336(3)采区防突专项设计

黑金时代股份有限公司红卫矿业公司里王庙煤矿

336（3）采区

防突专项设计

里王庙煤矿

2011年6月

336（3）采区防突专项设计编制会审签名表：

目录

第一章防突设计编制的依据

第二章采区概况

第三章采区巷道布置及支护

第四章采煤方法及顶板管理

第五章采区通风、瓦斯监测、供电、通讯系统第六章区域综合防突措施

第七章局部综合防突措施

第八章安全防护措施

第九章组织措施

第十章综合安全技术措施

第十一章瓦斯避灾路线

第十二章防突专项设计所需附件

第一章防突设计编制的依据

1、经白沙矿区管理局总工程师于2005年12月8日批准的《里王庙煤矿336采区设计方案》。

2、经红卫矿业总工程师于2006年8月8日批准的《里王庙煤矿336采区设计》。

3、经红卫矿业总工程师于2005年4月30日批准的《336采区地质说明书》。

4、《防治煤与瓦斯突出规定》。

第二章采区概况

1、采区地质概况及储量

1.1、根据236采区、336（2）采区、-250m 南大巷及本区域已揭露的地质资料综合分析：本区域地质构造简单，地层呈单斜构造，产状为南北走向，倾向东，倾角24°～58°，6煤层顶底板变化大，造成煤厚变化大，至使煤与瓦斯突出严重。从-125m和-250m南、北大巷的地质情况来看，6煤底板岩石较破碎，澎胀严重，至使巷道维护困难。336（3）采区地质储量为： 14.2万吨。

1.2、煤层顶底板岩性描述：

1.3、采区内煤厚变化大，最大煤厚4.29m, 最小煤厚0.6m,平均煤厚

2.46m。煤厚变化规律为：北薄南厚,下薄上厚。

1.4、瓦斯地质

采区内6煤层瓦斯含量高、压力大、透气性差，属煤与瓦斯突出煤层。由于6煤层顶、底板和煤厚变化大，煤层经常呈分岔煤，造成瓦斯赋存分布很不均衡，在煤层顶、底板和煤厚突变及分岔煤处，瓦斯含量特别高、压力特别大、透气性特别差，更容易发生煤与瓦斯突出。

1.5、开拓方式是：设计采区的区域底板巷、轨道上山、专用回风巷及各小区段石门及其石门两边的抽采巷与回风通道。

1.6、煤层开采顺序：本矿井属单一煤层开采，即只开采6#煤层。

2、采区位置及临近开采情况

2.1、采区位置

336（3）采区位于336采区南翼，是该井第三水平南翼最后一个采区，北以336（2）采区南边界为起点，南至坦里井田煤柱线止；上起236（3）采区开采下边界，下至6煤层-250m底板等高线。采区走向长200米，倾斜长271米，斜面积54200平方米，开采标高为-125m至-250m。

2.2、临近开采情况

采区上部的236（3）采区已采-90m至-125m区段的2367和2368工作面；北部的336（2）采区已采至-125m—-155m区段；南部及下部均未开采。336（3）采区的336三轨道上山已竣工， 336三专回风上山的-155m 至-125m段已贯通,形成了通风系统。

3、采区附近的采掘工作面煤与瓦斯突出情况

3.1、2365-1（2）溜子道掘进时发生过5次煤与瓦斯突出：第一次

溜子道掘进11m处突出煤量7吨，涌出瓦斯0.1万立方米；第二次溜子道掘进18.6m处突出煤量20吨，涌出瓦斯0.3万立方米；第三次溜子道掘进49.8m处突出煤量50吨，涌出瓦斯0.75万立方米；第四次溜子道掘进54.2m处突出煤量50吨，涌出瓦斯0.8万立方米；第五次溜子道掘进109.2m处突出煤量15吨，涌出瓦斯0.2万立方米。

3.2、2365-1（2）切眼上山掘进5.5m时发生过煤与瓦斯突出, 突出煤量150吨，涌出瓦斯2.5万立方米。

3.3、2367-1（2）补充风巷掘进时发生过煤与瓦斯突出, 突出煤量10吨，涌出瓦斯0.16万立方米。

3.4、236三轨-90m石门揭煤过煤门时发生过三次煤与瓦斯突出，第一次煤门段掘进6.6m处突出煤量10吨，涌出瓦斯0.15万立方米；第二次煤门段掘进1

4.6m处突出煤量40吨，涌出瓦斯0.6万立方米；第三次煤门段掘进22.6m处突出煤量150吨，涌出瓦斯2.25万立方米；

3.4、其余十二个采掘工作面包括石门均未发生煤与瓦斯突出。

第三章采区巷道布置及支护

1、采区巷道布置

1.1、336（3）采区布置一条轨道上山和一条回风上山，分四个区段开采（即-125～-155m、-155～-186m、-186～-217m、-217～-250m），从各区段中车场直接布置石门穿煤再布置沿煤平巷，掘开切眼形成回采工作面。采用轨道上山进风，回风上山回风，以336(3)采区±0底板巷为总回风巷，回风至南一风井。

