1602回风巷掘进工作面专项防突.docx
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1602回风巷掘进工作面专项防突
1602回风巷掘进工作面
专项防突设计
编制：
生产矿长：
安全矿长：
机电矿长：
总工程师：
矿长：
织金县宝筑鑫达煤矿
二○一二年三月九日
目录
1.概况-1-
2.煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况-1-
2.1煤层情况-1-
2.2区域煤层瓦斯基本参数-1-
2.2.1煤层瓦斯涌出量-1-
2.2.2瓦斯梯度-1-
2.2.3影响瓦斯含量的地质因素-1-
2.2.4煤层突出危险性鉴定情况-1-
2.3地质构造及巷道布置情况-2-
3.建立可靠独立的通风系统、抽放系统、监控系统及加强控制通风风流设施的措施-2-
3.1通风系统情况-2-
3.2抽放系统情况-3-
3.3监控系统情况-4-
3.4加强控制通风风流设施的措施-4-
4.区域突出危险性预测、区域防突措施、防突措施效果检验、验证的指标、方法及检验孔布置-4-
4.1区域突出危险性预测-4-
4.2区域防突措施的选取及施工设计-4-
4.3区域防突措施的效果检验的指标、方法及检验孔布置-5-
4.4区域验证-6-
5.工作面突出危险性预测、工作面防突措施、防突措施效果检验的指标、方法及检验孔布置-7-
5.1工作面突出危险性预测-8-
5.2工作面防突措施的选取及施工设计-8-
6.安全防护措施-9-
7.组织管理措施-9-
7.1煤矿成立防突工作指挥领导小组-9-
7.2防突考察注意事项-10-
7.3放炮期间安全注意事项-10-
7.4其他注意事项-11-
7.5突出预案-12-
7.6煤与瓦斯突出预兆-12-
7.7避灾线路-12-
7.8其它未尽事项-13-
1602回风巷掘进工作面专项防突设计
1.概况
1602回风巷断面为梯形，净宽3.0m，中高2.0m，净断面6.0m2，巷道沿M6煤层顶板掘进。
根据煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，M6煤层在标高+1380～+1460m之内属于无突出危险性煤层，但按突出煤层管理。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第六十二条之规定，防止煤与瓦斯突出事故的发生，确保矿井安全顺利生产，贯彻“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”的原则。
结合本矿实际情况，特拟定本专项设计。
2.煤层、瓦斯、地质构造及邻近区域巷道布置的基本情况
2.1煤层情况
位于龙潭组（P3l）中部，M6煤层较稳定，煤层厚度1.8～2.2m，平均2.0m，全区可采。
不含夹矸，结构较简单。
顶板：
直接顶板为粉砂岩或泥质粉砂岩或粉砂质泥岩，强度较低，易风化破碎。
间接顶板为粉砂岩、泥岩，裂隙较发育，易风化，软弱。
底板：
直接底板为泥岩，之下为粉砂岩及粉砂质泥岩，较松软，易风化。
间接底板为粉岩。
粉砂质泥岩强度小，水稳性差,微小裂隙较发育,较松软。
2.2区域煤层瓦斯基本参数
2.2.1煤层瓦斯涌出量
根据宝筑鑫达煤矿2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告，该矿全矿井绝对瓦斯涌出量为11.8m3/min，相对瓦斯涌出量为37.31m3/t。
2.2.2瓦斯梯度
根据地质资料，推测本井田煤层瓦斯风化带下界定为煤层露头线往倾向方向50m为风化带。
同一煤层随标高的降低，瓦斯含量有增加的趋势，标高每降低100m，可燃气体含量增加2.17ml/g·r（即瓦斯增长率）；瓦斯梯度为16.93（ml/g·r），即可燃气体每增加1ml/g·r，则标高相应降低16.93m。
2.2.3影响瓦斯含量的地质因素
2.2.3.1埋藏深度因素：
不同煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系不明显，同一煤层瓦斯含量与埋藏深度的关系较为明显，随埋深的增加，瓦斯含量有增加的趋势。
2.2.3.2其它因素：
