10802运输运输巷石门揭煤防突专项设计w.docx
《10802运输运输巷石门揭煤防突专项设计w.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《10802运输运输巷石门揭煤防突专项设计w.docx（18页珍藏版）》请在冰豆网上搜索。
10802运输运输巷石门揭煤防突专项设计w
10802运输巷专用回风巷石门揭煤防突专项设计
一、概况
10802运输巷专用回风巷石门开门点设计于副井Z5点后31.8m，巷道开口方位角90°，掘进19m后调向按方位角33°，倾角+16°上山掘进施工，预计施工43m揭煤。
1、煤层煤质
工作面设计为二叠纪上龙潭组K8煤层，煤层厚0.6-1.8m，中有一层夹矸，厚0-0.1m，煤层较稳定，结构简单。
以亮～半亮型煤为主，条带状结构，粉状～块状构造。
井筒附近煤层较薄，厚度在0.3～0.8m之间，副井西侧较厚0.8～1.3m,平均1.2m，从东向西煤层右边厚的趋势，但变化不大，平均厚度1.2m。
煤质特征
Mad（％）
Ad（％）
Vdaf（％）
St，d（％）
Qnet（MJ/Kg）
工业牌号
1.18-1.36
13.59-15.06
8.02-10.40
2.52-2.65
29.216-30.108
WY03
1.28
14.36
9.21
2.59
29.662
属低灰、中高硫、特高热值无烟煤
3、煤层顶底板情况
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
平均厚度（m）
岩性特征
老顶
细砂岩、粉砂岩
8.7
灰色中厚，水平层理发育
直接顶
粉砂岩
3.38
黑色炭质，煤层为半亮型煤，粉状-块状，以亮煤为主。
伪顶
粘土岩
0.5
灰黑色，以碳质泥岩及少量粉砂岩为主.
直接底
粉砂质粘土岩
2.5
深灰、灰黑色碳质泥岩及薄-中厚层、粉砂质粘土岩为主
老底
粉砂岩
6.5
灰色中厚粉砂岩为主，水平层理发育
4、煤层埋深
煤层埋深5m～122m。
5、地质构造情况
10802运输顺槽位于井田北翼，井筒西端，无地质构造，地层基本南北走向，平均11°，揭煤区无断层，无开采影响，区构造复杂程度为简单类型。
6、瓦斯赋存
K8煤层瓦斯含量，10802运输顺槽开掘前，根据煤层地质探钻孔测试，孔瓦斯压力低于10%，属低瓦斯含量区，吨煤瓦斯含量低于5m³。
根据煤科院提供的突出危险性鉴定报告k8煤层在该区无突出危险性。
7、水文地质
该采面上段主要有小窑采空区。
二、七大系统的建设安装情况
1、监测监控系统情况：
安装安全监控系统设4台地面分站，3台井下分站。
地面分站设在瓦斯抽放站、空压机房及通风机房，井下设3个监控分站。
10802工作面装备
KJ90NA型监测设备的种类及型号有KG9001C型高低浓度瓦斯传感器、KGF15型风速传感器、GY-1型负压传感器、KGU9901型水位传感器、GKT-L型馈电状态传感器、GFK-50型风门开闭传感器、GT-L（A）型机电设备开停传感器、GW50（A）型温度传感器、PTH501/502/503/504型压力传感器、GLW100型流量传感器、GC1000J型粉尘传感器、GTH500（B）一氧化碳传感器、KG8005A型烟雾传感器、KFD7突出监测传感器、KGT-15型矿用风筒传感器等。
地面监控分站用于监控回风风井通风机房、瓦斯抽放站、空压机、胶带输送机等机电设备开停情况及管路中负压、流量、温度等其它参数情况。
井下监控分站用于监控采掘工作面、回风巷、必要的进风巷等地点的瓦斯浓度、温度、风速等影响矿井安全的环境参数及矿井主要机电设备的运行状况。
KJ90NA型煤矿综合监控系统对生产参数进行测量、统计、分析和信息存储；在参数超限和设备故障时，能及时报警、显示和存储，必要时还可实现超限自动断电。
矿井安装了KJ90NA型安全监控系统，一台工作一台备用，监测监控设备主要设置在掘进工作面、回风巷等。
对井下瓦斯、一氧化碳、温度、设备开停、风门开关等进行24小时实时监测监控。
