一采区回风石门揭煤专项设计.docx
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一采区回风石门揭煤专项设计
云南省曲靖狮子山煤矿
一采区回风石门揭煤专项防突设计
编制日期：
二0一二年十一月三日
审批记录
公司经理：
公司总工程师：
公司安全管理部：
公司生产技术部：
会审记录
矿长：
工程师：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长：
机电科长：
调度主任：
安全科长：
技术科长：
防突队长：
通风科长：
会审意见：
九、避灾路线33
一采区回风石门揭煤专项防突设计
一、工程概况
（一）巷道开门位置为一采区人行上山1893水平变平处向05回风上山6.4m，沿方位273º13'23"倾角3‰掘进15m后，将方位转至311º34'40"倾角3‰掘进183.22m后停止掘进。
自+1854m水平掘一轨道上山与此巷进行贯穿，从而形成通风系统。
从16煤掘至7煤，此巷为穿层石门，预计此巷将揭煤6至8层。
在掘进过程中严格执行“有掘必探，先探后掘”的原则。
此巷地质条件简单。
（二）2010年9月，狮子山煤矿委托昆明煤炭科学研究所对煤层瓦斯参数进行了测定，鉴定结果见表1。
表1 煤层瓦斯参数表
煤层编号
9-2煤
16煤
18煤
测压标高
m
+1818
+1860
+1860
测点埋深
m
155
95
111
煤层瓦斯压力
P
MPa
0.78
0.7
1.1
吸附常数
a
m3/t.r
32.576
29.652
31.900
b
MPa-1
0.381
0.382
0.408
煤的孔隙率
π
%
1.45
3.47
2.6
煤层瓦斯含量
X
m3/t
6.55
5.5
7.25
煤层透气性系数
λ
m2/MPa2.d
0.2052
4.1915
0.6124
钻孔瓦斯衰减系数
α
d-1
1.2040
0.5878
0.9163
煤的坚固性系数
f
0.37
0.28
0.15
煤的瓦斯放散初速度
△P
10.3
4.3
5.1
由于本矿地质报告及瓦斯参数实测报告所提供的煤层瓦斯含量资料不全，邻近矿井也没有瓦斯相关资料，除已有瓦斯参数的煤层外，其余煤层瓦斯参数本次设计按邻近煤层瓦斯参数进行选取。
由于地勘钻孔测定的瓦斯含量是可燃基瓦斯含量，应换算成原煤瓦斯含量；且因为受测定方法的限制，地质勘探钻孔所测瓦斯含量普遍偏低，一般都应对地勘钻孔所测瓦斯含量进行修正。
换算并修正后矿井各开采煤层瓦斯含量见表2。
表2煤层瓦斯含量修正结果表
煤层
煤层瓦斯含量（m3/t.r）
原煤灰份平均值（Ad）%
原煤水份/平均值（Mad）%
换算煤层原始瓦斯含量（m3/t）
修正系数
修正后煤层原始瓦斯含量（m3/t）
5煤
5.74
21.00%
0.70%
4.49
1.4
6.29
7煤
5.74
22.00%
0.70%
4.44
1.3
5.77
8煤
6.55
22.00%
0.60%
5.07
1.4
7.1
9-1煤
6.55
26.00%
0.70%
4.8
1.4
6.72
9-2煤
6.55
21.00%
0.80%
5.12
1.5
7.68
11煤
6.55
22.00%
0.40%
5.08
1.3
6.61
14煤
5.5
22.00%
0.60%
4.26
1.4
5.96
14+1煤
5.5
25.00%
0.80%
4.08
1.3
5.31
15煤
5.5
21.00%
0.60%
4.31
1.5
6.47
16煤
5.5
18.00%
0.60%
4.48
1.5
6.72
（三）一采区回风石门布置于16煤底板与7煤顶板之间。
