山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司
回风立井 15-3#煤层揭煤安全技术措施
第一章 概述
一、编写依据
（1）山西潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图
附图 1：井筒井检孔综合柱状图
（2）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司回风立井井筒平、剖、断面
图》
（3）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司兼并重组整合矿井地质报
告》
（4）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司回风立井井筒施工组织设
计》
（5）《山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司进、回风立井安全揭煤防突
技术方案》
（6）《煤矿安全规程》
（7）《防治煤与瓦斯突出规定》
二、工程概况
山西潞安集团左权五里堠煤业有限公司位于左权县境内。回风立井井筒设
计净直径φ7m，设计井筒深度 238m，回风立井井筒中心坐标为：X=、
Y=、Z=+，支护形式：表土段及风化基岩段井壁采用双
层钢筋混凝土支护，支护厚度为 1000 mm，基岩段采用素砼/钢筋砼支护，井
壁厚度 500mm/600mm，混凝土强度等级为 C30。
根据潞安环能地质勘探大队提供的《回风立井井检孔钻孔柱状图》显示，
回风立井在垂深 ～（永久锁口标高＋，相对标高±
）位置时将揭露 15-3#煤层，煤厚 目前已施工到距离 15-3#煤层
上 位置（垂深 ,绝对标高+）。为保证安全顺利穿过
15-3#煤层，特编制本揭煤安全技术措施，以指导揭煤施工。
回风立井井筒技术特征见下表 1-1
三、重大危险因素辨识 表 1-2
序号
活动／产品／
工作
危害因素 危害结果 控制措施
没有开班前会下井 人员失误操作伤亡 必须参加班前会
身体状况不佳下井 人员失误操作导致伤害 严禁下井
穿化纤衣服下井 产生火花引发火灾 严禁下井
1 班前会
不按规定发送信号 人员伤亡、设备损坏 严格执行操作规程
电气火灾 人员伤亡、设备损坏 杜绝电器设备起火
2 电气设备
电气设备失爆 引起火灾伤人 杜绝电器设备失爆
3 通风 无风或风量不足 有害气体超限 及时恢复通风
燃烧、爆炸 伤人、设备损坏 加强通风
4
井下有
害气体 有害气体涌出异常 伤人、设备损坏 及时检侧预防
5 爆破作业
用瓦斯释放孔
做炮孔
点燃瓦斯 严禁用瓦斯释放孔做炮孔
6 超前管理 未执行先探后掘 有害气体涌出 严格执行先探后掘
瓦斯爆炸 人员造成伤亡 严格执行本措施
7 煤与瓦斯突出
破坏通风系统 造成人员窒息伤亡 加强通风设施的维护
钻机未固定好 钻机摇摆伤人 固定牢固
操作人员站在钻机
后方
顶钻伤人 严格执行操作规程8 打 钻
钻机未固定好 钻孔窜位 固定牢固
9
瓦电、风电闭锁
监控系统
失灵
瓦斯超限或工作面无风
情况下不能及时断电
及时检修
10
封口盘、吊盘、
模板
杂物未清扫干净、
工器具未生根牢固
杂物、工器具坠落伤人
每班按排专人负责清
扫干净，工器具生根牢固
名 称 单 位 数 量
X m
井口位置
Y m
井口标高 m +
设计净直径 m 7
设计净断面 m 2
表土深度 m
井筒深度 m 238
11 测定瓦斯参数 数据误差偏大
采取防突措施不符合规
定
测定人员严格执行操
作规程
12 绞车保护装置 失灵 造成人员伤亡
每班按排专人负责检
查、维护、试验
警戒未做好
无关人员进入造成人员
伤亡
专人负责警戒
13
远距离爆破作
业
放炮误揭煤层 下层煤层保护距离不足 严格控制放炮进尺
14 揭煤流程 未按揭煤流程施工 防突措施不到位 严格按照流程施工
15 施工作业
施工人员不熟悉突
出预兆
瓦斯突出、人员伤亡 严格贯彻突出预兆
四、矿井地质概况
1.矿井地质概况
井田位于山西断隆沁水台凹沁县凹陷的中东部，其东侧为太行山断拱。出
露地层由东向西依次由老至新，主要为上太古界五台超群石咀群金刚库组（桐
峪组）；上中元古界长城系常州沟组、串岭购组；下古生界寒武系奥陶系；上
古生界石炭系、二叠系；中生界三叠系及第四系等。
井田所在区域的西部以走向 NE 的相互平行的褶皱为主，以石厘向斜为代
表。东部以走向 NNE 的断裂为主，具代表性的为走向 NNE 的高平断裂带斜贯
其中。
五里堠煤矿位于沁水煤田中东部武乡五区普查范围内，本区含煤地层有石
炭系中统本溪组（C2b）、上统太原组（C3t）；二叠系下统山西组（P1s）及下
石盒子组（P1x）。其中太原组、山西组含有主要可采煤层；本溪组、下石盒子
组含 1－2 层薄煤层，均为不可采煤层。
2.煤层赋存特征
据经查资料，15-3#煤层钻孔瓦斯含量较大，为 可燃质，考虑
到 15-3#煤层厚度达到 ，所以 15-3#煤层在井筒揭煤过程中要严格按照煤
层特征来管理。
15-3#煤层标高+～+（相对标高～）：
15-3#煤层上部为砂岩：井深～，层厚 ，灰白色，中粒砂
状结构，含暗色矿物；15-3#煤层下部为砂岩：井深～，层厚 1m，
黑灰色，产少量植物化石碎片。根据已揭露岩层以及预测 15-3#煤层为东西走
向，倾角约 10º 左右。
3.煤层瓦斯情况
目前已揭煤层瓦斯情况：根据井检孔资料以及井筒施工实际情况，5#煤
层以上未揭露任何煤层。回风井分别在井深 、、、
、、、、、 处揭露 5#、6#、7#、
8-1#、8-2#、9#、11#、13#、14#煤层，进风井目前已经揭露 15-3#煤层。各煤
层具体揭煤情况见下表。
煤层编
号
煤厚
（mm）
瓦斯
含量
(m3/t)
瓦斯压
力(MPa)
5m 处
K1 最大
值
2m 处
K1 最大
值
远距离放
炮揭煤时
间
放炮
30 分
钟后
CH4(%)
放炮 30
分钟后
CO(ppm
)
5# 750
5 月 3 日
20：18 0 7
6# 700
5 月 29 日
9：28 0 4
7# 600
6 月 3 日
9：56 2
8-1# 450
8-2# 450
6 月 4 日
18：15 2
9# 750
6 月 9 日
8：21
11# 950
6 月 28 日
19：26 0 2
13# 450
7 月 6 日
20:55
0 2
14# 550
7 月 18 日
18:00
0 0
进风井
15-3#
4800
7 月 18 日
16:09
0 0
4.水文地质情况
根据潞安环能地质勘探大队提供的井筒检查孔综合柱状图和终孔报告，钻
孔揭露资料、简易水文资料及盐化测井成果等，将基岩含水层划分为 2 个含水
层；即：Ⅰ 碎屑岩类裂隙含水层组；Ⅰ 碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层
组。
Ⅰ 碎屑岩类裂隙含水层组：碎屑岩含水岩组主要指上、下石盒子组及山
西组地层中的砂岩含水层。
k8 砂岩具斜交裂隙，方解石薄膜充填，裂隙面铁质浸染。厚度 ，砂
岩为中粒，成分以长石、石英为主，根据简易水文观测，消耗量无明显变化，
故富水性较弱，而且透水性又不好，因而对煤层开采影响不大。
k7 砂岩含水层，为中粒，长石、石英砂岩，厚 。为山西组底界，距
离太原组煤层距离又远，间距 ，故而对太原组煤层的开采影响亦较小。
一般地讲，其对山西组煤层的开采无大影响。
Ⅰ 碎屑岩、碳酸盐岩类裂隙岩溶含水层组
太原组 k5 砂岩含水层以及 k4、k3、k2 石灰岩含水层即属该类含水层。
k5 砂岩含水层，岩性为中粒长石，厚 ，根据简易水文观测，消耗量
无明显变化，富水性较弱。
k4、k3、k2 三层石灰岩裂隙岩溶含水层， k4 灰岩厚 ；k3 灰岩厚
；k2 灰岩厚 。k4、k3 石灰岩具不规则裂隙，方解石脉充填，根据
简易水文观测，消耗量无明显变化，富水性较差，k2 灰岩具不规则裂隙，
～ 掉钻，简易水文观测水位下降至 左右。k2 石灰岩含
水层对太原组 15 号煤层开采较有影响，望施工过程中引起注意。
回风井打地质钻期间，在井筒垂深 、180m 处分别遇 K3、K2 石
灰岩，出现涌水现象，根据现场实际测量，单孔涌水量分别为 33m3/h、31m3/h
（钻孔 75mm），井筒涌水量为 m3/h。目前正在注浆施工，如注浆效果良
好，在揭煤段施工中，井筒将不会出现涌水现象。
第二章 揭煤技术措施
一、揭煤流程（具体流程见下图）
揭煤防突工艺流程示意图
无危险
有危险
无效
有效
无效
有效
有危险
超前地质孔（l>20m），根据岩性
及地质分析，确定煤层层位
距煤层不小于 10m，前探孔+测
压孔，精探煤层赋存状况，测定
煤层瓦斯压力(P)或含量(W)，初
步预测煤层突出危险性
距煤层垂距 5m 处，预测煤层突
出危险性（区域验证）
边预测边探边掘至距煤层安全
垂距最小处（远距离爆破位置）
防突措施效果检验
补充防突措施
补充措施效果检验 安全防护措施
远距离爆破揭煤
加强支护
继续采取防突措施直至穿透煤
层进入煤层底板
进入煤系地层
无危险
实施局部防突措施
距煤层垂距 7m 前
实施区域防突措施
有效
无危险
有危险
区域防突措施效果检验
无效
采用工作面预测方法进行最后
验证
1.在距煤层法向距离 20m 处对煤层进行超前预探，初步掌握煤层层位及产
状，防止误揭煤层；
2.在掘进到距煤层法向距离 10m 前再次进行超前钻探，进一步掌握煤层层
位及产状，并测定煤层瓦斯压力及含量，对所揭煤层突出危险性进行初步预评
价；
3.若在距离煤层法向距离 10m 之前，预测煤层具有突出危险性，则在距离
