吴王山煤业副立井井底车场工程施工组织设计.docx
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吴王山煤业副立井井底车场工程施工组织设计
山西晋煤集团泽州天安吴王山煤业有限公司
副立井井底车场工组织设计
第一章编制依据及编制原则
第一节编制依据
1、吴王山煤矿改扩建工程招标文件;
2、吴王山煤矿改扩建工程二期施工平、断面图;
3、《煤矿安全规程》(2011年版)
4、《煤矿井巷工程施工及验收规范》(GB50213-2010)
5、《煤矿井巷工程施工规范》(MT50511-2010)
6《混凝土工程施工质量验收规范》(GB50204-2002)
7《锚杆喷射混凝土支护技术规范》(GB50086-2001)
8《混凝土质量控制标准》(GB50164-92)
9、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》(1999年版)
10、《建井工程手册》(2010年版)
11、《防治煤与瓦斯突出规定》(2009年版)
12、其它与本工程有关的国家及部颁现行的各种技术规范、规程、规定。
第二节编制原则
⒈认真执行国家的各项建设方针和技术政策,在确保施工安全、工程质量和工期目标的前提下,科学合理地组织施工。
⒉积极推广应用新技术、新工艺、新设备、新材料,优化施工方案,合理安排施工顺序,组织平行交叉作业,加快施工准备工作进度。
⒊提高机械化程度水平,改善工作环境和劳动条件,提高劳动生产率,缩短建井工期。
⒋合理安排资源和劳动组织,有计划、有重点地组织人力和物力,确保各项经济技术指标的全面实现,以获得较好的社会经济效益。
⒌控制临时工程,降低工程成本。
⒍搞好文明施工和环境保护。
第二章工程概况
第一节概况
一、概况
吴王山煤矿位于晋城市泽州县南村镇西北侧约2KM处,东距陵川-沁水一级公路约1KM,晋-阳高速公路从井田内中南部通过,环城高速公路从井田内西北部通过,井田南距太焦铁路晋普山煤矿铁路专用线申匠集煤站约4KM,各乡村均有公路相连,交通运输条件方便。
矿井开拓方式为立井开拓,工业场地设副立井、主斜井与回风立井。
现副立井、回风立井一期工程即将结束进入二期施工。
两井筒二期工程及相关硐室有我单位承建。
二、巷道工程量及断面
副立井井底车场工程量65m,利用原有旧巷道的基础上进行刷扩,井底车场设计为矩形断面,掘进断面为:
宽×高=5800×3150mm,掘进断面积18.27m2;净断面规格为:
宽×高=4800×2800mm,净断面积13.44m2;基础深200mm,喷浆厚150mm,砼强度C20,底板硬化厚度为200mm,砼强度C20,水沟布置在巷道左侧,水沟毛断面规格为:
宽×高=600×500mm,水沟侧壁及铺底均采用混凝土浇筑,浇筑厚度为100mm,砼强度为C15,净断面规格为:
宽×高=400×400mm。
第二节工程地质及水文地质
1、主要含水层
①第四系松散沉积物孔隙含水层
区内第四系分布广泛,岩性主要为黄色亚砂土及红色亚砂土,含水层的厚度、水位埋深及富水性差别较大,地表地势较高地段一般无水,而于地形低凹处赋存地下水,地下水动态变化较大,而地下水的补给、排泄条件及水质类型与前述相应的区域含水层组的情况基本一致。
②基岩风化带裂隙含水层
风化带厚度受地形起伏的影响,风化带深度一般为50-70m,最深达100m以下。
风化带含水层一般呈潜水性质,局部承压,直接受大气降水补给,在浅部风化裂隙较发育,富水性较强,随着深度的增加,风化裂隙发育程度越来越差,富水性也随之减弱。
③二叠系上统上石盒子组及下统下石盒子组、山西组砂岩裂隙含水层
为碎屑岩裂隙含水层,主要接受大气降水、基岩风化带地下水和含水层之间的垂向渗透补给。
上石盒子组井田内北部有小面积出露,含水层主要为中粒砂岩,含水空间以构造裂隙为主,直接接受大气降水补给。