1.2、各区段石门距6煤层法线距离10m的位置，在石门两帮沿煤层走向布置30m长的抽采巷。

2、采区巷道支护

2.1、岩巷的支护形式及支护质量要求

2.1.1、岩的支护形式必须按《作业规程》规定采用锚网喷支护,且所有岩巷都必须达到优良品。

2.1.2、坚持队组每小班验收，矿每旬检查制度，对不合格品应及时整改，必须做到施工质量达合格品及以上。

2.2、煤巷的支护形式及支护质量要求

2.2.1、平巷采用U型钢支护，下山采用单体配π梁支护。

2.2.2、所有架棚巷道都必须按设计规格施工，金属支架构件齐全，棚梁要架正架牢，梁腿接口吻合，背邦背顶严密。

2.3、石门岩巷段与煤门段交接处采取特别支护

岩巷段与煤门段交接处采用锚网喷与U型钢支护，第一架U型钢支架连接锚网喷处，必须紧密相连使之形成整体，并加强洒水养护。

2.4、巷道支护断面图如下：

岩巷支护示意图

1800

1

6

2

0煤平巷支护示意图煤下山支护示意图

第四章采煤方法及顶板管理

采区采用走向长壁倾斜分层人工假顶（竹帘）下行采煤法，采用全部垮落法管理顶板。一分层工作面采用抽采钻孔结合排放钻孔作为防突卸压措施，安全防护措施采用放出班炮。

第五章采区通风、瓦斯监测、供电、通讯系统

1、通风系统

1.1、回采工作面通风系统：

新鲜风流：-250m南大巷->336三轨道上山下车场->336三轨道上山中车场及石门->溜子道->工作面

回风风流：工作面->风巷->区段石门->回风上山->±0总回风巷->南一风井

1.2、掘进工作面通风系统:

新鲜风流：从-250m南大巷->336三轨道上山->车场局扇->掘进工作

面。

回风风流：回风流从掘进工作面->区段石门->回风上山->±0总回风巷->南一风井。

2、瓦斯监测系统

2.1、回采工作面瓦斯监测装置的布置及要求

在进风巷、工作面和回风巷中各安装瓦斯传感器一个，工作面瓦斯传感器安装在回风巷距工作面上出口煤壁5米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1.5%,复电浓度＜1%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。回风巷瓦斯传感器安装在距石门回风风口10-15米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1%，复电浓度小于1%,断电范围为工作面回风巷内所有非本质安全型电气设备，另一台瓦斯传感器装在溜子道距进口5-10m处，预警浓度为≥0.4%，断电浓度≥0.5%，复电浓度小于0.5%，断电范围为工作面所有非本质安全型电气设备。

2.2、掘进工作面瓦斯监测装置的布置及要求

336三轨上山各中车场安装KJ101-F1安全监测系统分站一台，掘进工作面安装两个瓦斯传感器，一个安装在距工作面档头小于5米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1.5%；另一个传感器安装在距回风口10～15米处,预警浓度≥0.9%,断电浓度为1%,断电范围为本工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备，复电浓度均小于1％。

2.3、所有仪器设备设施必须上架管理并灵敏可靠。

3、供电系统

3.1、文字说明：

336（3）采区供电由地面配电房，然后经副井底-125中央变电所，

最后到336采区变电所，由变电所内的干式变压器，将两路高压电源从6KV降至660V。经过变电所内的馈电开关，将两路电源分别送至336（3）的绞车房和各个区段采掘工作面，各区段电源线路为并列关系，车场分别设置动力分段和三专分段开关。