煤层法向距离 7m 前，对煤层采取区域综合防突措施，直到措施有效。
4.若在距离煤层法向距离 10m 时预测煤层无突出危险性或采取区域防突
措施有效后，掘进至距离煤层法向距离 5m 时，对煤层采用工作面预测方法进
行区域验证。
5.在距离煤层法向距离 5m 时区域验证煤层具有突出危险，则立即采取局
部综合防突措施，直到措施检验有效。
6.在距离煤层法向距离 5m 时区域验证煤层无突出危险或采区局部防突措
施效果检验有效后，掘进至远距离爆破揭煤位置采用工作面预测方法进行最后
验证。
7.在掘进至远距离爆破揭煤位置 2m 时进行最后验证，若煤层具有突出危
险性，则采取补充防突措施，直到措施检验有效。
8.在掘进至远距离爆破揭煤位置 2m 时进行最后验证，若煤层无突出危险
性或采取补充防突措施效果检验有效后，实施远距离爆破揭煤。
二、区域综合防突措施
在距煤层法向距离 20m 处对煤层进行超前预探，利用 QZJ-100B 型风动潜
孔钻机施工 2 个超前钻孔，初步掌握煤层层位及产状及钻孔涌水情况。
超前钻孔参数表 表 2-1
孔
号
孔径
（㎜）
钻孔圈径
（mm）
见煤深度（m）
终孔深度
（m）
钻孔与井筒
中心线夹角
（°）
方位角
1 75 6600
见
15-3#煤 29 90°
2 75 6600
见
15-3#煤 26 270°
附图 2：距离 15-3#煤层 20m 时前探钻孔布置示意图
1.区域突出危险性预测
预测方法
根据掘探一体化施工钻孔资料分析，该段无地质构造复杂、岩石破碎的区
域。在井筒掘砌至垂深 （距离 15-3#煤层 10m）时停止掘进施工, 利
用 QZJ-100B 型风动潜孔钻机施工 6 个超前钻孔（控制到井筒轮廓线外 8m 处）
探明工作面和 15-3#煤层赋存情况及相对位置。钻孔孔径为 130mm、75mm，
其中一个从井筒中央垂直向下打钻，另外五个从井筒周围向煤层打钻，钻孔应
穿透 15-3#煤层底板 。 其中 1#、2#、3#、4#钻孔作为测压孔对 15-3#煤
层瓦斯压力进行测试，应按照测压要求进行施工。
严格按照揭煤措施进行探煤工作，并保证前探钻孔质量，准确控制煤层层
位，防止误揭煤层，若发现断层、褶曲或煤岩层产状异常等，必须增加控制钻
孔数量。
详细记录每一钻孔实际施工过程中的数据，并对探煤情况对控制范围进行
反算，保证探煤孔控制在立井轮廓线外 8m 处。若施工中存在其他因素影响需
调整好开孔位置时，应根据实际开孔情况对钻孔参数进行修正。
利用煤层瓦斯压力、DGC 瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量、瓦斯放
散初速度值（ⅠP）、煤的坚固性系数（f）和钻屑解析指标（Ⅰh2、k1）来预测
是否具有突出危险性，区域预测有突出危险时采取区域防突措施。
详见超前钻孔设计参数表 2-2；
超前钻孔（区域预测孔）参数表 表 2-2
孔
号
孔径
（㎜）
钻孔圈径
（mm）
见煤深度（m）
终孔深度
（m）
钻孔与井筒
中心线夹角
（°）
方位角
1 130 7000
见
15-3#煤 30 90°
2 130 6000
见
15-3#煤 29 90°
3 130 0
见
15-3#煤 27
井筒“十”字线中
心
4 130 6000
见
15-3#煤 26 270°
5 75 6000
见
15-3#煤 27 0°
6 75 6000
见
15-3#煤 27 180°
附图 3：距离 15-3#煤层 10m 时前探钻孔（区域预测孔）布置示意图
钻孔施工方法
当井筒施工至井深 时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,
并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机。前探（取芯
及测压）钻孔施工过程中地测及矿通风部技术人员现场跟班，详细记录钻孔开
孔位置、见煤深度、终孔深度。（见附表 1）
测压方法
1）测压封孔
针对不同的钻孔，考虑孔口内是否有水等情况，设计不同的测压封孔方法，
并将无需测压的探煤孔（包括废孔）用水泥密封住，防止其对测压造成影响，
确保测压的准确可靠。测压所需材料见表 2-3。
瓦斯压力测定所需设备及材料一览表 表 2-3
序号 名称 规格型号 单位 数量
1 注浆泵 QZB-40/11 台 1
2 钻机 QZJ-100 台 1
3 水泥 硅酸盐 T 1
4 压力表 0～，高精度 只 4
5 测压管 8 高压胶管 m 200
6 注浆管 铁管，车丝连接 m 150
7 闸阀 个 4
8 压力表三通接头 个 4
9 托盘
外径 70mm,一侧打
大的小孔
个 4
10 橡胶垫 外径 70mm，内径 60mm 个 3
4
4
11 膨胀剂 Kg 100
12 流量计 浮子流量计 只 1
13 氮气罐 罐 1
14 气罐与三通的连接头 加工 个 1
测压封孔方式见下图
2）具体测压步骤如下：
Ⅰ在需要测定煤层瓦斯压力的地点，选择无地质构造的地段安装钻机。
Ⅰ首先用φ130mm钻头打钻约5~10m（1号孔5m，2号孔10m）深度停止打
钻，在孔内安设φ108mm套管，注浆。
Ⅰ待水泥凝固后，再换上φ75mm钻头进行冲孔，期间须进行清水试压，查
看孔口管固定是否完好，方法同上，若固定好打钻至距离煤层大约5m的距离
停止打钻，换上φ60mm钻头继续钻进至距煤层~1m左右停止打钻。
若孔内没水则继续钻进至煤层底板中停止钻进，转至步骤（5），但这
时仅须下端托盘，上部托盘就不需要了。
Ⅰ若孔内有水，且含水层离煤层较远，则继续穿透煤层。
Ⅰ下4寸注浆铁管与8mm测压管，铁管下端焊接托盘，使托盘卡在钻孔台
阶上，托盘与台阶之间用橡胶垫密封，下端托盘一侧打一直径的小孔，
使测压管穿过小孔进入下部空间测压，测压管与托盘之间用速凝胶密封；且在
靠近含水层的下部还要焊接一托盘于铁管上，这样能对含水层的水有一定阻挡
作用，使下部水泥浆能较好地凝固，两托盘的尺寸均略小于钻孔。
Ⅰ在靠近下端托盘的铁管周围打部分密集小孔，利用4寸铁管进行注浆，
直至浆液从孔口流出。
Ⅰ安装流量测定装置，测定钻孔瓦斯流量；如果瓦斯流量大，就使用流量
计测瓦斯流量；如果瓦斯流量小，就利用排水集气法收集瓦斯，根据收集瓦斯
的时间和瓶子的体积计算瓦斯流量。流量测定完毕，安装压力表。
Ⅰ瓦斯压力观测
定期观测瓦斯压力，各钻孔在封孔后7天内每天观测和记录二次压力表读
数和观测的时间，直至瓦斯压力稳定为止。
在压力观测结束后，拆下压力表，再次测定钻孔瓦斯流量，并记录钻孔瓦
斯涌出衰减情况。
若孔内有水且含水层离煤层较近（下向孔）其具体步骤如下：
（1）钻孔钻进：选用￠127mm 的钻头钻进。钻孔施工 10m 时（1 号孔
5m，2 号孔 10m）下孔口管，孔口管直径￠108mm。先在孔口处将孔口管与
钻孔壁之间用木楔和快干水泥固定住，使孔口管不下滑。然后在孔口管外端加
上法兰盘，连上注浆接头，准备注浆。
（2）注浆固管：待孔口管和钻孔壁之间的快干水泥凝固后，通过孔口管
底端法兰盘上的注浆接头向孔口管内注浆。待注浆一定时间后，孔口有少量浆
液渗出或发现注浆泵压力不再上升，此时停止注浆。关闭注浆阀门，等 48 小
时待浆液凝固后再进行下面工序。
若注浆过程中，周围岩壁裂隙中有较多浆液流出，应间断地多次注浆。
（3）扫孔、清水试压：待 48 小时后孔口管中的浆液凝固，将法兰盘卸除，
选用￠94mm 钻头扫孔到 20-25m（1 号孔 10m），然后用清水试压，试压压力
不小于 8MPa，确定孔口管合格（孔口管在高压下不会被压出钻孔，并且无水
渗出）后再进行下一步工序。
（4）继续钻进：清水试压确定孔口管合格后，进一步钻进，此时仍用￠
94mm 钻头钻进（最好用岩芯管取芯钻进，以便更准确控制钻孔距煤层的位
置），准确测量钻孔深度，当钻孔孔底距离煤层 5m 左右时，停止钻进，提钻
观察钻孔出水情况。
（5）注浆堵水：如果没水则继续钻进，然后实施步骤（6）。若孔口有大
量水（或有一定量的渗水）流出。则实施测压孔高压注浆堵水：在孔口管上拧
上法兰盘，通过注浆接口向孔口管内注浆，注浆压力应达到 8MPa，但不能超
过 8MPa，并保持该压力不少于 10 分钟，然后关闭注浆阀门，完成钻孔注浆
工作。48 小时后待浆液凝固，再进行工序（6）。
（6）扫孔：改用￠60mm 的钻头钻进至原孔底，观察钻孔是否出水（渗
水）（观察时间不少于 12 小时），如出水（渗水）必须重新注浆堵水，直到不
出水（渗水）为止。
（7）封孔测压：继续钻进至煤层顶板中 停止钻进（防止钻孔进入煤
层顶板，将煤层顶板含水层的水导入测压孔内），然后封孔注浆（同前）后，
上表测压。
瓦斯含量测定方法
使用 DGC 瓦斯含量测定装置对 5#、6#钻孔煤样的瓦斯含量进行测试。
（见附表 2）
1）井下取芯：记录 2 个时间及大气压和温度与采样地点、煤样编号。
Ⅰ停钻时间：钻进到取芯位置停钻时间。
Ⅰ取芯开始时间：开始钻进取芯时间。
Ⅰ取芯结束时间：开始退钻时间。
Ⅰ开始解吸时间：煤样罐与解吸管相连的时间。
注明：解吸完毕之前煤样罐阀门始终是打开的，解吸 30 分钟一分钟读取
一次解吸量后关闭阀门，把煤样罐放入水中检查气密性。
2）地面试验室解吸:（记录试验室大气压和温度）
将井下装好的煤样罐与地面解吸管相连，记录初始刻度缓慢打开煤样罐阀
门观察解吸量大小（1 分钟内解吸量小于 5ml/min 地面解吸结束）记录终止刻
度。
3）粉碎解吸：
提取煤样罐中的煤样进行称重并记录，在称重前先看煤的破坏类型，在称
重后的煤样中称取两份相同重量的煤样（100g-120g）把两份分别放入粉碎机
（粉碎 2-3 分钟。注明：（如果粉碎停止还有气泡冒出继续再粉碎 20-30 秒左
