1101回风巷1#煤层顺层防突设计.docx

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1101回风巷1#煤层顺层防突设计

水城县阿戛乡杨家寨煤矿

1101回风巷工作面局部防突安全技术措施

施工单位：

编制：

耿庆帮

审批

矿调度：

通风副总：

机电矿长：

安全矿长：

生产矿长：

总工程师：

矿长：

编制时间：

2013年3月1日

1101回风巷措施设计会审记录

施工单位意见：

签名：

年月日

技术科意见：

签名：

年月日

调度室意见：

签名：

年月日

安全科意见：

签名：

年月日

机电科意见：

签名：

年月日

通防科意见：

签名：

年月日

安全副矿长意见：

签名：

年月日

生产副矿长意见：

签名：

年月日

通防副矿长意见：

签名：

年月日

总工程师意见：

签名：

年月日

矿长意见：

签名：

年月日

前言

1101回风巷位于杨家寨煤矿1450水平，现工作面位置为1101回风巷C1号导线点西2米，按方位290°向西沿C1煤层掘进，总施工长度为340米。

为确保施工安全，根据《防治煤与瓦斯突出规定》，结合1101回风巷实际情况，特编制本揭煤方案及设计，经上级领导批复后，有关单位及人员必须严格遵照执行。

编制依据

《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规定》（2009年版）、《煤矿井工开采通风技术条件》（AQ1028—2006）、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）、《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》（AQ/T1047—2007）、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006）、《煤矿井下粉尘综合防治防治技术规范》（AQ1020—2006）、《煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范》（AQ1029—2006）等以及矿井的有关资料。

一、工程概况

1、工程位置及周围开采情况

1101回风巷位于1450水平，开门于1101回风巷C1号点，按C1号点控制按方位2900掘进。

2、煤层情况及顶底板特征

C1煤层：

底板为浅灰色、灰色细砂岩、灰色泥质粉砂岩，含有丰富浅灰色细砂岩厚3m，灰色细砂岩后5m，灰色泥质粉砂岩厚4.4m；顶板为灰色、灰白色细砂岩及灰色泥质粉砂岩，岩层厚度17.6m

3、瓦斯地质概况

1101回风巷属于将要为1101首采工作面回风做准备，施工前已经对煤层瓦斯进行预抽，抽采范围：

条带长度80米，上帮控制20米，下帮10米。

4、2010年8月煤炭科学研究总院重庆研究院对杨家寨煤矿斜井各煤层基本参数测定，C1煤层的基本参数如下

序号

煤层编号

煤层原始瓦斯压力（MPa）

煤层原始瓦斯含量（m3/t）

备注

1

C1

1.15

8.65

2

3

5、巷道施工参数

1101回风巷按方位290°、3‰°坡度掘进，巷道断面为半圆形，由于该煤层属于急倾斜煤层，倾角为86度，故巷道宽就是煤层真厚度，巷道宽3.2m，巷道高2.9m，拱基线高1.3m，掘进净断面6.2㎡。

该巷采用锚杆+钢筋网+喷浆联合支护，选用直径18mm、长度1600mm的树脂锚杆，帮顶锚杆间排距为800mm×800mm；树脂锚杆每眼用2节MSK23/350树脂锚固剂锚固。

施工用的托板规格为：

帮顶锚杆托板采用100mm×100mm、厚＞6mm钢板制成。

二、建立安全可靠的独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施

1、掘进工作面顺煤层掘进后的需要风量计算及风机选型

风量计算，根据《矿井风量计算细则》标准：

①按瓦斯涌出量计算：

1）瓦斯涌出量验算：

Q=100qk=100*0.08*2=16m³/min

2）按作业人数：

Q=4N=4×12=48m³/min

3）按最低风速：

Q=15×S=15×11.08=166.2m³/min

4）按一次起爆最大炸药量进行风量计算：

Q=25×9=25×13.5=225m³/min

通过以上计算，取其中最大值225m³/min

2、掘进工作面风量验算

1）按瓦斯涌出量q=0.18/225=0.08%＜1.0%

2）按为瓦斯涌出量q=0.2/225=0.09%＜1.0%符合要求

通过验算，所取风量符合要求

3）根据计算结果符合规定，局扇选用2BKJ型2×15KW对旋式风机，直径为600mm矿井阻燃及抗静电风筒，其供风量为300～400m³/min，可满足掘进工作面的风量要求，并符合有关规定。