岩层主要为浅灰、灰绿色粉砂岩夹细砂岩及粘土岩，16煤顶板为沙岩，14煤顶板为薄层状粉砂岩夹菱铁矿，12煤往往成对出现，其夹矸为灰白色粘土岩，煤层与岩层均不稳定，11煤下部有1-2层高岭石夹矸，高岭石色浅而晶粒粗，10煤顶板为黑色页岩具鲕粒结构，9煤顶板为菱铁矿岩与粉、细砂岩呈等间距等厚度互层，8煤顶板为粉砂岩、粉砂质泥岩，7煤主要围岩为沙岩、炭质页岩、泥岩、细砂岩等力学强度中等。
表3煤岩层柱状图
（四）一采区回风石门经16煤底板揭露16煤、15煤、14煤、11煤、92煤、91煤、8煤、7煤，各煤层之间间距详见表4
（五）巷道东北面为已掘一采区16煤人行上山和一采区回风上山，西南面为已回采完毕的111605回采工作面采空区周边巷道布置情况。
巷道为断面为半园拱，净高为2800mm，净宽为2800mm，掘进断面为7.0㎡。
采用锚杆、锚网支护形式。
断面须符合要求。
锚杆采用左旋无纵筋钢杆材，∮18mm，长为2000mm。
锚网的规格为2000mm×1000mm，锚网的搭接长度不得小于100mm。
锚网要求全断面铺设。
锚固剂选用CK、Z两种，锚固剂∮28mm长度为350mm，每个孔用两节，CK、Z各一节。
托板为正方形、规格为200×200mm，拱形托板。
锚杆的间距为800mm×800mm。
遇地质构造处，要加强支护，用锚索加固，锚索长度为6.3m,锚固长度为3m，每根锚索必须放锚固剂5至7条，锚索间距为2m，锚索必须用工字钢或槽钢进行连接，必须让所有的锚索成为一体。
锚索必须用托板紧固工字钢或槽钢。
巷道布置于穿层16煤至7煤之间。
累计长度约为198m。
附：
石门揭煤区域巷道布置图。
二、通风安全管理
（一）通风系统
1、新鲜风流：
地面→副井→一采区集中运输巷→一采区16煤人行上山→（局扇）→工作面；
2、泛风流：
工作面→一采区回风上山→一采区总回风平硐→风井→地面；
（二）在巷道施工前必须在一采区16煤人行上山施工2道厚度不小于0.8米的正反风门，并按照要求进行连锁，在风门上安装有防逆流铁风筒，风门上溜煤孔上方必须安装挡板，在放炮过程中必须将挡板放下。
（三）局部通风设置情况。
1、局部通风机设置
在一采区16煤人行上山口安装2台型号FBDNO5.6（2×11KW）局扇，其中一台工作，一台备用，风筒直径500㎜，并且能够自动切换，设专人管理。
2、局部通风管理
（1）、局部通风机必须实行“双风机、双电源”。
局部通风机必须使用专用变压器、专用开关、专用电缆，并具有瓦斯电、风电闭锁功能。
（2）、主斜井掘进工作面风筒必须吊挂平直，逢环必挂。
风筒必须双反边联接。
风筒出风口距迎头小于5米，确保迎头有足够的风量，风筒转弯处必须设铁弯头或骨架风筒，穿越风门处必须设铁风筒和防逆流装置。
（3）、当巷道出现风筒脱节时必须将所有的人员撤到压风自救硐室内。
由施工单位班长和安全员配合瓦斯检查员将风筒处理好后才能恢复工作。
（4）、严禁任何人随意停开局扇，若因检修或其他原因须停局扇时，必须编制停风安全技术措施并与工作面施工班长取得联系，将人员全部撤至主斜井压风自救硐室，并在设置警戒，切断工作面所有非本质安全型电气设备电源后方可停局扇。
如只停止主局扇运行时，必须立即将备用局扇开启。
（5）、严禁无计划停风、停电，若特殊原因无计划停电、停风时，按有计划停风时的要求撤人、设岗，并汇报调度室。
（6）、恢复通风前，必须先检查局部通风机及其开关附近10米范围内的瓦斯，只有当瓦斯浓度小于0.5％时方可人工开启局扇。
（7）、局扇停风后，向工作面送风前，必须由瓦斯员先在监控分站上察看工作面及回风巷的瓦斯，当CH4≧3℅时，不准送风，必须报技术负责人编制瓦斯排放措施，报矿总工程师批准，带班领导现场指导瓦斯检查员按瓦斯排放措施进行排放。
排放瓦斯时排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5℅.