由于里矿为煤与瓦斯突出矿井，因此，采区局扇供电均实施了“三专两闭锁”。

3.2、336（3）采区供电系统图

KBSG-200

50/5

50/5

KBSG-100

BGP9L-100BGP9L-100来自-125中央变电所

Y J V 22-3*35-600m 400A 400A 200A 200A 200A 350A KBZ-400300A 400A

600A

500A KBZ-400

KBZ-400

KBZ-400KBZ-400

Y J V 22-3*35-600m 336(3)采区供电系统图

三专低总

三专实验

二轨

三轨动力低总

动力试验336(3)采区二轨

三轨

来自-125中央变电所来自336采区变电所

Y J V 22-3*25-600m 动力分段60A

BQD-80QBZ-200N 45KW绞车10A

信号综保ZXZ8-2.560A 11KW局扇

20A BQD-80三专分段DW80-350400A BQD-8030A DW80-350动力分段BZZ-2.5电钻综保

10A BQD-80风电闭锁60A 400A 来自336采区变电所

Y J V 22-3*25-600m 喷浆机

336(3)采区

KBZ-400KBZ-400KBZ-400KBZ-400

KBZ-400

4、采区通讯系统 4.1、文字说明：

336（3）采区通讯系统是由地面程控交换机作为主机，然后用50对分线盒向井下各采区布置通讯分站点，到336（3）采区石门再用30对分线盒向各车场安装分站点，最后在分站点安装10对接线盒，再从接线盒上引线，安装电话机。

为了安全生产调度指挥，本采区通讯设计在各轨道上山上、下、中车场及绞车房均安装与矿调度站直通程控电话机。

4.2、336（3）采区通讯系统图

DDK-6M 程控交换机

30对分线盒

H V R R 20*2*0.8 400M

160M

H V R R 20*2*0.8

50对分线盒

HVRR50*2*0.8 400M

HVRR20*2*0.8

400M

30对分线盒

20对分线盒

3

5

38绞车房

10对分线盒

-155车场

835

3

10对分线盒

3

5

38-186车场

-217车场

8353

10对分线盒3

538-250石门336(3)采区通讯系统图

第六章 区域综合防突措施

6.1、区域预测

我矿开采的6煤层经鉴定为突出煤层，2008年实测瓦斯参数的结果：煤层瓦斯压力1.22 MPa ，煤层瓦斯含量16.32 m 3

/t 。均大于其《防治煤与瓦斯突出规定》中指标临界值：煤层瓦斯压力0.74 Mpa ，煤层瓦斯含

量8 m3/t。我矿336(3)采区的突出危险性预测采用“煤层瓦斯压力和煤层瓦斯含量”两种方法：

煤层瓦斯压力测定，在施工抽采钻孔前先按《防突规定》第四十四条要求，在336（3）-155m北抽采巷沿煤层走向布置2个测试点对煤层瓦斯压力进行测定，在336三轨的-186m、-217m、-250m三个区段沿煤层倾向各布1个测试点对瓦斯压力进行测定，-250m区段测试点位于埋深最大的开拓工程部位。

煤层瓦斯含量测定，我矿没有煤层瓦斯含量测定设备，不能测定煤层瓦斯含量，因此，煤层瓦斯含量参数采用2008年重庆煤研所测定的数值。

在施工5个测压孔时，各取2个湿煤样进行瓦斯解吸指标K1值的测定，作为煤与瓦斯突出危险性预测的参考数据。

6.2、区域防突措施

6.2.1、石门揭煤工作面采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯：

工作面在距6煤层法向距离7m位置施工穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯，钻孔均匀分布，选取 1.5-2.0m的抽采半径，孔底间距为3.0-4.0m，钻孔的最小控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，钻孔一次性穿透煤层。

6.2.2、一分层上、下顺槽煤掘工作面采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯：

在各区段石门距6煤层法线距离10m位置沿煤层走上布置抽采巷，施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，抽采巷道长度为30m，钻孔均匀分布，选取3.0-4.0m的抽采半径，孔底间距为6.0-8.0m，钻孔控制巷道外侧的范围为巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m，巷道走向长设计

溜子道长度。

6.2.3、一分层下山煤掘工作面采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯：

上引巷施工竣工后，在下山煤掘工作面开门位置，根据煤层倾向、倾角等参数布置顺层长钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，采用750型钻机和风力排查的施工工艺进行顺层长钻孔的施工，钻孔长度为不小于60m。钻孔均匀分布，选取2.0m的抽采半径，孔底间距为4.0m，钻孔控制巷道外侧的范围为巷道两帮轮廓线外至少15m，上下至顶底板，巷道倾向长不少于60m。

6.2.4、一分层采煤工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯：

上、下顺槽掘进过程中，底板沿煤层倾向施工抽采钻孔，在切眼掘出后，沿煤层走向向采面施工抽采钻孔，每组钻孔间距为5 m，以上钻孔以2-2.5m为抽采半径,钻孔均匀分布。

