岩脚田煤矿1190防突措施及设计.doc

水城县阿戛乡岩脚田煤矿 1190前石门揭煤防突安全技术措施 编 制 单 位：岩脚田煤矿通防科编 制 人：聂忠伦编 制 日 期：2013年9月27日 措 施 会 审参加部门签 字日 期参加部门签 字日 期矿 长通防副总总工程师通防科长生产矿长安全科长安全矿长调度室机电矿长会审意见:技术负责人意见: 签字: 日期:矿长意见: 签字: 日期:目 录第一章工程概况1第二章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2第三章揭煤作业程序4第四章控制煤层层位措施4第五章防治煤与瓦斯突出的措施6第六章防突措施的效果检验及验证8第七章安全防护措施12第八章爆破设计及安全技术措施13第九章加强过煤层段巷道支护的措施18第十章组织管理及安全技术措施19第一章工程概况一、工程位置情况1190前石门设计长度：85m，巷道布置穿过5煤层，井口坐标为：X=2924648，Y=35507918，Y=+1193m，施工方位角88，33m后转128，坡度3 。采用25“U”型钢支护，巷道断面8.7，设计高度2.9m，宽3m。现开口点往里已掘进65m，预计现掘进20m见5煤层，根据打钻资料，该煤层厚度约0.8m左右。二、所揭煤层情况及顶底板特征1190前石门所揭露煤层为5#层，根据打钻资料，该煤层厚度约0.3-0.8m，平均倾角约26，容重为1.46t/m3；伪顶为灰色薄层泥质粉砂岩厚约0.4m、直接顶为灰白色中厚层至厚层粉砂岩，厚约5m；底板为灰色泥岩及泥质粉砂岩厚约1m。三、瓦斯地质概况岩脚田煤矿2008年瓦斯等级鉴定属于煤与瓦斯突出矿井。5煤层原始瓦斯压力0.69MPa，原始瓦斯含量为7.5m3/t（安全专篇查出1145m水平的数据）。通过地质钻孔及巷道实际掘进情况判断，该区域地质条件复杂，小构造、褶曲比较发育，常有“鸡窝”煤出现，因此，1190前石门在揭煤前及揭煤期间必须加强瓦斯管理。四、巷道施工参数1190前石门采用25“U”型钢支护，巷道断面8.7，设计高度2.9m，宽3m。棚距中中800mm。第二章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一、揭开煤层后的需要风量计算及风机选型1、风量计算 按瓦斯涌出量计算：Q掘（q瓦掘k掘通）/C掘1.521.1/0.8%=219 m3/min式中：q瓦掘 掘进工作面5煤绝对瓦斯涌出量，专篇1.52m3/min K掘通 掘进工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取k掘通=1.1。 C掘 掘进工作面回风流中的瓦斯最高允许浓度，0.8%。 按炸药量计算：我矿使用的是三级煤矿许用乳化炸药，因此采用以下公式计算：Q掘25A掘式中：A掘掘进工作面一次爆破的最大炸药量，6 kg。Q掘256150 m3/min2、风速验算V=Q/60S=219/(608.7）=0.42m/S式中： V风速 m/S Q风量 m3/min S巷道断面积 m2 60单位时间 S根据煤矿安全规程规定：掘进中的半煤巷允许风速最低为0.25 m/S，最高为4 m/S，0.250.424 符合规定。3、风机选型根据以上计算，1190前石门掘进工作面风量不得小于219 m3/min，该掘进工作面选用FBD5.6211kw风机，风机安设在1190石门的防突门外，正常工作风量为220315m3/min，可满足工作面风量使用要求，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。二、通风方式及通风路线采用压入式局部通风，进风路线为： 地面付斜井1190石门1190前石门掘进工作面迎头。回风路线为：1190前石门掘进工作面迎头1190南瓦斯巷1190回风石门回风斜井主扇 地面。三、加强通风设施的构建和安全技术措施1、通风设施的构建：在1190前石门开口点往外的进风侧构建一组正反向防突风门，并构成风门连锁。2、加强控制通风设施的安全技术措施：1）确保风筒出口距施工迎头不超5m。2）保护风筒，严禁任何人员破坏，检查风筒，对存在漏风的及时处理，确保施工迎头风量。3附通风系统图1第三章揭煤作业程序一、煤层层位控制掘进工作面距煤层最小法向距离20m时，施工2个穿透煤层的钻孔作为探孔，钻探煤层赋存条件、构造、瓦斯情况，结合地质分析，确定揭煤工作面相对位置和煤层的位置、产状并绘制平、剖面图。