运顺底抽巷揭煤安全技术措施.doc

16中08运顺底抽巷揭7煤安全技术措施一、概况根据16中08运顺底抽巷巷道设计，巷道将揭露7煤煤层。7煤属于突出危险性煤层，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发生确保矿井生产安全顺利，贯彻“多措并举、可保必保、应抽尽抽、效果达标”的原则。结合矿井实际情况，特编制此揭煤措施。1、煤层情况（1）、地质条件7#煤层：位于龙潭组上部，厚度为1m左右，煤层后倾13，左倾24，直接顶为泥岩，深灰色，质软，易碎，遇水变型。直接底板为泥岩，厚度1.1m，灰色，片状，松软，遇水膨胀，老底岩性主要为泥质粉砂岩，泥质细沙岩。7煤的地质情况详见下图-附图。2、巷道断面及支护形式：16中08运顺底抽巷揭煤段断面为矩形，断面净宽3.2m，净高2.8m；顶部锚杆采用KMG500左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，锚杆规格202000mm，帮部锚杆采用KMG500左旋无纵筋螺纹钢等强锚杆，锚杆规格182000mm，网片采用10#镀锌铁丝制成的菱形网制作，顶部规格36001800mm，帮部规格26001800mm，网格5050mm。挂网时要求网与网之间搭接100mm，并每隔200mm用12#铁丝联一扣，将菱形网联为一个整体，将挂网处的岩面完全覆盖，钢筋梯采用规格：顶部钢筋梯规格12x4100mm，帮部钢筋梯规格12x2650mm。揭煤段施工方案及巷道参数：由变坡点以10下山掘进，巷道支护为锚网喷支护；采用光面爆破（远距离放炮），全断面掘进，一次成巷的施工方案。16中08运顺底抽巷巷道断面支护图）。3、区域煤层瓦斯基本参数1）矿井各煤层平均瓦斯含量根据重庆一三六地质队2006年12月提交的贵州大方煤业有限公司小屯煤矿一采区补充勘探地质报告7#煤全区甲烷瓦斯主要为1015 mlgf，东北部为1520 mlgf，10 mlgf分布于604孔903孔一线，呈带状分布。平均瓦斯含量为9.76m3/t2）瓦斯梯度根据地质资料，推测本井田煤层瓦斯风化带深度为130m。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4.17 ml/g.r（即瓦斯增长率）；瓦斯梯度为23.93m/（1 ml/g.r），即可燃气体每增加1 ml/g.r，则标高相应降低23.93m。3）影响瓦斯含量的地质因素（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）其它因素：一采区浅部由于有向斜、背斜构造发育，瓦斯含量变化较为复杂，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有影响。4）煤层突出危险性鉴定情况根据中国矿业大学2009年提交的贵州大方煤业有限公司小屯煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的鉴定结果：煤 层破坏类型瓦斯压力（MPa）坚固性系数瓦斯放散初速度（mmHg）7#煤0.950.44618.408由上表可知：7#煤破坏类型、瓦斯压力、坚固性系数及瓦斯放散初速度均已达到煤与瓦斯突出矿井鉴定规范中的单项临界指标临界值。因此，7#煤具有突出危险性，7#煤煤层为突出煤层。5）监控系统情况（一）安全监控设备种类及数量1、 KJ90-F16型监控分站3台；2、 KG9001C型甲烷传感器2台；3、 KDG3K型井下远程馈电断电器1台；4、 GT-T（A）型风机开停传感器4台；（二）安全监控系统及设备安装位置1、安全监控系统采用重庆煤科院提供的KJ90NB安全监控系统。2、分站分站安设在七号联络巷和副井风机群处，便于人员观察、调试、检测，支护完好，无滴水，无杂物的地方；分站电源取自风机开关的电源侧，电缆为矿用橡套电缆；分站安设时应加垫支架，使其距底板不低于300mm。3、甲烷传感器掘进巷道工作面和回风流安设甲烷传感器，巷道超过500m，增设一组甲烷传感器。甲烷传感器垂直悬挂距顶板不得大于300mm,距帮不得小于200mm、且应便于人员观察、调试、检测，支护完好，无滴水，无杂物的地方。