下石盒子组及山西组砂岩裂隙含水层为层间裂隙水,以中-细粒砂岩为主,一般厚约31.67m,厚度变化较大,含水空间以构造裂隙为主,是3号煤层顶板直接充水含水层。
④石炭系上统太原组灰岩、砂岩裂隙岩溶含水层
为碎屑岩夹碳酸盐岩裂隙岩溶含水层,井田内未出露,主要含水层为K2、K3、K5灰岩,富水性变化大,其间夹数层泥岩、砂质泥岩等隔水层,相对削弱了各含水层之间的水力联系。
15号煤层的直接充水含水层为K2灰岩。
该灰岩岩溶裂隙不发育。
2、主要隔水层
①太原组底部及本溪组泥岩、铝质泥岩隔水层
该隔水层位于15号煤层之下,岩性致密细腻,厚度一般约17.30m,对于太原组含水层与奥灰岩溶含水层之间起到了较好的隔水作用,阻隔了奥陶系岩溶水和上覆各含水层的水力联系。
②石炭系、二叠系灰岩、砂岩含水层之间的层间隔水层
石炭系、二叠系各灰岩、砂岩含水层之间,均分布有厚度不等的泥岩、砂质泥岩等泥质岩层,其岩性比较致密,不透水,厚度多为4-15m,阻隔了各水层之间的水力联系,起到了层间隔水作用。
但在近地表段,由于受风化作用影响,裂隙发育,不同程度地破坏了其隔水性能。
3、矿井涌水量预测:
预算15号煤层矿井正常涌水量为360m3/d,最大涌水量为900m3/d。
根据吴王山煤矿副立井钻孔综合柱状图,巷道施工范围岩性主要为太原组一段顶部K2灰岩之下,煤层直接顶板为K2灰岩,底板多为灰黑色泥岩、砂质泥岩。
岩石硬度f>6。
该矿井属于低瓦斯矿井。
15#煤层的直接充水含水层为顶板石灰岩岩溶裂隙含水层,灰岩垂直裂隙发育,有局部富水的可能,不影响生产,发现有出水预兆,停止施工,坚持“有掘必探先探后掘”的原则。
第三节瓦斯情况
1、瓦斯
山西晋城吴王山煤业有限公司(基建):
2008年度3旬中最大一天的瓦斯绝对涌出量为0.41m3/min,二氧化碳绝对涌出量为0.53m3/min,无瓦斯、二氧化碳相对涌出量,矿井瓦斯批复等级为:
低瓦斯矿井。
2、煤尘
据兼并重组整合矿井地质报告资料:
15号煤层煤尘爆炸定性分析,火焰长度为0mm,抑制煤尘爆炸最低岩粉用量(%)为0,煤尘云最低着火温度为920℃,煤尘层最低着火温度为370℃,鉴定结论为煤尘无爆炸性。
3、煤的自然倾向性
根据矿井地质报告资料,15号煤层煤样燃烧时的吸氧量1.44m3/g,自然倾向为Ⅲ类,属不易自然煤层。
4、地温
据对生产矿井调查,该区属地温正常区,地温梯度为1-2℃/百米。
井田范围及周围没有发现地温和地压异常现象,该井田应属地温和地压正常区,不存在热害、冲击地压危害。
第三章施工方案及施工方法
第一节施工方案
一、总体施工方案的确定
根椐矿方要求和施工进度的需要,采取遇到需要剥开口处增加掘进头的起始原则,逐渐增加掘进头个数,以不断提高施工速度主要工程:
副立井井底车场、等候硐室、管子道、中央水泵房、中央变电所等工程。
根据施工条件和断面大小配备合适的运输设备。
第二节施工方法
一、巷道施工
1、掘进
(1)打眼
采用YT-28风钻配合Φ42mm“一”字型合金钢钻头,六角中空钢成品钎杆打眼。
全断面一次爆破。
掏槽眼采用楔形掏槽:
掏槽眼深度2m,其它眼深1.8m,光面爆破,周边眼间距一般情况下掌握在350~450mm为宜,遇有软岩或特殊岩层,及时调整炮眼布置及爆破参数。
打眼时要做到开孔准确,钻孔平直,周边眼、掏槽眼的眼位偏差不应大于50mm,其它炮眼眼位偏差不得大于100mm,以保证爆破效果。
特别是周边光面爆破孔,一定要做到“准、直、平、齐”,以保证光面爆破效果。
(2)装药、联线及爆破
采用毫秒延期电雷管,MFB-200型发爆器起爆,2#煤矿许用乳化炸药。
进行装药作业时严格按爆破设计要求的数目和方式装药,爆破孔采用事先加工好的炮泥封堵。
脚线的连接工作可由经过专门训练的班组长协助爆破工进行,爆破母线连接脚线、检查线路工作,只准爆破工一人操作。
