符合要求。

d、由放炮员在起爆地点使用数值欧姆表实测爆破网络电阻值，所测总电阻值控制在±10%，超过此限或数值跳动严重时要查明原因，经验证无误后方可起爆。

e、使用三级煤矿许用水胶炸药和1～5段毫秒延期电雷管爆破，全断面一次起爆。严格执行“一炮三检”、“三人联锁”、“三警戒”、“三汇报”及“清底验炮”等放炮制度。

f、严格按照炮眼布臵图和爆破说明书要求打眼、装药、放炮，布臵图和爆破说明书具体由施工单位根据岩性、断面情况编制。

g、放炮采用毫秒延期雷管，最后一段的延长时间不超过130毫秒，不得跳段使用。电雷管使用前，必须进行导通实验，通过每一个雷管的电流达到电雷管引爆的2倍。放炮员提前准备好足够距离的放炮母线，并进行仔细的检查，放炮母线尽可能减少接头，以减少放炮母线的电阻，放炮母线接头用防水胶布和黑胶布双层包扎。

③远距离爆破措施

a、石门揭煤期间，施工单位需安专人负责局扇看管，挂牌留名，任何人不得随意开停局扇。风筒要吊挂整齐，严禁漏风、脱节，并确保风筒距迎头不超过5m间距。

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b、远距离爆破揭煤前必须对迎头向后20米的U型钢棚进行加固，防止放炮崩倒支架，并安设两道金属挡拦。

c、远距离放炮揭煤起爆30min后，由井下总指挥安排救护队员进入揭煤迎头检查煤层揭露、支架状况、瓦斯及通风情况，救护队员检查后要向井下指挥部汇报，在迎头及通风系统正常并征得地面总指挥同意后，方可解除警戒、恢复送电。经井下总指挥同意后，在救护队员的监护下，施工人员方可进入迎头整理支架、管理顶板，结束后迅速撤离现场。巷道最后一炮见煤时，该石门掘进面必须停止作业24小时，这期间要安排专人现场交接班，监测现场情况。根据监测结果，确定是否恢复作业，期间严禁私自送该头动力电，电器设备停电均实行挂牌管理。

d、放炮必须保证最小抵抗线岩巷不得小于300mm、煤巷不得小于500mm，采用湿式打眼，放炮前施工地点20m范围内必须洒水灭尘，并按规定安设放炮喷雾，否则严禁放炮。

e、放炮前要认真检查放炮地点20m范围内的瓦斯浓度，只有在瓦斯浓度小于0.8%时，并且断掉迎头及回风区域一切动力电源后，方可装药放炮。辅助装药工可在放炮员的监护下辅助放炮员装药；联线工作必须由放炮员亲自操作。放炮前，必须将施工点20m范围的电缆、信号线、风、水管路等各种生产设备用木板保护好。且必须对迎头向后10米的支架予以加固,打上抗炮橛。放炮前当班班长必须派专职警戒人至警戒地点警戒，并撤出警戒范围内的所有人员。

f、若未能一次揭穿至煤层顶板，则仍应当按照远距离爆破的要求执行，直至完成揭煤作业工程结束。

g、爆破警戒范围

石门揭煤远距离爆破期间，警戒布臵按揭煤流程分为四个节点，分别

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为：石门掘进距煤法距5m至距煤法距2m期间，警戒点为1#警戒点—4#警戒点（具体见附件21：揭煤警戒布臵图1）；石门迎头（法距2m）至巷道揭穿煤层前，警戒范围为10处警戒点（具体见附件21：揭煤警戒布臵图2）；石门揭穿煤层（即最后一炮揭煤）时，实行矿井整个南翼采区警戒，即南翼采区除南二井下口、揭煤爆破点和北翼通南翼运输大巷、运输皮带等警戒人员外，南翼采区全部撤人；揭穿煤层到完成风巷拨门，缩小警戒范围，按正常远距离爆破程序进行警戒、撤人，警戒范围为1#警戒点—4#警戒点。

6、爆破喷雾、净化喷雾、隔爆设施、压风自救装臵及避难硐室、电话等准备情况

为做好七采区879回风石门揭煤安全管理，2015年1月22日在矿长主持下，组织相关人员对石门揭煤区域性防突措施校检、瓦斯抽采、安全防护措施、综合防尘设施及各保障性生产系统等情况进行了检查验收，经验收，石门揭煤前区域防突措施合格，爆破喷雾、净化喷雾、隔爆设施、压风自救装臵、电话等设施安装到位，具备揭煤开工条件。

