主井井筒揭二1煤层施工安全技术措施
一、 编制依据
1、《煤矿安全规程》2010版
2、《防治煤与瓦斯突出规定》2010年版
3、《主井揭二1煤层防突设计》
4、《主井井筒地质柱状图》
5、《主井井筒施工组织设计》
6、《主井基岩段施工安全技术措施》
7、附近地区煤矿揭二1煤层施工经验等
二、 揭煤工程简述：
1、井筒概况
+++煤矿主井井口设计标高为+551.6m（相对标高±0.00m）。井筒设计深度为531.6m（不包括临时改绞深度）。井筒直径为Ø5000mm，支护形式为：表土及风化基岩段采用双层钢筋单层砼井壁支护结构，砼标号C40，正常基岩段采用素砼井壁结构，砼标号C30。根据主井揭煤设计要求，主井井筒揭煤段支护形式为双层钢筋砼井壁结构。内、外壁厚度均为500mm。钢筋型号为：环筋Ф20@250mm，竖筋Ф18@250mm，箍筋为Ø12@500×500mm。钢筋保护层：外层100mm，内层60mm。揭煤段井筒荒径为ø7.0m，掘进断面38.5m2。目前井筒掘砌深度为466.8米，工作面相对标高为-466.8m。
2、地质、水文地质概况：
根据4月24日对二1煤层的探煤结果显示，二1煤层顶板标高为-474.9m，底板标高为-481.2m，煤层铅锤厚度为6.3m，煤岩层产状为330～350°∠28～30°。井筒无水文地质资料，设计时按不含水考虑，在井筒施工时对可能含水的砂岩地层进行超前探水工作，当涌水量超过10m3/h时进行工作面预注浆，确保工程顺利进行和工程质量。
三、揭煤设计执行情况：
1、前探、测压钻孔
根据“揭二1煤层防突施工组织设计”要求，在主井距二1煤顶板法距10m外位置（即460.6m）施工两个测压孔（兼探孔），对二1煤层赋存情况进行了探明并进行了测压。实际施工钻孔参数如下表：
测压孔（兼前探孔）实际钻孔参数表
孔号 角度(°) 深度(m) 见煤深度(m) 止煤深度(m) 煤层厚度(m) 瓦斯压力
（Mpa）
1# 30 20.5 12.5 18.5 6.0 0.8
2# 0 23.3 16.8 22.8 6.0 1.0
2、预测预报
测压情况：本次测压采用聚氨脂A、B液快速封孔技术进行测压，封孔长度为5m，封孔质量符合要求。经过12天的观测，二1煤层综合瓦斯压力最大为1.0Mpa。
四、防治突出措施：
1、揭煤工作面选择预抽煤层瓦斯和金属骨架相结合的综合防突措施。抽放瓦斯钻孔留7.0m岩柱，共施工74个抽放孔。钻孔在井筒工作面呈锥台形均匀布孔，孔径为φ=80mm，最外面一圈排放孔终孔落在距井帮外12.0m处的煤层底板上，钻孔穿透煤层全厚。详见主井揭二1煤层瓦斯抽放孔布置图。
2、金属骨架防突措施在工作面距离煤层顶板法线距离2米时施工。开孔间距为500mm，终孔位置为过煤层底板1000mm，开孔圈径为R=7000mm。附图。
3、抽放孔及金属骨架施工前，分别在井筒工作面浇筑200～300mm厚的混凝土垫层，打平经凝固后固定钻机跑道，然后开始施工钻孔。
4、对施工完的抽采钻孔及时用聚氨酯A、B液进行快速封孔，封孔前必须用压风净底，然后用φ50 mm的抗静电硬质塑料管封孔（最外2圈钻孔孔口往里2m为铁管），封孔长度为5.0m，见煤段全程下花管。
5、抽采系统采用地面临时抽采泵，其型号为2BEA型抽采泵，井筒内6寸无缝钢管，地面6寸总管。管路系统：迎头2寸封孔管→4寸软胶管→6寸钢管→地面6寸总管→2BEA型抽采泵→排向大气。
6、整个揭煤施工期间最外圈两圈抽排孔要始终保持抽排状态。
五、防突措施的效果检验：