右），读取初始刻度与终止刻度。
4）煤样的水分测定：
在煤样中称取 1 份 10g 的煤样放入水分测定仪中，打开观察口调零，开始
加温，待数值刻度稳定后读取水分值。（数据读取时一个刻度是 ）。
5）输入所有测试数据输入电脑软件进行计算。
瓦斯放散初速度值测定方法
1）煤样采取：取 1#钻孔煤样 1kg 用双层塑料密封装袋后及时送实验室。
2）粉碎煤碎，采用 60 目和 80 目的分析筛取粒度为 ~ 煤
样 50g 作为实验测定用样。
3）取下带杯真空活塞下端的样杯，用苯或甲苯仔细擦洗样杯和活塞芯下
端；待苯或甲苯挥发后，从每种被测煤样中各取两份，每份重 ，装入同组
两个样杯中，并在煤样面上铺上薄薄一层脱脂棉，避免脱气时煤样抽入真空系
统中。然后在活塞的下端均匀地涂上一层真空脂，按顺序装上样杯，将弹簧托
盘托好样杯。
4）旋转活塞“Ⅰ”使甲烷气源与梳形管断开；启动真空泵，缓慢地旋转活
塞“Ⅰ”，使真空泵与梳形管相通，然后逐一缓慢旋动活塞芯使样杯与梳形管相
通，煤样脱气时间为 。
5）煤样脱气 后，关闭所有样杯活塞和活塞“Ⅰ”，将活塞“Ⅰ”旋转使气
源与梳形管相通随即关闭，再打开活塞“Ⅰ”抽掉梳形管内的甲烷气体，反复两
次以清洗管路。转动活塞“Ⅰ”，使真空泵与大气相通，然后停泵；旋转活塞
“Ⅰ”，使甲烷气源与梳形管相通后，旋动各样杯上的活塞，使甲烷进入各个样
杯，煤样在近似一个大气压的条件下吸附甲烷 。
6）在吸附甲烷结束前 开启仪器电源预热 20min 后，按“预置”键后，
从键盘输入测定日期，煤样编号，预置完毕后，按“2”键，使仪器处于实时显
示状态，此时仪器显示测定系统压力值。
7）煤样吸附甲烷结束后，旋转 1、2、3、4、5、6 样杯活塞，关闭样杯与
梳形管的气路；
8）旋转活塞“Ⅰ”使甲烷气源与梳形管断开而与检测器相通，用弹簧夹将
气源出气管夹紧，以免抽真空时甲烷进入测定系统；
9）启动真空泵，并缓慢旋转活塞“Ⅰ”，使真空泵与梳形管相通，对测定
系统抽真空，当显示窗显示值接近零，2min 后，旋转活塞“Ⅰ”使真空泵与梳形
管气路断开。可不停泵待用。
10）按动控制板上的“监控”键，使仪器处于监控状态。
11）按动采样键，此时控制板上的准备灯亮。
12）旋转活塞“Ⅰ”使样杯“Ⅰ”与梳形管相通，此时，测量灯亮，准备灯灭，
仪器开始自动采集数据，1min 后测量灯灭，测量数据自动存入存储器。表示
第 1 测量工作结束，然后旋转活塞“Ⅰ”使样杯“1”与梳形管气路断开；其余各样
杯的测量，逐一按测定步骤 9-12 项进行，直至第 6 样杯测定完为止。
13）测定结果的输出方式有两种，即显示器上显示和打印输出。
煤的坚固性系数测定方法
1）在打钻过程中取 2#钻孔煤样时，沿煤层厚度的上、中、下部采取块度
为 10cm 左右的煤芯两块。煤样采取后应及时用纸包上并浸蜡封固，以免风化。
2）将煤样用小锤碎制成 20~30mm 的小块，用孔径为 20 和 30mm 的筛子
筛选；
3）称取制备好的煤样 50g 为一份，每 5 份为一组，共称取三组。
4）将捣碎筒放置在水泥地板上，放入试样一份，将 重锤提高到
600mm 高度，使其自由落下冲击试样，每份冲击 3 次，把 5 份捣碎后的试样
装在同一容器中；
5）把每组（5 份）捣碎后的试样一起倒入孔径 分样筛中筛分，筛
到不再漏下煤粉为止；
6）把筛下的煤粉未用漏斗装入计量筒内，轻轻敲打使之密实，然后轻轻
插入具有刻度的活塞尺与筒内粉末接触，在计量筒口相平处读取数 l（即粉末
在计量筒内实际测量高度，读至毫米）。
当 l≥30mm 时，冲击次数 n 即可定为 3 次，按以上步骤继续进行其它各组
的测定。
当 l≤30mm 时，第一组煤样作废，每份冲击次数 n 改为 5 次，按上步骤进
行冲击、筛分和测量，仍以每 5 份作一组，测定煤粉高度 l。
7）坚固性系数的计算，f=20n/l,n-每份试样冲击次数，次；l-每组试样筛
下煤粉的计量高度，mm。
钻屑瓦斯解吸指标（简称钻屑解吸指标）的测定方法
1）钻屑解吸指标（Ⅰh2）的测定
打钻时，在 3#钻孔取出钻屑，用孔径 1 和 3mm 的筛子筛分（孔径 1mm
的筛子在下，孔径 3mm 的筛子在上），将筛分好的 1～3mm 粒度的试样装入
MD－2 型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻度线水平（10g 左右），自钻
孔打至该采样段起经 3min 后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气隔离，
在 2min 时记录解吸仪的读数，该值即为Ⅰh2，单位为 Pa。
2）钻屑解吸指标（K1）的测定
打钻取 4#钻孔煤样，使用 WTC 型突出预测仪。每钻进 2m，取一次钻屑
作解吸特征测定。取样时，把秒表、筛子准备好，钻孔钻到预定深度时，用组
合筛子在孔口接钻屑，同时启动秒表，一面取样，一面筛分，当钻屑量不少
于 100g 时，停止取样，并继续进行筛分，最后把已筛分好的 1～3mm 的煤样
装入 WTC 仪器的煤样罐内，盖好煤样罐，准备测试。
突出危险性判定
以上各项参数的测定由中国矿业大学派专人进行测定，矿通风部配合并根
据煤层瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度值和煤的坚固性系数进行区域预
测的临界值，若瓦斯压力小于 ,瓦斯含量小于﹤8m³/t，瓦斯放散初速
度﹤10ml/min，煤的坚固性系数>，钻屑解吸指标Ⅰh2<200，钻屑解吸指标
K1<，同时未发现喷孔、顶钻及其他情况，则预测为无突出危险区域；否则，
判定为突出区域。
在 7m 处实施区域防突措施进行消突，并再次对煤层进行突出危险性预测，
判定无突出危险性，则采取安全防护措施后，可掘进至距煤层法向距离 5m 处。
表 2-4
瓦斯压
力 MPa
瓦斯含
量 m³/t
瓦斯放散初速
度 ml/min
煤的坚固
性系数
钻屑解吸
指标Ⅰh2
钻屑解吸
指标 K1
区域类别
﹤ ﹤8m³/t >10 < <200 < 无突出危险区
除上述情况以外的其他情况 突出危险区
2.区域防突措施
当区域危险性预测煤层有突出危险性时采取区域防突措施，本次区域防
突措施是通过打瓦斯释放孔释放瓦斯、卸压来预防突出。
当区域预测有突出危险，则在距离预揭 15-3#煤层 7m 掘进断面上施工φ75
㎜的释放孔 308 个，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应力，杜绝瓦斯
突出的发生。
释放瓦斯孔设计
根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定及煤层特点，设计排放钻孔。主要
技术参数如下：
共布置 8 圈排放钻孔，其中井筒外布置 6 圈。井筒外每圈钻孔终孔间距
为 2m，井筒内钻孔可以根据实际条件多打钻孔。每圈排放钻孔数（从外向内）
依次为 76 个、65 个、55 个、44 个、33 个、22 个、8 个、5 个。
附图 4：距离 15-3#煤层 7m 处释放瓦斯钻孔布置示意图
钻孔施工方法
当井筒施工至井深 （距 15-3#煤层 7m）时，对井壁进行永久支护
和必要的临时支护,并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安
设钻机，释放孔采用 QZJ-100B 型风动潜孔钻机施工，孔径φ75㎜，最外圈钻
孔控制到井筒轮廓线外 12000mm（沿煤层距离），全部释放孔均穿透各煤层进
入煤层底板 500㎜。区域防突措施施工完成后，及时绘制防突措施竣工图。
3.区域防突措施效果检验
预计瓦斯经过排放一周时间后，对释放煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，
首先由中国矿业大学、通风、地质部门分析、检查释放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。检验期间还应当观察、记录
在煤层中施工钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。能够安全揭煤
的条件为（瓦斯排放区域）：（1）钻孔瓦斯解吸指标（Ⅰh2、K1）值小于临
界值；（2）煤层残余瓦斯压力 P<。
具体方法是：在工作面打设 4 个效果检验孔，封孔后测定煤层残余瓦斯压
力，用以检验瓦斯压力是否降低到 以下。瓦斯压力测定方法同上。
当残余瓦斯压力降低到 以下时，在煤层最外圈排放钻孔之间打
4 个钻孔，测定煤层的钻屑解析指标 k1 值。
检验钻孔布置。
在施工完区域防突措施后，利用测定Ⅰh、K1 值及煤层瓦斯压力进行效果
检验。具体方法是在工作面打设 4 个效果检验孔，1～3 号孔均匀分布在井筒
井壁以内 1m 远的位置（东、西、北三侧），1～3 终孔点位于井筒断面轮廓线
外 10m 处（各钻孔均穿透煤层底板 500mm）。4 个孔尽量布置于所在部位消突
钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离周围的各消突钻孔或尽可
能与周围各消突钻孔保持等距离。具体钻孔布置方法见附图。
测定Ⅰh2、K1 值钻孔施工参数表（距 15-3#煤层 7m）
表 2-5
孔
号
孔径
（㎜）
见煤深度
（m）
终孔深度
（m）
钻孔与井筒中
心线夹角（°）
钻孔方位角
（°）
1 42
见
15-3#煤 16 90°
2 42
见
15-3##煤 9 270°
3 42
见
15-3#煤 15 0°
4 42
见
15-3#煤 0