（1）879回风石门防尘供水管径不小于2寸，水压不小于2kg/cm2。在距迎头15m位臵安设3道放炮喷雾，30～50米范围内安设1道净化喷雾，耙矸机安设联动喷雾。

（2）距石门巷道迎头60～200m范围内，安设一处隔爆水棚，用水量不小于200L /m2,水量充足，水棚的棚区长度符合规定，水袋统一，吊挂正规，挂牌管理。

（3）在七采区回风巷道有人作业处，通风区均设臵一组压风自救装臵，压风自救装臵安装在2寸压缩空气管道上，每组不少于6人同时使用，每人供风量不少于0.1m3/min。

七、避灾

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1、在巷道揭穿煤层施工过程中，掘进一区必须有副区长以上人员三班跟班指挥，与工人同上同下。矿安排职能科室相关人员跟班。

2、加强进入石门揭煤作业职工的防突知识培训工作，所有施工人员必须熟悉煤与瓦斯突出预兆，当发生下列情况之一，必须立即停止作业，撤除人员，采取措施，进行处理。待处理后方可进入恢复施工。

A、有声预兆：有的象炒豆似的劈劈啪啪声。有的象鞭炮声，有的象机枪连射声，有的象跑车样的闷雷声及气体穿过含水裂隙时的吱吱声等。

B、无声预兆：煤层结构构造方面的表现：煤层层理紊乱，煤变软，变暗淡、无光泽，煤层干燥和煤尘增大，煤层受挤压、变粉碎、厚度变大，倾角变陡；地压显现方面的表现：压力增大使支架变形，煤壁外鼓、片帮、掉渣，顶板出现冒顶、断裂，底板出现鼓起。其它方面表现：瓦斯涌出异常、忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，煤温或气温降低、升高。

3、避灾路线：

（1）若发生火灾、瓦斯、煤尘爆炸事故，必须立即佩戴隔离式自救器，尽快撤到新鲜风流中，撤至安全地带并汇报安全生产信息中心及时通知其他人员。避火灾、瓦斯灾害路线：

迎头→876集中巷→87轨道上山→七采区副巷→五七采副巷→五采行人进风下山→南二进风井→地面

（2）若发生水灾事故，必须立即向高处撤退并汇报安全生产信息中心及时通知其他人员。水灾避灾路线：

迎头→876集中巷→87行人上山→87总回风巷→南二进风井→地面 （3）其他未尽事宜均按《煤矿安全规程》、《879回风石门施工安全技术措施》及集团公司和矿相关规定、文件执行。

八、组织管理

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（一）组织管理措施 1、成立揭煤领导小组 组 长：陈 贵（矿长）

副组长：成荣发（总工程师）、王 雁（安全副矿长）、吴文广（掘进副矿长）

成员：姚曹节、岳 巍、陶金勇、赵万强、史厚桃、秦子明、何登云、王举文、王 斌、芮访、陈国清、朱少刚、邓国良、向阳、张祥顺

地面指挥部设在矿安全信息中心，负责对揭煤工作的统一领导、指挥和协调，全体成员必须认真学习本措施。施工单位负责做好本单位揭煤前的所有准备工作，并负责向本单位所有参加揭煤人员贯彻学习本措施。井下指挥部设在距爆破地点300m远875车场两道风门以外并安装电话，负责远距离放炮揭开煤层工作。

2、职责范围

组长：负责整个揭煤的统一指挥和工作中人、财、物的安排，若揭煤过程中发生灾害和事故，负责按照灾害预防处理计划进行救灾全面指挥。

副组长：负责组织有关部门制定、审批和贯彻揭煤措施。组织安监处严格监督措施的执行情况及揭煤过程中的安全工作。按揭煤措施要求组织机电管理和停送电工作。

安监处：负责监督检查揭煤措施的贯彻执行情况。

安全生产信息中心：负责人员调动和统计及工作协调，负责揭煤期间准确掌握入井人数。

保运二区：负责按揭煤措施要求加强电器设备的管理，定期进行检查，确保不失爆。

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防突区:负责钻探工作，按设计施工揭煤钻孔及金属骨架的施工。 瓦斯办：负责效果检验工作并掌握揭煤工作进展情况。 通风区：负责揭煤瓦斯检查工作，严格检查落实局部通风系统。 掘进一区：负责各项安全技术措施的贯彻学习，并按揭煤措施和技术部门的要求进行施工，负责按揭煤措施要求组织进入煤层时的煤巷掘进并贯彻落实防突措施。

