xxx运输巷联络石门揭煤煤层专项防突设计定稿.docx

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xxx运输巷联络石门揭煤煤层专项防突设计定稿

xxx运输巷联络石门揭煤煤层专项防突设计（定稿）

Xxx投资有限公司xxx煤矿

Xxx运输巷联络石门揭10#煤层专项防突设计

编制：

编制时间：

年月日

矿井名称：

xxx工程名称：

xxx运输巷联络石门

施工单位：

施工负责人：

审批部门

技术科：

地测组：

通防科：

机电科：

安全科：

矿调度：

分管领导

通防：

采掘：

安全矿长：

总工程师意见：

Xxx运输巷联络石门揭10#煤层专项防突设计

编制依据

1、国家安全生产监督管理总局令第19号《防治煤与瓦斯突出规定》；

2、国家安全生产监督管理总局令第29号《煤矿安全规定》（2011年版）；

3、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028—2006）；

4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）；

5、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）；

6、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047—2007）；

7、《煤层瓦斯含量井下直接测定方法》（AQ1066—2008）；

8、《预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果检验方法》（MT/T1037-2007）；

9、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006）；

10、《煤矿井下粉尘综合防治技术规范》（AQ1020—2006）；

11、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2006）；

12、xxx10#煤层瓦斯地质图；

13、xxx运输巷联络石门地质说明书、作业规程等相关资料。

前言

Xxx运输巷位于xxx底抽巷底侧，设计从xxx底抽巷开口点往里198m为中西帮开掘联络石门揭10＃煤层。

为认真贯彻《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》，防止煤与瓦斯突出事故的发生，根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规定》（2011年版）、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028—2006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047—2007）、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1026—2006）、《煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范》（AQ1020—2006）、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2006）等及xxx运输巷联络石门的有关资料，特编制xxx运输巷联络石门10#煤层专项防突设计

第一章概况

一、工程位置及周围开采关系

1、工程位置

Xxx运输巷联络石门设计从xxx底抽巷开口点往里198m为中西帮开掘，按272°中线方位、5‰腰线坡度预计掘28m揭过完煤层。

本工程东为xxx底抽巷；西为xxx工作面待回采区域；南、北为即将施工的xxx运输巷联络石门。

对应地表为荒山荒坡、无民房及重要建筑物，无河流、湖泊等水体存在，无高压线及钻孔等，对应地表标高+1324m，与揭煤位置对应最小净高差为225.1m。

2、周围开采关系

揭煤区域底为正在回采的13#煤层xxx工作面，对应揭煤区域平面距离64.12m；其顶为待开采的7#煤层，与即将揭露的10#煤层平均层间距为25.86m。

3、巷道施工参数

根据设计，xxx运输巷联络石门采用Φ18×2000左旋螺纹树脂锚杆配Φ6.5的焊接钢筋网（网格度100mm×100mm）打锚杆挂网支护。

巷道断面设计为直墙半圆拱型，设计净高2.8m、净宽3.2m、净断面积7.86m2。

（详见支护断面图）。

二、煤层及顶底板情况

1、煤层

10#煤层俗称“大康煤”，位于龙潭组中上部，煤层厚度1.00～2.58m，平均1.57m，属中厚煤层，揭煤区域经钻孔资料探明，平均倾角为38°。

2、顶底板情况

该煤层一般含0～1层夹矸。

其顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩。

三、地质构造情况

1、地质构造

通过xxx底抽巷穿层钻孔资料分析，xxx运输巷联络石门揭煤区域内构造简单，无断层存在。

2、水文地质情况

10#煤层位于龙潭组中上部，上覆无强含水层存在，且岩溶强弱含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，只有当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层，上覆含水层才会成为工作面充水水源，xxx运输巷联络石门顶无采空区、无断层存在，其下xxx工作面回采正在回采。