掘进巷道工作面甲烷传感器悬挂在距迎头不大于5m的风筒另一侧，与风筒出风口平齐；动态监测工作面迎头的甲烷变化情况，并将数据反馈到分站和中心站。掘进巷道回风流甲烷传感器悬挂在距风流汇合点以里10 15m的巷道中，动态监测掘进巷道回风流中的甲烷变化情况，并将数据反馈到分站和中心站。3、开停传感器在局部通风机主风机及备用风机开关负荷侧电缆上分别设置风机开停传感器。当局部通风机停止运转时，系统中心站报警。4、馈电断电器在掘进巷道总电源开关处设置馈电断电器，分站与馈电断电器连接信号电缆，将馈电断电器控制线路接至被控开关控制接点，馈电线路接至被控开关负荷侧，当掘进巷道中任意一个甲烷传感器达到设定断电点时，分站控制馈电断电器动作，切断被控电源，并将被控电源开关断电情况反馈给系统中心站。（三）电缆敷设1、信号电缆：从各类传感器到监控分站，使用MHYVR (147/0.52)型信号电缆敷设。2、电源电缆：从电源开关到断电器，采用MY1000V(3616)型橡套电缆。3、控制电缆：从断电器到被控开关，采用MYQ(32.011)型橡套电缆。4、监控电缆线应敷设在动力电缆的上方且距动力电缆大于0.1m。（四）控制区域掘进巷道工作面报警点：1.0%,断电点1.5%,复电点1.00%,掘进巷道回风流报警点：1.0%,断电点:1.0%,复电点1.00%,控制掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。（五）管理1、煤矿安全监控设备之间使用专用阻燃电缆连接，严禁与调度电话电缆或动力电缆共用。2、当瓦斯超限或监控系统报警时，要按规定安排撤人，并及时通知调度室和监测值班室，待查明原因处理完毕后方可恢复生产。3、由班组长负责挪移甲烷传感器。经常移动的安全监控设备，必须由班组长负责按规定移动，严禁擅自停用。迎头爆破或出矸时应对传感器及传输线路进行保护防止损坏。爆破结束后，班组长及时将甲烷传感器移到规定地点。4、安全监控设备必须定期调试、校正，每月至少一次，甲烷传感器每7天使用标准气样和空气样调校一次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。5、甲烷传感器发生故障时，应及时处理，在井下无法处理时，应在24h内更换。附:安全监测系统布置图及断电控制图二、便携式甲烷检测报警仪的配备和使用：1、区队长、副区队长、技术员下井时必须携带便携式甲烷报警仪，对分管范围内的甲烷进行不间断监测。2、当班生产班长下井时必须携带便携式甲烷报警仪，并把常开的报警仪悬挂在距掘进工作面外不大于5m、顶板下不大于300mm、距巷帮不小于200mm无风筒一侧。3、机电流动电钳工下井担负机电维修工作时，必须携带便携式甲烷报警仪，检查检修工作地点20m范围内瓦斯浓度，有报警现象时，不得通电或检修。以上如有报警现象，安全班长立即停止巷道工作撤出人员至全风压巷道进风口，切断巷道内一切非本质安全型电气设备电源，并汇报调度室及通风调度，由通风工区及时查明原因，处理完毕后，方可恢复生产。二、区域突出危险性预测根据防治煤与瓦斯突出规定之要求，区域预测主要依据是煤层瓦斯压力、瓦斯含量井下实测数据。根据防治煤与瓦斯突出规定之要求，在巷道施工距离煤层法向距离10m处至少施工2个地质钻孔准确掌握揭煤区域煤层赋存条件、地质构造等地质资料； 所有钻孔施工完之后，立即进行封孔测压，由测流人员每天观测一次煤层瓦斯压力并做好记录，最终压力稳定24小时为止。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7#中车场掘进揭煤区域煤与瓦斯突出危险性的方法。16中08运顺底抽巷掘进前已在副平硐施工测压钻孔，对7#煤层瓦斯压力进行了测定，测定参数如下表：孔号最大压力（MPa）10.5420根据测压结果：16中08运顺底抽巷揭煤区域7#煤瓦斯压力最大值为0.54MPa0.74MPa，因此16中06运顺底抽巷揭煤区域7#煤层无突出危险性，本次揭煤区域不用采取区域放突措施。三、巷道揭煤过程中煤层的层位控制1.加强地质预测预报工作，准备掌握煤层层位，防止误揭煤层事故的发生。2.为了防止掘进过程中误揭煤层，16中08运顺底抽巷掘进过程中施工单位必须边探边掘、先探后掘，确保巷道距离煤层的法线距离不小于1.5米。3.