3、揭煤工作节点划分

按照巷道掘进与煤层之间的关系，将揭煤分为四个阶段： 第Ⅰ阶段为迎头距煤法距5m至巷道距煤法距2m期间； 第Ⅱ阶段为迎头（法距2m）至巷道揭穿煤层前； 第Ⅲ阶段为巷道揭穿煤层；

第Ⅳ阶段为揭穿煤层到完成风巷拨门。 4、工作流程及揭煤要求

（1）揭煤期间按照揭煤节点划分，揭煤期间现场跟班安排如下： ①巷道掘进在Ⅰ阶段，由掘进一区、技术科、安监处、瓦斯办等单位安人现场跟班指挥生产。

②巷道掘进在Ⅱ、Ⅲ阶段，地面由矿总工程师、安全副矿长在矿安全信息中心（地面指挥部）进行指挥；井下由其他跟班副总作为现场总指挥，瓦斯办、技术科、安监处、通风区、机电科、掘进一区及救护队相关人员参加，井下指挥部设在875车场联巷风门外。

③进入Ⅳ阶段时，由掘进一区、技术科安人现场跟班指挥掘进生产。 （2）揭煤期间（Ⅱ、Ⅲ阶段）救护队全程参与。

（3）在爆破操作前由保运二区负责对掘进头及回风系统所有电器设备实施停电，机电科负责停电监督管理。

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（4）爆破装药前对所有钻孔和煤体中的孔洞（包括探眼）必须用炮泥封堵严实，否则不得装药放炮。钻孔眼封堵方法：用长棍或铲把将黄泥向孔内捣实至长度为炮眼深度的1.5倍为止。每次封堵前必须把上次剩余炮泥掏出后再按要求封堵。

（5）在进行远距离放炮时，必须保证回风系统中风流畅通，并严禁人员通行和作业。

（6）井下一切工作准备就绪后，由井下揭煤总指挥全面检查验收，并向地面揭煤总指挥汇报，在得到地面揭煤总指挥同意后方可下令放炮揭煤。

（7）每次爆破后，掘进2队需按照探查要求，探明距煤法距，并第一时间向安全生产信息中心汇报距煤法距和进尺距离，安全生产信息中心负责对探查煤层法距和施工进度进行记录。

（8）每次爆破前由掘进一区负责，通风区配合作好七采区警戒（具体分工见警戒布臵图），所有参加警戒人员均由通风区负责人组织布设。

（9）每次需要放炮班次，掘进一区需提前3小时通知安全生产信息中心，由安全生产信息中心通知相关单位人员（包括救护队），下井前所有参加揭煤放炮警戒人员均在南二纪检科门口点名集合，由通风区分拨带领警戒人员下井布设警戒。

（10）通风区设臵警戒人员在警戒布臵结束后，首先向井下总指挥汇报，汇报内容包括警戒布臵情况和联系电话，井下现场总指挥在接到通风区3拨布设警戒负责人员汇报后，向安全生产信息中心汇报，安全生产信息中心在得到地面总指挥同意后，方可下达放炮命令。

（11）爆破后，指挥人员、施工单位队长、放炮员及救护队人员需在30分钟后方可进入施工现场检查，经确认无隐患后，由井下总指挥负责联系通风区原安设警戒的负责人依次撤除警戒；其中在最后一次放炮（揭开

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煤层）时，爆破后需等待1小时相关人员后方可进入迎头检查。

（12）最后一炮揭煤炮时，矿井南翼按照大范围警戒。除揭煤小组人员外，其他人员不得进入南翼井下。炮后检查确认无隐患后，由总指挥下达命令缩小警戒范围，即按Ⅰ阶段放炮警戒布臵，执行24小时警戒。经24小时观察，确认无突出危险后，由地面指挥部下达撤除警戒命令，掘进一区方可通知该处恢复生产。