综上，抽采、施工均不会受水患影响。

3、瓦斯地质情况

根据2010年8月14日贵州省煤田地质局提供的《xxx煤矿煤尘爆炸性鉴定报告》及《xxx煤矿煤层自燃倾向性鉴定报告》，10#煤层具有爆炸性，自燃发火等级为Ⅲ类不易自燃；根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的《xxx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；根据贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司提供的《xxx煤矿10#煤层瓦斯地质图说明书》，10#煤层埋深200～250m之间预测瓦斯压力为1.00～1.25MPa、瓦斯含量10.31～11.88m3/t。

第二章构建安全可靠独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施

一、揭开煤层后需要风量计算及风机选型

1、风量计算

1）按绝对瓦斯涌出量计算：

Q掘=100×q掘×KCH4/0.8

=100×1.52×2/0.8

=380（m3/min）

式中：

Q掘—掘进工作面风量，m3/min；

K—均衡系数取1.8－2.5；

q掘—绝对瓦斯涌出量（取值于xxx回风巷，最大瓦斯浓度0.4%，风量380m3/min）。

2）按炸药使用量计算

Q掘＝25Aj

式中：

Aj—掘进工作面一次爆破所用的最大炸药量，根据所掘巷道断面，取10.0kg；

Q掘＝25×10=250（m3/min）

3）按掘进工作面同时作业人数计算：

根据公式：

Q掘≥4×N

式中：

N——掘进工作面最多同时作业人数为18人计算，则掘进头需要风量为：

Q掘≥4×18

Q掘≥72（m3/min）

4）按风速进行验算：

根据公式：

煤巷掘进最低风量：

Q煤掘≥15S掘（m3/min）

岩煤巷掘进最高风量：

Q掘≤240S掘（m3/min）

式中：

Q掘——掘进工作面计算需要风量（取计算最大值，m3/min）

S掘——掘进工作面的断面积（m2）

xxx运输巷联络石门需要风量验算：

（该掘进工作面为煤巷掘进，断面积为7.86m2）

15S掘≤Q掘≤240S掘（m3/min）

即：

117.9＜380＜1200m3/min

经过验算：

掘进工作面风量符合15S＜Q掘＜240S要求。

2、风机选型

1）xxx运输巷联络石门掘进期间风筒最长供风距离为350m左右。

按漏风率不超过10%计算：

Q漏=Q吸×P＋L×P，分别计算出FBDNO5/2×7.5、FBDNO6/2×15、FBDNO6/2×22三种型号局部通风机的漏风风量：

型号

功率

吸入风量

漏风风量

FBDNO5/2×7.5

15Kw

250m3/min

60m3/min

FBDNO6/2×15

30Kw

400m3/min

75m3/min

FBDNO6/2×22

44Kw

525m3/min

87.5m3/min

2）三种不同功率风机实际供到迎头供风量计算

Q实=Q吸－Q漏

型号

功率

吸入风量

漏风风量

实际供风量

FBDNO5/2×7.5

15Kw

250m3/min

60m3/min

190m3/min

FBDNO6/2×15

30Kw

400m3/min

75m3/min

325m3/min

FBDNO6/2×22

44Kw

525m3/min

87.5m3/min

437.5m3/min

通过上述计算，可选择一台型号为FBDNO6/2×22kw型吸入风量为310--525m3/min的局扇进行风速验算：

1）按最大吸入风量验算：

V=Q实/S净×60=525/7.86×60

=1.11（m/s）。

2）按最小吸入风量验算：

V=Q实/S净×60=310/7.86×60

=0.66（m/s）。

式中：

S净——掘进巷道净断面积m2；

Q实——局扇风机实际吸入风量m3/min。