井筒“十”字线中
心
测定煤层压力值钻孔施工参数表（距 15-3#煤层 7m）
表 2-6
孔
号
孔径
（㎜）
见煤深度
（m）
终孔深度
（m）
钻孔与井筒中
心线夹角（°）
钻孔方位角
（°）
1 42
见
15-3#煤 16 100°
2 42
见
15-3##煤 9 280°
3 42
见
15-3#煤 15 10°
4 42
见
15-3#煤 0
井筒“十”字线中
心
区域防突措施效果检验后，煤层仍有突出危险时，增加瓦斯释放孔数量，
继续排放瓦斯，然后重新做区域防突措施效果检验，直至煤层无突出危险性。
效果检验必须经总工程师审批同意后，方可继续掘进井筒至煤层法距 5m 处进
行区域验证
附图 5：15-3#煤层区域防突效果 K1 值检验钻孔布置示意图
附图 6：15-3#煤层区域防突效果压力值检验钻孔布置示意图
钻屑瓦斯解吸指标法参考临界值表
表 2-7
煤样 Ⅰh2 指标临界值 K1 指标临界值
干煤样 200
湿煤样 160
4.区域验证
对采取措施后的煤层进行一次突出危险性指标的测定，根据实测的Ⅰh2、
K1 指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。
区域预测为无突出危险时，在确保采取安全防护措施下掘进到距离 15-3#
煤层最小法向距离 5m 时（垂深 ）进行区域验证，本次区域验证采用
钻屑瓦斯解析指标法Ⅰh2、K1 值，并将测定结果记录。Ⅰh2、K1 值测定方法同
上。
附表 3：揭煤流程防突参数汇报表
距离工作面 5m 时的施工方法：在工作面向煤层的适当位置打 4 个钻孔，
1～4 号孔均匀分布在井筒井壁以内 1m 远的位置（东、西、北、南四侧），终
孔点位于井筒断面轮廓线外 5m 处（各钻孔均穿透煤层底板 500mm）。4 个孔
尽量布置于所在部位消突钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位置，并远离
周围的各消突钻孔或尽可能与周围各消突钻孔保持等距离。
钻孔施工参数表（距 15-3#煤层 5m）
表 2-8
孔
号
孔径
（㎜）
预计见煤深
度（m）
预计终孔深
度（m）
钻孔与井筒中
心线夹角（°）
钻孔方位角
（°）
1 42
6m 见
15-3#煤 23 80°
2 42
见
15-3#煤 20 260°
3 42
见
15-3#煤 20 350°
4 42
见
15-3#煤 20 170°
附图 7： 15-3#煤层区域验证钻孔布置示意图
通过观测工作面有无动力现象、测定Ⅰh2、K1 值来判定煤层是否具有突出
危险性。根据检测数据及观测现象进行分析，如果测定瓦斯各项指标降至临界
值以下，也没有突出预兆时，证明措施有效，应当采取安全防护措施后进行掘
进作业。区域验证结果作为局部危险性预测结果。
三、局部综合防突措施
1.工作面突出危险性预测
距离 15-3#煤层 5m 时（垂深 ）采用钻屑瓦斯解析指标法Ⅰh2、K1
值进行工作面突出危险性预测，具体预测方法同区域验证，区域验证结果作为
判定工作面突出危险性预测结果。
2.工作面防突措施
当工作面预测有突出危险性时，距离 15-3#煤层最小法向距离 5m 时采取
防突措施。在工作面利用 QZJ-100B 型风动潜孔钻机施工孔径为φ75㎜的释放
孔 308 个来释放瓦斯。钻孔控制到井筒轮廓线外 5000mm（沿煤层距离），全
部释放孔均穿透各煤层进入煤层底板 500㎜。
钻孔施工方法
当井筒施工至井深 时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,
并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机。
附图 8：距离 15-3#煤层 5m 处释放瓦斯钻孔布置示意图
3.防突措施效果检验
局部防突效果检验必须包括以下内容：
1）对采取防突措施后的煤层再进行一次Ⅰh2、K1 值的测定，根据实测的
指标值判断是否降到临界值以下、有无突出危险。测定方法同上。
2）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。
局部防突措施效果检验应在实施完局部防突措施瓦斯释放孔释放一段时
间后进行，即在距离 15-3#煤层法向距离 5m 时进行。
效果检验孔
钻屑瓦斯解析指标法Ⅰh2、K1 值测定方法：在工作面的适当位置向煤层
打 5 个钻孔，应保证钻孔穿过煤层底板至少 。若如验证有突出性，继续
做防突措施。直至无突出危险后，掘进至距煤层法向距离 2m 处。
钻孔施工参数表（距 15-3#煤层 5m）
表 2-9
孔
号
孔径
（㎜）
预计见煤
深度（m）
预计终孔
深度（m）
钻孔与井筒中
心线夹角（°）
钻孔方位角
（°）
1 42
见
15-3#煤 30 100°
2 42
见
15-3#煤 25 280°
3 42
见
15-3#煤 27 10°
4 42
见
15-3#煤 27 190°
5 42
见
15-3#煤 0
井筒“十”字线中
心
附图 9：15-3#煤层局部防突检验钻孔布置示意图
4 最后验证
进行至距离 15-3#煤层 2m 处，在爆破前再最后对揭露煤层利用钻屑瓦斯
解析指标法测定Ⅰh2、K1 值做一次验证，验证无突出危险性后，实施远距离爆
破揭煤。
钻孔施工参数表（距 15-3#煤层 2m）
表 2-10
孔
号
孔径
（㎜）
预计见煤
深度（m）
预计终孔
深度（m）
钻孔与井筒中
心线夹角（°）
钻孔方位角
（°）
1 42
见
15-3#煤 20 110°
2 42
见
15-3#煤 17 290°
3 42
见
15-3#煤 18 20°
4 42
见
15-3#煤 18 200°
5 42
见
15-3#煤 0
井筒“十”字线中
心
附图 10：15-3#煤层最后验证钻孔布置示意图
如验证有突出性，继续做防突措施。采取在距离 15-3#煤层 2m 外掘进断
面上施工φ75㎜的释放孔 308 个，释放瓦斯，降低煤体中的瓦斯压力和围岩应
力，杜绝瓦斯突出的发生。钻孔控制到井筒轮廓线外 3000mm（沿煤层距离），
穿透各煤层全厚进入底板至少 500㎜；
附图 11：距离 15-3#煤层 2m 处释放瓦斯钻孔布置示意图
钻孔施工方法
当井筒施工至井深 时，对井壁进行永久支护和必要的临时支护,
并将工作面进行找平，以便于探煤施工，然后在工作面安设钻机。
对采取防突措施后利用钻屑瓦斯解析指标法测定Ⅰh2、K1 值进行判定，直
至Ⅰh2、K1 值降至临界值以下，证明钻孔释放有效，若Ⅰh2、K1 值超过规定值
则证明防突效果无效，继续执行防突措施或补充措施直至措施有效，只有工作
面无突出危险后方可按照远距离爆破规定进行揭煤作业。
安全防护措施
1）全体施工人员必须坚持安全第一的方针，施工时要实行安全生产责任
制和业务自主保安，建立各工种的岗位责任制，工人应明确自己的岗位职责，
互助协作，共同作好揭煤安全工作。
2）井口附近 50m 内严禁明火，下井人员实行“检身制”。
3）装药前脚线要扭结成短路。不同厂家的雷管不得同时使用。
4）施工过程中，要有项目负责人现场统一指挥。
5）每次放炮前，要详细检查通风设施是否完好，有损坏的立即修复，保
证放炮时工作面能够正常通风。
6）施工前，应对井口 20m 范围及井筒内全部机电设施、设备进行防爆检
查，更换不合格设施设备，井筒内各种电气设备必须达到防爆要求。并作好检
查记录，负责人签字。
7）下井人员要佩带矿灯和隔离式自救器。
8）入井人员严禁穿化纤衣服。
9）自本措施开始执行起，必须建立瓦斯检查制度，坚持正常检查瓦斯。
10）远距离爆破时井下必须停止工作，所有人员必须撤至地面，井下必须
全部断电。爆破至少 30 分种后，由矿山救护大队在井口检测回风流中的瓦斯
浓度，瓦斯浓度由低到高，再由高到底，降至 1%以下，先由矿山救护大队携
带检测仪器，从井口缓慢下井检查瓦斯及二氧化碳浓度。
瓦斯浓度超过 1%或二氧化碳浓度超过 %，停止落罐，等低于规定值后，
方可向下继续检查。检查时罐内人员使用防爆对讲电话与地面联系。经救护队
人员检测瓦斯、CO、氧气、瞎炮等指标符合规定后，方可进行下一个工序。
11）井筒工作面配备压风自救系统，在工作面和吊盘上安装 20 套压风呼
吸自救装置，平均每人的压缩空气供给量大于
时施工人数时的自救需要。
5．远距离爆破揭煤施工
爆破工艺流程
在预测为无突出危险或经防突措施效果检验，突出危险消除后，采用远距
离爆破措施揭开煤层。所有瓦斯释放孔、效果检验孔不能作为炮眼使用，远距
离爆破时应封闭所有瓦斯释放孔和效果检验孔并重新施工炮眼。
揭煤采用远距离爆破的方法两次爆破揭露煤层。每循环进尺为 ，在
揭露 15-3#煤层打眼装药期间，井下必须有项目部领导井下带班。
爆破作业
1）炮眼布置
布孔原则：总的原则是多打眼、少装药，中间稀，周边密，所有炮眼都在
炸药与封口炮泥间装 2 个水炮泥。
（1）爆破设计原则
a、炮眼数目为正常爆破炮眼数目的 ～ 倍；
b、远距离爆破炸药消耗量为正常爆破炸药消耗量的 ～2 倍；
（2）爆破说明书
a、爆破原始条件
b、爆破参数表
c、炮眼布置附图
15-3#煤层爆破原始条件表
表
序
号
名称 单位 数量 备注
1 掘进断面 m2
2 炮眼总长度 m
3 岩石坚固性系数 f 2～4
4 工作面瓦斯情况 % 0%
回风井井筒探掲 15-3#煤层预期爆破效果（第一次爆破）
表
序号 爆 破 指 标 单位 数量
1 炮眼利用率 % 90
2 掘进断面 m2
3 每循环进尺 m
4 每循环爆破实体岩石量 m3 211
5 每循环炸药消耗量 kg
6 单位原岩炸药消耗量 kg/m3
