1151采区设计.docx
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1151采区设计
第一章设计依据
一、《大竹县新桥红星煤矿关于+160水平1151工作面采区的请示》附件一
二、《大竹县新桥红星煤矿关于+160水平1151工作面采区批复》附件
三、《+160水平1150工作面地质说明书》附件三
第二章采区概况
2·1工作面位置及井上下关系
+160米水平1151回采工作面（以下称为1151号回采工作面）位于+160米水平，标高为+160米～+234米；采区走向长300米，倾斜长170米，采区布置在+160米水平八字口以南200米～500米；采区上方为+234运输大巷（标高+234米），现做+160米水平回风用；采区下方为+160水平运输大巷（标高+160米），采区北面为+160水平南1号回采工作面（现已接近尾声），采区以南为南5号回采工作面准备采区。
回采工作面距地面最大距离为267米，最小距离221米，经我们矿地测部门对以往采空回区进行的地面沉降观测成果来看，回采工作对地表地形无影响，我矿为两面两采两掘（全水平分为南北两面，每一面有一个回采工作面和一个掘进工作面），1151回采工作面工作对南翼其他工作无影响。
回采工作对地表无影响。
2·2工作面煤层与瓦斯
在煤（岩）层呈单斜构造，走向北10～200E，倾角10-500，北陡南缓，无大的断裂、褶皱，构造简单。
煤层结构复杂总厚度1.07m～2m，一般1.6m，由5个分层构成，坚固性系数（f=2～4）。
煤层可采厚度1.0m，倾角23～260平均倾角240，采区内稳定均可采。
瓦斯涌出量经2009年瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量2.13m3/t,且绝对瓦斯涌出量为11.65m3/min，等级为低瓦斯矿低瓦斯工作面、瓦斯无突出倾向、煤层无自然发火倾向。
煤质颜色为黑色、条痕色为褐黑～黑色，煤岩组分以暗煤为主，夹少量亮煤及暗煤条带，沥青光泽，参差状断口，条带状结构，层状构造。
属半暗型煤。
经重庆煤炭研究鉴定我矿煤样无煤尘自燃及爆炸性。
根据169地质队1971年11月提交的《华蓥山煤田黑水河井田补充地质勘探报告》所采煤化验资料及矿山提供的化验资料，其煤质指标见下表：
煤质主要指标化验成果表
项目
煤层
Ad
（%）
Vdaf
（%）
St.d
（%）
Y
（mm）
G
（%）
Qnet.ar
（MJ/kg）
分类
五大连
23.01
26.05
0.64
13
65
28.34
1/3JM
根据上述煤质指标：
三夹连煤层属中灰、低硫分、高热值煤（1/3JM）数码35。
2·3煤层顶底板
顶板岩石由补1、观1钻孔资料及上水平情况看，南翼直接顶0.3—0.9米砂质泥岩，老顶为80米粗砂岩，顶板岩性：
为灰～浅灰色细粒砂岩。
底板岩性：
以灰、深灰色泥岩、炭质泥岩为主,局部为灰色粉砂岩
按照《缓倾斜煤层采煤工作面顶板分类》MT554一1996，查得直接顶为2类顶板，中等稳定。
2·4地质构造
2·4·1矿区地质概况
区内出露地层由老到新为三叠系中统雷口坡组（T2L）、三叠系上统须家河组（T3xj）、侏罗系下统珍珠冲组（T1ZH）、侏罗系中、下统自流井组（J1-2Z）、侏罗系中统新田沟组（J2X）、沙溪庙组（J2S）。
含煤地层为三叠上统须家河组（T3xj）。
根据区域地质资料，本组划分为七个段，其中一、三、五、七段（T3xj1、T3xj3、T3xj5、T3xj7）为含煤段，主要岩性为深灰色泥岩，夹粉砂岩，并有厚度不等的细～中粒砂岩，含煤层、煤线；二、四、六段（T3xj2、T3xj4、T3xj6）为砂岩段，岩性为灰色厚层状细～中粒砂岩，偶夹不稳定的泥岩透镜体，局部见砾石。