验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s-4m/s之间，符合《规程》要求。

经研究决定，掘进期间选用两台FBDNO6/2×22KW，吸入风量为310m3/min--5253/min的局扇对xxx运输巷联络石门进行供风即可满足要求。

掘进期间，两台风机均搭专用线，一台运转供风，一台备用，并能实现自动切换。

掘进期间若掘进工作面瓦斯涌出异常，必须根据现场实际情况更换局扇。

如通风系统发生变化时，必须及时进行风量调节，确保局部通风机供风满足生产需要。

二、通风方式及通风路线

1、通风方式：

局扇压入式通风。

2、通风路线：

主斜井（新鲜风）→xxx机轨石门（新鲜风）→局部通风机（新鲜风）→xxx运输巷联络石门迎头→（新鲜风）→xxx运输巷联络石门（污风）→xxx回风联络巷（污风）→xxx回风石门（污风）→总回（污风）→地面。

三、加强控制通风风流设施的构建措施

1、控制通风风流设施的构建

为防止风流逆转，防止灾害事故扩大，确保通风系统独立、稳定可靠，采取在距xxx回风联络巷口10m以外的进风侧构筑防突风门的措施。

防突反向风门标准：

施工的防突风门不少于两道，必须掏槽且与墙体接触严密（掏槽深不小于0.5m），风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向必须联锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度不小于0.8m，门框厚度不小于150mm，门扇厚度大于50mm，揭过煤期间，通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置，其它严格按《防治煤与瓦斯突出规定》中“第一百零三条”要求构筑。

2、加强控制通风风流设施的措施

（1）加强通风管理，揭煤前，通风科必须安排专人将所有影响范围内的通风设施进行全面检查，若有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好、可靠。

（2）通风科每天必须派专人加强xxx底抽巷，xxx回风石门防突风门的检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。

（3）每次放炮，由施工单位班组长负责将xxx底抽巷，xxx回风石门防突风门处溜槽孔、水沟孔用沙袋或黄泥袋堵严实。

（4）两道正向风门必须进行连锁，不得将正向风门同时打开，确保通风系统稳定、可靠，监控维护员对两道正向风门装上风门开关传感器与地面监控室连通，确保随时对风门进行监控。

第三章揭煤作业程序

一、揭煤位置控制

为了控制好煤层层位，防止误揭煤，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第六十一条的相关要求,xxx运输巷联络石门在开掘前（依设计，xxx运输巷联络石门开口点距煤层法向距离11m），施工至少两个穿透煤层全厚的地质钻孔，提取煤（岩）芯，详细记录并分析煤（芯）资料，掌控好揭煤区域煤岩层产状、探控煤层赋存条件及揭煤位置等（详见xxx运输巷联络石门预想剖面图及地质钻孔设计图）。

二、揭煤区域防治突出的措施

（一）突出危险性预测

根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的《xxx煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；10#煤层在标高+1084--+1102m、走向xxx底抽巷开口点0m往里—345m段已经于2014年2月至2014年11月在xxx底抽巷施工穿层钻孔对控制条带煤层瓦斯进行预抽，因此，本揭煤区域不在做突出危险预测，直接在巷道掘进至距煤层顶板法线距离不小于7m时采取测定煤层残余瓦斯含量作为评判揭煤区域是否消突的依据。

（二）防治突出的措施

同上述，本揭煤区域已经采取了穿层钻孔预抽控制条带煤层瓦斯的区域防突措施，具体实施情况详见xxx底抽巷穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔设计图、成果图。