并分别与织金县安监局、工业能源贸易局联网，系统运行正常，能够实时对井下各地点实施有效监控，数据传输准确可靠。
2、人员定位系统：
拟定安装KJ260型煤矿人员管理系统作为井下人员的无线定位、跟踪和考勤。
或具有相同功能的其他人员考勤定位系统。
3、紧急避险系统：
我矿目前处于全岩开拓掘进建井初期，拟定每个掘进迎头外25-40米处设一个临时避难硐室，每个避难硐室可供6-8个人员使用。
三条井筒中段每距迎头50m都安装了临时避难硐室，装有、减压阀、口鼻罩、供水管路。
等开拓工程初具规模后设永久车场避难一个，采区避难室2个
4、压风自救系统：
LG-10/8型螺杆式空压机两台，一台工作，一台备用。
空压机技术参数：
额定排气量10m3/min，额定排气压力0.8Mpa，电机功率55kW，电压380V。
压风主管路选用：
Φ108，PN=0.8MPa，长1000m。
管道沿副斜井安装至井下，除各个巷道分岔口留设一组出口闸阀及减压阀外，其它地方每100m设置一组出口闸阀及减压阀。
设计选用ZY—J型自救器，每个自救器耗气量按规定应在100～150L/min围，压风自救系统的具体设置：
1、采面运输巷：
从距工作面端头25～40m的地方设置一组压风自救装置，并在外相隔200m设置一组压风自救装置，每组配8个ZY-J型压风自救器；
2、采面回风巷：
从距工作面端头25～40m的地方设置一组压风自救装置，并在外相隔200m设置一组压风自救装置，每组配5～8个ZY-J型压风自救器；
3、10802运输巷掘进工作面：
在距掘进头25～40m的地方设置一组压风自救装置，每组配8个ZY-J型压风自救器。
在向前掘进过程中，每前进150m，必须增设一组压风自救装置；
4、回风巷掘进工作面：
在距掘进头25～40m的地方设置一组压风自救装置，每组配5～8个ZY-J型压风自救器。
在向前掘进过程中，每前进150m，必须增设一组压风自救装置。
⑤供水施救系统：
供水施救系统与井下供水系统共用，采用地面静压供水，管路Φ75mm的钢管将水供到各施工地点及临时避难硐室。
保证有足够压力的用水量，井下300m3生产、消防及防尘洒水高位水池建在工业广场东北面山坡的+1650m标高位置，水池必须经常保持不少于200m3的水量，以静压方式向井下供水。
向井下供水的主管路选择￠108mm的钢管，分管选择￠50mm的钢管。
与井下最高用水点（首采面回风巷，底板标高+1550m）落差100m，满足静压供水要求。
6、矿井通信系统：
采用其型号为KTJ4H-30型，调度交换机设在地面调度室。
7、瓦斯抽放系统
目前临时安装高负压抽采系统选用2BEA-303型水环式真空泵两台，电机功率75KW，流量52m³/min;一台工作、一台备用。
抽放瓦斯管路均为PVC管，高负压主管路管径315mm，已安装结束。
矿井瓦斯抽采主管路已经安装到掘进迎头20米围。
具备抽采能力。
抽放主管路：
由地面→风井→总回10802运输巷运输石门揭煤抽采钻场F10点。
矿井通风系统防突风门等
三、揭煤顺序
（一）揭煤工作面和煤层的相对位置控制
10802运输巷专用回风巷设计布置在风井底板与K8煤层之间，由于掘进巷道与煤层间距随掘进时顶底板的变化而变化，为了防止误穿煤层，掘进时严格按下列措施执行。
石门揭煤巷道与煤层关系控制如下图：
1、巷道施工至什么地点在巷道向巷道顶板进行钻探，首先掌握巷道与上下煤层之间的距离，采用中腰线控制巷道掘进方向。
探孔设计
2、由于巷道倾角与岩石倾角一至，所以掘进过程中同时采用巷道岩石素描图控制巷道与上下煤层之间的关系,随时掌握巷道与上下煤层之间的距离；
3、当岩石性质及倾角未发生变化时，每掘进20m，对巷道顶底板进行一次钻探，再次确定巷道与上下煤层之间的距离关系；
4、工作面两端利用探放钻孔进行控制，控制围到巷道轮廓线外10m以上。
钻孔必须穿透煤层的顶板0.5m以上。
5、掘进工作面前方控制围为：
工作面前方20m以上。
（1）在工作面距煤层法线距离10m（地质构造复杂、岩石破碎的区域20m）之外，至少打2个前探钻孔，掌握煤层赋存条件、地质构造、瓦斯情况等。