装药联线之后,将有关施工设备设施撤到安全地点,工作面所有施工人员撤到距工作面120m以外有遮挡的安全地点并设专人站岗警戒,警戒线处设置栏杆或拉绳等标志,严禁任何人进入放炮警戒区,放炮员必须最后离开放炮地点,并执行好“回头看”制度,以防万一将人员丢入放炮区,放炮员放炮前必须吹哨三响(三遍哨子)方可拉炮。
2、出矸、出煤
采用溜子配合人力推车。
在工作面安装一台40型溜子,煤经过溜子到副井井底然后人工装入吊桶,经吊桶提升至地面。
3、支护
(1)临时支护
临时支护采用吊挂前探梁做为临时支护,前探梁规格为φ75×4000mm钢管,前探梁使用2根,备用1根,用金属锚杆和吊环固定,吊环形式为环形,钢筋直径不小于22mm,每根前探梁不少于2个吊环,吊环用配套的锚杆螺母固定;前探梁上方用规格为:
长×宽×厚=3800×200×70mm的木板梁接顶。
(2)永久支护
车场支护形式为:
顶部为锚网喷(锚索)联合支护,帮部为料石墙、喷浆支护。
支护参数:
顶部采用Ø20×2000mm左螺旋无纵筋螺纹钢锚杆(含半圆球托),间排距800×800mm,锚固剂使用K2335、Z2360树脂药卷各一个,锚固力不小于120KN,扭矩为200N.M,托盘规格为:
150×150×10mm钢板;金属网规格为:
Ø6.5mm圆钢金属网,网片规格:
1000×2000mm,网片搭接100mm,每隔200mm使用14#铁丝双股绑扎一道;锚索规格:
L=6300mm,Ø15.24mm的钢绞线,间排距为:
2500×3000mm,五花布置。
使用一支K2335、两支Z2360树脂药卷,其预紧力为100KN以上,锚索托盘规格为300×300×16mm,1副高强度锚具,顶部喷射混凝土厚为150mm,混凝土强度为C20;铺底厚度为200mm,强度不低于C15。
水沟规格为:
净宽×净高=400×400mm,浇筑厚100mm。
两帮采用料石砌墙,宽度为500mm,砂浆强度为M10,超宽部分,帮部支护为:
打锚杆、挂网;顶部支护为:
打锚杆、挂网;然后充填、填实;料石墙喷浆厚度为50mm。
强度等级不低于C10。
二、水沟施工
水沟在巷道施工同步进行,由喷浆班负责施工。
三、铺底施工
由于巷道掘进期间,巷道内施工设备较多,所以巷道铺底工作待巷道掘进完毕后,从前向后进行铺底。
第四章劳动组织及循环作业方式
第一节劳动组织
工作制度:
采用“三八制”作业方式组织施工。
作业方式:
采用单班正规循环作业,随掘随喷,每班一个循环,每日三个循环,锚网喷每循环进尺1.6m。
附:
表4.1劳动组织图表
表4.1劳动组织图表
工种
劳动定额
需出勤工人数
第一班
第二班
第三班
打眼、支护工
15
10
3
3
4
溜子司机
4
3
1
1
1
推车工
11
9
3
3
3
喷浆工
4
3
1
1
1
班长
4
3
1
1
1
其他
11
10
3
4
3
合计
50
38
12
13
13
第二节循环作业
为保证正规循环作业,迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备,合理安排工序,工序和工序之间尽量采取平行作业,以充分利用工作时间,提高工时利用率。
附:
表4.2锚网喷支护循环作业图表
项目组织机构
项目部人员配备表
序号
职务
人数
专业
1
项目经理
1
矿建
2
项目副经理
3
矿建
3
总工程师
1
采矿
4
施工管理
4
矿建
5
造价、会计管理
1
工程预算
6
通风
3
矿井通风
7
安全管理
4
矿山安全管理
8
工程技术
2
矿建
9
机电
4
矿山机电
合计
23
第五章施工辅助系统
第一节通风系统
1、改绞后的施工通风方式份前后两期考虑,前期为贯通前的通风,在该期间井下巷道施工通风采用地面压入式通风,为确保井下掘进工作面的风量要求。
地面安设两台2×11Kw对旋式风机,井筒内吊挂一趟直径600mm,每节长为5m的胶质风筒通风。