为保证迎头正常供风的需要，选用双风机双电源方式供风。

3、局部通风机安装地点和通风系统

1）局部通风机安装地点

施工过程中，采用压入式通风，局部通风机安设在1450片口车场进风流中，并上架距底板不少于30cm，采用直径600mm矿用阻燃、抗静电风筒，要求风筒吊挂平直，逢环必挂，不漏风，风筒距工作面距离不得少于5米，最大供风距离为800米。

局部通风必须实现“双风机，双电源”和“三专两闭锁”，运行风机和备风机自动切换，双风机能力匹配。

2、通风方式及通风路线

1101回风巷采用压入式局部通风，通风系统示意图附后。

进风路线为：

副斜井→1450片口→1450运输石门（风筒压入风量）→1101回风巷迎头。

回风路线为：

1101回风巷石门迎头→1450回风石门→1450回风石门专用回风通道→总回风下山→地面（附：

通风系统示意图后）

3、加强控制通风风流设施的措施

（1）1101回风巷的进风侧在1450运输石门建一组防突风门，一是起到调节通风系统之用，二是接煤远距离放炮当做撤人放炮地点使用，严禁任何人损坏通风设施，以保证进回风系统稳定可靠；

（2）1450运输石门的防突风门符合《防治煤与瓦斯突出规定》，该防突风门墙体厚度不得小于1.0m，风门门板厚度不小于50mm。

通过风门、挡风墙的水沟孔安设有防逆流隔断装置，防逆隔断装置用厚度不小于9mm的铁板加工，墙体上的风筒采用防逆流铁风筒。

1101回风巷当班瓦检员必须随时检查风门的完好情况，发现风门不完好要及时汇报矿调度值班室，矿值班领导和通风科负责人必须立即安排设施工处理。

三、顺层掘进防突作业程序

1、防突工作顺序：

1101回风巷施工前由通风钻机队在迎头顺掘进方向沿煤层走向施工超前预先排放钻孔，拟使用ZDY—750型煤矿液压坑道钻机施工钻孔，采用直径为75mm探煤钻杆，钻头采用直径108扩孔塔形金刚钻头

2在掘进过程中，采用风煤钻及直径42mm螺旋钻杆循环施工防突考察孔；采用WTC型煤与瓦斯突出参数议，对煤层进行预测预报，如果K1max≧0.5（湿煤0.4）、mL/（g.min）≧6.0kg/m，视为有突出危险，必须采取排放或抽放钻孔，再进行效果检验，直到措施有效。

循环钻孔深度为10m，在以上两种指标符合消突规定情况下，允许一次掘进7m，保留3m安全距离，严禁超掘。

严格采取远距离放炮，并按照规定停电撤人，以及放炮前的设置岗哨，汇报进行工作，确保顺煤层掘进安全。

3、局部防突考察每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每2m测定一个k1，见煤后立即测定钻屑瓦斯解吸指标k1，直至钻孔施工至穿过煤层。

根据我矿K1临界值研究成果以《防治煤与瓦斯突出规定》第73条规定，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/g·min1/2和Smax小于6Kg/m，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/g·min1/2和Smax小于6Kg/m，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。

钻屑指标法预测掘进工作面突出危险性的临界值表

钻屑性质

钻屑解吸指标突出临界值表

Δh2（pa）

K1（ml/g.min1/2）

干煤

200

0.5

湿煤

160

0.4

八、安全防护措施

1、压风自救系统

压风自救系统安设在压缩空气管路上，由施工单位安设，压风自救系统必须完好且使用方便。

压风管路从副斜井用4寸管接到经1450片口车场接到施工巷道内。

距1101回风巷迎头25-40m安设一组，1450运输石门每25-40m安设一组，各警戒点和起爆点必须各安设一组压风自救系统。

每组压风自救系统至少能供5～8个人使用，压缩空气供给量每人不得小于0.1m3/min，起爆点安设的压风自救系统必须能够满足同时撤到该地点的最多人员使用（至少能供10个人使用）。