探眼施工时，必须有专职瓦检员、当班班组长在现场监督，否则不允许开工，并详细记录钻孔煤、岩情况，必须采取“双汇报”制度，由当班班长和瓦检员分别根据各自的记录向调度室汇报。根据探眼施工情况计算，如巷道距煤层（煤厚大于等于0.3m）的法线距离小于等于1.5m时，调度室必须通知通防部进行工作面突出危险性预测，只有当预测为无突出危险时方可掘进施工，否则必须采取局部综合防突措施。4.当探眼探到煤层，经计算巷道距7煤煤层的法线距离小于等于1.5m后不在施工探眼，利用防突考察钻孔作为探煤钻孔判断煤层的变化。5.短探钻孔设计表如下：孔号孔深（米）夹角（）开孔位置钻孔倾角（为巷道倾角）150巷道断面顶部+30250巷道断面底部-30370巷道顶板 90四、工作面突出危险性预测（区域验证）、防突措施、防突措施效果检验的方法、指标及预测、效果检验钻孔布置、远距离爆破揭煤1. 揭煤工作面预测16中08运顺底抽巷迎头施工至7煤煤层顶板法距1.5m位置时，进行区域验证，采取工作面预测循环批掘制度。工作面预测指标采用钻屑瓦斯解吸指标法，由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔，其中有一个钻孔控制到巷道揭煤处轮廓线外5m，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径为13mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。只有当同时满足以下两个条件，方可认为无突出危险工作面，否则，为突出危险工作面。1.施工考察钻孔时，钻进速度要均匀应控制在1m/min左右，确保测定指标准确，钻孔倾角可根据现场煤岩层倾角进行调整，保证钻孔布置在煤层中。2.16中08运顺底抽巷工作面施工考察钻孔时，由施工单位先用风钻配50钻头施工钻孔穿透岩柱后停钻，见煤后换用煤帮钻机配38的螺旋钻杆和42的钻头进行施工，用风钻施工穿透岩石钻孔时采用干式打眼；打钻时现场作业人员要带好防尘口罩，并使用好各种防尘设施；现场人员必须配合防突考察人员，按照防突考察工的要求进行布孔和施工。3.预测钻孔的控制位置：1#孔终孔控制在斜井前方煤体， 2#孔终孔控制在斜井左侧煤体，3#孔终孔控制在斜井右侧煤体。4.考察指标：考察时对钻孔作钻屑量指标、钻屑瓦斯解析指标K1值进行考察。考察指标最大钻屑量（Smax)钻屑瓦斯解吸指标K1危险性单位Kg/mmL/(g.min0.5）有一个指标达到或超过临界值即为突出危险工作面临界值60.5无突出危险工作面当最大钻屑量、钻屑瓦斯解吸指标都小于临界值时，一般判定该工作面为无突出危险性工作面，但当工作面出现突出有声预兆（如煤体出现劈裂声、炮声、闷雷声）和无声预兆（如煤层层理紊乱、煤变软变暗、掉渣、煤面外鼓、片帮、瓦斯浓度突然增大、瓦斯涌出忽大忽小及打钻时出现喷孔、顶钻等现象）时，应判定该工作面为突出危险工作面，必须采取防突措施。经预测指标不超限且工作面打钻时无喷孔、顶钻等其他明显突出预兆时，必须留有2m的预测钻孔超前距后方能施工。5.工作面预测钻孔参数表孔号夹角()倾角()终孔深度(m)控制煤层备注1-28-168107煤考察钻孔穿过煤层全厚20207煤328247煤2. 工作面防突措施当工作面预测（区域验证）有突出危险时，则施工局部防突措施。采用迎头布置浅孔抽放，钻孔控制到巷道两侧和上部轮廓线外5m，下部3m。开孔间距0.4m0.4m,孔径75mm，钻孔终孔至穿过7煤煤层底板0.5m止。钻孔施工完毕后，利用16中08运顺底抽巷轨顺DN219瓦斯抽采管路进行合茬抽采。在抽放钻孔的控制范围内，当进行工作面防突措施效果检验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，加强抽放。再次进行工作面防突措施效果检验直至指标达临界值以下。且煤体瓦斯含量小于8m3/t消突后方可采取安全防护措施揭煤。同时利用抽放钻孔探明煤层赋存情况和巷道与7煤煤层的间距。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，若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，再补充采取施工抽放孔抽放瓦斯、瓦斯排放孔排放瓦斯或者其他经试验证明有效的局部防突措施，再次经过工作面防突措施效果检验为无突出危险工作面，在执行安全防护措施后方可恢复掘进。