防突措施实施之后，采用残余瓦斯压力P0进行效果检验。
方法如下：
1、施工检验孔3个。钻孔控制到措施孔控制范围边缘，布置在措施孔之间。详见附图。
2、效果检验指标临界值为：残余瓦斯压力P0（0.74MPa）。实际测得三个效检孔残余瓦斯压力为：X1：0.05Mpa，X2：0.0Mpa，X3：0.0Mpa。检验指标均在突出危险临界值以下，措施有效。
六、确定安全岩柱厚度措施：
根据《防治煤与瓦斯突出规定》中的相关规定，经预测或防突效果检验煤层无突出危险后，在工作面距煤层法距2.0m处，开始采用远距离震动放炮方法揭开煤层，采取以下措施确保安全岩柱厚度：
① 在井筒施工过程中，地质人员经常了解、准确掌握煤岩层位置，并利用前探钻孔和排放孔，准确掌握煤层的位置。
② 从工作面距煤层顶板法距5m开始，每次在打炮眼前，在工作面底板沿煤层倾向方向上、下平行井筒施工方向各打一个超前探孔，深度5m以上。任何一个探孔见煤后，立即停止掘进，汇报调度室及揭煤领导小组，立即进行分析，确保安全岩柱的法距不小于 2m。
七、过煤层施工措施：
主井井筒内二1煤层倾角280～300，倾向3300～3500，煤层厚度6.3m。根据防突设计要求，在距离二1煤层顶板法向距离2.0m时在工作面首先采用金属骨架防突措施对二1煤层进行超前支护。然后采取远距离震动爆破对二1煤层进行揭开。爆破图表依据揭煤炮眼布置图表。
进入煤层施工时首先采用小段高掘砌，然后大模板（4.0米）砌筑的施工原则。即：一次支护采用小段高掘进，掘砌段高为1.2米，模板采用1.2米段高拼装式组合模板。当一次支护施工深度够4.0米后采用二次支护措施对井壁进行永久支护，二次支护模板采用4.0米段高下行金属模板施工。
另外，过二1煤层时还要采取增加临时支护及加强永久支护强度等措施进行施工，从而确保过煤层施工期间的安全顺利进行。
1、超前支护措施：
超前支护采用金属骨架支护方案。金属骨架作为防突措施也可作为超前支护措施，在抽排瓦斯防突措施效果检验有效后方可在揭开煤层前实施。金属骨架措施在井筒周边外1.0m范围内布置骨架孔，开孔直径为80mm，钻孔必须穿过煤层并进入煤层底板1.0m，钻孔间距为0.5m。骨架材料选用直径50mm钢管并加工成花管，孔径6~8mm，孔距300mm，其伸出孔外端砌入砼井壁内。封孔采用聚氨酯A、B液快速封孔法，封孔长度为5.0m，每个孔封孔结束后及时的采用注浆泵对其进行充填注浆，注浆终压视现场埋管情况而定。揭开煤层后，严禁拆除金属骨架。
2、 临时支护措施：
临时支护采用锚网喷，锚杆采用管缝式锚杆，长度2000mm,间排距为800×800mm；金属网采用3mm厚菱形钢板网，网附规格为1000mm×2000mm，网片搭接长度为100mm，搭接处采用12号铁丝连接3道；喷浆厚度为80mm，喷浆砼标号为C20。临时支护要紧跟工作面，确保整个揭煤过程中的安全以及防治施工过程中由于围岩暴露时间长造成瓦斯涌出等情况发生。
3、加强井壁支护措施；
1）、变素砼支护为钢筋砼支护；
2）、增加砼浇筑厚度及砼标号；
根据煤层实际揭露情况，加强砼支护强度：（1）、变素混凝土为钢筋砼，同时提高砼标号为C40；增加井壁厚度至1080mm（临时支护80mm+一次支护500mm+二次支护500mm）。一次支护段高为1.2m，单层钢筋砼结构；二次支护段高为4.0m，双层钢筋单层砼结构。钢筋型号：环筋：Ф20螺纹钢筋，竖筋：Ф18螺纹钢筋，钢筋保护层：外/内：100/60mm，钢筋间排距：250×250mm。采用搭接绑扎方式，搭接长度：环筋700mm，竖筋630mm，一次支护竖筋搭接采用挂钩式搭接，以提高施工速度，保证施工安全。