（8）、任何人严禁破坏各种通风设施。
通风科每天安排人员对通风设施进行检查维护，进行通风隐患排查，做好通风调度值班工作记录。
3、局部通风机必须完善风电闭锁及瓦斯电闭锁。
瓦斯传感器的设置
T0：
设置在局部通风机处，报警值为≥0.5℅、断电值为≥0.5℅、、复电值为＜0.5℅；
T1：
设置在离迎头3-5米处，断电值≥1%，报警值≥1%，复电值＜1%
T2：
设置在距巷口10-15米处，断电值≥1%，报警值≥1%，复电值＜1%
附：
石门揭煤通风系统示意图、避灾线路图、监控系统示意图。
三、瓦斯防治设计
（一）、石门揭煤实施流程
石门距煤层最小法向距离10m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔，探明煤层位置、产状→在距离煤层最小法向距离7m采取区域防突措施，并进行效果检验，直到有效→在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m前用工作面预测方法进行区域验证（局部综合防突措施的工作面预测）→如果区域验证有突出危险，实施工作面防突措施，并进行工作面措施效果检验，直到措施有效→如果区域验证为无突出危险或采取工作面防突措施并经效果检验有效时，则采用前探孔边探边掘，直至到远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（最小法向距1.5m）→采用工作面预测的方法进行最后验证，若经验证仍为突出危险工作面时则再次实施工作面防突措施，直到验证为无突出危险工作面→在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层→如果首次揭煤的远距离爆破未能一次揭穿煤层，则继续按照揭煤的安全、技术措施“过煤门”，直到进入顶板2m以上→揭煤结束。
（二）揭煤区域防突措施
根据昆明煤炭科学研究所2010年9月提交的《云南省曲靖狮子山煤矿有限责任公司狮子山煤矿煤层瓦斯参数测定报告》，看，9-2、18煤层瓦斯压力均大于0.74MPa。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》和《煤矿安全规程》（2010版）规定：
煤层瓦斯压力达到或超过0.74MPa的，应当立即进行突出煤层鉴定；鉴定未完成前，应当按照突出煤层管理。
并严格执行“区域四位一体”和“局部四位一体”防突措施
Ⅰ、“局部四位一体”防突措施
1、工作面突出危险性预测
工作面预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测。
由工作面向煤层打3个直径42mm、孔深8的钻孔。
由于是底板揭煤巷，巷道顶板比正前先见煤，因此，设计预测钻孔平行于巷道顶板，并距顶板1.5m。
一个钻孔位于掘进巷道断面的中部，并平行于掘进方向，另两个钻孔在巷邦两侧各一个，其终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1或Δh2值。
如果所有实测的指标值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
表5钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性指标临界值
煤样
Δh2指标临界值/
Pa
K1指标临界值/
[mL·（g·min1/2）-1]
干煤样
200
0.5
湿煤样
160
0.4
揭煤工作面预测钻孔布置示意图见图1、2。
预测检验钻孔布置平面图图1
预测检验钻孔布置正面图图2
2、揭煤工作面防突措施
按照目前掌握的煤层产状，巷道转弯向前掘进10m后，巷道距煤层的最小法向距离为5m，采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
当进行区域验证为有突出危险时，采用补打密集抽采钻孔方式进行防突工作，即揭煤工作面防突措施。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第八十二条规定，在揭煤工作面采用预抽瓦斯防突措施，采用直径Φ90mm钻孔进行预抽煤层瓦斯，设计钻孔最小控制范围：
石门的两侧和上部轮廓线外5m，下部4m，共设计钻孔43个。
1～10#钻孔穿透煤层全厚。
为了使其达到预期的消突效果和均匀布置钻孔，在煤层倾向上沿煤层面5m设计1个钻孔，在煤层走向上沿煤层面2m设计1个钻孔，钻孔布置三视图如图3、4、5所示。
揭煤工作面防突措施钻孔布置剖面图图3
揭煤工作面防突措施钻孔布置平面图4
揭煤工作面防突措施钻孔布置正视图图5
3、效果检验
工作面效果检验方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行检验。
具体操作与揭煤工作面预测方法一致。
当经效果检验为无突出危险时，掘进；当经效果检验为有突出危险时，根据具体情况重复采取揭煤工作面防突措施。
Ⅱ、“区域四位一体”防突措施
1、确定安全岩柱厚度
在石门距煤层最小法向距离10m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔，探明煤层位置、产状，准确确定距采取区域防突措施的巷道掘进位置。
