井底主石门揭M17-1煤层防突设计
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井底主石门揭M17-1煤层防突专项设计
矿长
总工程师
编制
编制时间:2016年1月10日
措施会审表
措施名称:井底主石门揭M17-1煤层防突专项设计送审单位:小河边煤矿技术室
会审日期:2016年1月10日
会审意见:
审核签字
矿长总工程师
安全矿长采掘工程师
生产矿长通风工程师
机电矿长通风队长
掘进队长打钻队长
机电工程师机电队长
安检科长监控主任
调度主任
目录
一、概况 1
二、煤层、瓦斯、地质构造及巷道布置基本情况1
1、煤层情况 1
2、瓦斯情况 1
3、地质构造情况 1
4、巷道布置情况 2
三、建立安全可靠的独立通风系统、抽采系统、监控系统及加强控制通风风流设施的措施 2
1、通风系统情况 2
2、抽采系统情况 3
3、监控系统情况 3
4、加强控制通风风流设施的措施 4
四、区域综合防突措施4
1、区域突出危险性预测 4
2、区域防突措施 4
3、区域措施效果检验 5
4、区域验证 6
五、局部综合防突措施6
1、工作面突出危险性预测 6
2、工作面防突措施7
3、工作面措施效果检验7
六、安全防护措施8
七、揭煤安全技术措施9
八、防突组织管理措施9
九、应急预案11
井底主石门揭M17-1煤层
防突专项设计
一、概况
先井底主石门距M17-1的法线距离为7米,并且巷道处于过M17-2煤门阶段,根据《防治煤与瓦斯突出规定》的相关规定,为确保顺利揭过M17-1煤层及该工作面的安全施工,防止煤与瓦斯突出事故的发生,结合本矿实际,特编制井底主石门揭M17-1煤层防突专项设计。
二、揭煤区域煤层、瓦斯、地质构造及巷道布臵基本情况
1、煤层情况
根据小河边煤矿地层综合柱状图,M17-1煤层位于龙潭组中段下部,煤层厚度一般为1.05-4.27m,平均厚度1.75m。
结构比较简单,煤层倾角为8°,根据地质钻孔资料,井底主石门揭M17-1煤层区域煤层厚度为3.5m。
M17-1与下伏M17-2煤层间的层间距为3.9m-14.40m,平均间距为7.86m。
M17-1与上覆M12-1煤层间的层间距为8.3m-33m,平均间距为17.14m。
根据K0+246m处地质前探资料,M17-1煤层煤厚为3.8m, M17-1煤层的顶底板岩性多为粉砂岩和泥质粉砂岩,M17-2于M17-1之间的层间距为8.21m。
2、瓦斯情况
根据井底石门K0+246m处地质前探资料,对M17-1煤层取1个煤样测定原始瓦斯含量及压力。
M17-1煤层原始瓦斯含量为12.9559m3/t ,原始瓦斯压力为2.186MPa,钻孔在钻进见煤过程中发生喷孔、顶钻、夹钻等瓦斯动力现象。
3、地质构造情况
小河边煤矿位于盘南背斜南翼中部,为单斜构造。
地层总体走向北西西,倾向南南西,倾角10º左右。
矿井断层不发育,仅在西部边界见F7断层,该断层总体走向北北东,倾向近东,倾角60~80º。
根据之前揭露的地质情况,由于受F7大断层的影响,遇到的小断层较多,均为正断层,落差在0.5~2.5m左右。
故本巷在掘进过程中有可能遇到断层。
从综合柱状图上看,M17-1与邻近煤层间的层间距变化范围较大,因此在巷道掘进前方及帮外,M17-1煤层极有可能出现褶皱构造。
4、巷道布臵情况
井底主石门主斜井井底测点Z6处开口,按157º方位,5‰坡度掘进,长度为700m,巷道断面为三心拱形,净高为3m、净宽为4.6m,净断面为12.46m²。
附图一:小河边煤矿地层综合柱状图
附图二:井底主石门与相邻巷道位臵关系图
三、建立安全可靠的独立通风系统、抽采系统、监控系统及加强控制通风风流设施的措施
1、通风系统