一采区浅部由于有向斜、背斜构造发育，瓦斯含量变化较大，因此地质构造对瓦斯含量有影响；另外，本井田内断层性质、节理裂隙发育程度、煤层顶、底板岩性等对瓦斯含量都影响。
2.2.4煤层突出危险性鉴定情况
根据中国矿业大学2011年2月提交的《贵州织金县宝筑鑫达煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》的鉴定结果可知：
M6煤层的破坏类型属于Ⅱ类构造煤；瓦斯压力为0.41MPa，小于0.74MPa；坚固性系数为0.66，大于0.5；瓦斯放散初速度为25.4，大于10。
根据《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》（AQ1024-2006）规定，M6煤层单项指标没有达到其临界值，因此M6煤层在标高+1380～+1460m之内无突出危险性。
2.3地质构造及巷道布置情况
2.3.1矿区内在中部有一条走向呈北东—南西向的正断层（F1）,其余断层断距均较小。
矿区内褶皱不发育，仅在断层旁侧或层间见一些次级小型褶皱或挠曲。
Ｆ1断层：
地表不明显，据石厂湾煤矿井巷资料显示,该断层走向约30—45°,在区内延伸大于1.5km。
该断层倾向南东，倾角约40—50°，断距约50—70m,破碎带（无煤带）宽约100—200m，破碎带内小型不规则褶皱发育，岩石角砾化，断层南东盘煤层明显下降。
断层两盘地层产状变化较大，北西盘地层产状向南东倾，断层南东盘地层产状往北西倾。
此外，在Ｆ１南侧，巷道中发育一系列断距小于5m的小型正断层。
从以上资料来看,区内构造复杂程度类型应属中等。
2.3.21602回风巷巷道布置图（见下图所示）
3.建立可靠独立的通风系统、抽放系统、监控系统及加强控制通风风流设施的措施
3.1通风系统情况
矿井采用中央并列式抽出通风，矿井主通风机选用FBCDZNo16二台（一台工作、一台备用），n＝980r/min；配用电机型号YBFe315S-6，功率75KW×2；电压660V，风量范围22.2～58m3/s,风压范围2600～1020pa。
采用变频调速装置，提高风机工况效率，通过改变电源相序使风机反风，能在10min内改变巷道中的风流方向，同时装备有主通风机在线监控系统，能随时对矿井通风能力及设备运转状况进行监控。
矿井总进风量约2806m3/min，总排风量约2826m3/min。
1602回风巷采用局扇压入式通风，局扇功率为2*11kw，并安装了双风机双电源自动切换装置，风机吸风量524m3/min，风筒出口风量为486m3/min。
风排瓦斯浓度平均为0.14%，风排瓦斯涌出量为2.01m3/min。
通风系统图（见下图所示）
3.2抽放系统情况
矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套高负压抽放系统抽放本煤层瓦斯，选用2BEA-303型水环真空泵2台（一台工作，一台备用），担负该矿的高负压瓦斯抽放，最大抽气量43m3/min，压力40KPa，最低吸入绝压3.3KPa，真空泵配套电机YB2280S-4,功率为55kW，转速590r/min。
其中一套低负抽放系统抽放采空区瓦斯，选用2BEA-253-0型水环真空泵2台（一台工作，一台备用），担负该矿的低负压瓦斯抽放，最大抽气量28m3/min，压力40KPa，最低吸入绝压3.3KPa，真空泵配套电机YB2250M-4，功率为45kW，转速466r/min。
1601回风巷施工钻场打钻孔抽放煤层瓦斯，根据抽放情况，只要吨煤瓦斯含量小于8m3/t或者瓦斯压力降至0.74MPa以下，方可掘进。
3.3监控系统情况
矿井使用的是重庆煤科院生产的KJ90NA型煤矿综合安全监测监控系统，分别对矿井主要通风机、局部通风机、瓦斯抽放泵站的开停状态，井下各个掘进工作面及其回风风流的瓦斯浓度、温度、烟雾、风门开闭、断电、馈电等进行实时监控。
3.3.1T1瓦斯传感器安设在1602回风巷距工作面煤壁≤5m处，监测工作面风流中的瓦斯浓度，当T1≥1.0%时报警、断电，当T1≥1.5%时，切断1602回风巷中所有非本质安全型动力电源，当T1＜1.0%时复电。