设计钻孔参数如表6。
孔号
孔径
倾角
方向角
预计见煤点
孔深
备注
1
Φ90mm
60
平行巷道中线
10m
12.5m
穿过煤层全厚0.5m
2
Φ90mm
0
平行巷道中线
23m
28.5m
穿过煤层全厚0.5m
钻孔布置图如图6。
图6超前探测钻孔布置示意图
根据实际见到的煤层顶底板钻孔长度，计算煤层倾角、煤层厚度，确定巷道与煤层的位置关系、煤层产状结构。
2、区域预测
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第三十八条第一款“经评估为有突出危险煤层的新建矿井建井期间，以及突出煤层经开拓前区域预测为突出危险区的新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业，必须采取区域综合防突措施并达到要求指标”的规定，在该处揭煤前，必须采取区域综合防突措施。
为了进一步判断揭煤区域的突出危险性，同时更多掌握矿井煤层瓦斯赋存相关参数，充分利用1#、2#前探钻孔，在前探钻孔进入煤层后，取煤样测定瓦斯含量，钻孔施工完毕后进行封孔测定瓦斯压力。
既探测了煤层位置、产状，又获取了煤层瓦斯参数，又相当于进行了一次区域突出危险性验证。
3、区域防突措施
在石门距煤层最小法向距离10m前探明煤层位置、产状后，确定巷道掘进至距煤层的最小法向距离7m的位置，严禁超掘。
按照目前掌握的煤层产状，巷道向前掘进6m后，巷道距煤层的最小法向距离为7m。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十九条第四款规定，打穿层钻孔进行预抽煤层瓦斯，设计钻孔最小控制范围：
石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，1～13#钻孔穿透煤层全厚，14、15#控制到巷道轮廓线外4m处，16#钻孔煤孔超前距15m。
为了均匀布置钻孔，在煤层倾向上沿煤层面5m设计1个钻孔，在煤层走向上沿煤层面4m设计1个钻孔，钻孔布置三视图如图7、8、9所示。
区域治理措施穿层钻孔剖面图图7
区域治理措施穿层钻孔平面图图8
区域治理措施穿层钻孔正视图图9
3、区域措施效果检验
根据区域防突措施抽采钻孔的抽采影响范围和抽采过程中测定的钻孔抽采参数计算区域瓦斯抽采率，当抽采率不小于30%或抽采时间不少于3个月时，进行区域措施效果检验。
根据《防突规定》第五十二条第二款规定，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验。
检验孔的布置如图10。
检验钻孔布置图图10
钻屑瓦斯解吸指标法检验石门揭煤工作面突出危险性的指标临界值如表7。
表7钻屑瓦斯解吸指标法指标临界值
煤样
Δh2指标临界值/Pa
K1指标临界值/[ml·（g·min1/2）-1]
干煤样
200
0.5
湿煤样
160
0.4
如经区域措施效果检验仍有煤与瓦斯突出危险，则在超指标的位置附近补打抽采钻孔，进行强化预抽，然后再进行效果检验，直至检验孔均在指标临界值以下，方可在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业，直至距煤层的最小法线距离5m，严禁超掘。
4、区域验证
在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m时，采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
根据《防突规定》第五十七条第一款和第七十一条第一款规定，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行验证。
如经过验证为无突出危险，则在边探边掘的措施下，掘进至法向距离煤层1.5m处，进行最后的验证（或揭煤工作面预测）；如果经过验证为有突出危险，则采用工作面防突措施进行消除突出危险。
四、石门揭煤方法
（一）揭煤方法
采用震动性爆破一次揭开煤层。
1、爆破安全措施：
（1）、躲避硐室为起爆点
（2）、站岗点的站岗人员必须在布岗位置拉上警戒绳，揭示警标，严禁任何人进入到警戒范围以内，只有待放炮结束并得到跟班安检员的通知，确认无任何危险后，方可撤岗放行。
（3）、当装药完毕后瓦检员检查工作面瓦斯情况，瓦斯符合规定后，由当班班长、安检员共同将井下所有人员全部撤至二采区躲避硐室，并设置岗哨，由安检员向矿调度室汇报撤人、停电、设岗情况，瓦检员汇报瓦斯情况，得到调度允许后，执行“三人连锁”放炮制度。
（4）、每次打眼时都必须用水泡泥将迎头的探放水钻孔和瓦斯抽放钻孔、效检孔封堵严实，封堵深度都必须大于炮眼深度的1.5倍。
（5）、作业点放炮必须一次性全断面爆破，严禁分次放炮。
（6）、炮眼布置及炸药、雷管消耗见炮眼布置图、爆破说明书。
（7）、爆破器材
炸药：
采用矿用三级乳化炸药。
雷管:
采用1-5段毫秒电雷管。
爆破器材采用MFD-400型放炮器起爆，其特征为：
发爆能力100发，电压为5800伏，电流为60安。
放炮母线为：
VH2X1橡胶电缆，断面为6㎜2.