7 每循环雷管消耗量 个 211
8 单位原岩雷管消耗量 个/m3 1
9 每循环炮眼长度 m
回风井井筒探掲 15-3#煤层爆破图表（第一次爆破）
表
装 药 量
炮 眼
名 称
炮 眼
序 号
炮 眼
数 目
圈 径
(m)
眼 深
(m)
眼 距
(mm)
倾 角
(度)
卷/眼 kg/圈
起 爆
顺 序
延期时
间(ms)
雷 管
段 别
掏槽眼 1-6 6 700 90 8 Ⅰ 1
辅助眼 7-18 12 600 90 5 Ⅰ 2
辅助眼 19-34 16 700 90 5 Ⅰ 3
辅助眼 35-60 26 600 90 5 Ⅰ 4
辅助眼 61-91 31 600 90 5 Ⅰ 4
辅助眼 92-140 49 450 90 5 Ⅰ 4
周边眼 141-211 71 350 88 3 Ⅰ 5
合 计 211
备注: 采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷φ35mm, 药卷长 250mm,重 200g/卷;毫秒延期电
雷管起爆。
回风井井筒探掲 15-3#煤层预期爆破效果（第二次爆破）
表
序号 爆 破 指 标 单位 数量
1 炮眼利用率 % 90
2 掘进断面 m2
3 每循环进尺 m
4 每循环爆破实体岩石量 m3 211
5 每循环炸药消耗量 kg
6 单位原岩炸药消耗量 kg/m3
7 每循环雷管消耗量 个 211
8 单位原岩雷管消耗量 个/m3 1
9 每循环炮眼长度 m
回风井井筒探掲 15-3#煤层爆破图表（第二次爆破）
表
装 药 量
炮 眼
名 称
炮 眼
序 号
炮 眼
数 目
圈 径
(m)
眼 深
(m)
眼 距
(mm)
倾 角
(度)
卷/眼 kg/圈
起 爆
顺 序
延期时
间(ms)
雷 管
段 别
掏槽眼 1-6 6 700 90 6 Ⅰ 1
辅助眼 7-18 12 600 90 4 Ⅰ 2
辅助眼 19-34 16 700 90 4 Ⅰ 3
辅助眼 35-60 26 600 90 4 Ⅰ 4
辅助眼 61-91 31 600 90 4 Ⅰ 4
辅助眼 92-140 49 450 90 4 Ⅰ 4
周边眼 141-211 71 350 88 2 Ⅰ 5
合 计 211
备注: 采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，药卷φ35mm, 药卷长 250mm,重 200g/卷;毫秒延期电
雷管起爆。
注：本爆破图表仅供此次揭露煤层，施工中应根据实际揭露的煤层进行调整。
附图 12：15-3#煤层炮眼布置图及揭穿煤层示意图
揭露煤层使用远距离爆破法施工，在煤层地板下 2m 掘砌施工时同样采用
远距离爆破措施进行掘进，如煤层较软时，可降低施工段高减少装药量，进行
锚网喷临时支护，以保证施工安全。
2）爆破材料
（1）爆破采用三级煤矿许用粉状乳化炸药，规格φ35×250㎜×200g
（2）起爆采用铝质脚线毫秒延期电雷管 1～5 段，总延期时间不超过
130ms，不允许隔段使用。
3）装药作业
装药结构采用正向连续装药,掏槽眼为直眼掏槽。
4）连线
联线方法采用大并联
5）警戒及爆破
揭煤远距离爆破在地面距井口 50m 以外，使用专用起爆器起爆。
附图 13：煤层远距离爆破警戒布置图
6）爆破后支护
在放炮出矸后，必须及时进行围岩支护工作，过煤层的技术原则是使煤层
暴露时间短，避免延期突出的危险，采用锚网喷方法封闭煤层。
（1）远距离爆破前和放炮后，根据现场情况对工作面充分洒水，杜绝煤
干燥，出矸后，立即分段打锚杆，挂金属网片、架井圈、喷浆快速封闭煤层。
（2）远距离爆破揭开煤层，从煤层以上 2m 的位置开始进行全断面临时
锚网喷临时支护，出矸暴露井帮 时，在井壁上打锚杆，分段分片挂金属
网片，够 1m 高时立即进行加固封闭煤层。当封闭煤层段高达到 时，进
行永久支护。
（3）当煤层较松软时，可以进行直接人工装吊桶，运出井筒，如较硬，
采用松动爆破法掘进，松动爆破仍按照远距离远距离爆破的规定执行。
（4）锚杆规格：Φ20×2000mm 左旋无纵筋螺纹钢锚杆，间排距为 800mm
×800mm，每根锚杆分别采用1 卷K2335、一卷Z2360 型锚固剂，锚固力不小于7t，预紧
力大于100N·m；金属网为Φ 钢筋制作，网孔 100×100mm，网片之间纵横
向采用铁丝绑扎连接，连接长度 100mm。喷射混凝土强度等级为C20，喷砼厚度
为 100mm。
（5）上述支护采用短段掘砌，直至施工到煤层底板 ，揭煤层工作即
结束。
附图 14：临时支护示意图
第三章 生产系统
一、一通三防系统
施工过程中，采用压入式通风，选择 矿用隔爆型压
入式对旋局部通风机，配备两路φ800mm 胶质双反边风筒局部通风机和备用，
局部通风机分别安设在井架东北侧、井架东南侧 20m 处新鲜风流中。
1．工作面通风
风量计算
工作面实际需要的风量，应按瓦斯、人数、爆破后排除炮烟所需风量计算、
风速演算等规定要求分别进行计算，取其中最大值作为实际需要风量。
1)按瓦斯涌出量计算，根据依据井检孔资料 15#煤层瓦斯含量为
和邻近矿井开采 15#煤层瓦斯涌出量，预计工作面最大瓦斯绝对涌出量为
Q 掘＝100×q 掘×K 掘通＝100××＝360m3/min
式中： Q 掘—掘进工作面正头实际需要的风量，m3/min；
q 掘—掘进工作面最大瓦斯绝对涌出量，预测为
K 掘通—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取最低值 。
2)按人数计算：
Q 掘＝4×N＝4×20＝80m3/min
Q 掘—掘进工作面正头实际需要的风量，m3/min；
N—掘进工作面同时工作的最多人数，人；
4—每人供给的最小风量，m3/min。
3）、按放炮后排除炮烟所需风量计算
根据炸药量确定风量
Q 炸——按爆破炸药量计算的工作需风量，m3/min;
t——通风时间，取 t=15min ;
A—— 取第一次爆破最大炸药量，;
S——净断面面积，;
P——通风机吸入风量和工作面风筒出口风量比，取 P=；
Ld——炮烟稀释临界长度，取 210m；
K—— 淋水系数，取 k=;
将上述参数代入得出：
Q 炸=709m3/min
综上 Q 掘取 1）、2）、3）式计算的最大值 709m3/min。
4)按风速进行验算：
VminS < Q 掘 <VmaxS
VminS =9×=
VmaxS =240×= m3/min
即 <709m3/min <
式中：Q 掘—掘进工作面的风量，m3/min；取 709m3/min
Vmin—最低允许风速，岩巷时取 ×60=9m/min；
Vmax—最高允许风速，4×60=240 m/min；
S 净—掘进巷道断面积 。
由此可得掘进工作面需风量为 709m3/min。
（ ）3m /min
3
2
22
·t=炸Q
AS
P
k Ld
5）、局部通风机的供风量的计算及选型：
Q 局=KQ 掘 =×709=
式中：Q 掘—掘进头的需风量，m3/min；
K—风筒最大漏风率 15%时的系数,取 。
通过以上计算，本井筒工作面风量不小于 709m3/min，符合《煤矿安全规
程》规定的范围。而 型风机工作风量为 400～800m3/min，
故选择 矿用隔爆型压入式对旋局部通风机，配备两路φ
800mm 胶质双反边风筒即可满足掘进通风要求。目前风机开启二级电机，实
际风量为 780m3/min。
附图 15：回风立井通风示意图
通风系统
进 风 流：局部通风机→风筒→井筒掘进工作面
乏 风 流：井筒掘进工作面→井筒→地面
局部通风管理
采用两台 对旋式通风机，配备直径 800mm 风筒，向
工作面压入式通风。另设两台 对旋式通风机及一路直径
800mm 备用风筒，工作面最后两节风筒应使用抗炮崩风筒。
工作面无计划停风现场处置措施
当工作人员在工作面发现无计划停风时，首先切断工作面非本安型电源，
由跟班队长向井口信号室值班人员汇报情况，井口值班人员接到电话后立即汇
报项目部调度室，瓦检员、安全员、风机管理员向调度室汇报，并迅速查明原
因，进行处理。井口调度室立即通知井下工作人员全部升井，安全员负责在井
口设置警戒。
项目部调度员必须及时如实上报矿调度室，矿值班调度员要将通知情况
做好详细记录。
2.综合防尘
防尘系统
采用安装 4 寸静压水管将地面静压水送入井筒吊盘，在吊盘安设分水器，
在吊盘下方安设喷雾装置。
防尘管理
1）井筒在掘进时，吊盘下安装喷雾降尘，净化水幕要雾化良好，覆盖全
断面；
2）打眼使用湿式打眼，工人佩戴防护口罩；
3）采用水炮泥封孔；
4）井筒浇注混凝土 7 天以内的、每班洒水一次进行养护，浇注 28 天以内
的，每天洒水一次养护。
3.防治瓦斯、CO
监测系统
1）瓦斯传感器的安设及参数设置
（1）瓦斯传感器安设位置
采用高低浓度瓦斯传感器（KGJ23 型），在掘进井筒距井口 10-15m 处安
设一瓦斯传感器 T2，传感器检测孔距井壁不小于 200mm；距工作面 5m 内安
设另一瓦斯传感器 T1，传感器检测孔距井壁不小于 200mm，对工作面及回风
流中瓦斯实施 24 小时不间断监控。
（2）瓦斯传感器参数设定
Ⅰ井口瓦斯传感器 T2 参数设定如下；
报警浓度≥％CH4
断电浓度≥％CH4
复电浓度＜％CH4
断电范围：井筒内所有非本质安全型电气设备及井口 20 米范围内非本安
电气设备。
Ⅰ 掘进工作面瓦斯传感器 T1 参数设定如下；
报警浓度≥％CH4
断电浓度≥％CH4
复电浓度＜％CH4
断电范围：井筒内所有非本质安全型电气设备及井口 20 米范围内非本安
电气设备。
2)一氧化碳传感器的安设