矿井开采煤层五大连位于须家河组第五段（T3xj5，俗称中煤组）。
第五段（T3xj5）一般厚75m，该段按岩性组合等特征可细分为五个亚段，即T3xj5-1～T3xj5-5，其中T3xj5-1、T3xj5-3、T3xj5-5三个亚段主要为深灰色泥岩、泥质粉砂岩与粉砂质泥岩；T3xj5-2、T3xj5-4为灰色中厚层状细～中粒砂岩。
本段上部T3xj5-3含区内可采煤层五大连煤层。
2·4·2采区地质
A、地质构造及水文情况。
本采区地质构造简单，从北1号和北三号回风上山看无断层，岩层正常，无老塘水，裂隙水，溶洞水。
B、顶，底板岩层情况。
从补3和CK—11钻孔资料及一、二、三水平石门揭穿岩层的实测资料来看，顶板为70—90m粗砂岩，F系数4—6，伪顶是安全管理的重点。
底板稳定、无低鼓现象。
C、岩、煤情况。
煤分为三层，即底板碳、腰连碳、二号棚碳、底板碳0.10m—0.4m厚，腰连碳厚0.25m左右、二号棚碳0.2m左右。
矸石分为黑壳子绵泥、寸脚荒、黄太壳、马尾土、白土、棚壳子、共厚0.95m左右，该巷道为了提高进度，加快揭穿回风上山时间，确定
一次成巷、装矸混装出井。
D、瓦斯等级、煤尘及自然发火性情况。
从建矿开采五大连来看，没有出现过瓦斯灾害，根据达州煤检局鉴定属于低瓦斯矿井。
2·5水文地质
2·5·1矿区水文概况
矿区及四周为低山丘陵，海拔标高一般在+440m～+855m之间，平硐井口标高+377m，明斜井井口标高+378m。
华蓥山位于矿田西部，与本井田关系不甚密切，井田内无大的河流，但小溪较多，每条小溪均从分水岭开始沿倾向横切整个煤系地层注入庙坝河中，最大流量24.54kg/s，最小9m3/s。
出露地层最老为三迭系雷口坡石灰岩，最新为重庆统，标高范围+963.62m～+370m。
地势西高东低，地形坡度等于或小于地层倾角，为单斜山，逆向多呈悬岩徒壁，上三迭统为中低山，自流井及重庆统为丘陵地形。
矿区属亚热带湿润季风气候，气候温暖。
年平均气温16～18℃，无霜期300天左右，年最大降雨量1160.0mm，月最大降雨量492mm，日最大降雨量187.7mm。
区内无大的地表水体，仅有四条常年性的横向溪沟，均发源于三迭系嘉陵江地形。
向东流切割侏罗系地层，注入庙坝河，在上三迭统地段沟谷狭窄，呈现“V”字形。
在自流井及重庆统地段沟谷狭窄，一般呈“U”字形，溪沟水量受大气降雨控制。
2·5·2采区水文概况
采区被无固定水源，涌水形式为渗透形式涌水量小，采取范围内无老空水，裂隙水迹象，无其他补给源。
根据上个水平即+234水平运输大巷先为该采区回风大巷，巷道内积水由水沟引流至+234水平水仓，再由水泵排出到地面。
对本采区作业无影响。
2·6采区储量估算
矿区内五大连煤层基本稳定，倾角小于60°，因此采用平面投影地质块段法估算煤炭资源/储量。
底板等高线及资源/储量估算图是利用矿山企业提供的井下工程资料和本次实测井巷、地表调查资料，通过室内综合分析，最后采用计算机MAPJIS软件数字化处理制作而成，成图比例尺为1:
5000。
块段资源储量（可采储量）估算公式为：
Q=S·H·D/cosa·10000
式中：
Q—资源储量（万吨）
S—平面投影面积（m2）[48600m2]
H—煤层平均厚度（m）[平均1.0米]
D—煤层容重（t/m3）[五大连平均1.35]
a—块段平均倾角（°）[南面取260]
由上式可以得出Q=7.3万吨。
该采区只布置一个工作面，服务年限为10个月。
第三章采区设计
3·1准备方式
3·1·1采区概况
A、在煤（岩）层呈单斜构造，走向北10～200E，倾角10-500，北陡南缓，无大的断裂、褶皱，构造简单。
煤层结构复杂总厚度1.07m～2m，一般1.6m，由5个分层构成，坚固性系数（f=2～4）。
煤层可采厚度1.0m，倾角23～260平均倾角240，采区内稳定均可采。