后期通风贯通后的通风,掘进头的通风改为井下通风,确保局扇安设于新鲜风流中,严禁吸循环风。
贯通后通风的局扇、风筒选型根据工作面的需风量进行选择计算,并随着工作面的前移而前移;
局部通风机采用“三专两闭锁”,必须采用双局扇、双电源,备用局部通风机与主局部通风机必须具备同等能力,能够自动切换,备用局部通风机与主局部通风机之间通过交叉风筒接头连接,交叉风筒接头用直径为600mm,长度为10m的风筒有风筒工现场制作,交叉风筒接头两路风筒长度根据现场备用局部通风机与主局部通风机之间的距离确定,一般一条长为3.5m,一条长为6.5m,高压部位用短接(由1.5m长的风筒两头套上直径600mm的铁环制成,或风筒两头用8#铁丝捆绑)加固,交叉风筒接头一路正常通风时,一路必须自动关闭,确保局部通风正常。
采取双局扇、双电源,主、备局扇实现自动切换。
2、根据施工巷道情况,选择副立井井底车场断面为标准,进行局部通风机选型计算:
1、风量计算及局扇选型
(1)按掘进工作面瓦斯绝对涌出量计算
Q掘=100q瓦斯K掘=100×0.41×2=82m3/min
式中:
q瓦斯——瓦斯绝对涌出量q瓦斯=0.41m3/min
K掘——工作面瓦斯涌出的不均衡系数1.5---2,取K掘=2
(2)按工作面同时工作的最多人数计算
Q掘=4NK=4×20×1.5=120m3/min
式中:
N——工作面的最多人数,取交接班时N=20
K——人员不均衡系数,取1.5
(3)按炸药消耗量计算
Q掘=25A=25×12.4=310m3/min
A----工作面一次爆破炸药最大消耗量A=12.4Kg
(4)按风速进行验算
Q掘>60×0.15S=60×10.64×0.15=96m3/min
Q掘<60×4S=60×10.64×4=2554m3/min
经过计算,确定工作面需风量为200m3/min
2554m3/min≥310m3/min≥96m3/min符合要求
Q掘——掘进工作面全风压供风量,m3/min
S——巷道净断面积m2
(4)风机选型
根据以上数据及集团公司《一通三防实施细则》有关要求,结合矿实际情况,局扇实际供风量应大于310m3/min,故采用双风机双电源轴流式对旋风机,故选用2×11KW轴流式对旋风机,供风量为200-365m3/min,风压375-3690Pa;风筒选用Φ600mm的胶皮软质风筒。
第二节排水系统
副立井井筒落底,巷道掘进15m后。
先采取过渡性临时排水系统。
工作面配备两台水泵,利用井底水窝作为水仓,为尽早形成排水系统,将永久水仓及泵房作为车场巷道工程施工的主线之一。
根据招标文件,矿井15#煤层正常涌水量为360m³/d,最大涌水量为900m³/d,所选排水设备及管路能满足要求。
第三节压风系统
1、建井期间地面已建有压缩机站一座,内装设2台20m³空压机,采用Φ108×6m钢管做压风管,由地面风机房顺井筒送入井下工作面,压风机工作风压0.8MPa。
2、供风管路必须与工作面同步延伸,及时敷设,不准滞后,距巷道迎头距离不超过30m。
表5.3主要耗风设备统计
序号
名称
规格
耗风量
使用台数
1
风钻
YT-28凿岩机
3.5m³/min
20
2
风泵
BQF-Ⅳ
1.5m³/min
4
3
风镐
G10
1.2m³/min
8
4
喷浆机
HPV
8m³/min
8
二期工程施工时,根据实际用风量的多少,确定空压机的运转台数。
除去正常运转外应加强检修,以便备用。
压风管利用凿井期间在井筒内已敷设的φ108×6压风管。
其井筒接出马头门的风管仍选用φ159×4.5压风管。
第四节供水系统
1、地面生活用水
采用现有供水系统进行供水。
2、井下生产用水
建设单位将水源接至水池,我单位敷设供水管路至副井井口,然后由地面经供水管路供给,井筒中采用两趟Φ159mm无缝钢管,在井底位置经三通分水后引向各工作面,供水管在巷道中均使用φ57无缝钢管。