敷设线路为：
掘进工作面→一采区人行上山→一采区避灾硐室
装药：
装药时，严格按爆破说明书进行，每眼装一发雷管，一律采用正向装药结构，每眼不得小于一支水泡泥，剩余部分全部用炮泥充填满，装药采用￠36㎜ⅹ2000㎜的木质炮棍，严禁使用钻杆、钎子等金属工具装药。
（8）、对装药、雷管的要求
1）、联线方式
采用分组并联法连线爆破。
2）、放炮阻值计算
R母线=Ｐ*ｔ／ｓ
Ｒ母线＝（０.０１８４Ｘ４００Ｘ２）
Ｒ母线＝２.４６（欧）
R总=N*+R母线
R总=（46X4）+（0.0184X400X2）÷6
R总=184+2.46
R总=186.46（欧）
式中：
N----雷管个数
r---每个雷管的全电阻，一般为2-3欧
Ｒ母线----放炮母线电阻
P----放炮母线的电阻系数，铜丝为0.0184欧
S----放炮母线断面积6平方毫米
3）、起爆电流的计算
根据规定，毫秒延期电雷管（康铜桥丝）直流准爆电流为2A,每个雷管的电阻为4欧，为保证串联电雷管群准爆必须满足下列公式
I=E/Nr+r0≧10
E≧10（Nr+r0）
E≧2（46×4+2.46）
E≧372.92（V）
则I=E/Nr+r0
I=1800÷186.46
I=9.7（A）
式中：
E----放炮电源电压
10----准爆电流
I----通入电流值
N----雷管总数
R----每个雷管电阻
r0---放炮电源和放炮母线电阻
9.7A大于它的准爆电流2A
4）、放炮器的选型
经过以上计算，放炮器的最小电源电压大于或等于372.92伏，故选用MFD-400型放炮器，其峰值电压为5800伏，发爆能力为400发，允许最大电阻为244.欧，能满足掘进工作面全部雷管群起爆，符合要求。
五、安全防护措施
1、按要求在工作面设金属档栏降低放炮诱发突出的强度。
2、加固揭煤工作面迎头15米范围内的支护管理，确保通风安全可靠。
3、放炮前必须关闭反向防突风门，切断揭煤工作面及其回风系统一切非本质安全型电源。
4、井下人员全部撤出到二采区躲避硐室，并清点人数，确认入井人员全部撤出后，在二采区躲避硐室实施远距离操纵爆破揭煤。
5、放炮后必须至少等50分钟，经瓦斯检查员检查主扇风机出风口瓦斯及其他有害气体浓度降至规定浓度以下并确认安全后，矿山救护队员方可由进风巷道逐步检查进入工作面，根据检验结果，采取通风及排除瓦斯等具体措施进行处理，确认工作面安全无其他异常情况后方可撤除警戒，通知其他人员进入。
6、若未能一次揭穿煤层，在掘进剩余部分时包括掘进煤层和进入顶板2米范围内，必须按以上要求爆破作业直至完成揭煤全过程。
7、压风自救系统:
每隔40—50米安设一组压风自救装置，每组压风自救装置必须确保能供5—8人以上人员使用。
8、所有人员入井必须携带隔离式自救器，并熟知自救器的使用方法，矿技术人员组织施工人员学习培训防突知识，合格后方可组织下井施工。
9、在距工作面回风口大于10米的进风侧至少设置2道牢固可靠的反向风门（反向风门距工作面小于70米应设置3道）。
10、局扇风筒穿过风门墙体处必须设铁风筒并安设可靠的防逆流装置，风筒出风口设防放炮崩和防埋压装置，确保风流稳定、风量充足、通风安全可靠。
11、在距迎头60米处安设一组隔爆水袋，隔爆水袋的总容水量不得小于200L∕㎡.