3. 工作面防突措施效果检验当迎头卸压抽采钻孔全部施工到位并经过一段抽采时间后，控制范围内煤体瓦斯抽采率30%后，用钻屑瓦斯解吸指标K1值进行效果检验，只有当效果检验为无突出危险工作面后方能恢复工作面掘进，否则必须继续执行防治突出措施。预测钻孔的控制位置：1#孔终孔控制在斜井前方煤体， 2#孔终孔控制在斜井前方煤体，3#孔终孔控制在斜井前方煤体，4#孔终孔控制左侧煤体，5#孔终孔控制右侧煤体。效检方法及步骤与工作面突出危险性预测一样，只有当钻屑瓦斯解吸指标K1值0.5ml/g*min1/2且校检钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其它异常现象，方可认为措施有效，否则必须延长抽采时间，直至效果检验有效。对工作面进行效检时，效检方法及步骤与工作面突出危险性预测一样，只有当效检工作面无突出危险后方能进行掘进施工，否则必须继续执行防突措施直至消突后方能进行施工。经效检工作面措施有效后，必须按要求留有足够的超前距：当效检孔长度等于措施孔长度时经效检措施有效后（即检验孔的投影长度等于措施孔的投影长度），必须留有5m的措施孔投影长度的超前距；当效检孔投影长度小于措施孔投影长度时，则应当在留足所需防突措施超前距并同时保留有2m的检验孔的投影长度的超前距的条件下，采取安全防护措施后方能揭煤放炮。4. 远距离爆破揭煤工作面措施效果检验合格且未发现其它异常情况后，16中08运顺底抽巷掘进过程中施工单位必须严格执行循环批掘、并采用远距离爆破方式渐进式揭开7煤。1.16中08运顺底抽巷远距离爆破揭煤区域为：迎头距7煤底板法向距离1.5m时开始。2.放炮地点：副平硐防突风门外。3.站岗地点：副平硐防突风门外、主平硐防突风门外。4.在放炮站岗地点必须安设电话和压风自救装置。5.爆破作业掏槽方式为楔式掏槽法。5.1 炸药、雷管：使用三级煤矿许用乳化炸药、8#煤矿许用毫秒延期电雷管。5.2 装药结构：正向装药5.3 起爆方式：起爆使用MFB型安全网路闭锁发爆器起爆，联线方式为串联联线。5.4 炮眼布置三视图与爆破说明书爆破说明书炮眼名称眼深（mm）眼距（mm）眼数（个）装药量雷管数（个）起爆顺序连线方式Kg/眼计（Kg）掏槽眼220025060.63.66串并联辅助眼2000 50080.32.48周边眼2000350240.24.824底 眼200060060.63.66合计4414.4448、放炮时掘进三区必须有跟班领导在现场，且严格按批掘进尺施工严禁超掘，需防突考察时掘进三区要提前一小时汇报矿调度室（由矿调度室通知通防部）。9、放炮警戒、撤人地点：揭7煤放炮时警戒站岗（1）一号站岗点设在副平硐防突风门外（起爆点）。（2）二号站岗点设在主平硐防突风门外。撤人范围：主平硐、副平硐、回风平硐、1608运顺底抽巷、1610运顺底抽巷、十号中部车场全体人员撤至防突风门外。（3）严禁16中08运顺底抽巷迎头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。（4）16中08运顺底抽巷揭煤放炮时，所有不装药的眼、孔都应用不燃性材料充填，充填深度应不小于爆破孔深度的1.5倍。（5）放炮：放炮后，必须等30min后，瓦斯检查员、班组长、放炮员通过电话询问地面监控显示情况确认无碍后方可进入侦察，只有经检查确认无隐患后通知矿调度室，方可送动力电，其它人员方能进入施工。（6）严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度。五、安全系统1.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矿井采用中央并列式抽出通风，目前安装两台BDK618-12-No31的主要通风机，电机功率分别为160KW，其中一台使用，一台备用。揭煤前必须建立独立的通风系统：16中08运顺底抽巷斜井揭煤局扇安设在六中车场处，采用局扇压入式通风，局扇为245KW供风，并安装了双风机双电源自动切换装置，采用抗静电、阻燃的 “双抗”柔性胶质风筒向工作面供风，风筒直径800mm,迎头供风量不少于450m3/min，局扇采用“三专”供电。