B、煤分为三层，即底板碳、腰连碳、二号棚碳、底板碳0.10m—0.4m厚，腰连碳厚0.25m左右、二号棚碳0.2m左右。
矸石分为黑壳子绵泥、寸脚荒、黄太壳、马尾土、白土、棚壳子、共厚0.95m左右，该巷道为了提高进度，加快揭穿回风上山时间，确定一次成巷、装矸混装出井。
顶板岩性：
为灰～浅灰色细粒砂岩。
底板岩性：
以灰、深灰色泥岩、炭质泥岩为主,局部为灰色粉砂岩
C、瓦斯等级、煤尘及自然发火性情况。
从40年代至90年代开采五大连来看，没有出现过瓦斯灾害，根据达州煤检局2009年鉴定属于低瓦斯矿井。
3·1·2工作面划分
该采煤工作面利用南3号回风上山和1151回风上山作为采区边界，按照区域后退式采煤，该段欲设巷道有采区运输大巷（+160运输大巷已完成）、采区回风大巷（+234水平运输大巷兼做材料运输大巷）、材料上山以及配风巷，该工作面命名为1151号回采工作面。
工作面预设巷道大样
南3号上山和1151回风上山均沿煤层掘进，已煤层顶板为顶板，底板为底板，1151上山开切眼在南运输大巷八字口以南200米，南3号上山开切眼在南运输大巷八字口以南450米，双巷同时掘进，预计巷道施工时间30天。
巷道掘进煤电钻打眼，采用楔形掏槽，使用矿用炸药分段爆破。
利用搪瓷溜槽运输煤矸到巷道下出口。
巷道通风采用5.5KW局扇送风，局扇安装地点在开切眼以外15米。
3·2回采工艺
3·2·1采煤方法确定
采区平均倾角280，工作面斜长140米，为贯彻执行国家加快建设高产、高效矿井进程，本采区采用走向长壁式，由于采区下部约有60米倾角较缓，工作面原煤运输采用刮板运输机，工作面支护采用单体液压支护。
根据北走向长壁式工作面原煤质量控制难度大的现状，南面采煤加装截煤机，进行底板掏槽，放幺连煤的做法以控制原煤质量。
工艺流程包括：
截煤机掏槽、打眼、装药联线、警戒放炮、启爆间隔30分钟且瓦斯不超限可进行安全检查、排险支护、选矸装煤、放顶煤、回柱。
工作面采用截煤机底板掏槽，MZ-12型电煤钻在幺连打眼，眼距0.8米，眼深1米，水平角度800-850，垂直角度30-80，每眼正向装药0.2KG，水炮泥长度0.7米，炮眼与倾向平行，距离棉泥0.3米，串联放炮，每次起爆20眼。
工作面攉煤上部为人工攉煤并选矸，通过搪瓷溜槽自溜到采区区段平巷的刮板运输机，运输到采区下部临时煤仓装车经运输系统运输到地面。
工作面平均采高1.6米，顶板中等稳定，节理较发育。
3·2·2支护选型
A顶板下沉量计算：
SL=G·M·L
G——下沉系数，倾斜煤层为0.04-0.05，取0.05；
M——采高取1.6米；
L——控顶距最大3.2米
SL=0.05×1.6×3.2=0.256米。
B直接顶载荷：
Q1=∑h·L·r
∑h——直接顶厚度，（0.3—0.9）m
L——悬顶距离，4.5m
r——岩石重量，砂岩取22KN/M3；
Q1=0.9×4.5×22=89.1KN
C老顶载荷：
P=（4-8）·M·r
M——采高1.6米；
r——砂岩取22KN/M3；
P=7.5×1.6×22=264KN。
选用DW20-300/100型外注式液压支柱，起最大高度2米，最小高度1.24米，额定阻力300KN。
工作面采用3-5排控顶，沿倾斜方向4排支柱，柱距0.8米，排距0.8米。
3·2·3顶板管理和支护措施
顶板管理方式采用强制切顶，全部跨落法充填管理顶板，进入工作面后必须执行敲帮问顶制度，检查支柱支护情况，确保安全后开始打眼放炮作业，放炮后必须及时清理煤壁散檐和松散煤矸，作好顶板支护，才能进如下一道工序。
工作面支护要打成直线、其偏差不的超过±100m，柱距不大于±100m，排距不大于±100m。
支柱全部使用金属铰接顶梁。
上下出口的支护采用双排金属摩擦支护，净高不低于1.8米。
工作面回柱、放顶严格按照规程操作。