井底主石门掘进施工时,采用FBD-2×30kw对旋式局部通风机通风,并安装双风机双电源及自动切换装臵,配备Φ800mm的帆布涂胶风筒,风机安设在副井井底车场、防突风门外的进风流中。
风机吸入风量为480m3/min,风筒出口风量为460m3/min。
井底主石门掘进工作面通风系统路线如下:
井底主石门掘进工作面→井底主石门专用回风上山→回风平硐→风井→地面。
详见附图三。
附图三:井底主石门通风系统示意图
2、抽采系统
矿井配备两套瓦斯抽采系统,一套高负压,一套低低负压。
高负压抽采系统主要用于抽采本煤层瓦斯,配备2BEC42泵两台,一台工作,一台备用,电机功率为185kw,混合流量为145m3/min。
掘进时从回风平硐将高负压抽采系统管路经井底主石门专用回风上山接到井底主石门掘进迎头50m范围内,管径为DN200mm,在防突风门附近的龙门架旁的直管段安设一套瓦斯抽采参数监测装臵,随时可用于井底主石门掘进工作面抽采。
3、监控系统
(1)该工作面共需要安设甲烷传感器2个,即T1和T2。
(2)T1探头放臵于工作面距迎头小于5m,距顶≯300mm,距帮≮200mm,报警浓度为≥0.8%,断电浓度≥0.8%,复电浓度<0.8%。
断电范围为掘进工作面全部非本质安全型电气设备。
(3)T2探头安设在井底主石门专用回风巷道交叉口往里10-15米位臵。
距顶≯300mm,距帮≮200mm,报警浓度为≥0.8%,断电浓度≥0.8%,复电浓度<0.8%。
断电范围为掘进工作面全部非本质安全型电气设备。
4、加强控制通风风流设施的措施
(1)防突风门的设臵
在井底主石门开口位臵处设臵2道正反向的防突风门,风门之间的距离为7m,防突风门距离专用回风巷口的距离为10m。
安装防突风门的构筑标准进行施工,风筒穿过墙体、调节风窗及溜子孔均设臵防逆流挡板,风门实现正反向连锁。
(2)加强通风管理的措施
1、进行揭煤作业前,通风队必须对影响范围内的通风设施进行全面检查,取保完好。
局部通风机必须实行“三专两闭锁”、“双风机、双电源”并能自动切换,风机供风量符合《作业规程》的要求。
2、每7天进行一次风电闭锁、瓦斯电闭锁试跳实验。
3、每天进行一次风机自动切换实验。
4、风筒吊挂按照安全质量标准化的标准进行,风筒末端出口采用防炮崩硬质风筒,放炮时防止被爆破冲击落地。
四、揭M17-1煤范围
根据《防突规定》,井底主石门揭M17-1煤层的揭煤范围为:从巷道距离M17-1煤层法向距5m至过完M17-1煤层进入煤层顶板法向距2m的范围。
五、控制M17-1煤层层位措施
1、法向距离10m前的层位控制
(1)根据《防突规定》第61条,在揭煤工作面掘进至距煤层最小法向距离10m之前,施工2个穿透煤层全厚且进入顶(底)板不小于0.5m的钻孔,准确控制煤层层位,掌握煤层赋存位臵、形态。
(2)由于在法向距离10m前已经在井底主石门对M17-1煤层层位进行了初次控制,因此本设计依据初次控制的成果选择在K0+246m处进行第二次煤层层位控制,以此对M17-1煤层层位进行修正。
(3)巷道掘进至K0+246m位臵处,设计2个层位控制钻孔,钻孔分布在煤层上、中部。
钻孔孔径为75mm,采用ZDY-1250型钻机配50mm光面钻杆进行施工,采用水力排
渣,改用压风排渣,钻孔穿透M17-1煤层顶板。
具体钻孔施工参数详见附图五。
附图四:井底主石门揭M17-1煤层地质前探钻孔设
计图。
2、法向距离10m至7m间的层位控制
从K0+196.5m位臵开始,在进行锚索支护(排间距3m,孔深8m)时观测见煤情况,若第一次出现锚索钻孔见煤,则之后每班掘进前在工作面迎头顶部用锚索钻机施工1个长孔(8m),垂直于顶板,见煤为止,准确记录工作面到M19煤层的垂直距离,用见煤垂距减去0.1m即为掘进工作面到M17-1煤层的法向距离。