3）、施工段落及工程量。
根据探明二1煤层位置确定加强井壁支护强度施工段高，施工段落为煤层顶板上5米至煤层底板下2米位置。具体部位要根据煤层实际赋存位置确定。
八、震动爆破：
1、震动爆破范围：
二1煤层顶板上法线距离5.0m至煤层底板下法线距离2.0m，即-469.2m~-485.9m，工程量：16.7m。放炮基地：设在地面距主井井口20m以外的安全地点。
2、钻爆器材的选择：
凿岩设备：采用SJZ6.7型伞钻配YGZ-70型凿岩机。钻杆：φ26×4700mm六角中空合金钢钎。钻头：φ55mm十字型合金钻头。
选用三级煤矿许用水胶炸药，规格为φ45×400mm，雷管选用6m长铜芯脚线的1～5段毫秒延期电雷管，最后一段延期时间不超过130ms，严禁跳段使用；全断面一次打眼、一次装药一次起爆。
装药结构：采用正向装药。
装药量：正常装药量的1.5～2.0倍。
联线方式：串、并联连线方式，放炮前采用爆破网络导通仪进行导通试验。
3、远距离震动爆破参数见下表：
表1 爆 破 原 始 条 件
序 号 名 称 单 位 数 量 备 注
1 井筒直径 m Φ5.0
2 井筒荒径 m Φ7.0
3 井筒掘进断面 m2 38.5
4 岩石条件 f 4～6
5 雷 管 发 107 抗杂散毫秒延期电雷管
6 炸 药（Ø45） m/卷、kg/卷 0.4、0.69 T330三级煤矿许用水胶炸药
表2 井 筒 预 期 爆 破 效 果
序号 爆 破 指 标 单 位 数 量
1 炮 眼 利 用 率 % 90
2 每 循 环 进 尺 m 3.87
3 每循环爆破实体矸石量 m3 156.07
4 每循环炸药消耗量 Kg 391.9
5 单位原岩炸药消耗量 Kg/m3 3.58
6 每米井筒炸药消耗量 Kg/m 101.3
7 每循环雷管消耗量 个 107
8 单位原岩雷管消耗量 个/m3 0.97
9 每米井筒雷管消耗量 个/m 27.6
表3 井 筒 爆 破 参 数 表
眼别 眼数(个) 眼深 (mm) 角度(°) 装 药量(kg) 起爆 顺序 装药结构 联线
方式
卷/眼 Kg/眼
掏槽眼 6 3 90 6 4.14 Ⅰ 正
向 串
联
辅掏眼 11 4.5 90 8 5.52 Ⅱ
一圈辅助眼 17 4.3 90 6 4.14 Ⅲ
二圈辅助眼 25 4.3 90 6 4.14 Ⅲ
周边眼 48 4.3 90 4 2.76 Ⅳ
合计 107 391.9
4、放炮位置，停电、撤人范围及警戒安设
停电、撤人范围：放炮前切断井下及井口附近20m范围内所有非本质安全型电气设备电源。备用开关打在停止位置并闭锁，挂停电牌；井下所有人员全部撤至地面警戒范围外。
远距离放炮地点及警戒安设：远距离放炮地点设在距主井井口20m外。警戒线为：主井井口护栏距井口距离＞20m，警戒4人；警戒位置要“人、牌、网”俱全，各处警戒安设好后，警戒负责人必须向现场指挥汇报。
5、远距离放炮安全技术措施
1）必须对所有参与揭煤施工的的入井人员进行措施贯彻传达，并签字备查。
2）井下所有人员必须佩带自救器，并会正确熟练使用。
3）打眼时，岩（煤）炮眼的眼位眼深及装药量应该严格按爆破图表施工。
4）严格执行 “一炮三检”、 “一炮三泥”和“三人连锁”放炮制，只有检测迎头及20m范围内瓦斯浓度小于0.8％时，才能装药、放炮。
5）炸药要严格检查和挑选，确保质量，不得使用过期或变质的炸药，采用铜脚线电雷管，使用前应严格对每个电雷管进行导通检查和电阻测定。