（三）防突措施效果检验

1、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验

xxx运输巷联络石门掘进距10#煤层垂距7m前，根据抽放计量计算煤层残余瓦斯含量小于8m3/t后，采用测定残余瓦斯含量法进行区域防突措施效果检验。

1）煤层原始瓦斯含量及所需抽放量计算

V=L×D×h=27.2×23×1.57=982.19（m3）

Q（总）=V×1.40×11.133=982.19×1.40×11.133=15308.64（m3）

式中：

钻孔控制范围煤体体积计算数据取值于巷道轮廓线外控制距离加巷道高、宽度（控制范围为巷道顶板上方12m、巷道两帮轮廓线外各12m、底板往下6m）。

V——钻孔控制范围内煤体体积m3；

L——控制条带长度m；

D——控制条带宽度m；

H——控制条带煤层平均厚度m；

Q（总）——钻孔控制范围内煤体瓦斯总量m3；

1.57——煤层平均厚度m；

1.40——煤的容重t/m3；

11.133——吨煤瓦斯含量m3/t（根据xxx煤矿《10#煤层瓦斯地质图》取值）。

按煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的要求，则所需最少抽放瓦斯量为：

Q（抽）=Q（总）×（11.133-8）/11.133=4308.1m3

经抽放计量，只有当钻孔控制范围内瓦斯抽放纯量大于4308.1m3后方可进行区域措施效果检验。

2）抽放计量统计

xxx运输巷联络石门揭煤区域，于2014年8月施工33#--37#抽放钻场，每个钻场布置7个抽放钻孔，对控制条带煤层瓦斯进行预抽，经统计，从2014年9月—12月，33#--37#抽放钻场共计抽放瓦斯纯量7062.755m3（详见xxx煤矿xxx底抽巷33#--37#钻场瓦斯抽放统计数据表）。

计算煤层残余瓦斯含量为Q残=（Q原-Q抽）/V×1.4=（15308.64-7062.755）/982.19×1.40

=5.996（m3/t）

式中：

Q残—计算揭煤区域煤层残余瓦斯含量m3

Q原—揭煤区域计算煤层原始瓦斯含量m3；

Q抽—统计抽放瓦斯纯量m3；

V—揭煤区域计算煤体体积m3；

1.4—煤的容重t/m3。

2、测定预抽煤层瓦斯区域措施效果检验钻孔布置及参数

根据《防突规定》第55条第3款要求，在揭煤区域布置4个检验孔（检验测试点），检验孔深度打穿煤层全厚；检验孔分别位于预抽区域内的上部、中部、和两侧，其中至少有一个孔（测试点）终孔点位于预抽区域内距边缘2.0m。

即在xxx运输巷联络石门掘至距10#煤层垂距7m前向迎头方向布置4个区域措施效果检验钻孔并取芯采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定10#煤层残余瓦斯含量，具体检验钻孔布置设计及参数详见（xxx运输巷联络石门揭煤区域防突措施效果检验钻孔布置图）。

3、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验指标

残余瓦斯含量（W/m3/t）

突出危险性

＜8

无突出危险性

≥8

有突出危险性

经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，证明区域防突措施有效，则该揭煤区域为无突出危险区域；反之，措施无效，为突出危险区域，则采取重新连孔抽放及施工排放钻孔排放等局部补充防突措施，直至措施有效。

（四）区域验证

1、区域验证方法

根据《防治煤与瓦斯突出规定》第七十一条结合煤矿防突设备的配备情况，采用钻屑瓦斯解析指标法进行验证。

验证方法及过程如下：

工作面掘进至距煤层法向距离5m时，先用防突钻机施工直径60mm的钻孔至预见煤层位置时，退出钻杆，改用电煤钻在工作面迎头施工4个直径为42mm的钻孔（1号孔位于巷道掘进方向上部，平行于掘进方向，2号钻孔位于巷道掘进方向中部，平行于掘进方向，3号、4号钻孔布置在巷道两侧距帮500mm腰线位置，终孔点位于巷道断面轮廓线外2～4m处），采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量；工作面掘进至距煤层法向距离2m时，用同样的方法进行验证。

特别说明：

在做迎头距煤层法向距离5m的区域验证时，因外侧导向孔孔径过大，孔距较长，难以测定钻屑量，因此，本段验证可以不考察钻屑量，但是，必须考察K1值。

2、区域验证指标临界值

1）根据《防治煤与瓦斯突出规定》第73条规定，钻孔进入煤层后，每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，若该1m段的全部钻屑量Smax小于6Kg/m，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。