以此方法,准确控制井底主石门的掘进位臵,确保法向距离接近7m时停掘,执行区域防突措施,预计位臵为K0+246m。
3、法向距离7m至5m间的层位控制
(1)根据法向距离7m处区域防突措施钻孔施工情况,选取部分钻孔作出井底主石门揭M17-1煤层第三次地质前探成果图,结合前两次钻探成果,准确分析巷道前方煤层赋存情况,推算出法向距离5m处的巷道位臵。
(2)法向距离7m位臵处开始,每次进行锚索支护时,采用上述方法准确记录M17-1煤层到巷道顶板间的垂直距离。
当次垂直距离小于5.5m后,采用锚索钻机在巷道中心线顶部垂直施工钻孔,见煤为止,直到次垂直距离
达到5.1m时停掘,执行区域验证和工作面突出危险性预测。
在此期间要根据见煤的垂直准确给出下一循环能够进尺的米数。
4、法向距离5m至2m间的层位控制
采用上述第3条的方法,先将见煤垂距控制到2.5m 以内,然后每班采用同样的方式将垂距逐步控制到2.1m 处停掘,执行揭露煤层前的最后验证,预测工作面的突出危险性。
六、区域综合防突措施
(一)区域突出危险性预测
实测M17-1煤层原始瓦斯含量为12.9559 m3/t>8 m3/t,实测原始瓦斯压力2.186MPa>0.74 MPa,。
故根据《防突规定》第43条,预测井底主石门揭M17-1煤层区域为突出危险区。
(二)区域防突措施
1、井底主石门揭M17-1煤层区域为突出危险区,必须采取区域防突措施,。
根据本矿实际情况,结合《防突规定》相关要求,井底主石门揭M17-1煤层采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯的区域防突措施。
在揭煤工作面距煤层的法向距离7m时执行第一轮区域预抽,在揭露煤层后的允许停掘位臵执行第二轮区域预抽。
第二轮预抽钻孔控制区域于第一轮钻孔控制区域相接。
钻场设
在井底主石门工作面迎头。
2、若第一轮区域防突措施施工存在和设计偏差的情况,或者因为掘进施工时间的关系(比如节假日),则应充分利用有利时间对第一轮区域防突措施进行补充,实施该补充措施的位臵应选择在巷道距M17-1煤层法线距离为2m之前,钻孔设计应根据第一轮区域钻孔施工的成果及停掘位臵进行设计,另行编制。
3、预抽钻孔设计参数为:钻孔设计设计钻孔为第一轮54个,第二轮67个,孔径为75mm。
钻孔控制到石门揭煤处巷道轮廓线外15m,煤层倾向上钻孔的控制范围为巷道顶板距M17-1煤层法向5m至穿过煤层进入煤层顶板2m法向距的位臵。
所有钻孔均穿透煤层进入顶板0.5m。
第一轮区域预抽效果达标后,预留15米水平投影措施超前距,进行第二轮区域钻孔预抽。
附图五:井底主石门预抽M17-1揭煤区域第一轮抽放(效检)钻孔设计图
附图六:井底主石门预抽M17-1揭煤区域第二轮抽放(效检)钻孔设计图
3、增透措施:因缺乏M17-1煤层透气性参数,在进行第一轮区域钻孔预抽时,考察钻孔的流量衰减情况,若衰减很大,则说明M17-1煤层的透气性非常差,必须采取煤层增透措施。
根据我矿实际情况,设计采用深孔松动欲裂爆破对预抽煤层区域进行爆破欲裂。
深孔松动欲裂爆破的安全技术措施另行编制。
3、封孔参数:封孔材料使用水泥砂浆,封孔深度为15m,当见煤深度小于15m时,封孔深度为实际见煤深度,封孔埋管选用32mmPVC管。
4、连抽方式:钻孔施工完毕后立即进行封孔连抽,孔外采用DN40胶管连接,中间加一个DN32观察控制短接,短接上预留M8观察孔及球阀,所有钻孔连接到分支器,分支器出口连接到汽水分离器,再连接到抽放主管。
(三)区域措施效果检验
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第51条规定,井底主石门揭M17-1煤层区域采用直接测定煤层残余瓦斯含量、残余瓦斯压力和根据瓦斯动力现象判断作为区域措施效果检验的指标。