二、在距煤层最小法向距离7m之前，实施石门揭煤区域预抽煤层瓦斯（或排放钻孔）防突措施，并进行效果检验，直到有效；三、工作面突出危险性预测；四、采取补充防突措施（预测或验证有突出危险时）；五、实施防突措施的效果检验（措施无效则继续采取防突措施直至措施有效）；六、掘进至远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置，采用工作面措施效果检验的方法进行最后验证；七、验证有效后采取安全防护措施并采用远距离爆破揭开煤层；八、岩石巷道与煤层连接处加强支护措施。第四章控制煤层层位措施一、控制煤层层位措施（一）、控制煤层层位钻孔布置1、在工作面掘至煤层10米（垂距）之前，打两个穿透煤层全厚且进入顶（底）板不小于0.5m的前探钻孔，并详细记录岩芯资料，进一步掌握煤层层位、厚度、倾角、地质构造和瓦斯等情况。2、在工作面距煤层5m（垂距）以外，打2个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层瓦斯压力，煤的坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完整的地方，测压孔与前探钻孔不能共用时。两者见煤之间的间距不得小于5m。3、为了防止误穿煤层，在工作面距煤层垂距5m时，在掘进工作面迎头顶部两侧补打3个小直径（42mm）超前钻孔。其超前距离不得小于2m。4、在实施防突措施时，石门揭煤工作面与煤层之间必须保持不小于3m的岩柱。（二）、确定安全岩柱措施1、掘进至揭煤工作面顶板距煤层法向距离为5m后，掘进过程中，每次打眼放炮前必须用钎子在巷道下帮靠顶板位置打一个探眼，眼深为3.0m，探眼与与巷道掘进方向夹角为40。若探眼未探着煤，说明工作面顶板距5#煤层底板的垂距大于1.5m；若探眼探到煤，则必须停止掘进，同时向矿调度及揭煤领导小组汇报，矿调度安排地测人员现场准确测量工作面顶板距5#煤层底板的垂距。准确确定安全岩柱厚度的措施。2、根据现场测量结果，如工作面顶板距煤层底板的垂距大于1.5m小于1.8m时，根据垂距反算循环进度进行施工，当循环进度小于0.6m时，则停止掘进，如大于0.6m时必须严格控制炮眼深度及装药量，保证工作面顶板距5#煤层底板的垂距不得小于1.5米，严禁超掘。3、当工作面迎头距5#煤层底板的平距只有1.0m时，在工作面靠顶板上布置2.0m深的炮眼（揭煤点炮眼布置图附后），一次性全断面揭开煤层。第五章防治煤与瓦斯突出的措施由于5#煤层瓦斯含量较高，因此，1190前石门揭煤段属突出危险区，必须采取预抽煤层瓦斯（或排放钻孔）的防突措施。1、钻孔布置：在施工迎头钻孔分4排布置，第一排孔距底板2.0m，第二排孔距底板1.5m，第三排孔距底板1.0m，第四排孔距底板0.5m。相邻开孔垂直间距0.4m，相邻开孔水平间距0.4m；相邻终孔垂直间距4m，相邻终孔水平间距4m。钻孔控制到迎头前方至揭煤点巷道及巷道两帮轮廓线外12m范围。（2）钻孔施工要求：所有钻孔均采用75mm钻头一步施工到位，穿过煤层并进入岩石1m后才拔钻。（3）封孔要求：采用水泥封孔，封孔长度为4m，封孔管为25mm铁管。（4）钻孔施工的整个过程，矿防突队及分管领导等人员现场跟班指导，确保钻孔的方位、倾角、孔深等参数达到预抽孔设计的要求。第六章防突措施的效果检验及验证一、防突措施效果检验1、预抽煤层瓦斯局部防突措施效果检验方法所揭露煤层瓦斯经排放后，然后测定煤层残余瓦斯含量。2、预抽煤层瓦斯局部防突措施的效果检验指标：（1）检验指标：煤层残余瓦斯含量8m3/t。先采用计量、统计计算的方法计算预抽煤层瓦斯区域残余瓦斯含量8m3/t后，再采用现场实测煤层残余瓦斯含量。（2）当预抽煤层瓦斯局部防突措施的效果检验满足上两项述指标时，则判定揭煤区域采取的防突措施有效，为无突出危险性。从而按确定安全岩柱厚度（工作面距煤层的最小法向距离），再采取钻屑解吸指标法验证揭煤区域煤层的煤与瓦斯突出危险性。（3）若预抽煤层瓦斯局部防突措施的效果检验指标未满足检验指标时，则判定采取的防突措施无效，必须继续执行预抽煤层瓦斯（增加排放钻孔）的防突措施，只有各项指标达标后，方可允许掘进。3、措施效果检验取煤样钻孔布置设计及参数：1、采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。