压风自救系统布置示意图附后。

2、携带隔离式自救器

所有入井人员必须携带隔离式自救器,且熟知自救器的使用方法,并由救护队在班前会前组织施工人员学习培训,合格后方可下井施工。

3、建立正反向防突风门

在1450运输石门构筑了一组二道正反向防突风门，1450运输石门道断面大于6.1m2，风门墙后度不小于1.0m，风门板厚度为50mm，通过风门的水沟和溜子孔必须安设有防逆流隔断装置，防逆流隔断装置用厚度不小于50mm的木板加工，防突风门墙体上的风筒必须采用防逆流铁风筒。

施工单位必须在风门处准备沙袋，放炮前，由施工单位当班班排长负责放下防逆流隔断装置，并用沙袋堵上。

反向风门的关闭情况，溜子孔和水沟的压实堵严情况，由当班瓦检员负责监督检查。

4、远距离放炮

（1）掘进期间，每次放炮前，1101回风巷必须停电，所有人员撤出防突风门300m以外设置警戒，所有警戒岗距爆破点距离不得小于300m。

起爆点设在1＃岗位置。

在起爆位置并安设一部直通矿调度室的电话。

撤人、设岗及停电说明如下（1101回风巷通风系统及放炮设岗示意图附后）：

（2）、设岗位置：

1#岗位置：

1450片口车场处，严禁任何人员进入警戒范围内。

2#岗（兼起爆点）位置：

主斜井于1450运输石门联络巷主井进风侧（距工作面大于300米），严禁任何人员进入警戒范围内。

3#岗位置：

1450回风石门风门进风侧，严禁任何人员进入警戒范围内。

4#岗哨：

设置在风井地面，严禁任何人员从风井进入。

（3）、撤人及设岗

由当班班长、安检员亲自布岗，班长安检员带领1—3#岗将1101上底板抽放巷、1101回风巷及其他地点人员撤到1450片口车场、由安全员清点人数确定井下当班人员全部撤出，将三名专职警戒人员分别布置在1#、2#、3#警戒处守好，1450运输石门、1101上底板抽放巷及其回风系统内所有电全部切断，1#警戒点处的爆破母线也连接到预定地点，先扭结短路，再向矿调度汇报警戒、停电、撤人前各个地点瓦斯检查浓度等情况一切正常后，待调度室指挥部下达可以起爆命令后方可放炮。

4、停电措施：

（1）停电范围：

1101回风巷及1101上底板抽放巷所有非本质安全型电源。

（2）由施工单位班排长指定专职电工切断井下一切非本质安全型电气设备。

5、煤与瓦斯突出避灾

（1）突出预兆

①有声预兆

⑴响煤炮。

有的像炒豆似的噼噼啪啪声，有的像鞭炮声，有的像机关枪连射声，有的像跑车一样的闷声、沙沙声、嗡嗡声以及气体穿过含水裂缝时的吱吱声等。

⑵发生突出前，因压力突然增大，煤岩壁会开裂，打钻时会喷煤、喷瓦斯等。

②无声预兆

⑴瓦斯涌出异常，忽大忽小，煤尘增大，空气气味异常、闷人，有时变热。

⑵在煤层结构构造方面的表现为：

煤层层理紊乱，煤变软、变暗淡、无光泽、煤层干燥，煤层受挤压、褶曲变粉碎，厚度变大、倾角变陡。

⑶在地压方面表现为：

压力增大，煤壁外鼓、片帮、掉渣、顶底板出现凸起台阶、断层、波状鼓起、手扶煤壁感到震动和冲击，炮眼变形装不进药，打眼时垮孔，夹钻等。

（2）掘进工作面的专职瓦检员、安全检查员、班组长和现场揭煤指挥员，必须随时注意观察、分析、对比、掌握突出预兆。

当发现有突出预兆时，瓦检员、安全检查员、班组长和现场揭煤指挥员，必须立即停止工作面的一切工作，立即组织人员按避灾路线撤出，并按规定设置警戒，同时汇报矿调度室和通风值班室，由矿调度室通知揭煤领导小组，采取措施、进行处理。

（3）发生煤与瓦斯突出事故时，避灾路线为：

工作面→1450回风石门→1450片口车场→副斜井→地面，避灾路线示意图附后。

影响范围内的其他人员，在调度室的指挥下沿施工地点规定的避灾路线撤离。

放炮发生煤与瓦斯突出时，工作及警戒人员在调度室的统一指挥下沿规定路线撤至地面。

撤离时每个人都必须佩戴好隔离式自救器，同时要将发生突出的地点、预兆情况以及人员撤离情况向调度室及揭煤领导小组汇报；立即切断突出地点及回风流中的一切动力电源，撤离现场要关闭反向风门，并在突出区域或瓦斯流区内设置栅栏警戒，以防人员进入。