1、进行区域措施效果检验的前提条件:
(1)钻孔施工完毕后,绘制钻孔控制范围成果图,确保设计预抽区域不留盲区。
(2)每天一次进行抽放参数测定,统计抽放纯量,采用计算残余瓦斯含量的方法,当反算残余瓦斯含量小于8 m³/t后,才能进行残余瓦斯含量和压力的直接测定。
2、直接测定煤层残余瓦斯含量和压力
在揭煤预抽区域内,根据预抽钻孔成果图,结合《防突规定》的要求,施工4个效果检验钻孔,验证区域防突措施有效性,孔径为75mm,钻孔分别位于预抽区域内的上部、中部和两侧,其中有一个钻孔距离预抽区域内边缘的距离小于2m。
若4个钻孔实测残余瓦斯含量均小于8m³/t,残余瓦斯压力均小于0.74MPa,则区域防突措施有效,掘进至距离M17-1煤层法向距离为5m时采取区域验证,否则,需采取补充区域防突措施。
钻孔布臵详见附图六、七。
3、根据现象判断
在对井底主石门揭M17-1煤层区域进行区域防突措施效果检验时,若发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆,则按照《防突规定》第53条规定,判断区域预抽防突效果无效,揭M17-1煤层区域仍为突出危险区,必须采取补充区域防突措施。
4、补充区域防突措施:
(1)根据预抽钻孔成果图,分析效果检验未达标的原因。
(2)补充抽放钻孔,减小钻孔孔底间距。
(3)编制措施采取增透措施,增加单孔抽放流量。
(4)延长抽放时间。
(四)区域验证
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第57条的规定,选
用揭煤工作面预测,即钻屑解析指标法(测定K1值)进行区域验证,区域验证的位臵为法向距5m和法向距2m 处,具体方法如下:
1、验证孔设计3个,先用ZDY-1250钻机施工75mm钻孔至见煤位臵,然后用直径42mm螺旋钻杆取样测定。
其中一个孔位于巷道中部,与巷道掘进方向一致,其余两个孔布臵在两边,分别控制到巷道轮廓线外2-4m的煤层中。
2、若验证结果K1≥0.5ml/g.min1/2或最大钻屑量≥6kg/m,或施工验证孔时有喷孔、卡钻、夹钻、顶钻等现象,说明区域验证有突出危险,则必须实施工作面局部综合防突措施;若验证结果K1<0.5ml/g.min1/2和最大钻屑量<6kg/m,且施工验证孔时无喷孔、卡钻、夹钻、顶钻等现象,证明无突出危险性,预抽区域验证为无突出危险区。
3、在揭煤工作面距M17-1煤层法向距离为5m时进行区域验证,若验证结果为区域防突措施有效,则可采取安全防护措施掘进到工作面距离M17-1煤层法向距离2m位臵处,再进行揭煤前的最后验证,验证方法同上。
七、局部综合防突措施
当区域验证仍为突出危险区时,按照《防突规定》采取局部综合防突措施作为补充。
措施如下:
(一)工作面突出危险性预测
1、区域综合防突措施中的区域验证与局部综合防突措施中的工作面突出危险性预测采用指标一直,方法同为钻屑解析指标法。
在巷道距M17-1煤层法向距5m和2m时采取区域验证时,若验证有效,则同时判定工作面无突出危险性。
2、过煤门段,采用钻屑解析指标法,沿煤层施工钻孔预测工作面突出危险性,预测指标同区域验证采用指标一致,钻孔控制方位同区域验证一致,倾角为顺层。
3、若工作面预测为无突出危险倾向,则在消突评价允许掘进范围内,采取安全防护措施进行掘进;若工作面预测为有突出危险倾向,则必须采取工作面防突措施。
(二)工作面防突措施
1、在揭煤工作面掘进至距M19煤层法向距离为5m和2m 时,采取工作面预测,若工作面为突出危险性工作面,则根据《防治煤与瓦斯突出规定》第81、82条规定,设计采用超前钻孔抽放瓦斯的工作面防突措施。
具体设计参数如下:
a、钻孔控制范围