6）联线必须由放炮员亲自操作，联线后必须由放炮员检查确认无误后，才能与母线连接。爆破母线连接脚线、检查线路和通电工作只准放炮员一人操作。
7）不同厂家或不同批次的雷管不允许同时使用，使用前应严格进行导通实验。
8）炮眼深度和炮眼的封泥长度应符合下列要求：
a、炮眼深度超过1m时，封泥长度不得小于0.5m。
b、炮眼深度超过2.5m时，封泥长度不得小于1.0m。
c、炮眼布置在煤层中时必须全孔用不燃性材料封堵严实。
d、工作面有2个或2个以上自由面时，在煤层中最小抵抗线不得小于0.5m，在岩层中不得小于0.3m。
9）采用远距离放炮揭穿煤层时，应将工作面所有不装药的眼孔（包括前探孔、测压孔、不抽的瓦斯抽采孔等）用不燃性材料进行封满堵实。
10）联线时要保持接线清洁，确认无误后，才能与母线连接，并将接头处用绝缘胶布包好并悬空。
11）远距离放炮期间，要落实停、送电负责人，明确各电气开关位置，并挂牌作业；装药及放炮前，由现场带队人员下达停电通知，由电工负责停井筒及井口20m范围内的动力电源。
12）严禁放炮时停局扇。
13）放炮前井筒施工设备都要保护好，吊盘提至距工作面30m以上，井盖门打开。待井口房及翻矸台上人员全部撤出井口20m外位置后，班（队）长必须清点人数，确认无误后，由放炮员、测气员、安监员分别向矿调度所和揭煤小组值班人员汇报，放炮员只有接到揭煤领导小组成员的放炮命令后，方可发出放炮信号，至少再等5秒，才能起爆，爆破后，必须立即将把手或钥匙拔出，摘掉母线并扭结成短路。
14）放炮前，切断主井井筒内及井口20m范围内的所有非本质安全型电器设备电源。并在距主井井口20m以外安设专人警戒，并拉出临时警戒线，并撤出警戒区域内一切人员。
15）放炮30分钟后，且炮烟吹散后，根据监控终端显示迎头及回风流瓦斯浓度等参数小于规定值后，方可由揭煤领导小组成员、测气员、放炮员、班队长共同到工作面进行验炮，确认无安全隐患后，方可由小组成员统一安排撤警戒、送电，进入工作面，恢复工作。
16）恢复工作后，出矸、揭煤、砌壁等各工序施工时，现场均应有专人检查瓦斯，观察工作面瓦斯涌出动态，围岩变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯涌出量剧增、温度突然下降或发出声响等异常现象，必须立即停止工作，撤出井筒所有人员至安全地点。
17）加强放炮管理，放炮母线不得有明接头且必须采用铜线。处理瞎炮、拒爆、残爆时，必须在班组长指导下进行，并应当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员现场交接清楚。
18）通电以后拒爆时，爆破工必须先取下把手或钥匙，并将爆破母线从电源上摘下，扭结成短路，再等15分钟，根据现场实际情况，检查找出拒爆的原因，并遵守以下处理原则：
a、由于拒爆连线不良造成的拒爆，可重新连线起爆。
b、在距拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆眼平行的新炮眼，重新装药起爆。
c、严禁用风镐刨或从炮眼中取出原装置的起爆药卷或从起爆药卷中拉出雷管。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；严禁用压风吹拒爆炮眼。
d、处理拒爆的炮眼爆破后，爆破工必须详细检查被爆落的煤矸，收集未起爆的雷管和炸药。
e、在拒爆未处理完毕以前，严禁在该地区进行与处理拒爆无关的各项工作。