2）每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值，直至钻孔施工至设计位置，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/g·min1/2，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/g·min1/2，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。

3）区域验证钻屑量及钻屑瓦斯解吸指标k1值，其中任何一项指标超标时，均判断为突出危险工作面，则采取延长预抽煤层瓦斯的时间及施工排放钻孔排放瓦斯的措施后，再进行局部防突措施效果检验，直至各项指标达标后。

通风科根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批同意后，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。

4、区域验证钻孔布置（详见xxx运输巷联络石门区域验证钻孔布置图）

三、局部综合防突措施

掘进至距煤层法向距离5m、2m时，分别按第二章第二条第三款、第四款的要求和方法进行校检，根据校检结果及相应指标临界值判定为仍然具有突出危险时，则采取局部补充的综合防突措施。

（一）局部防突措施

根据《防治煤与瓦斯突出规定》的两个“四位一体”的综合防突措施的要求，当局部预测有突出危险时，采取浅孔排放+钻孔抽放的局部防突措施。

1、浅孔排放设计

沿迎头施工浅排放孔，孔深7--18m，孔距2.2m（可根据现场实际情况和排放效果作适当调整），钻孔个数根据现场实际情况增或减，钻孔覆盖范围为巷道底板下3m，两帮及顶轮廓线外5m。

（详见xxx运输巷联络石门排放瓦斯孔设计图）。

2、工作面措施孔设计

1、抽放孔布置及数量

1）布置方式：

根据钻机情况，为提高打钻效率，抽放孔按矩形布置。

2）数量：

抽放孔控制到巷道底板下3.0m，两帮及顶轮廓线外5.0m，按不大于2.5m抽放半径进行布置，（详见xxx运输巷联络石门局部防突措施孔布置图）。

3）孔深：

钻孔深度以穿透煤层且进入岩层0.2m左右为宜，抽放孔投影孔径不小于75mm。

2、技术要求：

每施工1个抽放钻孔，都必须及时采用聚氨酯或玛丽散进行封孔，连管抽放，当最后一个抽放钻孔施工结束并连管抽放一定时间后，采用钻屑瓦斯解析指标法进行局部补充防突措施效果检验，检验指标临界值满足《防治煤与瓦斯突出规定》第七十五条的有关规定，判定为局部补充防突措施有效，否则，视为无效。

（二）局部防突措施效果检验

1、检验方法

采用钻屑瓦斯解析指标法进行效果检验。

2、校检孔布置

1）在掘进工作面打3个直径为42mm，深10m的钻孔，中孔沿掘进方向，两个边孔的终孔位于巷道轮廓线以外不小于2.5-4m处。

2）检验孔布置在措施孔之间，距措施孔不得小于0.3m，钻速为2m/min。

3）每钻进1m测定一次钻屑量；每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值，直至钻孔施工至设计位置，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/g·min1/2，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/g·min1/2和，则为防突措施效果有效；反之，防突措施效果无效。

效果检验孔布置图

4）当效果检验无突出危险时，通风科编制校检报告报经总工程师审批同意后，采取远距离放炮揭煤的措施。

5）当效果检验有突出危险时，则采取补孔抽放或施工排放孔排放瓦斯的措施，直至措施有效，方可进行揭煤作业程序

石门工作面从距突出煤层底（顶）板的最小法向距离5m开始到穿过煤层进入顶（底）板2m（最小法向距离）的过程均属于揭煤作业。

（三）安全防护措施

1、临时避难所

利用原xxx底抽巷避难硐室作为临时避难所。

2、压风自救

1）压风自救系统

地面压风机房→副斜井→副井车场→xxx机轨石门→xxx底抽巷→xxx运输巷联络石门施工迎头及各用风地点。

2）压风自救系统装置安设地点

在xxx底抽巷安设3组压风自救装置，xxx底抽巷临时避难硐室内安设2组压风自救装置，每组压风自救安装6个压风自救袋，压缩空气供给量每人不得少于0.1m3/min,并保证完好，供风正常。