（2）在工作面距煤层法线距离5m以外，至少打2个穿透煤层全厚或见煤深度不少于10m的钻孔，测定煤层瓦斯压力和煤层瓦斯含量。
测定煤层瓦斯压力时，钻孔应布置在岩层比较完整的地方。
瓦斯压力、含量大于规定值采取区域防突措施，不大于规定之时采取区域验证，合格后进行掘进
（3）当掘进前端20m存在地质构造发生改变、岩石破碎的区域时，采取防突措施的预测预报措施掘进；
（4）揭穿（开）煤层前，预测为突出危险工作面时，必须采取防突措施，经检验措施有效后，采取远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层；若检验措施无效，采取补充防治突出措施直至有效。
当预测为无突出危险工作面时，直接采用远距离爆破或震动爆破揭穿（开）煤层。
当区域预测有突出危险时，区域防突措施采用预抽煤层瓦斯。
（二）区域防突措施
如何施工钻孔，进行抽采。
抽采时间计算，抽采钻孔布置图，终孔布置图，钻孔设计表
（三）区域措施效果检验
采取什么方法效果检验，检验孔设计图、检验指标、检验结果运用
（四）在与煤层保持适当距离的位置进行工作面预测（或区域验证）
区域验证方法、临界值
1、当工作面在距煤层的最小法向距离10m时实施区域突出危险性预测，进行测压和瓦斯解析指标分析，测定煤层瓦斯残余含量；当测定压力不大于0.74MPa，吨煤瓦斯含量不超过8m3时，无突出危险性，采取局部防突措施继续掘进。
否则，有突出危险性必须采取抽放作为区域防突措施。
2、见上图，2、3、4、5号孔为效果检验孔；当工作面掘进距煤层的最小法向距离7m时做一次区域防突措施效果检验，区域防突措施有效，无突出危险性，继续掘进，采取局部防突措施。
有突出危险性实施抽放时，钻孔的最小控制围是：
斜巷石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还应当保证控制围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m控制围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，揭煤点巷道轮廓线沿煤层往上20m，往下10m，两侧边各15m。
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值
瓦斯压力P（MPa）
瓦斯含量W（m3/t）
区域类别
P﹤0.74
W﹤8
无突出危险区
除上述情况以外的其他情况
突出危险区
3、工作面掘至距煤层5m（垂距）之前，打两个穿透煤层全厚且进入顶板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。
同时对区域防突措施进行再次验证，无突出危险性继续掘进，有突出危险性继续抽放。
（五）局部预测
揭穿K8煤层前2m，必须打钻控制煤层层位，测定煤层瓦斯压力或预测煤层的突出危险性。
前探钻孔、测压钻孔共用，钻孔记录报总工程师批准。
5、根据探煤钻孔的实测情况，严格按巷道方位向前施工，技术部门将施工进度与煤层层位关系图及时填制，每小班准确填绘掘进导线控制点控制。
6、通风部将钻机运送到位并认真检查钻机各部件、安装试运转，防止异常情况发生。
钻孔施工部们必须配备足够的钻头与钻杆，在打钻过程中，地质测量人员要在现场跟班，掌握钻孔深度、方位、角度，以便准确控制k8煤层的位置，打钻过程中到见煤点时必须停钻，地测人员做好记录后，才能继续打钻，必须得到地测人员同意后方可撤钻。
7、在施工探煤钻孔时，地测人员要选取有代表性的钻孔收集资料，进一步验证煤层层位。
8、地质测量人员根据现场收集的钻孔资料，整理并绘制出钻探实测成果图。
9、施工过程中，迎头上的探头必须挂在钻机上部；风电、瓦斯电闭锁必须齐全有效。
六、工作面预测（或区域验证）有突出危险时，采取工作面防突措施
1、区域防突措施采用钻孔预抽瓦斯，抽放半径取值小于10m,设计如下。
揭煤区域预抽钻孔布置图