新风：地面副平硐大巷局扇风筒掘进工作面。回风：掘进工作面16中08运顺底抽巷八中车场副平硐一号边界联络巷风平硐地面。1.1 防突风门的设置1.1.1 开门掘进前，必须在副平硐施工一组正反向防突风门，其它受16中08运顺底抽巷掘进工作面回风流所影响的正反向防突风门保持原位置不变。1.1.2 施工的防突风门不少于两道，且必须与墙体接触严密，风门墙体牢固，崁入巷道周边岩石深度0.2m，风门间距不小于4m，且正向风门必须闭锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度0.8m，门扇厚度50mm。1.2 加强通风管理，揭煤前，施工单位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。1.3 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5米；接头严实，不漏风，确保有足够的风量，严禁无风、微风作业。1.4 通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置。1.5 风量计算根据兖矿集团有限公司矿井风量计算方法计算如下：1.5.1 按瓦斯涌出量计算风量，预计该工作面瓦斯涌出量0.2m3/min，瓦斯涌出不均衡通风系数K瓦取1.8。Q1608运顺底抽巷100q掘K掘通 =1000.21.8=36m3/min1.5.2 按掘进面同时作业人数计算风量Q1608运顺底抽巷4N= 420=80m3/min1.5.3 按掘进面炸药量计算风量Q1608运顺底抽巷25A=2518=450m3/min1.5.4 按风速进行验算600.15SQ1608运顺底抽巷604S 即600.1510.897.2m3/min450m3/min60410.8=2592m3/min 故工作面风量满足要求根据配风量取大原则，所以1608运顺底抽巷掘进工作面需要风量为450m3/min。根据风量计算， 采用局扇压入式通风，局扇为245KW供风，并安装了双风机双电源自动切换装置，采用抗静电、阻燃的 “双抗”柔性胶质风筒向工作面供风，风筒直径800mm,迎头供风量不少于450m3/min，局扇采用“三专”供电，能够满足揭煤期间供风要求。揭煤期间局扇必须设专职局扇司机看管，且局扇司机必须是同时持有电工证的电工。2.抽采系统抽采管路的选择抽采管管径采用下式计算：D=0.1457(Q混总/ V)1/2式中：Q混总 抽放总混合流量，m3/min；D 抽放管直径，m；V 管路内的瓦斯流速，取15m/s。16中08运顺底抽巷抽采管路：抽采瓦斯按浓度30，瓦斯纯量3.1m3/min，则Q=10.33m3/min；计算得D=0.121m；取D=200mm。矿井配备两套瓦斯抽放系统，其中一套低负压抽放系统抽放采空区瓦斯，其共配用一台2BEC67-1BG3-280瓦斯抽放泵，其电机功率为500KW，每台瓦斯抽放泵额定抽放流量为405m3/min；一套高负压瓦斯抽放系统抽放本煤层瓦斯，共配备两台2BEC62-1BG3-290瓦斯抽放泵，其电机功率为400KW，其每台抽放泵的额定抽放流量为3203/min。16中08运顺底抽巷采用DN200抽采管与DN400抽采主干管相连，构成揭煤主抽采系统，以备迎头钻孔抽采。3.瓦斯管理及监控系统3.1 揭煤期间，安设专职瓦检员检查瓦斯。瓦检员必须随时观察迎头瓦斯变化情况和突出预兆。发现瓦斯涌出异常和有突出预兆时立即停止工作，撤出人员，并汇报调度所。3.2 在距迎头小于5m范围巷道内设置甲烷传感器T1，在第一回风交叉口以内1015m处设置甲烷传感器T2，T1、T2均须安装高低浓甲烷传感器。3.2.1 T1瓦斯传感器安设在16中08运顺底抽巷内距工作面煤壁5m处，监测工作面风流中的瓦斯浓度，当T10.8%时报警，当T11.5%时切断16中08运顺底抽巷巷道内所有非本质安全型动力电源，当T10.8%时复电；3.2.2 T2瓦斯传感器安设在八中车场与副平硐交叉口以里1015m处，监测工作面回风流中的瓦斯浓度，当T20.8%时报警，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T20.8%时复电。