6.2.5、区域抽采钻孔施工完毕后，及时采用聚氨酯封孔胶和水泥浆综合封孔，使抽采钻孔孔口负压不小于13kpa，预抽瓦斯浓度不小于30%，地面抽采泵工作负压力争达到60kpa,且保证足够的抽采时间。

6.3、区域措施效果检验

6.3.1、以预抽区域的实测煤层残余瓦斯压力值和根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的煤层残余瓦斯含量值为主要指标进行区域措施效果检验。

6.3.2、对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。布置4个检验测试点，分别位于石门上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于预抽区域内距边缘不大于2m的范围。

6.3.3、对穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验

时，在煤巷条带每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。

6.3.4、对顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，在煤巷条带每间隔20～30m至少布置1个检验测试点，且每个检验区域不得少于3个检验测试点。

6.3.5、预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的检验：我矿回采工作面长度未超过120m，沿回采工作面推进方向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。

6.3.6、对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，只有当煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域判定为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突措施无效；

6.3.7、采用钻屑瓦斯解吸指标对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，只有当△h2＜20mmH2O 或K1＜0.5，且 S ＜6kg时为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突措施无效。

6.3.8、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置周围半径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。

6.3.9、当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突措施无效时，则此检验测试点周围半径100m 内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。

6.3.10、所有检验测试点的指标测定值均小于有突出危险的临界值，且检验期间在煤层中进行钻孔等作业时没有喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，判定为预抽防突效果有效。此时提交区域防突效果检验报告单,报公司审批。

6.4、区域验证

采用钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证，测定钻屑量S值、△h2值或K1值。

6.4.1、一分层煤巷掘进工作面每掘进3-5m进行一次区域验证，每次区域验证共布置3个区域验证钻孔，一个位于巷道中部与巷道掘进方向平行，其余2个分别位于巷道的两帮，终孔在巷道轮廓线外2～4m处。钻孔长度为8-10m。

6.4.2、一分层回采工作面每推进6m进行一次区域验证，每次区域验证时，沿采面煤壁每隔10-15m布置一个区域验证钻孔，对区域防突措施进行验证，钻孔长度为8-10m。只有当△h2＜20mmH2O 或K1＜0.5，且 S ＜6kg时为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效，必须采补充局部防突措施。

6.5、岩掘工作面采用前探地质钻孔控制，至少布置4个地质钻孔，一个位于巷道上部，一个位于巷道中部，另两个位于巷道两帮，控制巷道轮廓线外法线距离7m。

第七章局部综合防突措施

7.1、工作面预测：

7.1.1、根据《防治煤与瓦斯突出规定》要求，采用钻屑瓦斯解吸指标法作为工作面突出危险性预测方法。

7.1.2、石门揭煤工作面突出危险性预测：当石门掘进工作面距6煤层法向距离5m时，由工作面向煤层的适当位置布置3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1和△h2值。

7.1.3、煤巷掘进工作面突出危险性预测：我矿所采6煤层为倾斜煤层，预测时，向掘进前方煤体施工2个直径42mm、孔深8～40m的钻孔，

一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，另一个钻孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外2～4m处。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。

7.1.4、采煤工作面突出危险性预测：沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，深度5～10，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。

7.1.5、只有当实测得到的S、 K1或△h2的所有测定值均小于临界值，即S＜6kg、K1＜0.5、△h2＜20mmH2O，且未发现其它异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。

7.2、工作面防突措施

7.2.1、采用超前抽采钻孔、排放钻孔措施作为工作面局部防突措施。

7.2.2、石门揭煤、一分层煤掘工作面、一分层采煤工作面施行区或防突措施后，再补充局部突措施。石门揭煤、过煤门、一分层煤掘工作面，每10m施工一次抽采孔，抽采孔长度为15m，留足5m超前距，每3～5m施工一次排放孔，排放孔长度为10m，留足5m超前距；一分层采煤工作面，每推进3～6m施工一次排放孔，排放孔长度为11m，留足5m超前距（见排放钻孔设计图）；边抽边掘（采）、边排边掘（采），确保石门安全揭煤、一分层煤巷安全掘进、一分层采面安全回采。

7.3、工作面防突措施效果检验

7.3.1、工作面防突措施效果检验时，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行检测，测定钻屑量S值、△h2值或K1值。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。