当确定不能撤离突出灾区时，立即背向冲击波传播方向，向下趴在巷道底板上，待冲击波过后，尽快使用压风自救系统自救或撤离灾区，到安全地点等待救援。

九、爆破设计及安全技术措施

1、炮眼布置：

在岩巷段按《1101回风巷掘进作业规程》中的炮眼布置图布置；揭煤时严格按揭煤点炮眼布置图布置。

2、雷管、炸药的选择

①采用3#煤矿许用乳化炸药，药卷直径40mm，长度220mm，重量200g/卷。

②雷管采用煤矿许用1-5段毫秒延期电雷管，其中1段掏槽眼，2段辅助眼，3段周边眼，严禁跳段使用。

③不同厂家生产的炸药、电雷管严禁混用，所有电雷管必须经过电阻测试导通检查合格后才能使用，要求每个电雷管电阻不大于5.6欧姆。

3、连线方式

采用全断面大串联连线方式

4、爆破网路计算

采用5mm的铜芯电缆为爆破母线，母线长不小于1200m，单个雷管R为6欧姆，留台阶施工，最大雷管使用量共使用67个雷管。

R线=ρL/S=0.189×1200/（2×0.75）=151.2（Ω）

R=R线+nR雷管=151.2+67×6=553.2（Ω）

R---总电阻R线---放炮线电阻

R雷管---雷管电阻n---炮眼个数ρ---放炮线电阻系数

L---放炮线长度S---放炮线横断面积

L：

为放炮母线长，取1200m。

S：

为放炮母线横截面积，半径为0.75m2。

R总=R管+R缆=553.2（欧姆）

I=V/R总=2800/553.2=5.06AI>0.7A

R总雷管总电阻，R缆为放炮母线总阻值

I为通过单个电雷管的电流值，0.7A为单个电雷管的最小起爆电流值。

使用MFB—200型放炮器起爆，放炮器电压峰值为2800V，允许负载电阻1220欧姆，起爆电流＞3A，引爆能力为200发。

起爆电流为5.06A，故放炮器选择合适。

5、爆破安全技术措施

（1）打眼

①钻眼期间瓦检员负责观察突出预兆及检查瓦斯浓度，钻眼过程中，发现有喷煤、喷水、喷瓦斯、温度突增或下降，打眼时顶钻、夹钎等异常情况时，必须停止打眼，但不准拔出钎子，并立即将工作面所有人员迅速撤离到1450运输石门防突风门以外进风流中必须安设一部直通矿调度室的电话，以便随时汇报情况。