19）放炮前，所有非抽采的措施孔、校检孔必须采用不燃性材料进行充填严实。
20）揭煤期间严禁使用风镐，使用抓岩机抓煤（矸）时要先采用工作面洒水湿润。
21）放炮由揭煤小组组长统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令，严格执行炮前、炮后汇报制度。
22）揭煤领导小组负责主井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。
23）揭煤过程中，发现突出征兆(如打钻时顶钻、喷煤、瓦斯浓度忽大忽小、煤壁片帮、来压、煤体位移压出、有炮声、煤体光泽变暗、煤层层理紊乱等)，作业人员必须立即停止工作，切断电源，撤出所有人员，并向矿调度室汇报。
九、安全技术措施：
1、局扇管理
1） 两台局扇（一台使用、一台备用）必须保证一台正常运转,另一台要处于热备状态。局扇、开关等电气设备管理责任到人,配备司机（值班电工专职管理）并挂牌，不得随意停开。
2） 风筒吊挂必须整齐，固定牢靠，不得脱节，不得有漏风现象，揭穿煤期间，风筒到迎头距离不超过5m。
3） 局扇供电必须做到“三专两闭锁”。
4） 工作面因停电或其它原因造成停风时，必须及时撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须经瓦检员检查瓦斯浓度，只有在井筒内瓦斯浓度不超过1%时，且局扇及其开关处瓦斯浓度不大于0.5%时，才能人工开启局扇。
2、电气管理
1） 井筒及井口20m范围内的电器设备必须是本安型或防爆型，新下井电器设备必须经检查和签发防爆合格证后，方准入井，并按标准化挂牌管理。
2） 井下使用的电缆必须是符合《煤矿安全规程》有关规定的阻燃电缆。
3） 井筒通讯及信号设备全部采用本安型。
4） 井下动力供电必须采用检漏保护装置，保证检漏保护装置灵敏可靠。井下照明和信号装置必须具有短路、过载和漏电综合保护。
5） 项目部负责指定专人对局扇风电、瓦斯电闭锁和备用局扇班班进行实验，确保完好。
6）井下供电应做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”。
“三无”：无鸡爪子、无羊尾巴、无明接头
“两齐”：电缆悬挂整齐、设备清洁整齐
“四有”：有过流和漏电保护装备、有螺钉和弹簧垫圈、有密封圈和挡板、有接地装置
“三全”防护装置全、绝缘用具全、图纸资料全
3、瓦斯管理
⑴ 要加强工作面的通风、瓦斯检查和防爆器材的管理，严格执行操作规程和岗位责任制，严禁违反《煤矿安全规程》。
⑵ 当掘进工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，并查明原因及时采取措施。
⑶ 对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电启动。
⑷ 井筒揭煤施工期间必须设专职瓦检员，随时检查瓦斯浓度，如遇异常情况及时停止施工汇报项目部和调度室。
⑸ 瓦斯检查要重视通风死角，对井筒内易产生局部瓦斯聚积的地点，如井壁刃脚下、吊盘下及封口盘下等位置，均应设点仔细检查，防止漏检。
⑹ 采用KJF16B型瓦斯监测系统， T1探头距工作面不大于5m，T2探头距封口盘10～15m。T1、T2探头参数设定如下表。因瓦斯超限或故障出现断电，必须采用人工送电。
探头 报警值 断电值 复电值 断电范围
T1 ≥0.8% ≥1.0% ＜1.0% 井筒内及井口20m范围内
所有非本质安全型电器设备