3.3.2T2瓦斯传感器安设在轨道上山距1602回风巷回风流≥10～１5m的进风巷道中，监测工作面回风流中的瓦斯浓度，当T2≥1.0%时报警、断电，切断工作面及进、回风巷道内所有非本质安全型动力电源，当T2＜1.0%时复电。
3.4加强控制通风风流设施的措施
3.4.1防突风门的设置
1602回风巷掘进前，已在轨道上山与1602回风巷的联络巷中施工正反向防突风门。
施工的防突风门为两道，防突隔离门的墙垛用料石或混凝土砌筑，风门墙体牢固，与墙体接触严密，其嵌入巷道周边岩石的深度不小于0.2m，墙垛厚度不小于0.8m，门框和门采用坚实的木质结构，门框厚度不小于100mm，风门厚度不小于50mm，并设有防逆流装置。
正反向风门已实现联锁；电缆孔必须封堵严实。
3.4.2加强通风管理
1602回风巷施工前，通防科必须把所有影响范围内的通风设施作全面检查，如有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好。
3.4.3所有通风设施必须保证牢靠、完好，风筒吊挂平直，风筒出口距迎头≤5m；接头严实，不漏风，确保有足够的风量，严禁无风、微风作业。
3.4.4通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置。
4.区域突出危险性预测、区域防突措施、防突措施效果检验、验证的指标、方法及检验孔布置
4.1区域突出危险性预测
根据《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，在1602回风沿煤层走向布置测试点钻孔2个，所有钻孔施工完之后，立即进行封孔测压，测定煤层的瓦斯压力，抽采工区每班观测一次煤层瓦斯压力并做好记录，发现异常及时汇报调度室。
最终压力稳定24小时为止，将测定结果及时报通防科。
测压结束后：
当瓦斯压力＜0.74MPa时，说明没有突出危险性；当瓦斯压力≥0.74MPa时，说明有突出危险性。
本设计以此作为预测掘进区域煤与瓦斯突出危险性的方法。
4.2区域防突措施的选取及施工设计
1602回风巷采用预抽煤层瓦斯作为区域防突措施，钻孔布置按照《防突规定》第49条有关要求、标准和安全需要进行设计：
采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯。
钻孔设计图（如下所示）
1602回风巷1#钻场钻孔参数
1602回风巷2#钻场钻孔参数
孔号
夹角（°）
倾角（°）
孔深（m）
孔号
夹角（°）
倾角（°）
孔深（m）
1
0°
0°
61.1
1
0°
0°
64.2
2
-2°
0°
61.1
2
2°
0°
63.0
3
-4°
0°
61.4
3
4°
0°
62.1
4
-6°
0°
62.0
4
6°
0°
61.7
5
-8°
0°
62.3
5
8°
0°
61.5
6
-10°
0°
63.0
6
10°
0°
61.0
合计
——
——
370.9
合计
——
——
373.5
4.3区域防突措施的效果检验的指标、方法及检验孔布置
区域防突措施实施完以后，根据抽放钻孔实际施工情况具体分析，首先确保钻孔施工质量符合设计，即预抽钻孔的控制范围是否达到设计要求，钻孔施工是否符合均匀分布的原则等。
上述条件满足后，方可进行区域防突措施效果检验，在执行效果检验时，取芯及封孔工作现场必须由通防科、抽采队共同负责。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，采用预抽煤层瓦斯区域防突措施时，实际测定预抽区域的煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量为指标。
具体方法如下：
在1602回风巷每隔30m在瓦斯抽放钻孔间距相对较大的位置施工取芯钻孔取M6煤层煤样送实验室进行瓦斯解吸测定残存瓦斯含量。
钻孔取芯完成后，立即进行封孔测压。
封孔深度8.0m，封孔必须采用水泥浆封堵，封孔24小时后，安装压力表。
只有当全部检验测试点测定残余瓦斯含量＜8m3/t（或残存瓦斯压力小于0.74MPa）且检验期间在煤层中进行钻孔等作业时未发现喷孔、顶钻或其他明显突出预兆时，方可确定为防突措施有效，预抽区域为无突出危险区域。