回柱时必须两人操作，一人回柱，一人观察顶板情况，必要时可用木支柱替换回柱；放顶时采用密集支柱切顶，必要时打炮强制切顶。
工作面矿压观测，装面和初放期间，支柱必须每一根都要监控，正常回采期间，第一派支柱（及密集切顶支柱）监控率不少于30%，第2、3排不低于10%。
有重点选择监控地点，发现达不到要求及时补液。
周期来压及顶板破碎时的管理措施。
采煤工作面初次、周期来压时，必须认真作好观察记录，确定初次来压、周期来压，加固支护。
来压明显时，工作面压力加大，煤壁片邦严重事，立即停止作业撤除人员，待矿压稳定后，另行指定措施执行。
工作面破碎和特殊构造地质条件时，根据现场情况指定措施。
采区支护：
采用金属摩擦支柱支护，工作面采用3、5排控顶，见4回1，支护按照0.8米方格网布设。
支柱支护净高不小于1.8米。
最大控顶距不大于1.3米，最小控顶距不小于0.3米。
巷道临时支护方式：
临时支护的布置方式和永久支护形式一样，支护材料采用木支护，最大控顶距为不大于1.3米，最小控顶距不小于0.3米，临时支护和永久性支护更换采用替换发更换。
巷道矿压观测，利用两巷成巷的观测基点，并视情况增加观测点，在回风巷、运输大巷距离开切眼60米建立测区，并间隔20米建立一个测区，总测区不少于5个。
观测时间为观测老顶初次来压，周期来压。
支护观测为整个生产周期。
3·2·4爆破作业
一、爆破条件：
破煤断面按照采高全高破煤，直式掏槽，循环进度1米，炸药采用三级煤矿许用安全炸药，1-5段毫秒延期雷管。
放炮警戒：
严格按照一炮三检制度，在放炮时班组长，安全员和瓦斯检查员一道进行三人连锁放炮，在有放炮影响地段进行站岗。
炮眼布置图
爆破说明表
炮眼名称
顶眼
炮眼名称
顶眼
眼深（m）
1.0
炮
眼
角
度
（°）
水平
左
80
眼距（m）
1.0
抵搞线（m）
1.5
坚直
仰
3
封泥长度（m）
0.7
水炮泥数（个）
9
装
药
量
眼数（个）
180
雷管段数
3
眼装药量（KG）
0.2
雷管数量
1
总装药量（KG）
36
联线方式
20眼串联
第四章采区供电设计
4·1矿井机电概况
矿井供电为双回路双电源供电专线供电，备有500KW柴油发电机组。
电源都接至地面变电所，在变压后送到井下变电所，再分送到各用电地点。
矿井主要用电有提升绞车、地面其他用电、井下人车供电、井下排水用电和采区用电，本设计只对采区供电进行说明。
4·2采区机电设备选型
根据采区机械类型分别选择电缆。
采区主供电线选择MY-0.6/13×70+1×35型铜芯凯装电缆，由水平变电所到采区固定铺设。
采区支供电线采区13KW刮板运输机采用MZ-0.3/0.53×6+1×4型矿用橡套电缆，三芯动力，一芯接地；电煤钻采用MZ-0.3/0.53×6+1×4行矿用橡套电缆；液压泵站供电电缆采用MY-0.6/1，3×6+1×6矿用橡胶电缆，+160水平回风大巷（沿+234运输大巷，也是采区回风大巷）铺设；截煤机电缆采用MY-0.6/1，3×6+1×6矿用橡胶电缆，沿+160水平回风大巷铺设。
4·3采区机电容量验算
采区负荷统计表
序号
名称
容量
电压
额定电流
台数
1
刮板运输机
13
660
14
3
2
煤电钻
1.5
127
3
3
截煤机
22
660
1
采区主干线铺设MY-0.6/13×70+1×35型铜芯凯装电缆允许通过电流为122.5A>I采。
4·4采区开关选择
采区干线开关选择BZZ-4低压馈电开关与检漏继电器配合，支线开关：
刮板运输机采用QBZ-80真空磁力启动器，煤电钻采用综合保护。
根据采煤方法确定采区机电设备有单体液压支柱及配套液压泵站、截煤机和刮板运输机。
根据煤层赋存条件：
采高为1.6米、顶板最大压力确定选用QW20-300/100型单体液压支柱。