T2 ≥0.8% ≥1.0% ＜1.0%
⑺ 瓦检员每班要检查并记录井下探头数值，如出现探头值与瓦斯检测值不一致，现场按最大值处理，由通风队负责在一小班内将两种仪器调校准确。
（8）瓦斯监控探头及所用瓦斯检查仪使用前必须送到有资质的实验单位进行校核。
4、防尘、防火管理
⑴ 必须采取湿式打眼，放炮前后必须洒水洒透，出矸期间要根据矸石潮湿及粉尘情况及时补洒水。打眼、出矸等有粉尘产生工序，作业人员必须佩戴防尘口罩。
⑵ 严格入井检身制度，严禁穿化纤衣物、戴电子表、带手机下井。矿灯在井下任何人不得随意拆卸。
5、过煤层施工
在煤层里施工时，除严格按照《防突规定》及《煤矿安全规程》等有关条文组织施工外，还应注意以下几点：
1）、在煤层里施工时禁止采用风镐以及手镐进行刷帮作业；
2）、施工过程中禁止使用风镐等震动型设备和工具，振动棒禁止采用电动振动棒，必须是风动型振动棒。
3）、只有在震动爆破后且工作面内瓦斯等含量符合《煤矿安全规程》相关规定后方可使用抓岩机出矸。使用抓岩机出矸前工作面采用洒水器对煤、矸进行洒水湿透，防止出矸（煤）时产生火花。
4）、出矸过程中禁止吊桶、抓岩机等碰撞模板，以及抓岩机碰撞吊桶等，以避免碰撞产生火花。
6、异常情况处置与避灾自救
1） 参加揭煤的作业人员必须掌握煤与瓦斯突出前的预兆：井帮压力增大 ；煤壁或岩帮破碎、变形、掉渣、煤块崩出；空气变冷，煤质干燥，煤体变暗；有煤炮声，煤层层理紊乱；瓦斯浓度变化大；井筒涌水由清变浑；打钻时，出现顶钻、卡钻或喷孔现象等。
2） 在出矸、砌壁、打眼等工序施工时，现场均应专人负责观察观测工作面围岩和井帮稳定情况，有专职测气员检查瓦斯及温度变化情况，如发现工作面围岩特别破碎，片帮或压出，瓦斯浓度忽大忽小，温度骤降或发出声响等突出预兆异常现象，应立即停止工作，撤退人员升井，及时报告项目部有关领导，采取相应措施。
3）揭穿煤施工期间下井人员一律佩戴自救器和矿灯，否则不准下井。井下安装压风自救装置。
4）通风系统：
新鲜风流： 地面风机→井筒（风筒）→掘进工作面
泛 风 流： 掘进工作面→井筒→地面
a、风量计算
①、按工作面同时工作最多人数计算：
Q=4N=4×20=80m3/min
式中：Q ---- 风量，m3/min
N ---- 工作面同时工作最多人数， 取20
②、按瓦斯绝对涌出量计算：
Q=100qk/C=100×3.1×1.15÷0.8=445.6m3/min
式中：q---- 瓦斯绝对涌出量； 取3.1m3/min
k---- 瓦斯绝对不均衡系数；
C---- 回风瓦斯控制浓度 取0.8
③、按同时最大爆破炸药量计算：
Q=7.8/t(KAS2L2/ρ2)1/3
= 7.8/30×（391.9×19.62×3002×0.3/1.42）1/3 =331.6m3/min。
式中：t ---- 炮后排烟时间， 取30min；
K ---- 淋水系数 取0.3；
A ---- 同时爆破的炸药量 取391.9kg；
S ---- 通风断面积， 取21.2m2
L ---- 稀释炮烟长度， 取300m；
ρ ---- 风筒进出风量比， 取1.4
④、按最小风速验算：最低风速取0.25m/s；
Q最低=0.25×S×60=0.25×21.2×60=318m3/min
根据配风量取大原则，选择445.6m3/min为施工所需风量，能满足施工要求。
b、局扇工作风压计算
因该次揭煤区域最深为492m，考虑到风机至井口及拐弯，每路风筒全长按510m计算，采用Φ800mm胶质风筒，每节风筒长10m。