2、区域防突措施采用钻孔预抽瓦斯时，为保证抽放围有效不出现盲区，且便于施工，所有钻孔需按下设计施工：
（1）、当巷道掘进到距煤层法线距离8m前，在风井F10巷道上直接安设钻机在巷帮打孔抽放。
（2）、在抽放钻孔场距巷道低1m水平布孔。
（3）、钻孔相关参数见下表：
钻孔编号
方位角（°）
倾角（°）
设计深度（m）
孔径（mm）
1
294
+31
45.87
75
2
302
+25
50.87
75
3
265
+43
41.02
75
4
283
+25
55.9
75
5
310
+39
38.41
75
6
301
35
41.75
75
7
288
28
50.43
75
8
288
43
38.12
75
9
282
38
42.38
75
10
278
33
47.46
75
（4）、控制围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，揭煤点巷道轮廓线沿煤层往上20m，往下10m两边各15m。
移至区域措施
（5）、实际施工深度不得低于设计长度
3、预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。
穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
4、做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。
钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。
预抽瓦斯浓度低于30%时，必须当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。
5、在抽放钻孔的控制围，由利用WTC防突仪进行预测，只有指标在临界值以下，措施方可有效。
6、当工作面在距煤层的最小法向距离10m时实施区域突出危险性预测，进行测压和瓦斯解吸指标分析，测定煤层瓦斯残余含量；当测定压力不大于0.74MPa，吨煤瓦斯含量不超过8m3时，无突出危险性，采取局部防突措施继续掘进。
否则，有突出危险性必须采取抽放作为区域防突措施。
7、排放钻孔有效半径取0.5m。
当局部防突措施采用排放瓦斯的方法，严格按照揭煤钻孔设计施工排放钻孔，排放钻孔有效半径不到0.5m，一般取0.5m,根据实际瓦斯排放效果，排放时间以达到效果为准。
排放钻孔布置如下图
石门排放钻孔布置图
P—测压孔1-28—排放钻孔
8、巷道支护必须完好，接近煤层法线距离5m时，必须采取金属骨架加强支护，严禁空顶作业。
锚索
9、打钻时，通风部指派一名有经验且责任心强的瓦检员随时检查现场瓦斯，如发现异常必须立即汇报矿调度室及揭煤领导小组，并采取措施进行处理。
10、在打钻过程中，若出现喷孔、顶钻等异常情况时，应立即停止打钻，但不能拔出钻杆，且必须组织所有人员撤到副井底弯道进变电所前处待命，当班电工切断迎头及回风流中所有非本质安全型电源，并立即向矿调度室及揭煤领导小组汇报。
11、排放钻孔施工完毕后，必须立即进行排放，并保证排放效果。
12、揭煤前采取排放煤层瓦斯的防突措施后，必须对排放瓦斯量进行测定，钻孔控制围煤层的瓦斯排放率达到30%及以上，才能采取远距离放炮的方法揭煤。
六、实施工作面措施效果检验
1、在巷道顶板与煤层底板垂直距离达到2m时，根据《防突管理规定》于水平施工3个，垂直于顶部施工1个效果检验孔，检验孔用风钻打过岩石见煤后用ø42风煤钻，WTC防突仪进行效果检验。
2、采用钻屑指标法进行防突措施效果检验，以K1值作为突出危险性指标进行判断。
钻屑解吸指标临界值
△h2
（Pa）
干煤200
湿煤160
K1
（ml/g.min1/2）
0.5
0.4
钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标
Δh2（Pa）
钻屑瓦斯解吸指标K1
（mL/g•）
200
0.5
3、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。