当班电工立即切断迎头及回风流中所有动力电源，并立即向工区和矿调度室汇报。

调度室接到通知后必须立即通知揭煤领导小组，揭煤领导小组必须查明原因，及时采取措施进行处理。

②严格按炮眼布置图点好眼位，掌握好炮眼角度、深度施工，打眼结束后必须用扫眼器将炮眼内的积水、粉尘吹干净，才能装药，保证爆破效果。

扫眼时，其他人员撤到安全位置进行躲避，扫眼人员要背对眼口，并设专人控制风阀。

③在打眼过程中，当班瓦检员、安检员必须在现场监督打眼。

④严禁钻眼与装药平行作业，严禁瓦斯超限作业。

⑤其他安全措施按《1101回风巷掘进作业规程》中“打眼注意事项”执行。

（2）装药、联线、爆破

①施工用的水炮泥、木质炮棍等由施工单位预先准备到位，起爆药卷必须在避开电器设备及导电体的安全地点制作好后再运到迎头。

②装药、联线时必须将迎头及回风流中的动力电源切断。

③所有炮眼必须在炸药与封泥间充填1~2个水炮泥，炮眼封泥长度应符合《煤矿安全规程规定》规定，且必须密实地装至眼口。

所有探煤钻孔、措施孔、排放孔、效果检验孔等不装药的眼孔都必须用黄泥充填，充填深度不得小于爆破孔深度的1.5倍。

④严格按照爆破图表中炮眼编号、药量、雷管号及正向装药结构示意图进行装药，炮眼剩余部分必须用黄泥充满填实，当爆破点附件瓦斯浓度达到或超过0.8%时，严禁装药。

⑤进行联线装药时，安检员、瓦检员、班排长必须在现场监督，联线方式为大串联。

需使用备用脚线时，必须用绝缘胶布包扎严实，严禁有明接头。

⑥当迎头装完药，由安检员负责带领站岗人员搜索撤人，按远距离放炮的要求将警戒区域内的所有人员撤到警戒区域以外，且放炮时间必须避开检漏时间和交接班时间。

⑦放炮停电时，严禁切断安全监控分站电源，以保证对工作面及回风流中瓦斯浓度和局部风机运转的正常监控。

⑧放炮前，现场揭煤指挥小组必须逐项核实下列情况：

⑴装药联线是否完好，是否错联、漏联；

⑵是否按远距离放炮的要求停电、撤人、设岗；

⑶安全监控系统和风机运行是否正常；

⑷警戒范围内的反向防突风门是否完好，是否处于关闭状态，防逆流隔断装置是否完好可靠；

⑸放炮器是否完好，电压峰值是否达到要求；

⑹工作面及回风流中瓦斯浓度是否在0.8%以下，风筒吊挂、风量是否符合要求，爆破点20m范围内是否冲尘；

⑺所有压风自救系统是否完好，使用是否方便。

⑨放炮30分钟后，现场安全员、瓦检员通过1450运输石门进风流中的B38监测分站观察工作面及回风流瓦斯情况，并通过电话向矿调度室询问瓦斯状况，经调度值班领导同意后，方可安排安全、瓦检员进入工作面检查，检查内容如下：

⑴瓦斯浓度、风流温度、氧气、一氧化碳、二氧化碳。

⑵有无突出痕迹，支护情况。

⑶爆破是否达到预期效果。

⑩施工人员在现场由安全员或跟班矿长的统一指挥进入工作面检查。

进入工作面检查前，必须检查自己佩戴的装备是否齐全、完好，装备不齐全、完好者严禁进入。

6、恢复工作

（1）现场跟班安全员将检查情况汇报调度值班领导，由值班领导决定是否恢复送电、撤岗。

（2）矿值班领导下达恢复送电、撤岗、恢复掘进工作的命令后，由矿调度室通知有关单位及相关人员负责对回风系统内电源进行送电工作。

（3）进入迎头前施工单位现场负责人要根据迎头具体情况对恢复作业做详细安排并认真做好记录。

（4）进入迎头后，严格执行“敲帮问顶”制度，对被崩坏的锚网必须从外往里逐步进行补打，确认顶板稳定后，才能进行其他工作。

（5）出矸过程中，如发现有瞎炮，则必须将雷管脚线保护好，不得随意乱拉乱扯或随意处理，如果瞎炮经雷管导通测试仪检查证实未爆，或因联线不良造成的瞎炮，必须由施工单位另行编制专门安全技术措施进行起爆。