截煤机选择广安攀登矿山机器厂的截煤机，截煤机参数为：
割煤牵引速度最大0.8米/分、电动机功率22KW、割缝宽度0.09米-0.11米，割缝深度0.9米-1米。
根据以上参数计算每循环落煤总数为195吨，由此选择刮板运输机型号为SGD280/11型，主要参数出厂长度60米、电动机型号YBS-11、功率7.5KW。
第五章采区运输系统设计
根据采区可采储量和服务年限，该采取日平均产煤220吨。
采区运输打巷轻轨选用15KG轻轨，采用CCG11/600-2.5型柴油防爆机车运输，一次运输20辆，采区选用矿车50辆，型号为MG1.1-6A。
采区材料运输通过上水平运输大巷也是该水平回风大巷运输到采区上出口，材料车2辆。
工作面原煤通过SGD280/11型刮板运输机运输到采区下部的临时煤仓储煤，通过柴油防爆机车运输至该水平车场。
第六章采区通风设计
6·1矿井通风概况
瓦斯涌出量经2009年瓦斯等级鉴定为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量6.93m3/t,且绝对瓦斯涌出量为31.65m3/min，等级为低瓦斯矿低瓦斯工作面、瓦斯无突出倾向、煤层无自然发火倾向。
矿井采用中央并列式抽出式通风，矿井装备风机有BK60-NO10.22KW（技改后使用55KW）型风机两台，矿井采用主斜井进风，经过+160水平大巷送达各用风地点，采用+234水平做+160水平工作面回风大巷，经回风上山到主回风平硐抽出至地面。
6·2采区通风设施选型
该采煤工作面总作业人数50人，同一时段最大人数为21人，采区通风标准按照该时段通风能力设计和装药量计算，取较大的一个值施工。
按同一时间最大人员数量计算：
Q=21×4×1.2=100.2m3/min
采煤工作面瓦斯绝对涌出量稀释需风量计算：
Q=100×M×Kc
M——采区瓦斯绝对涌出量，取0.85m3/min；
Kc——瓦斯涌出量不均衡系数，取1.5。
Q=100×0.85×1.5=127m3/min
该采区炮眼布置为单排，布置在幺联中，放炮采区放小炮（20个炮眼放1次）的方式进行，按照装药量计算：
Q=20×0.2×25=100m3/min
取最大值230m3/min进行采区配风。
风速验算：
V采=Q采÷S采÷60
V采=214÷（1.6×4.5）÷60=0.49m3/min
经验算风速符合《煤矿安全规程》规定的采煤工作面风速必须大于0.25m/s，同时必须小于4m/s。
风量对瓦斯涌出量稀释达到规程规定要求。
该矿现有主扇为BK60-NO10.22KW型风机、FBLCZ-NO9.22KW型风机和BKY6型风机各两台，矿井主回风量1100m3/min，南翼进风476m3/min，掘进局扇为5.5KW型最大吸风量为180m3/min，故采区自然通风流量大于214m3/min。
按照矿井应急预案，工作面另外设置空压机通风管道，空压机安设在地面通过直径10厘米管道输送到各用风地点，采区只需要在该工作面下部运输大巷的压风管路上开口并将管线接至工作面作为应急通风方式即可。
第七章劳动组织和主要技术经济指标
7·1劳动组织
采用“三八”制度作业形式，有打眼爆破班（含爆破工）、回柱班、攉煤班、运输班、电工、瓦检工、工长。
序号
工种
一班
二班
三班
合计
1
截煤机司机
2
-
-
2
2
运输机司机
-
-
2
2
3
攉煤工
-
-
16
16
4
液压泵站司机
1
-
-
1
5
回柱工
12
-
-
12
6
电工
1
1
1
3
7
瓦检工
1
1
1
3
8
打眼眼爆破工
3
-
-
3
9
班组长（兼）
1
1
1
3
10
检修工
1
1
2
11
安全员
1
1
1
3
总计
21
4
21
50
7·2主要经济技术指标表
主要经济技术指标见下表
序号
名称
单位
数量
1
工作面长度
m
140