在掘进井筒距井口 10-15m 处安设一台一氧化碳传感器，传感器型号为
KGA5，报警浓度为≥24ppm；距工作面 5m 内安设一台一氧化碳传感器，传感
器检测孔距井壁不小于 200mm，用固定装置吊挂。对工作面及回风流中一氧
化碳实施 24 小时不间断监控。一氧化碳传感器垂直悬挂，传感器检测孔距井
壁不小于 200mm。
3)其他传感器的设置
（1）风机开停状态传感器的安设
在主局扇、备用局扇分别安装一台开停传感器 KTG9，当主局扇停止工作
时，自动切断井筒内所有非本质安全型电气设备电源。当主局扇正常运转时自
动对该电源解锁。
（2）风筒风量开关传感器的安设
在连接主局扇的风筒上和井下吊盘上 1m 处的风筒上各安装一台风筒风
量开关[KGV6(800)]，当任何一台风筒风量开关显示无风时，自动切断井筒内
所有非本质安全型电气设备电源。
附图 16：监测监控示意图
附图 17：瓦斯电闭锁断电示意图
瓦斯、CO 管理
1)瓦斯管理
（1）瓦斯传感器管理
Ⅰ瓦斯传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装位置，
安装日期、报警浓度、责任人等。牌板应安设整齐并易于观测。
Ⅰ瓦斯传感器每七天调校一次并每 7 天进行一次断电试验。
Ⅰ瓦斯传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。
(2).瓦斯检查管理
每班瓦检员检查三次瓦斯，认真清楚地填写在管理牌上，出现异常立即向
井口调度室及项目部通风队汇报，采取措施进行处理。
(3).队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式瓦检仪。
2)一氧化碳传感器管理
a.一氧化碳传感器必须进行挂牌管理，牌板内必须标注传感器编号、安装
位置，安装日期、报警浓度、责任人、更换日期。牌板应安设整齐并易于观测。
b.一氧化碳传感器每 15 天调校一次。
c.一氧化碳传感器出现故障时，及时向调度室汇报，以尽快采取措施处理。
d.队干、班组长、电钳工、单独作业人员下井必须佩带便携式一氧化碳报
警仪经常检查一氧化碳情况。
e.防止损坏瓦斯和一氧化碳监测设施，加以必要的保护，如果损坏要及时
报告调度室及自动化部进行处理。
f.在井口 20m 范围内一氧化碳牌板同瓦斯牌板一起吊挂，记录当班瓦斯及
一氧化碳变化情况，传感器管理牌板离井口地坪 。
3)两闭锁管理
a.风电闭锁：当风量不足或停风时，监控分站控制断电仪动作，自动切断
井筒内全部非本质安全型电气设备的电源。监控分站及断电仪安装在地面距局
扇 20m 位置，局扇停风时自动切断工作面电源。
b.瓦电闭锁开关：当瓦斯探头达到断电值时或无信号，断电仪自动切断井
筒内及井口 20m 范围内全部非本质安全型电气设备的电源。
附图 18：回风立井瓦斯闭锁接线示意图
4.防灭火
防火设施
1）工作面静压水管“三通”必须留有消防管口。
2）井口必须配备 2 个灭火器及消防铁锹备用。
3）井口必须配备沙箱，装沙体积不能小于 ，消防钩、消防钗、消防
斧必备齐全。
防灭火管理
1）井下消除明火。
2）井下电气设备必须隔爆，电缆垂吊整齐。
3）电气设备保护齐全。
4）井下严禁私拆开矿灯。
5）经常检查灭火器完好情况，保证使用有效，定期更换。
6）严禁带电检修和搬运电气设备。
7)加强对易燃物品的管理，严禁将废油、剩油泼洒在工作面，用过的棉纱、
布、纸等必须回收至地面。
二、供电系统
项目部目前供电为双回路供电，一路来自矿发电机房，一路来自矿变电所
堡西线，矿方供给电源电压为 10000V，风机二回路电源来自矿变电所堡西线，
风机一回路电源来自矿发电机房，风机一回路、二回路电源由开闭锁相应高压
开关柜向风机专用变压器供给。
附图 19：回风立井供电系统图
三、压风系统
在工业广场内设压风机站，站内安装 5L-40/8 压风机 4 台,４L 一２０/8 压
风机 1 台，最大供风能力 180m3/min，完全满足施工要求，地面压风管选用Φ159
×6 无逢钢管，井下用风经井筒内敷设的压风管路送至吊盘，吊盘上设分风器，
再经１寸高压管至各用风机具。
四、排水系统
1．排水方向：工作面水窝→吊盘水箱→井筒排水管→地面沉淀池。
2．在正常情况下，施工工作面准备两台排水风泵，型号为 QYW70-6 型
风泵, 污水和井筒涌水用风泵排入吊桶内，随矸石排到地面。井筒水量大于
10m3/h 时，风泵直接向吊盘水箱排水，吊盘设一台 MD50-70×4 卧泵向地面排
水。该泵扬程为 280m，排水量可达 50m3/h。排水管选择Ф108×5mm 无缝钢管，
用一台 16T 稳车悬吊。掘进期间，工作面排水水泵、排水管路等排水设施要
及时敷设到吊盘，每次放炮后在工作面低洼处做出一个 1m 见方的临时水窝便
于排水。以防工作面积水淹没钻孔。
附图 20：回风立井排水系统示意图
五、信号、通讯、照明系统
井上下信号、通讯选用常熟产的通讯信号装置。该装置除具备信号功能外，
还配有防爆通讯电话。井口安装电视摄像头。司机操作室安装了电视摄像头和
监控电视，使司机能清楚了解井口的工作情况，做到相互监督，确保安全生产。
井筒内还敷设有 U-1 3×10+1×6 照明电缆，供电电压 127V。在吊盘上层
盘和中、下层盘间各设矿用防水灯，吊盘下方设 DKS-250/170 型立井投光灯
两盏。
第四章 安全技术措施
一、控制进尺掘进安全技术措施
1．为防止距离待揭煤层保护距离出现偏差，在距离待揭煤层法距 10m、5m、
2m 时，根据测量人员提供的标高严格控制打眼深度和爆破装药量，防止一旦
爆破超过预定位置或误揭煤层。
2．每班进尺前在井筒底板施工前探钻孔，探明煤层的准确位置。
3．任何一个前探孔见煤后，立即停止施工，汇报揭煤领导小组，确定安
全岩柱厚度。
4．根据《防治煤与瓦斯突出规定》规定，经防突效果检验有效，煤层无
突出危险后，在工作面距煤层顶板最小法距 2m 外，开始采用远距离爆破揭穿
煤层。
二、打钻施工防喷孔、防顶钻安全技术措施
1．施工人员要认真执行互保联保制度。
2．施工前，必须严格执行敲帮问顶制度，将作业地点附近活矸全部清理
干净，加强井筒作业地点上下 10m 范围内支护检查。
3．施工现场必须要有队干和相关技术人员跟班，严格监督确保施工安全
和施工质量。
4．在多人抬搬钻机时，人员协同配合，统一指挥，同起同放。
5．钻孔顺序按瓦斯释放孔示意图施工。
6．安排每班专职瓦斯员进行现场监护，不得随意让人靠近瓦斯释放孔。
用金属网做防喷孔装置，在钻机前架此装置，并且严禁人员站在钻机前。
7．施工时，必须确保排水系统正常，出现问题不能正常工作时必须停止
钻进，及时汇报有关部门组织人员进行维修，待运转正常后方可继续钻进。
8．排水系统要紧跟工作面。
9．排水系统管理要求：
（1）排水泵的前端设置一个逆止阀，排水时打开，排完水后关闭，避免
排水管路中的水倒流。
（2）采用风泵排水时，必须确保风泵完好，定期对风泵的转动及轴承部
位进行注油。
（3）排水时必须有专人现场排水，加强对排水设备的看护与管理。
（4）积水排完后，必须立即停止水泵的运转，避免排水泵长时间空运转，
损坏排水设备。
（5）必须定期对排水设备进行检修，保证排水设备的正常运转，并在排
水地点配备一台备用排水泵。
10.施工时，要设专人进行停送电，以及技术熟练的操作人员操作钻机，
其他人员不得随意操作。钻机开启和停止必须听从钻机操作人员的指挥。
11．施工时，必须备用一定数量的封孔材料防止突水事故。
12．施工时，钻机必须架设稳固牢靠，以免摇摆伤人或倾倒。
13．钻进时，发现煤（岩）壁松软、片帮、来压或钻孔中的水压、水量突
然增大，以及有顶钻、抱钻等异常情况时，必须立即停止钻进，但不得拔出钻
杆，立即向队值班室和调度室汇报。当工作面瓦斯浓度超过 1%时必须立即停
电撤人。
14．打钻时，施工人员应站在钻机两侧，不得站在钻机前方和后方，严禁
面对钻孔口观察钻进情况，以免发生钻孔喷孔伤人。
15．机电工应对开关、设备经常检查，发现问题及时处理。
16．钻孔施工完毕后，必须封锁开关并将现场设备、工具、仪器等码放标
准，班组长向队部汇报当班工作情况记录钻孔参数。
17．乘吊桶检查井底工作时，吊桶不得蹾撞工作面。
18．必须坚持瓦斯检查制度，坚持正常瓦斯检查，不得漏检。
19．揭煤前安全梯放置在吊盘以上 1～2m 处，若出现停电、停风时，利
用柴油机发电或人力，通过稳车将井底作业人员升井。
20．煤层具有突出危险性时，煤层段施工缩小浇筑段高。
21．远距离爆破时吊盘应控制在距井底工作面 40m 以上。
三、排放瓦斯安全技术措施
1．排放瓦斯作业人员进出及警戒设置要求
Ⅰ当发生瓦斯超限，井下所有人员都必须升井至地面。
Ⅰ排放瓦斯前由现场负责人向矿调度室汇报，确认排放瓦斯井筒内所有人
员全部撤离并切断井筒内及井口棚 20 范围内所有电器设备电源，撤出井下所
有人员，并在井口设岗、栅栏和警标，严禁任何人入内，全部落实后，通知现
场负责人开始组织排放瓦斯。
Ⅰ当排放瓦斯区域的瓦斯浓度降到 1%以下，经全面安全检查情况正常，
无局部瓦斯积聚并且稳定 30min 后方可结束排放瓦斯工作。
2．通风安全技术措施和灾害撤退路线
Ⅰ当局部地点发生瓦斯超限，需要进行排放瓦斯时，井下所有人员都必须
升井。
Ⅰ排放瓦斯时，瓦检员负责掘进工作面回风流与全风压风流混合处的瓦斯
检查，当瓦斯浓度或 CO2 浓度接近 ﹪时，现场协调人员应指令调节风量人
员，减少进入掘进工作面的风量。
Ⅰ在排出的风流与全压风流混合处悬挂便携式瓦斯报警仪，以便对混合风
流的瓦斯浓度进行不间断监测。
Ⅰ排放瓦斯后所有受到影响的地点，必须经瓦斯检查，证实符合《煤矿安