3.3 传感器的安装维护3.3.1 安全通讯监控中心根据规程及有关规定和安全技术措施的具体要求进行安设监控装置。3.3.2 严格按有关规定要求，每天对设施进行维护和标校一次，确保仪器准确可靠。3.3.3 严格按有关规定要求，每天对断电功能进行试验一次，确保监控装置的灵敏可靠。3.4 传感器使用管理3.4.1 迎头甲烷传感器及设施，由施工单位使用与管理,并根据现场情况及时移挪监控设施，以防在施工过程中损坏设施，作业后，要及时按规定要求挪回到正确位置吊挂。3.4.2 安监员在当班过程中，要严格按照规程及有关规定要求，对监控设施进行定时检查，发现问题要及时督促施工单位进行整改，对不能及时处理的问题向矿调度进行汇报。3.4.3 未经矿调度及安全通讯监控中心同意，严禁擅自移挪、停用监控设施。3.5 严禁随意停开局扇。因故停风，迎头全部人员必须撤至副平硐大巷新鲜风流处。4.揭煤区域供电管理4.1 揭煤使用的所有电气设备入井前由专职防爆检查人员检验合格贴证后方可入井。4.2 严格执行停送电管理规定,严禁带电检修、搬迁电气设备，检修、搬迁设备前必须切断电源，采用同电源电压相适应的验电器验电，开关打到停止位置并闭锁，悬挂“有人工作，严禁送电”的停电牌，杜绝失爆失保。4.3 各电气设备的控制开关必须挂专职责任牌，并标明电压等级，责任到人，电缆吊挂整齐，保护好，避免挤压伤，电缆牌标明电压等级。4.4 五小电气上板，电气设备上架。对有淋水地点的电气设备必须有有效的防淋水措施。4.5 按规定做“风电闭锁”“瓦斯电闭锁” 试验， 确保灵敏可靠,并留有记录.4.6 揭煤放炮前切断回风巷道内所有非本安型电气设备，送电前经测气员同意后方可送电。六、安全防护措施1.安全防护措施1.1 在副平硐岔口处放炮地点、站岗地点各安设一部直通矿调度的电话，并保证信号畅通。1.2 该工作面的电器设备，必须设专人负责检查、维修和调试，使用中的防爆电器的防爆性能每天检查一次，并留有记录和数据，严禁使用性能失爆的电器设备。1.3 该工作面迎头必须悬挂便携式瓦斯报警仪。1.4 所有施工人员，必须学习防突措施及有关防突知识，熟悉突出预兆及避灾路线。1.5 16中08运顺底抽巷施工前，副平硐正反向防突风门必须完好可靠。1.6 下井作业人员必须携带隔离式化学氧自救器，经检身房检查未携带自救器，严禁入井作业。1.7 16中08运顺底抽巷在距工作面2540m的位置安设压风自救，压风自救应可供8人使用，平均每个人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。1.8 揭煤施工前，班组长将副平硐防突风门的电缆孔封堵严实，水槽安装好逆流板，严禁出现孔洞。关闭风门后要拴上门闩，防止放炮后冲击波撞开风门突出的瓦斯从风门逆流造成突出影响面扩大，引起人员伤亡。1.9 救护队在16中08运顺底抽巷揭7煤层放炮时，必须派一个小队在井下揭煤放炮地点副平硐防突风门外待命，并按煤矿救护规程的规定，做好侦察的准备。救护队在炮后30分钟后戴机进入侦察前，首先利用调度电话和监控中心进行联系，只有在16中08运顺底抽巷瓦斯探头T1、回风流瓦斯探头T2不超过1.0%时方可进入侦察，确认无隐患后通知施工单位，救护队员方可撤离。1.10 揭煤放炮时施工单位必须有跟班领导在现场，且严格按批掘进尺施工严禁超掘。1.11 在该揭煤区域内施工过程中，严禁使用风镐作业。若有其它原因人为撞击而有可能产生火花的情况下，必须使用铜锤。2.防突考察注意事项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（由矿调度室通知通防部，通防部安排人员考察），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。2.2 防突考察人员做效果检验时，必须仔细认真，数据必须准确、可靠，严禁弄虚作假。2.3 进行防突考察时，由施工单位负责打眼，通防部负责采样检验。2.4 通防部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。2.5 防突考察单报送通防部、公司调度室、地测部、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。