若检测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，发生明显突出预兆位置周围100m内预抽区域防突措施为无效，所在区域煤层任为突出危险区。
4.4区域验证
当防突措施效果检验为无突出危险时，方可进行区域验证，煤巷掘进工作面采用工作面预测方法对无突出危险区域进行区域验证。
1602回风巷工作面突出危险性预测方法采用钻屑指标法，钻屑指标法操作及要求如下：
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时，在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，测定钻孔瓦斯解吸指标和钻屑量。
钻孔应当尽可能布置在软分层中，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。
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。
各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定，在确定前可暂按下表的临界值确定工作面的突出危险性。
钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性参考临界值：
钻屑瓦斯解吸指标Δh2（Pa）
钻屑瓦斯解吸指标K1（mL/g•
）
钻屑量S
（kg/m）
（L/m）
200
0.5
6
5.4
如果实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，并且未发现其他异常情况，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。
钻屑指标法钻孔布置图如下：
区域验证应当满足以下要求：
4.4.1在进行第一个循环的掘进作业前必须进行首次区域验证。
在首次区域验证并保留工作面预测超前距进行掘进作业后，还要进行第二次区域验证，即连续进行至少两次区域验证。
4.4.2掘进进入该区域后，工作面推进10m需进行至少两次区域验证，只要每次验证都没有突出危险，则说明在一定范围内煤层都没有突出危险性，也不必保留预测超前距。
4.4.3当工作面进入地质构造破坏带后，应连续进行区域验证，直至离开破坏带为止。
且每次验证后都应保留足够的预测超前距的条件下进行掘进作业。
4.4.4为了能够掌握掘进工作面前方煤层构造等情况，还应在煤巷掘进工作面还应当至少打1个超前距不小于10m的超前钻孔或者采取超前物探措施，探测地质构造和观察突出预兆。
防突措施区域效果检验及区域验证流程图：
（见下图）
5.工作面突出危险性预测、工作面防突措施、防突措施效果检验的指标、方法及检验孔布置
5.1工作面突出危险性预测
只要有一次区域验证为突出危险区，则必须进行工作面突出危险性预测，本设计采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性（具体方法详见区域验证）。
若所有钻孔K1指标＜0.5mL（g·min1/2）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。
5.1.1工作面突出危险性预测为无突出危险工作面且无其他突出预兆的情况下，执行安全防护措施后，方可掘进。
5.1.2工作面突出危险性预测为突出危险工作面时，必须采取局部防突措施（见工作面防突措施）。
5.2工作面防突措施的选取及施工设计
在进行工作面突出危险性预测后，若判定为突出危险工作面时，必须采取相应的局部防突措施，局部防突措施实施要求如下：
5.2.1瓦斯浅孔抽放钻孔
抽放钻孔布置范围在巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围5m，在抽放钻孔的控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下，认为防突措施有效，否则加密钻孔，加大抽放负压，加强抽放。
严格按设计施工钻场及钻孔，且抽放率必须大于30%消突后方可采取安全防护措施掘进。
5.2.2施工排放孔排放瓦斯