①、 风筒摩擦风阻
R摩=6.48*α* L/ D5=6.48×0.002×510/0.85=20.17NS2/m8
式中：R摩 ---- 摩擦风阻
α ---- 风筒的摩擦阻力系数 取0.002
D ---- 风筒直径 取0.8m
L ---- 风筒总长 取510m
②、局部风阻
R弯=ζb×ρ/2S2=0.3×1.22÷2÷0.52=0.86NS2/m8
式中：ζb ---- 转弯阻力系数 取0.3
ρ ---- 空气密度 取1.2Kg/m3
S ---- 风筒断面积 取0.5m2
③、风筒的总风阻
R=R摩＋R弯=20.17＋0.86=21.03NS2/m8
c、局扇选型：
主井揭煤期间选用2×18.5KW对旋式局部通风机，最大通风量达到500m3/分钟，满足主井井筒揭煤需要。
5）避灾路线：
避灾路线： 工作面→井筒（吊桶）→地面
6）打眼、装药、连线时要确保吊桶始终在井下，一旦井下有突发情况可以立即升井。
十、组织管理
1、项目部成立揭煤放炮领导小组，负责揭煤过程的指挥、协调、检查、落实工作，领导小组构成如下：
组 长：李志成
副组长：蔡振国 张永和 刘朝锋
成 员：李明举 王子民 慕振中 任昌辉 庞世力
杜同林 杨玉山 张若柏 陈 科 郭永强
揭煤领导小组负责对副井井筒揭煤期间有关措施的落实、警戒的设置以及对通风、送电、撤人等情况进行监督，处理有关问题。
2、揭煤前，由总工程师组织通风、地质、矿建、机电、安监等部门一起对揭煤区域的通风系统、供电系统、监控系统、通信系统等进行一次全面的检查，针对查出的问题，必须指定人员限期解决，否则不准施工。
3、放炮由揭煤领导小组统一指挥，响炮前由小组成员检查警戒、撤人、停电等措施执行情况，无误后，方可下达放炮命令。
4、相关部门责任如下：
1）、项目部：负责揭煤期间通风管理、通风设施的设置、监控传感器的使用管理；负责做好各类钻孔的施工工作；负责按设计、措施规定进行井筒的掘进施工；负责远距离放炮撤人、警戒，设置放炮喷雾等；负责揭煤区域电器设备的安装、维护、检修，杜绝失爆失保，保证供电的稳定，杜绝无计划停电；负责远距离放炮时现场的停送电。
2）、技术科：负责收集地质钻孔资料、掌握揭煤距离及构造情况、及时提供地质及测量资料；验收措施钻孔；负责监督防突设计、措施在现场的落实，以及工程质量的监督管理。负责人:陈科
3）、机电队：负责揭煤期间供电系统的安全检查，杜绝失爆失保现象的发生。负责人:杨玉山 张若柏
4）、安全监察科：督促各项措施在现场的落实、整改情况。与通风地质管理科、监理共同验收措施钻孔。负责人:杜同林
5）、通风队：负责突出危险性预测、瓦斯压力的观察、防突资料的收集及瓦斯管理等。负责人:杜同林
6）、调度：负责井筒揭煤期间的调度指挥、协调与记录工作，及时通知揭煤跟班人员并做好跟班人员汇报记录工作。提前做好揭煤期间应急处理准备。负责人:杜同林
主井井筒揭煤段施工劳动力配备表
序号 井筒名称 主井井筒
工种名称 小班 圆班
一 井下直接工 9 27
1 抓岩机司机（兼钻机操作工） 1 3
2 吊盘信号工 1 3
3 井底把钩、信号工 2 6
4 掘进工 4 12
5 班组长 1 6
二 地面辅助工 29
1 井口信号工 1 3
2 井口把钩工 1 3
3 翻矸工 2 6
4 绞车司机 2 6
5 大、小班机电维修 10
6 装载机司机 1
三 揭煤领导小组 10
四 后勤、管理、技术、瓦检等人员 20
合计 86
内容全部来源于网络收集，如有侵权，请联系网站删除：QQ：24596024