如图所示。
钻孔布置1-巷道2-检验钻孔
4、掘进工作面采取防突措施后，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行防突措施的效果检验，只有钻屑解吸指标K1值小于0.5（湿煤0.4）mL/g.min1/2时，再采取安全防护措施后方能进行揭煤工作，如果指标不符合要求，必须延长排放时间。
5、当K1<0.5时证明防突措施有效，按安全技术措施执行，当K1≥0.5时证明防突措施无效，必须延长排放时间，再次进行效果检验，直至有效为止。
6、必须是防突措施有效才准许施工单位按设计施工。
7、采用钻屑指标法检验措施的效果，将各项指标输入突出危险性判断表进行判断，揭煤期间严格按通风部的防突效果检验管理规定执行。
8、当检验为无突出危险时，证明防突措施有效，按安全防护措施执行；反之，必须延长排放时间，再次进行效果检验，直至有效为止。
经总指挥下达通知，准予掘进，掘进工区按设计向前施工。
9、在掘进过程中，技术部门必须进行实测以确定掘进迎头与K8煤层之间的垂距不得小于1.5m。
10、当工作面与煤层顶板垂直距离达到5m时，待进行效果检验达到标准后，方可继续掘进。
11、为确保安全，准确控制距K8煤层底板的垂距，每班在掘进过程中，每次打眼前必须用5米的钎子在巷道底部向上200mm及两帮400mm处各打一个探眼，眼深不小于5米，探眼与水平线夹角52°。
若探眼探着煤，则必须停止掘进，同时向矿调度揭煤领导小组汇报；如未探着煤则按最大0.7米的循环进度进行施工。
12、探眼探着煤后，根据现场测量结果，如工作面迎头距k8煤层底板的垂距大于1.5米小于2.0米时，根据垂距反算循环进度，小于0.6米时，则停止掘进，如大于0.6米时必须严格控制炮眼深度及装药量，保证工作面底板距K8煤层底板的垂距不得小于1.5米，严禁超掘。
七、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证
1、在掘进过程中，技术部门必须进行实测以确定掘进迎头与K8煤层之间的垂距不得小于1.5m。
2、探眼探着煤后，根据现场测量结果，如工作面迎头距k8煤层底板的垂距到1.5米到0.6米时，则停止掘进采用工作面预测或措施效果检验的方法进行最后验证。
验证方法与上六节相同。
3、经验证有突出危险性，采取局部防突措施进行排放，直至检验无突出危险性。
4、验证无突出危险性，采取一次全断面爆破揭穿煤层。
八、在岩石巷道与煤层连接处加强支护
1、掘进方式为炮掘，石门支护方式为锚网喷（局部煤、岩破碎段则采用钢筋骨架或联合支护）,巷道断面为拱形，净高2.6m，净宽2.6m，墙高1.3m，拱高1.3m，净断面积6.0m2。
移至概况
2、揭煤段的支护方式均为顶部采用2.0m锚杆配合L=6.3m的锚索、两帮采用2m锚杆进行支护。
顶部锚杆间排距为800mm×800mm，帮锚杆间排距为800mm×800mm,锚索间排距为1600mm×1600mm，网用规格为1000mm×1000mm的钢筋网,喷浆厚度不得小于100m。
3、锚网必须紧跟迎头，掘够1.6米时必须先进行锚网支护，严禁空顶作业。
4、严格执行“敲帮问顶”制度，活矸、悬矸及时找净，严防掉矸、片帮伤人。
5、按规程规定使用好临时支护，临时支护必须支护牢固，保证有效。
6、锚杆角度尽量垂直于巷道表面，与巷道轮廓线切线夹角不得小于75°，网与网之间必须连接严实。
7、钻头直径必须与锚杆直径相匹配，确保锚杆抗拔力达到要求（5T以上）。
九、安全防护措施及组织管理措施
（一）安全防护措施
1、设立压风自救系统，压风自救系统设置必须完好有效，距迎头不超过20m设一组，其他地点按要求设置。
2、所有参与揭煤的施工人员入井必须由矿领导贯彻学习,签字且考试合格后,并在班前会前组织施工人员学习培训合格后方可参与揭煤工作。
3、采用远距离放炮，撤出井下所有人员，由安检科和施工单位组织当班人员负责对井下各巷道地点进行搜索撤人。
放炮期间严禁人员进入警戒区：