1602回风巷沿煤层顶板掘进时，开始执行防突考察措施，经预测预报有突出危险时，必须施工排放孔排放瓦斯消突措施，只有经检验确认无突出危险性时，方可远距离放炮掘煤。
排放孔设计根据煤层的倾角确定，原则上排放孔的控制范围为巷道两帮3～5m、巷道前方10m范围，排放孔直径为75～120mm、排放孔终孔点在煤层中的间距为2m。
排放钻孔设计图（见下图）
5.2.3同时也可以采用松动爆破、水力冲孔、水力疏松或者其他经试验证明有效的措施。
掘进过程中必须密切关注炮后瓦斯情况及各种突出预兆，严防超掘现象，发现异常或者炮后瓦斯超限等情况，说明防突措施无效，必须立即停止掘进，再采取施工瓦斯抽放钻孔抽放瓦斯或者瓦斯排放孔排放瓦斯等局部防突措施，经过防突措施效果检验为无突出危险工作面方可恢复掘进。
5.3工作面防突措施效果检验
当局部防突措施实施完毕后，应当对防突措施进行效果检验。
其具体方法采用钻屑指标法，操作方法详见区域验证，检验孔不应少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔。
若K1指标＜0.5mL（g·min1/2）则局部防突措施有效，在采取安全防护措施后，方可允许向前掘进；若K1指标≥0.5mL（g·min1/2），则局部防突措施无效，必须补充实施局部防突措施直至符合上述要求后，在没有其他突出预兆的情况下，则可掘进。
6.安全防护措施
6.11602回风巷掘进放炮时，必须严格执行远距离放炮措施，远距离爆破时，回风系统必须停电、撤人及警戒。
6.2下井作业人员必须携带隔离式自救器，经检身房检查未携带自救器者，严禁入井作业。
6.31602回风巷在距工作面25～40m的位置安设压风自救装置，在巷道内每隔50m安设一组压风自救装置，每组压风自救装置应可供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。
6.3掘进放炮时施工单位必须有跟班领导在现场，且严格按批准进尺施工，严禁超掘。
7.组织管理措施
7.1煤矿成立防突工作指挥领导小组
7.1.1指挥领导小组
组长：
陈明韬（矿长）
副组长：
夏选民（总工程师）李长华（安全矿长）、岳重阳（生产矿长）
成员：
有关科室、救护队及施工单位负责人
7.1.2科室职责
7.1.2.1组长及负责组织编制、审批防治突出措施，研究防治煤与瓦斯突出方案并组织实施，监督、检查防突措施的落实情况和进展情况，协调防治突出的各项工作。
7.1.2.2副组长负责协助组长工作，在矿防治煤与瓦斯突出管理领导小组珠领导下开展防治煤与瓦斯突出工作，并负责防突资料的搜集和分析等工作。
7.1.2.3成员职责
工程技术人员负责协助副组长的工作，负责措施的贯彻和职工的教育培训工作。
防突员负责预测预报、效果检验和井下防突牌板的填写。
抽采队负责按设计组织施工抽放钻孔等防治煤与瓦斯突出的抽放工程。
7.2防突考察注意事项
7.2.1为确保考察工作的顺利进行，掘进期间瓦检员每班必须向矿调度室汇报掘进进度，需防突考察时，施工单位要提前一小时汇报矿调度室（由调度室通知通防科，通防科安排人员考察），防突工作人员必须根据掘进进度及炮后瓦斯情况进行考察。
7.2.2防突考察人员做效果检验时，必须认真仔细，数据必须准确、可靠，严禁弄虚作假。
7.2.3进行防突考察时，由施工单位进行打眼，防突人员负责采样检验。
7.2.4通防科要随时做好防突考察的准备工作，防突考察时迎头不得同时作业，以防出现伤人事故。
7.2.5防突考察单报送通防科、调度室、地测科、施工单位存档，施工单位没有接到调度室的通知不准打眼放炮施工，确定无突出危险后方可施工，以便按要求严格控制进尺。
7.2.6防突考察钻孔施工过程中，随时检查瓦斯变化情况，观察施工时是否有喷孔、垮孔、顶钻等异常情况，并丈量钻孔出现异常情况的位置距离。
观察施工点的煤壁片帮、抽冒、响天炮等异常情况。
一旦出现事故预兆，立即撤退现场所有人员。
7.2.7各钻孔施工结束后，必须校核竣工钻孔的方位和倾角，丈量钻孔深度。
7.3放炮期间安全注意事项
7.3.1掘进期间，必须保留20m瓦斯抽放钻孔控制超前距。
7.3.2放炮前必须对通风系统、供电系统、电气设备、压风自救系统等进行全面检查，确认符合要求后方可进行放炮。