九、其他

为确保揭煤期间安全，揭煤前需做好如下各项准备工作，具体为： 1、掘进一区在石门开工前绘制揭煤警戒布臵图，并将警戒图粘贴在安全信息中心。

①、掘进工作面及回风系统中的所有电气设备必须由保运二区安排电工检查、维护，使用中的防爆性能每天检查一次，在揭煤前必须进行一次全面检查，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。所有参加揭煤人员使用的矿灯都必须经过认真检查，确保防爆性能可靠，同时必须随身佩带经检测有效隔离式自救器，并熟悉使用。

②、局扇要专人看管，挂牌留名，任何人不得随意开停局扇。风筒要吊挂整齐，严禁漏风、脱节，风筒距迎头不大于5米（揭煤施工期间和全煤时）。

③、揭煤前要加强巷道支护，并对迎头10米内的支护进行检查加固。 ④、揭煤前，所有参加揭煤工作的相关人员都必须认真学习通风、瓦斯方面的专业知识和揭煤安全技术措施，熟悉掌握本次揭煤工作的各个环节和具体要求，明确自己的职责，服从命令，听从指挥。

2、掘进一区在879回风石门迎头设臵一明显标志点，以控制迎头施工位臵，并配备4个干粉灭火器以备用。

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3、为减小突出强度的冲击，掘进一区需按措施要求在巷道内设臵木垛安全防护，即在揭煤前要分别加设两道挡拦，档栏由木垛料组成，排列成井字架，接至顶板，木垛与顶板不实处要采用木楔打实固定，第一道木垛距离迎头20m。两档栏间距5m，左右错开。在木垛距迎头前方用矸石堆成矸石堆，与木垛错开，矸石堆高度不小于巷道高度的2/3。

4、为增加工作面周围煤体的强度、降低冒落高度及降低放炮诱发突出的强度。提前利用金属骨架孔由防突区注入固化材料，实施煤体固化，从固化完成到揭煤结束的时间超过5天时，必须重新进行突出危险性预测和效果检验，只有无突出危险性时方可进行掘进作业。若检验突出危险性参数超标，则需继续采取局部“四位一体”综合防突措施，待无突出危险性后方可再进行掘进作业。

5、安全信息中心做好现场电话安装和检查，确保电话通讯正常。 6、通风区在井下指挥部安装一套压风自救装臵及隔爆水袋。 7、瓦斯办负责编排揭煤跟班表。

8、通风区、机电科在确定揭煤施工前一天分别对879回风石门回风系统、机电系统进行全面检查，并将检查材料于次日下班之前交瓦斯办存档。放炮严格执行全断面一次起爆，300m以外远距离爆破，爆破人员在井下指挥部内操作。

十、相关附图

附件1：工作面综合平面布臵图； 附件2：20m前探查钻孔布臵图； 附件3：20m前探查成果图； 附件4：10.5m测压孔实际布臵图； 附件5：修正后的煤、岩层综合柱状图；

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附件6：所揭煤层底板等高线图； 附件7：10.5前压力测定表

附件8： f值、a、b值及瓦斯含量测定表； 附件9：预抽、校检钻孔设计图； 附件10：预抽、校检钻孔竣工图； 附件11：残余瓦斯压力校检测定表；附件12：残余瓦斯含量校检测定表；附件13：距煤法距附件14：金属骨架布设钻孔设计图；附件15：距煤法距附件16：穿煤段预测钻孔设计图；附件17：穿煤段排放措施钻孔设计图；附件18：通风系统图；附件19：供电及断电设计图；附件20：抽采系统图；附件21：远距离爆破警戒布臵图及避灾路线图；

5m预测、排放钻孔设计图； 2m验证钻孔设计图；

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附件6：所揭煤层底板等高线图； 附件7：10.5前压力测定表

附件8： f值、a、b值及瓦斯含量测定表； 附件9：预抽、校检钻孔设计图； 附件10：预抽、校检钻孔竣工图； 附件11：残余瓦斯压力校检测定表；附件12：残余瓦斯含量校检测定表；附件13：距煤法距附件14：金属骨架布设钻孔设计图；附件15：距煤法距附件16：穿煤段预测钻孔设计图；附件17：穿煤段排放措施钻孔设计图；附件18：通风系统图；附件19：供电及断电设计图；附件20：抽采系统图；附件21：远距离爆破警戒布臵图及避灾路线图；

5m预测、排放钻孔设计图； 2m验证钻孔设计图；

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