7.3.2、一分层煤掘工作面措施孔施工完毕并预抽或排放一定时间

后，必须进行效果检验，检验孔应当不少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔

一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。

7.3.3、一分层回采工作面措施孔施工完毕并预抽或排放一定时间后，沿煤壁每隔15m布置1个效检孔，进行抽、排放效果检验。布置图及参数附后。

7.3.4、当效检指标S≥6kg、△h2≥20mmH2O或K1值≥0.5时，说明防突措施的实施效果不理想，必须增补超前排放钻孔或延长时间作为防突措施，直至校检指标△h2＜20mmH2O 或K1＜0.5，且 S＜6kg时，则留足5m措施孔超前距，2m效检孔超前距下达允采通知单,方可实施安全防护措施：远距离放炮。

7.3.5、允许采（掘）通知单由防突技术员填写，矿总工程师签发，预测人员必须在工作面挡头用漆或涂料标上允采（掘）点，并填在工作面和调度站悬挂的允采（掘）牌板，掘进挡头确保有5米的超前保护距，严禁超采起掘。

第八章安全防护措施

8.1、336（3）采区各中车场（石门）设置避灾硐室, 其设施齐全可靠，确保运行状态良好。

8.2、在一分层煤掘工作面掘进档头到人行道交口处达30米时，必须在其人行道附近安装一组压风自救装置，要求系统供风正常，设施齐全可靠，压风自救系统可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。随着掘进距离的增加，压风自救装置也作相应的向

前移动。

8.3、在一分层回采工作面上、下引巷距采面30米处，安装一组压风自救装置，要求系统供风正常，设施齐全可靠，压风自救系统可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。随着推采距离的增加，压风自救装置也作相应的移动。

8.4、在336（3）采区各中车场（石门）设置一组两正、两反风门,风门必须按通风质量标准要求设置。石门正常施工作业时，反向风门打开、顶牢，正向风门关闭；远距离放炮和未作业时，正、反向风门均处于关闭状态。风筒过风门必须有防逆流装置。

8.5、采掘作业地点所有人员必须随身佩带隔离式自救器，每班需配备专职瓦检员,密切注意工作面瓦斯变化情况，一旦发生瓦斯异常，立即按照“避灾路线”撤至安全地点,并迅速到附近的有电话机地点,将情况汇报给调度站。

8.6、石门揭煤工作面和一分层采掘工作面放炮采用远距离放炮管理。

8.6.1、石门揭煤工作面远距离放炮时，全井撤人, 全井停电。全矿所有井口设置岗哨，严密组织，分工明确，责任到人。经矿总工程师准许后，由调度员指令放炮员在地面进行启炮。

8.6.2、一分层采掘工作面远距离放炮时，全井撤人,地面值班领导、调度员、安监员等分工明确，责任到人。经值班领导准许后，由调度员指挥放炮员在指定地点进行启炮。

8.7、采掘工作面电器设备实行“三专两闭锁”，严禁随意停开局扇，杜绝电器失爆，且由专人管理。

8.8、经效检指标不超标时，施工队根据允掘、允采距离作业，严禁超掘、超采，且必须采取远距离放出班炮措施落煤，严禁手镐落煤，放炮时所有不装药炮眼必须充填严实；采掘过程中必须跟顶作业。

8.9、采掘工作面瓦斯传感器必须按作业规程中规定的位置安装好。

8.10、抽采或排放钻孔施工前，掘进队必须在挡头打上坚固的“井”型金属防护档，档与煤壁之间必须用竹帘、杂木棍背严实。石门揭煤工作面为了抵御大的突出强度，在距石门档头5m处设置一道工字钢密排防护档。在距石门档头15m处设置一道直径不少于18公分的圆木防护档，档栏的迎山角为3至5度。

8.11、在探钻过程中，必须时刻提高警惕，随时掌握突出预兆，只要发现工作面连续响煤炮，煤壁移动、顶板突然来压、瓦斯超限、瓦斯涌出忽大忽小、煤变凉等任何一种突出预兆，都必须停止作业，撤出人员，并及时汇报调度站，严禁强行作业，冒险蛮干。

第九章组织措施

9.1、组织机构

组长：邓承立

副组长：朱德智姜应军郭立文彭积玉周甲庚唐衡清

成员：周菊林李桂平周勇黎秋平周斌周勇（技）

刘丁顺彭满先李瓒张医芳黄高明张沛

9.2、职责与分工

邓承立（矿长）：全面负责防突工作，矿防突工作第一责任人。

朱德智（矿总工程师）：石门揭煤时，担任副总指挥，全面负责防突技术工作。