十、组织管理及安全技术措施

1、组织措施

确保1101回风巷掘进安全，矿成立防突领导小组。

组长：

郑晓苏

副组长：

马孝蒲

成员：

段元星张天明耿庆帮赵长松张久贵孙呈军王建林曹世繁及全体安全员、瓦检员

职责范围如下：

郑晓苏：

总指挥，负责揭煤工程的全面指挥工作。

马孝蒲：

负责组织协调调配揭煤过程中的人力、物力。

段元星：

负责揭煤技术方案的制定、实施，对揭煤技术方案、措施进行监督、检查，负责督促落实。

张天明：

按规定对揭煤期间的各项安全工作进行监督管理，对违反揭煤措施的行为进行追查、处理。

孙呈军：

负责揭煤期间系统内的停、送电指挥，对停送电工作负责。

耿庆帮：

负责编制揭煤措施，按照措施要求完善揭煤现场“一通三防”系统；组织实施防突措施效果检验。

赵长松：

负责揭煤期间的瓦斯检查及突发事件的救援工作。

翁石金：

负责组织人员现场施工、材料准备、现场揭煤措施的落实。

防突领导小组在矿调度室设办公室，张久贵任办公室主任，以便统一指挥。

掘进期间，防突领导小组副组长和组长在矿调度室轮流值班指挥施工防突工作。

2、瓦斯管理

（1）局部通风机必须挂牌管理，严禁随意停开，保证风流、通风系统稳定可靠。

（2）工作面必须安设专职瓦斯检查员，持有效证件上岗，严禁无证上岗;瓦斯检查不得出现空、漏、假检；严禁脱岗、岗上睡觉。

（3）揭煤期间，通风科瓦检员必须每班检查局部通风机及开关是否完好，检查完后及时向矿调度室汇报。

（4）瓦斯检查员必须严格执行“一班四汇报”，“一炮三检查”及“三人联锁换牌”放炮制度，监督放炮员按规定使用水炮泥和封填炮泥。

（5）爆破地点附近20m风流中瓦斯浓度达到0.8%及其以上时，严禁装药放炮。

（6）工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止作业，切断电源，撤出人员，进行处理。

（7）巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到1.5%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

（8）炮后回风流中瓦斯浓度连续5min超过2%或小于2%但炮后30min内瓦斯浓度降不到0.8%以下时，必须停止工作，采取有效措施处理后，方可恢复工作。

（9）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到0.8%以下时，方可恢复送电。

（10）局部通风机因故停止运转后，必须立即停止工作，并将所有人员撤到地面，切断电源，且由瓦斯检查员在开门位置设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并汇报矿调度室和通风值班室，指派专人站岗。

（11）停风区中瓦斯浓度超过0.8%，不超过3%时，瓦斯检查工根据矿调度值班领导的安排，采取安全措施，控制风流进行排放；停风区中瓦斯浓度超过3%时，由通风科技术人员编制排瓦斯措施，报矿总工程师批准后，救护队严格按措施规定排放瓦斯。

停风区中瓦斯浓度达到或超过3%不能立即处理时，必须在24小时内对停风地点进行封闭。

（12）严禁无风、微风及瓦斯超限作业。

3、机电设备管理措施

（1）电气设备必须有出厂合格证，且经专职防爆员检查，失爆电器严禁使用，使用风电闭锁装置前必须先作实验。

（2）所有电器设备按标准上架，禁止带病运转。

电缆、管线严格按标准吊挂整齐。

（3）严禁带电检修、搬迁电器设备，严禁任意停、送局部通风机电源，特殊情况需停局部通风机电源时，必须先编制停电申请单和停电措施，并报有关部门批准，通知相关人员后，方可停送电。

（4）机电人员每班必须对掘进工作面及其回风系统机电设备进行检查，向矿调度汇报，并做好记录。

（5）在检修、搬迁电气设备时，严禁带电作业，停送电时，必须严格执行停送电制度。

（6）严格执行专人停送电制度。

（7）供电设备不得有“明接头、鸡爪子、羊尾巴”等现象。

（8）对每台入井矿灯都要进行防爆检查，严禁使用失爆矿灯。

5、安全监测监控系统的安装与管理措施

（1）传感器的种类及设置地点：

①在局部通风机安设局部通风机开停传感器

②在距迎头≤5米的地点设置一台甲烷传感器（T1）。

③在距1101回风巷开门点往里10~15m安设一台甲烷传感器（T2）。

（2）甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围：

①T1的报警的浓度为≥0.8%，断电浓度为≥1.0%，复电浓度为＜0.8%，其断电范围为1101回风巷、1101上底板抽放巷、及1450运输石门内全部非本质安全型电气设备。

②T2的报警浓度为≥0.8%，断电浓度为≥0.8%，复电浓度为＜0.8%，其断电范围为1101回风巷、1101上底板抽放巷、及1450运输石门内全部非本质安全型电气设备。

放炮前，必须进行瓦斯闭锁试验，确保瓦斯闭锁灵敏可靠，通风科监测工必须将瓦斯闭锁试验记录填写清楚，存档备查。

传感器距巷帮不得小于200mm，距顶帮不得大于300mm。

6、综合防尘管理

（1）在1101回风巷内安设防尘水管，并保证保供水正常。

（2）在1101回风巷内防尘管路上每隔50m安设一个三通水阀，在工作面防尘水管末端安设一个三通水阀，并连接一根长度不少于15m的软质胶管。

（3）在1101回风巷内安设两组净化水幕，爆破及出矸期间必须开启净化水幕降尘。

（4）在1101回风巷内距工作面60—200m处安设一组隔爆水袋