全规程》中的规定后，方可恢复工作。所有电器设备附近 10m 范围内都必须
检查瓦斯，当瓦斯浓度不超过 %时，则可以人工恢复送电。
四、机电设备检修安全技术措施
1．每天要对设备进行检修，制定设备包机制，每台设备都要有明确的责
任人。
2．接班后要试机并根据交班情况及检修计划确定检修项目。
3．检修工应带全检修工具。检修前，应将该设备电源切断，手把打在零
位并闭锁，挂上“有人工作,不准送电”的停电牌，有离合器的要摘开离合，大
型检修工程要设专人指挥。
4．机械设备要做到声音正常、油位适当、螺丝坚固、设施齐全、不跑不
漏、定期检查、强制检修、预防为主、消灭事故。
5．井筒内及地面所有电缆、开关要排列有序，悬挂整齐。
6．漏电保护一天试验一次，各类联锁必须班班试验，发现问题及时处理。
7．电气设备要做到
Ⅰ七无：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头、无可延燃电缆、无电缆与易燃
物质接触、无电缆盘圈和 8 字形、无电缆压埋和泡在水中。
Ⅰ七有：有过电流、过负荷和断相保护，有漏电保护、漏电闭锁和接地选
择，有螺丝和弹簧圈，有密封和挡板，有接地装置，有两回电源线路，有中和
电液的溶液。
Ⅰ两齐：电缆悬挂整齐，设备硐室清洁整齐。
Ⅰ七全：防护装置全，绝缘用具全，图纸资料全，防火用具全，防火门全，
信号照明全，记录全。
Ⅰ两不得：不得带电搬迁设备，不得带电作业。
Ⅰ三坚持：坚持使用漏电继电器，坚持定期检查，坚持设备入井检查。
Ⅰ各种电气设备的保护必须齐全、完整，严禁甩掉保护短接电路运行。
8．任何机电设备在检查处理、移动、拆装时，严禁带电作业，必须停电
闭锁开关，并挂停电牌。机电设备搬移后，必须开盖检查内部，确定无问题时
方可送电。
9．严格执行“谁停电谁送电”制度。
10、揭煤前必须对所有电气设备全面检查维护，监测监控传感器范围严格
执行集团公司有关规定，保证设备完好，杜绝失爆现象。
11．井下每次放炮前必须先将吊盘上提 40m，以保证足够的安全距离，防
止崩坏吊盘及设备。
五、远距离爆破揭煤专项安全技术措施
1．井下放炮严格执行《煤矿安全规程》第 315～346 条有关规定。
2．放炮严格执行“一炮三检”和“放炮三联锁“及放炮停电、撤人制度。
3．装药前，要切断井筒内所有的非本质安全型电源。
4．远距离放炮范围：从距 15-3#煤层顶部最小法距 5m 开始至 15-3#煤层
底板最小法距 2m 结束；
5．远距离放炮期间，必须严格控制井筒工作面距 15-3#煤层的法距，确保
安全岩柱，准确掌握煤层的层状、产状、顶底板岩性。
6．远距离放炮选用煤矿许用三级水胶炸药、毫秒延期电雷管，采用并联
方式。
7．远距离放炮地点设在回风立井井口 20m 以外。
8．停电、撤人范围与执行单位：
Ⅰ停电执行单位：中煤 2 处项目部。
Ⅰ停电范围：回风立井井筒及井口 20m 范围内所有电气设备（包括电缆、
电源、防爆电话）。
Ⅰ撤人范围：回风立井井筒内及井口 30m 范围内全部撤人（除放炮员），
并由项目部安监人员检查落实人员撤离情况、防止火源和电气失爆。
9．放炮母线要由放炮员亲自连接，放炮前应检查全部网路有无断线、短
路、接地，检查确认无问题后方可放炮，如放炮不响，30min 后由放炮员在救
护队员的监督下检查线路查找原因，不准其他人员代替检查，严禁其他人员进
入警戒区内。
10．放炮如遇瞎炮，执行如下措施：
Ⅰ由于连线不良造成的拒爆，应查明具体故障位置，重新连线起爆，重新
连线时间不低于 30 分钟。
Ⅰ在距瞎炮眼 以外另打与瞎炮眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
Ⅰ严禁用镐刨残爆眼，严禁从残爆眼中取出原放置的药卷，严禁从起爆药
卷中拉出电雷管。不论有无残余炸药，严禁将炮眼残底继续加深；严禁用打眼
的方法往外掏药；严禁用压风吹残爆眼。
Ⅰ处理残爆炮眼后，爆破工必须详细检查爆落的煤矸，收集未爆的电雷管。
Ⅰ瞎炮处理完毕前，严禁在该地点进行与处理瞎炮无关的工作。
11．远距离爆破时井下全部人员必须撤至地面，井下必须全部断电（除局
扇、监控外），井口附近 20m 范围内严禁有任何火源，保证局部通风机距离井
口 20 米以外，，放炮 30min 后由救护队员对工作面进行检查，确认无误后，方
能进行下一道工序，下井采用一组防爆对讲电话联系，并带一把铜锤作为信号
敲击备用。
12．揭煤期间每次放炮后（不得小于 30 分钟），且炮烟吹散后，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，方可由救护大队队员到工
作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由揭煤领导组长统一安排撤警戒、送
电，进入工作面恢复工作。
六、煤与瓦斯突出的安全技术措施
1、突出的基本特征
煤与瓦斯突出具有以下基本特征：
1）突出的煤向外抛出距离较远。
2）抛出的煤堆积角小于煤的自然安息角。
3）抛出的煤破碎程度高，含有大量的块煤和手捻无粒感的煤粉。
4）有明显的动力效应，破坏巷道，推倒矿车，破坏和抛出安装在巷道内
的设施。
5）有大量的瓦斯涌出，瓦斯涌出量远远超过突出煤的瓦斯含量，有时会
使风流逆转。
6）突出孔洞呈口小腔大的梨形、倒瓶形以及其它分岔形等。
2、突出预兆
煤与瓦斯突出的预兆分为无声预兆和有声预兆两类。
1）无声预兆Ⅰ煤层结构变化，层理紊乱，煤层由硬变软、由薄变厚，倾
角由小变大，煤由湿变干，光泽暗淡，煤层顶、底板出现断裂，煤岩严重破坏
等。Ⅰ工作面煤体和支架压力增大，煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等。Ⅰ瓦斯增
大或忽小忽大，煤尘增多。
2）有声预兆煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声、支柱折断等。
每次突出前都有预兆出现，但出现预兆的种类和时间是不同的，熟悉和
掌握预兆，对于及时撤出人员、减少伤亡具有重要的意义。
3、突出一般规律
1）突出与地质构造的关系,突出多发生在地质构造带内，如断层、褶曲和
火成岩侵入区附近。
2）突出与瓦斯的关系,煤层中的瓦斯压力与含量是突出的重要因素之一。
一般说来，瓦斯压力和瓦斯含量越大，突出的危险性越大。但突出与煤层的瓦
斯含量和瓦斯压力之间，没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可以发
生突出；反之，瓦斯压力高，含量大的煤层也可能不突出，因为突出是多种因
素综合作用的结果。
3）突出与地压的关系,地压愈大，突出的危险性愈大。当深度增加时，突
出的次数和强度都可能增加；在集中压力区内突出的危险性增加。
4）突出与煤层构造的关系,煤层构造主要指煤的破坏类型和煤的强度。一
般情况下煤的破坏类型愈高强度愈小，突出的危险性愈大。故突出多发生在软
煤层或软分层中。
5）突出与围岩性质的关系,若煤层顶底板为坚硬而致密的岩层且厚度较
大时，其集中应力较大，瓦斯不易排放，故突出危险性愈大；反之则小。若顶
底板中具有容易风化和遇水变软的岩层时，将减少突出危险性。
6）突出与水文地质的关系,实践表明，煤层比较湿润，矿井涌水量较大，
则突出危险性较小；反之则大，这是由于地下水流动，可带走瓦斯，溶解某些
矿物，给瓦斯流动创造了条件。
7）突出具有延期性突出的延期性变化就是震动放炮后没有诱导突出而相
隔一段时间后才发生突出。其延迟时间从几分钟到几小时。
4、应急避灾措施
作业人员如发现煤层有突出预兆时，必须及时撤离工作面升井，并立即
向项目部调度室汇报，由项目部调度室汇报矿方，严格执行公司煤与瓦斯突出
应急救援预案。
七、其他安全技术措施
1．加强通风系统的维护与管理，保证风筒吊挂牢固、垂直，无破洞、漏
风现象，揭煤期间风筒出风口距工作面的距离≤5m，保证掘进工作面有足够的
新鲜风流。
2．揭煤期间，在掘进工作面安设专职瓦斯检查员，检查工作面瓦斯情况，
发现异常情况，应及时将井筒内的所有人员撤至安全地点，同时向井口调度室
汇报。
3．瓦斯传感器与井筒内电气设备实行瓦斯电闭锁。
4．安全员负责瓦斯传感器的正常吊挂和挪移；放炮前由班长在瓦斯检查
员的监督下，将 T1 瓦斯传感器挪至安全地点吊挂，放炮后再挪移到规定位置
吊挂好。
5．揭煤施工过程中，局扇必须保持连续运转，并且要有一台备用局扇。
局扇及风筒必须经过认真检查。施工过程中，任何人不得随意关闭局扇。
6．矿井因停电或检修，局扇停止运转或通风系统遭到破坏以后，必须及
时恢复通风排除瓦斯。恢复正常通风后，必须经过专职瓦检员检测，证实无危
险，经调度同意后，方可恢复工作。
7．每班必须按规定检测瓦斯至少 3 次，瓦检员要认真填写瓦斯检查记录，
并通知工作人员，瓦斯浓度超过规定时，瓦检员必须责令现场人员停止工作，
撤至地面。
8．放炮作业，班组长、放炮员、瓦检员都必须在现场执行“一炮三检制”
和“三人连锁放炮制”。如作业现场瓦斯浓度超过 %时，严禁放炮作业。
9．防火防爆安全技术措施
在井口配备 2 个灭火器，配备 1 个砂箱和 2 把专用消防锹，保证砂箱内
有 的存砂，消防钩、消防钗、消防斧必备齐全。
10．严格执行交接班制度。
11．加强入井人员管理，入井人员必须符合下列规定：
Ⅰ戴安全帽；Ⅰ随声携带隔离式自救器和矿灯; Ⅰ严禁携带点火物品和烟
草；Ⅰ严禁穿化纤衣服；Ⅰ入井前严禁喝酒;
12．加强学习管理，所有作业人员必须学习贯彻揭煤措施，考试合格后才
能允许上岗，考试结果记录备案。
13．严格执行敲帮问顶制度，严禁空帮作业。
14．严格按照支护设计中的规定进行支护。