第五节通讯、信号、照明
一、通讯
1、地面通讯
地面采用固定电话、手机及宽带与外界联系。
内部采用程控电话联系。
2、井下通讯
在现场安装程控电话,用于井上下及井下联系。
井下变电所、泵房、调度绞车硐室以及各工作面等安装防爆电话。
二、信号
副井临时改绞后安装一趟BSYV-75-5型电视监控电缆,实现井上下电视监控。
通讯、信号系统选用KXT19型PLC通讯、信号装置一套。
安装一根HUYV10×2×0.8通讯、井筒中通讯、信号及电视监控电缆。
井下调度绞车采用声光信号系统,信号电缆各选用KVV—5002×1.5型电缆,同时在信号房设专用防爆电话。
地面绞车采用声光信号系统,在井口信号房与绞车房之间设独立声光信号系统,同时设直通电话,供井口信号工与绞车司机直接通话。
三、照明
井下照明采用ZBX-2.5W型照明综保,照明灯采用防爆白炽灯。
提升系统设DVR0804LB型电视监控装置一套、井口、马头门、提升机房各安设摄像头,井口调度室及提升机房设电视监控器。
第六节供电系统
一、供电方案
副立井井底车场及主、副井联络巷动力电源取自地面变电所,喷浆机、刮板输送机均采用660V电源供电,监测监控设备的供电电源来自地面变电所馈电开关电源侧,控制该馈电开关。
二、主要负荷统计
照明信号综保2.5KW1台,5.5KW喷浆机1台,40KW刮板输送机一部。
三、变压器容量计算
变压器所带负荷∑
Pe=2.5+5.5+40=48KW
取需用系数Kx=0.6,平均功率因数CoSΦ为0.7
根据公式S=0.6×48÷0.7≈42KVA<100KVA
根据计算,干变KBSG—100/6/0.69满足负荷要求。
第七节运输系统
一、出渣系统
工作面矸石采用人工出货至手推车,运送至副立井马头门,经吊桶提升至地面。
二、运料系统
井下所需设备、材料等装入吊桶内,由副立井吊桶运送至马头门,然后运至掘进工作面,其具体路线为:
地面→副立井→马头门→物料码放地点。
第八节综合防尘系统
1、巷道内供水管路每隔100m设一闸阀,每隔50m设一“三通”,并接一条长30m的高压胶管,用于冲洗巷道。
2、距迎头50m范围内,设置两道净化水幕,并能封闭巷道全断面,爆破前开启。
3、巷道内作业人员要坚持佩戴防尘口罩。
4、距工作面30m范围内的巷道要每班清洗一次,保持巷道内无积尘。
第九节综合防火系统
1、工作面坚持使用不延燃电缆、阻燃风筒。
2、距迎头100m处安全地点应配备两个灭火器和一个沙箱,由专人管理。
3、井下硐室内严禁存放汽油、煤油,不使用的棉纱、润滑油应保存在盖严的铁桶内。
4、电器设备着火时,必须首先切断电源,切断电源前,只准使用不导电的灭火器灭火。
5、做好个人保护,凡下井人员必须携带隔离式自救器。
6、井下人员严禁穿化纤衣服。
第六章施工安全技术措施
第一节顶板管理安全技术措施
1、坚持执行“敲帮问顶”制度。
施工前,副队长、班组长、爆破工要对迎头通路仔细检查,对通路上所有松动的危岩活矸及时找掉,确保退路巷道支护良好、道路畅通方可进入工作。
2、敲帮问顶必须由外向里进行,找顶帮时,工作人员必须站在安全地点,以免岩石掉落伤人。
3、接班后进行工作前如:
打眼前、装药前,放炮后、打锚杆眼前、装岩前、喷浆前都要仔细检查顶板,工作中间要进行专盯及时发现危岩活矸,及时处理和支护,然后再进行正常工作。
4、对因刷帮、挑顶等施工造成的支护失效的锚杆,要重新补打锚杆、喷浆。
对地质构造带、围岩破碎或跨度较大的地方应缩小锚杆间排距或经建设、监理单位同意后更改为其它支护形式。
5、严禁空顶作业,掘进后要及时进行临时支护。
6、如遇断层或节理发育地带,可加强支护,确保顶板岩层、片帮岩层等的稳定,保证安全施工。
第二节打眼安全技术措施
1、打眼工必须熟悉掌握规程中炮眼的数目、深度、角度、并严格按照布置进行打眼。