详见压风自救系统图。

3）压风自救系统安设要求

压风自救安设在xxx底抽巷内的压缩空气管道上。

风源来自地面压风机房，分别用4吋铁管、2吋铁管、1吋铁管和1寸胶管接至用风地点。

3、防突风门的设置及管理

1）已在xxx底抽巷距xxx底抽巷专用回风联络巷口外10m处施工了两组牢固的正反向防突风门，且与墙体接触严密，风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向联锁可靠；电缆孔封堵严实；风门墙厚度不小于1m，掏槽深不小于0.5m且见实底，门框厚度大于150mm，门扇厚度大于50mm。

2）通防科每天必须派专人加强对各处防突风门检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。

4、远距离爆破

井下所有人员全部撤出地面，爆破地点设置在地面距井口20m外，井口前方50、两侧20范围不得有任何火源。

第四章揭煤方法及爆破设计

一、揭煤方法

1、钻孔探控简述

根据xxx运输巷联络石门地质钻孔资料，xxx运输巷联络石门从开口点往里掘进10.6m时，巷道迎头距煤层法相距离7.0m；掘进14.0m时，巷道迎头距煤层法相距离5.0m；掘进19.1m时，巷道迎头距煤层法向距离2.0m；掘进22.5m时，巷道底板揭露煤层顶板；掘进29.0m时，巷道顶板过完煤层。

2、揭煤前提条件

1）抽放纯量

xxx运输巷联络石门揭煤区域，经计算煤层原始瓦斯含量为19302.199m3，需抽排5431.94m3方能满足煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的指标临界值。

经统计，xxx运输巷联络石门揭煤区域33#--37#抽放钻场，2014年8月至12月共计抽放瓦斯纯量7062.755m3,抽放率为40%，大于《煤矿安全规程》第190条第2款“煤层瓦斯预抽率大于30%”及《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026－2006）第4.2条的规定。

2）残余瓦斯含量

本矿按xxx运输巷联络石门揭煤专项设计要求（巷道迎头距煤层法向距离7.0m时）于2015年12月30日施工措施孔并特请公司通防技术员现场提取煤样，采用DGC瓦斯含量测定仪解析测得揭煤区域煤层残余瓦斯含量最大值煤3.4884m3/t，满足《防突规定》第43条的规定。

3、揭煤方法

xxx运输巷联络石门从开口点往里掘进10.6m时，即巷道迎头距煤层法向距离7.0m，停止掘进并施工防突措施效果检验钻孔提取煤样，采用DGC瓦斯含量测定仪测定残余瓦斯含量进行检验，若煤层残余瓦斯含量W≥8m3/t，则采取补充防突措施，直至措施有效；若W＜8m3/t指标临界值，采取边探边掘的的方式掘进至14.0m，即巷道迎头距煤层法向距离5.0m时，根据设计要求进行一次区域验证，掘进至19.1m，即巷道迎头距煤层法相距离2.0m时，连续两次进行区域验证，验证方法为：

严格按照xxx运输巷联络石门揭煤专项设计的要求，施工直径42mm的钻孔，采用WTC-1防突测定仪采用钻屑瓦斯解析指标法检测钻屑量及K1值，若钻屑量Smax≥6Kg/m或K1max≥0.50mL/g·min1/2，采取施工排放钻孔排放瓦斯或钻孔抽放瓦斯的补充防突措施；若钻屑量Smax＜6Kg/m，K1max＜0.50mL/g·min1/2，则按爆破设计要求施工炮眼，采取远距离放炮的方法揭开煤层。

二、爆破设计

（一）炮眼布置及数量

炮眼布置、数量及炸药雷管消耗量见爆破说明书。

（二）雷管、炸药、放炮器、放炮母线的选择计算及起爆顺序

1、雷管、炸药选择：

炸药：

采用矿用三级乳化炸药。

雷管：

采用1～