2
走向长度
m
200
3
全煤厚
m
1.25
4
容重
t/m3
1.35
5
工业储量
KT
94.7
6
可采储量
KT
87.5
7
循环产量
t
220
8
日循环个数
个
1
9
日产量
t
200
10
日循环进尺
m
1
11
日出勤
人
50
12
雷管消耗
个/KT
180
13
炸药
Kg/kt
36
第八章工作面一通三防
8·1巷道管线布置
一、工作面防尘水管安设在运输大巷50米一个防尘喷头，巷道200米布置一个隔爆水袋带，防尘喷头安置在水沟一侧距巷道壁不大于10公分，喷头喷出形状应覆盖巷道全断面，隔爆水袋安设位置应不低于1.8米。
二、掘进动力电缆通讯监测监控线路均布设在水沟一侧用专用线缆挂钩固定，防止挂钩脱落。
三、风筒悬挂高度不低于1.8米，在水沟一侧，风筒不得悬挂在电缆、通讯线及监控线等线缆上，必须使用专用风筒悬挂线。
8·2采煤工作面压风
一、工作面压风源有+160水平车场和地面空压机两个压风源，工作面无用风设备，主要用于紧急情况下人员工作面环境改善。
采用地面压风时，压风接入点在+160水平车场，压风管路长度800米，矿井压风管线统一采用50mm管型,铺设路线采用沿斜井和运输大巷。
压风设备和用风设备表
设备名称
型号
风压（Pa）
台数（台）
风量（m3/min）
压风机
V-6/7
0.7
2
6
8·3瓦斯防治
本矿经地方鉴定机构鉴定属于低瓦斯矿井，没有设置瓦斯抽放设备，对于本采区瓦斯防治部分只对采区工作面回风侧、冒角处等瓦斯易积聚地区进行瓦斯监测和检查。
对检查结果严格按照《规程》中第二章第二节相关规定执行相关操作。
8·4综合防尘
采区运用煤电钻大眼，采用湿式打眼，打眼完毕后用水冲洗炮眼和煤帮，炮眼先填充水炮泥在填充一般黄泥以起到防尘作用，放炮后通风30分钟，排除炮烟净化风流后再进入下个工序作业，作业人员必须佩戴个体防护用品。
装煤点装煤时喷雾撒水降尘，巷道中的防尘水幕也同时开启。
此外个作业工序中其他需要防尘处理的地方也应按照本节规定作业。
附：
防尘系统示意图
8·5防灭火
本矿经鉴定煤层无自燃发火倾向，作业中主要预防机械设备过流发热，器具与煤岩钻爆发火等方面，各机电硐室、避难硐室配备防灭火器材。
另外高压水管在工作面开切眼位置设置一个三通，以备需要的时候开启，井下柴油机车用油必须装入严实的铁桶内，，地面库管人员针对机车情况按量发放柴油。
剩余的柴油不的存放在井下，不得贪图方便将剩余柴油泼洒在井巷或硐室内，井下风动工具的清洗应带到地面，尽量避免在井下清洗；工作面的消防材料库于整个200水平消防材料统一调配。
8·6安全监控
该工作面装备具有自动检测报警断电的甲烷传感器，安装位置在进风巷和回风巷以及装煤点，相应作业人员配备便携式甲烷报警仪，各甲烷传感器及便携式甲烷报警仪按照相应作业区域，作业地点设置相应的报警浓度、断电浓度和复电浓度。
便携式甲烷报警仪设置相应的报警浓度。
工作面甲烷传感器报警浓度、断电浓度和复电浓度按照《规程》第136条和138条规定，采煤工作面甲烷传感器的报警浓度≥1.0，断电浓度≥1.5，复电浓度<1.0，断电范围是2002采煤工作面所有非本质安全型的电气设备；采煤工作面回风巷报警浓度≥1.5，断电浓度≥1.5，复电浓度<1.5，断电范围是工作面及回风巷中所有非本质安全型的电气设备，浓度掘进工作面瓦斯浓度控制规定，安设瓦斯监控系统，说明设置瓦斯报警浓度和断电浓度及断电范围，瓦斯探头安设地点及放炮期间对瓦斯探头的保护等措施。
第九章安全技术措施
9·1一般规定
（1）、施工前，由工程技术人员向施工区域内所有作业人员贯彻学习本作业规程，并经签字考核合格后方能上岗作业。
（2）、区域内所有特殊工种作
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