2、打眼前对迎头要进行仔细检查,支护是否完整有效,迎头有无瞎炮、残炮,由瓦斯检查工检查瓦斯浓度是否超限。
3、所有使用的管路(风管、水管)要扎紧,连接好,风、水管路接风、水前应开风、水冲净管中的杂物,开风、水时,严禁管口对人。
4、点眼前,必须找净点眼处的浮矸,以防止矸石顺钎滑落伤人。
开眼后,点眼工应及时撤到钻机后侧,防止断钎伤人并协助打眼工掌握好打眼角度。
5、为防止断钎伤人,应做到如下两点:
a、不使用有质量问题的钎子,如钎子弯曲,有裂纹等,视钎子使用情况要及时更换,避免钎子疲劳损伤而断裂。
b、操作时应做到钎子、钻、气腿在同一垂直面上,升降阀要调至合适的角度,钎子要保持始终在炮眼中的位置旋转,给水适中,以岩粉稀糊状流出为宜,打眼工应站在气腿左侧,不准蹬钻、骑钻操作。
6、多台钻同时作业时,避免拥挤忙乱,做到定机、定人、定位作业。
钻眼顺序自上向下移动,上、下作业时风钻不得在同一垂面上,应相互错开位置。
7、夹钎后,应反复开风水冲洗异物,仍无法转动时应将风钻卸下,用板手卡住钎子,来回转动后,拔出钻杆。
8、打眼工、把钎工应扎紧衣袖、以防止钎子缠绕伤人。
9、严禁干打眼。
第三节爆破工及火药管理
1、爆破工应由有两年以上工龄,并取得合格证的人员担任、持证上岗。
爆破工必须熟悉本规程所要求使用的炸药、雷管的种类和用法,严格按照爆破说明书爆破。
2、爆破工严格执行火药领退制度,上班后领取本班所需的炸药、雷管,并分箱加锁保管,雷管必须由爆破工亲自运送。
炸药由爆破工或在爆破工监护之下由熟悉《煤矿安全规程》有关规定的工人运送。
3、装配引药时要用竹签或木棍将雷管钎入药卷中、从成束雷管抽取单支雷管时不得硬拽。
做好的引药要将雷管的末端扭接成短路,装配引药以当班所需量为准,并将引药放在单独的木箱内,加锁保管。
4、装药前必须用扫眼器,扫清炮眼中的杂物,然后再用木质炮棍将药卷送入,炮眼中的药卷必须接实,装药后电雷管的脚线应悬空并扭接成短路,严禁放炮母线与带电导体接触。
5、脚线的连接工作可由经过培训的班长协助爆破工连接,但放炮母线与脚线的连接、检查工作必须由爆破工一人执行。
6、放炮前必须将放炮母线放至安全地点;严格执行“自装、自联、自放”的放炮原则。
8、煤巷中严禁反向装药。
9、放炮距离直巷不少于150m,有拐弯或安全硐时不少于75m,且有掩体,放炮及警戒人员必须撤到放炮距离之外的安全地点。
10、放炮前先检查放炮地点附近20m范围内的瓦斯浓度,当瓦斯浓度小于1%时方可放炮,否则严禁放炮。
11、装药前和放炮前有下列情况之一的,严禁装药、爆破:
a、掘进工作面的控顶距离不符合作业规程的规定,支架有损坏或者伞檐超过规定的。
b、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%。
c、在爆破地点20m以内的巷道内,矿车,未清除的煤、矸或其它物体堵塞巷道断面1/3以上。
d、炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况。
e、掘进工作面风量不足。
11、放炮前,班组长必须亲自布置人员在所有可能进入放炮地点的通道内设岗警戒,警戒人员不得同时兼任其它工作,不准打盹睡觉,不准脱岗,未经撤岗通知,严禁撤岗。
12、爆破工必须最后撤出迎头或放炮地点,并随撤随悬挂放炮母线,放炮器钥匙由爆破工随身携带,不得转交他人,只有放炮通电时,钥匙方可插入放炮器,放炮完毕后,将放炮母线扭接成短路。
13、爆破工接到放炮命令后,必须发出警告,并至少等5秒钟后方可放炮。
14、当班装药的炮眼当班放完,在特殊情况下留下来未放的装药炮眼,爆破工当场给下班爆破工交待清楚。
15、迎头出现瞎炮,由爆破工进行处理,处理按《煤矿安全规程》第342条执行,当班处理不完,爆破工应现场与下班爆破工交待清楚。
16、严格执行“一炮三检