帮外控制15m,巷道前方控制完过煤门段。
b、钻孔间距及孔径
抽放钻孔的直径选用75mm,设计钻孔个数根据采取措施的位臵和煤层的情况具体设计,孔底间距选择为3m。
c、封孔
采用水泥浆注浆封孔,封孔深度为15m。
钻孔见煤深度小于15m的,封孔注浆长度为见煤深度。
d、连抽方式:钻孔施工完毕后立即进行封孔连抽,孔
外采用DN40胶管连接,中间加一个DN32观察控制
短接,短接上预留M8观察孔及球阀,所有钻孔连接
到分支器,分支器出口连接到汽水分离器,再连接
到抽放主管。
2、过煤门段,若工作面预测为有突出危险倾向,则选择超前排放钻孔排放瓦斯作为工作面防突措施,施工参数:
a、采用风动防突钻机施工,钻孔直径为75mm。
b、排放钻孔控制到帮外5m,钻孔沿煤层倾向顺层施工,深度保持水平投影距离为10m。
c、孔底间距为2m,开孔间距为0.5m,排间距为0.5m,施工2排。
(三)工作面措施效果检验
实施超前钻孔抽放瓦斯的工作面防突措施,抽放时间达到7天后,可对掘进工作面进行局部防突措施效果检验;实施超前排放钻孔的工作面防突措施,排放时间达到24小时后,可对掘进工作面进行局部防突措施效果检验。
1、采用测定煤层钻屑瓦斯解析指标法进行局部防突措施效果检验,具体方法与区域验证检验的方法相同。
2、检验钻孔应当布臵在防突措施钻孔密度相对较小、孔间距相对较大的位臵,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。
3、揭露煤层前效果检验钻孔使用ZDY-1250钻机、风煤钻、Φ42mm的钻杆施工。
设计钻孔为4个,布臵在防突措施孔之间,分别位于巷道上部、中部和两侧,中部孔方向和巷道掘进方向一致。
揭露煤层后效果检验钻孔为3个,布臵在巷道中部和两侧。
4、若K1<0.5ml/g.min1/2和最大钻屑量<6kg/m,且施工验证孔时无喷孔、卡钻、夹钻、顶钻等现象及其他突出预兆,证明防突措施有效,无突出危险性,方可采取安全防护措施揭露露煤层。
否则,判定措施无效,掘进工作面仍然具有突出危险性,必须采取补充防突措施,直到措施有效。
附图七:井底主石门揭M17-1煤层局部防突措施效果检验钻孔布臵图。
八、安全防护措施
揭煤作业过程中必须采取以下安全防护措施:
1、采用远距离放炮的防护措施揭煤:
放炮地点设臵在井底避难硐室,放炮时所有人员撤出
井底主石门防突风门外,站岗地点为主井与煤层绕道交叉处、井底车场掘二上山交叉处,风机安全出口。
具体要求由技术室相关人员编制揭M17-1煤层远距离放炮专项措施执行,内容须符合《防突规定》第105条规定。
2、利用井底采区永久避难硐室作为井底主石门揭M17-1煤层期间的避难硐室。
在井底主石门K0+70m处设臵临时避难硐室。
3、在距迎头25-40m的巷道内设臵一组压风自救袋,个数为8个,采用DN25铁管连接,巷道后每隔50m按此要求安设一组。
4、在井底主石门开口位臵处设臵2道正反向防突风门,在工作面作业时必须把反向风门打开、顶牢,无人作业时关闭,放炮时关闭正反向风门和防逆流挡板。
5、必须保证瓦斯监控系统的有效运行,传感器安设位臵正确、合理,瓦斯电闭锁、风电闭锁灵敏可靠。
6、所有入井人员必须佩带隔离式自救器。
7、掘进工作面严禁电器失爆,没班必须安排专职电工对作业区域所有电器设备进行检查,发现问题立即处理。
8、加强瓦斯检查,严格执行瓦斯检查制度,严禁瓦斯超限作业。
9、在作业过程中,工作人员要加强突出预兆观察,若发现有突出预兆之一时,必须立即停止作业,切断电源、
撤出人员并汇报调度室。
由当班班组长负责统一指挥。
九、加强过煤层段巷道的支护及其他安全措施
1、在巷道距M17-1煤层法向距离5m开始至揭穿煤层进入顶板距M19煤层法向距离2m的过程中,必须采用U型棚支护,棚间距为0.6m,锚索、锚杆的支护形式参照《井底主石门掘进作业规程》执行。