斜井井口两侧20米，前方50米严禁有明火，严禁人员进入禁戒区域。
4、在放炮前半个小时,机运部将井底水仓水位排至最低位。
远距离放炮时停掉井下除局扇电源以外的所有非本安质电源。
5、各站岗点的站岗人员必须在布岗位置拉上警戒牌，严禁任何人员进入到警戒围以；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。
6、每一掘进循环都必须按探眼示意图施工探眼。
若探眼探着煤,则停止掘进,同时由当班班长向矿调度室及揭煤领导小组汇报。
7、揭煤期间，严格按照打5m探眼掘进0.8m的规定进行掘进，必须坚持每小班打探眼。
8、当工作面与K8煤层法线距达到1.5m时，必须停止掘进，进行措施效果检验。
9、距1.5m时必须刷斜1.5m,刷完后揭煤小组召开会议。
对揭煤工作进行专项安排。
10防突风门
（二）组织管理措施
一）领导小组
矿成立揭煤领导小组
组长：
中位
副组长:
书贵、衍生
成员：
董泽强、延军、玉成、发文、徐路军、宝勇、钟华
通风科科长：
宝勇
钻机队队长：
金生
防突队队长：
徐路军
技术科科长：
书贵
调度室主任：
仁俊（兼安全监控室主任）
二）成员单位的职责：
衍生：
负责组织协调调配揭煤过程中的人力、物力。
延军、董泽强：
负责措施的现场落实、兑现、监督制止违章指挥、违章作业。
书贵、发文：
负责解决通风设施、突出危险性预测、防突措施孔设计及施工效果检验、负责揭煤措施的编制，现场施工技术及顶板管理。
书贵：
负责组织人员现场施工、材料准备、现场措施落实。
金生：
负责参与打探煤钻孔工作，负责记录、整理资料、确定煤层位置。
仁俊：
负责参与设计和顶板管理工作，负责调度指挥工作，协调解决揭煤过程中出现的问题。
延军：
负责指挥停送电及监督检查电器设备的防爆性能等工作。
宝勇：
负责揭煤后瓦斯排放、入面检查工作以及按措施要求安排跟班工作。
揭煤小组根据人员情况在矿调度室设置揭煤指挥所，以便统一指挥。
书贵、衍生、发文负责揭煤期间在矿调度室轮流指挥揭煤工作。
十、安全撤离路线
1、所有施工人员必须熟悉并掌握突出预兆，一旦发现下列情况之一应立即按安全撤离路线撤出人员，同时通知可能受威胁地点人员沿规定路线撤离（避灾路线图附后）：
有声预兆：
出现霹雳声、煤炮声、嘶嘶声、煤矸开裂声等。
无声预兆：
出现掉渣、煤岩削落、片帮、底鼓、钻孔变开、装药不进、顶钎、瓦斯涌出忽大忽小等。
2、施工中发现危险情况，按下列路线撤离：
10802运输石门工作面→10802运输石门→副斜井→地面。
3、遇到水灾时人员撤出路线：
10802运输石门工作面→10802运输石门→副斜井→地面。
最先发现灾情的人员，立即现场组织人员采取措施进行抢险，并由班长派人向矿调度汇报灾情，如果现场无法进行处理，必须立即将工作面所有人员按避灾路线撤出并向调度汇报，矿调度随即通知有关领导及部门组织抢险救灾，确保灾情减少到最小程度。
十一、其他管理措施
（一）通风、瓦斯、煤尘管理
1、必须保证风流、通风系统稳定可靠。
2、瓦检员和安检员必须要有高度责任心，严格执行“一炮三检查及三人连锁放炮”制度，严格执行瓦斯报表签字制度。
3、在揭煤期间机电部每天组织人员对电器设备进行检查,杜绝电器设备失爆,必须严格执行“三专两闭锁”，双风机双电源等规定并保持完好。
4、瓦斯监测监控系统必须保证完好。
放炮前，只有矿调度室主机反映的瓦斯传感器显示值、瓦检员检查的工作面及回风流中瓦斯浓度在1%以下时，才能下达放炮命令；施工人员在施工过程中如发现报警声响，必须立即停止工作；放炮时，调度室设定专人监视监控系统主机显示屏上的瓦斯动态，发现异常及时采取急救措施。
5、风筒吊挂平直，接头必须反边，风筒漏风处必须及时修补，风筒出口距工作面<5m，揭煤期间必须保证足够的风量，备用风机保证完好。
6、瓦检员必须随时检查瓦斯，如有突出预兆、瓦斯超限及异常时，要按安全撤离路线撤出人员，当班电工必须在切断迎头及回风流中的所有非本质安全型电源，并向工区、矿调度室及揭煤领导小组汇报后再进行处理
升级会员 