15．掘进过程中，若出现井筒片帮，需补打锚杆加强支护时，必须由班组
长或有经验的工人进行处理，并且设专人指挥，观察帮部，动作要迅速，发现
险情及时撤人。
16．掘进中，临时支护帮锚杆紧跟工作面打设。
17．煤层揭开后要及时对暴露的煤壁进行封闭支护。
第五章 施工组织管理
为保障回风井井筒工作面揭煤施工的安全技术管理工作，确保本次揭煤施
工安全、顺利进行，项目部将在揭煤期间成立专项施工领导小组，领导小组在
项目部调度室统一指挥。
1．组织机构
总指挥：五里堠煤矿总经理苗润田
副总指挥：五里堠煤矿总工程师王刚、二处总工程师印东林
组 长: 朱传科 张占峰 晋中市救护队长
副组长: 沈建华 夏 军 严青平
组 员： 闫伍杰 毕庆龙 周开新 步红星 黄启罗 张敬福 魏现省
徐大强 新井指挥部工程组组长 生产业务部室负责人
2．小组成员职责
五里堠煤矿苗润田:对本次揭煤施工的准备、实施及协调工作全面负责。
五里堠煤矿王刚、二处印东林、新井指挥部工程组组长、生产业务部室负
责人：配合本次揭煤施工的准备、实施及协调本部门职责范围内的工作。
组长朱传科、张占峰:对本次揭煤现场施工的准备、实施及协调工作全面
负责。
晋中市救护队长：负责安排救护队员检查每次放炮 30 分钟后的各种气体
浓度指标，井口检查符合入井条件后进入工作面检查放炮后情况以及验炮。
副组长沈建华：是探、释放瓦斯过程各项措施的实施负责人，组织相关人
员进行“安全技术措施”和相关知识的学习和培训，对揭煤施工技术进行现场指
导。
副组长夏军：按措施要求组织人员、设备、落实具体生产任务。
副组长严青平：负责本次揭煤施工的安全技术管理工作,，根据现场情况
及时提出调整意见，审阅探、揭煤施工记录。
组员：闫伍杰、毕庆龙：负责本次探、揭煤施工的“一通三防”工作，进行
现场监督及指导，制定瓦检细则，审阅瓦检记录。
组员 周开新 步红星：对所有机电设备、电缆及接地情况进行全面检查，
并提出更换或维护意见，确保达到防爆要求。
组员 魏现省、徐大强：传达揭煤“施工安全技术措施”，现场指导探、揭
煤施工，建立、收集、整理探揭煤、瓦检及其它有关记录，及时向领导小组反
馈探、揭煤施工中存在的问题。
项目部根据实际情况建立相应管理机构，并明确责任，特殊工种必须明确
人员及其职责。揭煤前进入重点调度每班向调度室电话汇报当班施工情况，在
调度室、井口信号室、绞车房和工作面吊盘安设电话。
项目部根据实际情况建立相应管理机构，并明确责任，特殊工种必须明确
人员及其职责。揭煤前进入重点调度每班向调度室电话汇报当班施工情况，在
调度室、井口信号室、绞车房和工作面吊盘安设电话。
3．揭煤前由晋中市（和顺）救护中队提前在现场待命，负责远距离爆破
揭煤期间突发事件的应急救援工作。
4．工作面距离煤层 10m 时要纳入潞安集团公司重点调度工作内容，五里
堠煤业有限公司在揭煤期间，每循环、每天及时向司马煤业通风部及调度室、
集团公司调度室及通风处汇报揭煤作业进展情况以及措施执行情况。
5．突出危险性预测、措施效果检验、验证由中国矿业大学进行测定，测
定结果及时上报司马煤业及集团公司通风处。
6．揭煤作业要由五里堠煤业有限公司总经理苗润田现场指挥，集团公司
及司马煤业公司派专人监护、指导。
7．揭煤组织管理措施
（1）通风部组织领导小组，加强回风立井井筒工作面揭煤防突施工的安
全技术管理工作，及时向矿调度室汇报现场的第一情况。
（2）加强管理领导小组成员的安全意识及防治瓦斯突出规定。
（3）加强贯彻井下施工人员的培训、教育。做到人人懂得防治瓦斯的重
要性。
（4）对所有机电设备、电缆及接地情况进行全面检查，并提出更换或维
护意见，确保达到防爆要求。
（5）井筒工作面配备压风自救系统，压风自救系统满足工作面施工人数
（20 人）平均每人的压缩空气供给量不得少于
设置压风自救系统，满足工作面施工人数的自救需要。
附图 21：压风自救系统示意图
（6）工作面掘进到距煤层 10m 时，调度员每班向矿调度汇报探、揭煤情
况，由矿调度逐级向司马煤业公司调度室、集团公司调度室、通风处汇报。
领导小组成员联系方式
序号 姓 名 职 务 手 机 号
1 苗润田 总指挥 15235412222
2 王 刚 常务副总指挥 15235412636
3 印东林 常务副总指挥 13685116108
4 朱传科 组长 18734437588
5 张占峰 组长 15835053651
6 沈建华 副组长 18734437688
7 严青平 副组长 15234350055
8 夏军 副组长 13835431242
9 黄启罗 成员 15234350391
10 张敬福 成员 18734459519
11 毕庆龙 成员 15940064572
12 陈西 成员 18734459515
13 周开新 成员 13935438291
14 闫伍杰 成员 15110684021
15 姚多莹 成员 18734465404
16 步红星 成员 15234350367
第六章 避灾系统
一、避灾原则
1．积极抢救
灾害事故发生后，处于灾区内以及受波及区域的人员应沉着冷静，根据灾
情和现有的条件，在保证安全的前提下，采取积极有效的方法和措施，及时投
入现场抢救，将事故消灭在最初阶段或控制在最小的范围，最大限度地减小事
故造成的损失。
2.安全撤离
当现场不具备事故抢救的条件，或可能危机人员的安全时，井下人员应想
方设法迅速安全地撤离灾区。
3．妥善避难
如在短时间内无法安全撤退，遇险人员应在灾区内进行自救和互救，妥善
避难，努力维持和改善自身生存条件，等待救援。
二、避灾路线
当井下瓦斯超限或其它危险时，井下所有人员，必须立即撤离至地面安全
地点。
提升正常避灾路线：
工作面→吊桶→井口→封口盘→井口 50m 以外的安全地点。
提升中断避灾路线：
工作面→吊盘→安全梯→封口盘→井口 50m 以外的安全地点。
1．避灾路线在发生瓦斯超限或其他灾害事故时要确保畅通。
2．安全梯要紧跟吊盘，并保证正常使用和运转。
3．在工作面和吊盘上设置压风自救系统，满足工作面最多同时施工人数
时的自救需要。
附图 22：避灾线路图示意图
三、发生事故时应急措施
1．井下瓦斯、煤尘爆炸事故：
Ⅰ当灾害发生时，一定要镇静清醒，不要惊慌、乱喊乱跑，
Ⅰ立即屏住呼吸，用湿毛巾捂住口鼻，防止吸入有毒的高温气体，避免中
毒和灼伤气管、内脏。
Ⅰ用衣服将自己身上的裸露部分尽量盖严，以防火焰和高温气体灼伤皮肉。
Ⅰ迅速取下自救器，按照使用方法戴好，以防止吸入有毒气体。
Ⅰ高温气流及冲击波过后，应按照避灾路线，尽快逃离灾区。
Ⅰ已无法逃离灾区时，应充分利用现场的一切器材和设备来保护人员及自
身安全。
2．井下火灾事故：
Ⅰ在井下不论任何人发现烟气或明火等火灾灾情，应立即汇报井口调度室。
Ⅰ如果火势不大，就应根据现场条件，立即组织力量扑火。如果火灾范围
大或火势猛，则应立即升井。
Ⅰ抢救时，应及时切断灾区的电源，
Ⅰ应急措施必须及时、正确、果断，即使是对待一次微小的火灾也不能麻
痹大意，防止造成严重的后果。
3．井下水灾事故：
发现透水预兆，要立即向调度室汇报，若是情况紧急，透水即将发生，必
须立即发出警报，迅速采取果断措施，防止透水发生，并及时撤出所有受水害
威胁的人员。水害发生后，自救时应注意：
Ⅰ撤退时要服从当班跟班队干或班组长的命令，不可慌乱，按预定的避灾
路线出井。
Ⅰ撤离时利用提升吊桶迅速撤往安全地点。
4．发生片帮事故：
一旦发生片帮事故，现场人员应立即采取措施进行自救或互救。现场营救
时要注意以下几点：
Ⅰ当片帮的煤、矸埋压住人时，不可惊慌，要在有经验的干部或老工人指
挥下，严密监视井帮情况，防止帮部继续冒落伤人，再组织人力迅速抢救被埋
在煤、矸下面的遇险者。
Ⅰ抢救时要仔细分析遇险者的位置和被压情况，尽量不要破坏冒落矸石的
堆积状态，小心谨慎地把遇险者身上的煤、矸搬开，救出伤员。若矸石太大，
应多人用撬杠、千斤顶等工具从四周将大矸石块抬起来，用木柱撑牢，再将伤
员救出，不可盲目用镐刨、锤打、掀滚、拉扯等方法，以免加重遇险者的伤势。
Ⅰ救出伤员后及时进行止血、包扎、骨折固定等救护措施，发生休克时要
及时予以抢救，并迅速送往医院急救。
5．井下煤与瓦斯突出事故：
（1）首先启动应急预案，迅速撤离灾区人员，抢救遇难人员。
（2）根据情况切断灾区和受影响区的电源，但必须在地面断电，防止产
生电火花引起爆炸。
（3）通知晋中救护队，再侦查情况，抢救遇险人员，恢复通风系统等。
（4）各业务救援组织机构在指挥部的统一领导下各行其责实施抢险救灾。
（5）发生突出时，在井下不论任何人发现突出灾情预兆，应立即向现场
负责人汇报。
（6）现场人员要立即组织起来，在尽可能判断事故性质及灾害程度、蔓
延方向等情况的同时，迅速向矿调度室报告，请求晋中救护队的援救，并立即
投入抢救。
（7）如果突出不大，在保证自身安全的前提下，应根据现场条件，立即
组织力量抢救被困人员和被埋人员。如果突出范围大，则应及时撤出灾区人员，
防止人员中毒和预防瓦斯、煤尘爆炸的事故，并随时保持和地面指挥部的联系，
根据指挥部的命令行事。
（8）如果现场人员无力抢救，同时人身安全有受到威胁的可能，就要立
即安全撤退。
（9）凡接到通知，需要立即撤退的一切人员，无论在任何情况下，都不
可惊慌失措，盲目行动，而要在判明灾情和自己的实际处境后，想好应急措施，
再采取行动。应急措施必须及时、正确、果断，即使是对待一次微小的突出也
不能麻痹大意，防止造成严重的后果。
6．救护
（1）、处在灾害地点的所有人员，接受矿调度室统一指挥，按指定路线撤
退。
（2）、晋中市（和顺）救护中队现场待命。
7．其它事项仍执行《煤矿安全规程》、《回风井井筒掘进工作面作业规
程》、《回风井施工组织设计》、《防治煤与瓦斯突出规定》所规定。