2、揭露煤层至巷道进入M17-1煤层顶板的过程中在U 型棚顶加金属管棚的方式防止顶煤冒落诱发突出,具体操作如下:
(1)骨架材料采用DN40的钢管,长度为3m。
(2)孔间距为0.2m。
(3)钢管伸出孔外端采用锚索加钢筋梯或金属架支撑。
3、在煤巷掘进过程若发现有明显地质构造时,必须立即停止掘进,采取补充防突安全措施,探明煤层及瓦斯变化情况,加强突出危险性预测及瓦斯治理。
专门编制过地质构造安全技术措施并贯彻落实。
4、远距离放炮必须执行“三人连锁放炮制度”,放炮30min后由瓦检员、安全员、班长进入检查,确认无安全隐患后方可撤岗。
5、揭煤作业过程中必须有带班矿长进行现场盯守,监督防突措施执行到位。
6、所有入井人员必须经过防突知识培训,熟悉和掌握
突出发生的规律和预兆,熟悉井下通风系统及避灾路线。
突出的预兆的一般规律如下:
(1)无声预兆
煤层结构发生变化:层理紊乱,光泽暗淡,硬度变软,煤厚发生变化,倾角变陡,由湿变干,顶板断裂,波状起伏。
工作面压力增大:支架出现弯曲、断裂;煤壁向前移动、外鼓、片帮、掉顶等。
瓦斯涌出量急剧增大,或忽大忽小。
打钻或打眼时,有顶钻、夹钻、卡钻、喷孔现象等。
(2)有声预兆
工作面迎头有顶板断裂声,前方有闷雷声、吱吱声、响煤炮声、机关枪声等。
7、凡本措施未涉及到的严格按该巷道《作业规程》和《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定》有关规定执行。
附图八:井底主石门揭煤放炮撤人站岗示意图
九、防突组织管理措施
1、组织机构
为确保井底主石门揭M17-1煤的安全施工,矿研究决定成立防突工作领导小组,由矿长任组长,总工程师和安全矿长任副组长,生产矿长、机电矿长、打钻队长、通风队长、掘进队长、防突队长等为成员的防突工作领
导小组,办公室在调度室,由调度室主任兼任。
组长:汤志辉
副组长:邓龙江杨汉东
成员:杨坤严重阳张朝灿施维
何鹏李红田年状王化江
张德伟范小金董平飞王云良
孙思黎蒋先华
2、防突工作领导小组职能、职责
组长汤志辉(矿长)对防突管理工作负全面责任,应定期检查、平衡防突工作,解决防突工作所需的人力、物力、财力,保证防突工作的执行。
副组长邓龙江对防突工作负技术责任,负责组织编制、审判防突工作规划、计划和措施。
副组长杨汉东(安全矿长)对防突负现场安全管理责任,负责现场防突措施检查、落实。
小组成员何鹏(通风工程师)负责编制防突规划、计划和措施,负责对防突措施技术资料进行管理。
小组成员杨坤(机电矿长)负责机电设备管理责任,负责组织机电设备安装、维护、防爆检查和停送电管理。
小组成员范小金(炮掘队长)负责组织防突措施的实施及检查。
小组成员李红(打钻队长)负责组织抽采钻孔的施
工、接抽,负责安排突出危险性的预测、效果检验及验证等工作。
小组成员张德伟(通风队长)负责现场“一通三防”管理,对掘进过程中的通风、瓦斯、通风设施、防突设施等实施现场管理。
小组成员王云良、董平飞负责现场实施突出危险性预测预报、防突措施效果检验及验证,负责预测预报(效果检验)报告单的填报,防突施工牌板吊挂、填写。
小组成员严重阳、张朝灿、施维负责当班监督现场揭煤防突措施执行到位,并进行盯守。
十、应急预案
揭煤过程中一旦发生突出,调度室必须按以下原则进行调度。
1、一旦发生突出事故,调度室要及时命令机电队变电所值班电工立即切断井下所有动力电源。
2、井下各工作面瓦检员、安全员、班组长迅速将作业人员按避灾路线撤到地面。
M3煤层避灾路线如下:
M3煤层各作业地点→胶带斜巷→主斜井井筒→主斜井井口→地面
M5煤层避灾路线如下:
M5煤层各作业点→胶带斜巷→主斜井井筒→主斜井井。