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，并测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，立即撤退现在所有人员。2.7 各钻孔施工结束后，必须校核竣工钻孔的方位和倾角，测量钻孔深度。3.放炮期间安全注意事项3.1 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。3.2 16中08运顺底抽巷放炮时，监控中心要加强监测，包括局部通风机开停（特别是16中08运顺底抽巷局部通风机）等，发现异常情况及时汇报公司调度室。3.3 施工单位放炮时，要提前一个小时通知矿调度室，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。3.4 所有人员进入警戒防突风门以内时，必须经公司调度室同意，在退出警戒防突风门时必须及时向公司调度室汇报。3.5 16中08运顺底抽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实，经安监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。3.6 16中08运顺底抽巷放炮时，必须停掉16中08运顺底抽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。3.7 施工单位必须保证局部通风机完好正常运转，放炮时16中08运顺底抽巷迎头要开两级风机。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公司调度室。3.8 严禁16中08运顺底抽巷迎头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。3.9 16中08运顺底抽巷放炮必须保证16中08运顺底抽巷回风系统畅通，回风系统不准存放物料和矿车。3.10 严格执行“一炮三检”、“三人联锁”放炮制度。3.11 放炮所使用的雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。不同厂家、不同规格的雷管不得掺混使用。3.12 放炮期间井下严禁停压风，否则不准进行放炮工作。3.1316中08运顺底抽巷放炮后，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，只有在无异常情况下，方可由班长、放炮员、瓦检员进入检查确认无隐患后通知调度室，送动力电，其它人员方能进入施工。4.其他注意事项4.1 巷道施工采用吊挂前探支梁做为临时支护，前探梁用76mm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块，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；前探梁后段用背板接顶，并背牢背实。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。4.3 施工单位施工时，必须做到“一掘一支护”，防止片帮诱发突出事故。4.4 施工单位每班必须安排跟班电工对现场的电器设备检查，杜绝失爆。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，汇报调度室，实施局部综合防突措施。4.6 施工单位施工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。4.7 机电部组织有关部门和施工单位定期对风电、瓦斯电闭锁进行试验，保证其灵敏、可靠。4.8 施工单位严格执行本设计，有突出危险的严格按要求施工预抽、排放孔。施工单位要做好防突考察的配合工作。4.9 安监部负责按照各项设计、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。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者排放钻孔进行排放后进行效果检验，当效检无突出危险时，也须采用远距离放炮措施掘进。4.11 工作面风流中瓦斯浓度达到1.0%或二氧化碳超过1.5%时，必须