7.3.31602回风巷放炮时，监控中心要加强监测，包括局部通风机开停等，发现异常情况及时汇报调度室。
7.3.4施工单位放炮时，要提前一个小时调度室，以便做好放炮前的准备工作。
在爆破时，爆破孔正确使用水炮泥，用黄泥封满填实，装完药后通知矿调度室。
7.3.5所有人员进入警戒防突风门以内时，必须经调度室同意，在退出警戒防突风门时必须及时向调度室汇报。
7.3.61602回风巷在沿煤层掘进放炮时，工作面的防突考察钻孔在放炮前必须用黄泥封满填写实，经安检员检查封堵合格后方能放炮。
充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。
7.3.71602回风巷放炮时，必须停掉1602回风巷内所有非本质安全型电源（局部通风机电源除外），停送电工作由调度室统一协调指挥。
7.3.8施工单位必须保证局部通风机完好正常运转，放炮时，1602回风巷迎头要开两节风机。
如实汇报进尺情况，并加强日常小班调度汇报制度，遇有煤（岩）性特殊变化必须及时汇报调度室。
7.3.9严禁1602回风巷迎头100m范围内使用固定式放炮母线，且接头全部用冷补胶补好，必须杜绝明接头，每次放炮前班组长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，杜绝失爆。
7.3.101602回风巷放炮必须保证1602回风系统畅通，回风系统不准存放物料。
7.3.11严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮气度。
7.3.12放炮所使用的雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。
7.3.13放炮期间井下严禁停风，否则不准进行放炮工作。
7.3.141602回风巷放炮后，必须等30min后，由瓦检员询问监控值班人员工作面瓦斯等情况，只有在无异常情况之下，方可由班组长、放炮员、瓦检员进入工作面检查确认无隐患后通知调度室，送动力电，其他人员方能进入施工。
7.3.151602回风巷采取远距离放炮，放炮站岗地点必须安设电话和压风自救装置。
7.4其他注意事项
7.4.1巷道施工采用吊挂前探支梁做为临时支护，前探梁用φ76mm的钢管制作，长度5m，间距为顶板锚杆间距，用金属锚杆和吊环固定，吊环形式为马蹄形，每根前探梁采用2个吊环悬吊。
吊环用配套的锚杆螺母固定，锚杆所用树脂锚固剂不少于2节，锚固力顶部不小于80KN。
前探梁吊环必须安装在永久支护的最前一排或第二排锚杆上，吊环必须上满丝，并且尽量沿巷均匀对称布置，以便放炮后及时进行临时支护，严禁出现空顶作业，前探后段用背板接顶，并背牢背实。
7.4.2风筒距工作面的距离不能超过5m，风筒吊挂必须平直，逢环必挂。
7.4.3施工单位施工必须做到“一掘一支护”，防止片帮诿发突出事故。
7.4.4施工单位每班必须安排跟班电工对现场的电气设备检查，杜绝失爆。
7.4.5如果在打眼或打钻过程中有喷孔现象或发现有突出征兆时必须立即停电撤人，待钻孔不喷孔时，瓦斯浓度＜1%，班长和瓦检员进入检查无异常后方可施工。
7.4.6打钻工施工完排放孔时一定要施工到位，由瓦检员监督施工质量，打完排放孔时，瓦检员向调度室汇报施工情况。
7.4.7机电队组织和施工队定期对风电、瓦斯电闭锁进行试验，保证灵敏、可靠。
7.4.8施工人员严格执行本设计，按要求施工预抽、排放钻孔。
并做好防突考察的配合工作。
7.4.9安检人员负责按照各项设计、措施对施工单位进行监督检查，设计、措施不落实不允许放炮。
7.4.10当预测该工作面有突出危险时，必须采用实施抽放瓦斯钻孔抽放瓦斯或排放钻孔进行排放后进行效果检验，当效果检验无突出危险时，也须采用远距离放炮措施掘进。
7.4.11工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%或CO2浓度超过1.5%时，必须停止作业，撤出人员，采取措施进行处理。
掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人
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