12、矿井安全监控系统、压风自救系统、供水施救系统、通讯联络系统必须投入正常使用，确保各系统安全可靠运行。
13、钻孔施工过程中，必须严格观察作业现场有无突出预兆及其他异常情况，加强瓦斯及其他有害有毒气体检查，如有异常，立即采取措施进行处理。
14、施钻记录、预测及效果检验等数据必须真实可靠并记录备案。
15、揭煤作业过程中必须由矿长、工程师现场组织实施。
六、组织管理措施
为顺利揭开煤层，成立揭煤作业领导小组
组长：
刘庆强
副组长：
杨海亮、章小爱、莫江权、母锡均
成员：
张稳柱、耿光荣、李石富、秦三明、魏贵才、李学峰、王卫军、安全科、机电科、技术科
由杨海亮主管防突工作，下设防突队，队长魏贵才，队员7人。
2、职责范围如下：
矿长刘庆强：
总指挥，具体负责揭煤期间的全面指挥工作。
安全矿长章小爱：
协助总指挥负责揭煤工作，总指挥不在时负责揭煤工作的总指挥，安排防突打钻作业地点、作业时间和打钻作业顺序。
组织学习各作业地点的防突规范、措施。
并安排使用WTC型突出参数仪进行突出危险性预测等揭煤工作。
工程师杨海亮：
负责组织协调、调配揭煤过程中的人力、物力。
安全科长李石富：
负责措施的现场落实、监督制止违章指挥、违章作业；负责揭煤前后的安全检查工作。
魏贵才负责解决通风设施管理、突出危险性预测及效果检验。
李学峰、王卫军：
负责打探煤钻煤钻孔技术工作、负责记录、整理资料，确定煤层层位。
生产矿长莫江权：
负责顶板管理工作，检查揭煤过程中的安全隐患。
机电矿长母锡均、机电工程师耿光荣：
负责钻孔施工机电方面的安全管理工作。
3、配备专业技术人员、建立专业防突队伍，配备了ZDY-750全液压钻机2台，MD-2解析仪2台。
七、其它安全技术措施
1、揭煤放炮的安全措施:
1）、装药后，要由专人连线，并派一人复查，防止漏联、错联或线路上互相搭接而影响放炮。
2）、揭煤放炮撤人范围：
采区所有人员撤到二采区躲避硐室内。
3）、放炮前必须把主斜井掘进工作面的防突风门及其他巷道非本质安全型电气设备电源断开，停电开关分别为该两台闭锁开关，并把该两台开关刀闸手把扳到断开位置，并挂“正在放炮、严禁送电”的标示牌。
4）、揭煤放炮期间站岗警戒位置：
共设二个，分别为：
一采区躲避硐室、回风平硐井口20米外。
布岗：
由班长负责，警戒人员由施工单位派出。
各处站岗人员必须认真负责，严守岗位，不得让任何人进入警戒区域，只有当接到班长的“放炮结束、停止警戒”的命令后，方可撤岗。
5）、班长布好岗搜索完后，确认警戒区内无人和电已停时回到起爆点，将结果通过电话向矿调度室汇报，矿调度室接到汇报后下达放炮命令，班长未接到矿调度室的“可以放炮”的指令前不得放炮。
6）、跟班瓦检员必须严格执行“一炮三检”制度，若瓦斯超限，禁止进行下一道工序，并进行处理，向矿调度室汇报。
7）、放炮30分钟后，必须通过监测分站观察工作面及其回风巷风流瓦斯浓度，瓦斯浓度小于1℅时，由瓦检员和班长及安全检查员（瓦检员在前，班长、安全检查员在后）进入工作面进行检查，检查内容有：
a、二氧化碳与瓦斯浓度。
b、
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