方法如下：用直径75mm的钻杆从工作面的上、中、下、左、右五个方向向煤层各打一个钻孔，其中向上的钻孔的终孔位置距巷道轮廓线10m以上，向左、向右终孔位置距离巷道轮廓线分别为10m以上；当钻孔钻进到煤层时改用直径42的麻花钻杆继续钻进，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径13mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值及钻屑量。各种参数见下表。效果检验钻孔布置参数表（表1）序号开孔位置方位角（）倾角（）孔深（m）备注1距巷底高1.4m距中线左0.5m1150122距巷底高1.4m正中布置1300103距巷底高1.4m距中线右0.5m1450114距巷底高1.6 m正中布置13019165距巷底高0.6 m正中布置1301472、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，则措施有效；反之，判定为措施无效,工作面继续采取防突措施。二、掘至巷道顶板距煤层底板最小法向距离1.5m处的验证：1、当工作面掘进至与煤层法向距离1.5米的位置时，采用钻屑瓦斯解析指标法对防突措施进行验证。2、验证指标临界值:1）钻屑量S临界值为6 kg/m，钻屑量Smax6 kg/m时为突出危险，Smax6 kg/m时为无突出危险。2）钻屑解吸指标K1临界值为：干煤0.5 ml/g.min1/2；湿煤0.4 ml/g.min1/2，为干煤样时K10.5 ml/g.min1/2时有突出危险，K10.5 ml/g.min1/2时为无突出危险；为湿煤样时K10.4 ml/g.min1/2时有突出危险，K10.4 ml/g.min1/2时为无突出危险。3）验证过程中任一指标达到或超过临界值时均判定为有突出危险，防突措施无效，采取补充防突措施，只有各项指标达标后，方可允许掘进。3、验证方法：1）揭露煤层前，施工效果检验孔对煤层突出危险性指标进行测定。用直径75mm的钻杆从工作面的上、中、下、左、右五个方向向煤层各打一个钻孔，其中向上的钻孔的终孔位置距巷道轮廓线4m以上，向左、向右终孔位置距离巷道轮廓线分别为4m以上；当钻孔钻进到煤层时改用直径42的麻花钻杆继续钻进，每钻进1m采集一次孔口排出的粒径13mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值及钻屑量。各种参数见下表。效果检验钻孔布置参数表（表2）序号开孔位置方位角（）倾角（）孔深（m）备注1距巷底板1.2m距中线左0.5m11502.52距巷底板1.2m正中布置13002.23距巷底板1.2m距中线右0.5m14502.44距巷底板1.6 m正中布置130101.55距巷底板0.6 m正中布置13043.2钻孔进入煤层后，每打1m测定钻屑量S一次，每两米测定钻屑瓦斯解吸指标k1值一次，直至钻孔穿过煤层见岩。若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/gmin1/2和Smax小于6Kg/m，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/gmin1/2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。验证为突出危险工作面时，必须采取补充防突措施，再进行验证，直至措施有效为止。在验证为无突出危险工作面的情况下，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。第七章安全防护措施一、工作面避难硐室 工作面临时避难硐室设在1190前石门开口点往里5米处。 二、建立压风自救系统 压风自救系统安设在压缩空气管路上，井下躲避硐室内安设一组压风自救系统，每组压风自救系统至少能供58个人使用，压缩空气供给量每人不得小于0.3m3/min。三、防突反向风门的设置情况和管理措施：加强防突设施的管理，防突门必须设专人管理，变形损坏后必须立即修复否则严禁掘进头正常组织施工。四、远距离爆破安全技术组织措施1、揭煤时必须在地面放炮。2、撤人、设岗：井下所有人员必须全部撤到地面，主、副斜井回风斜井井口两侧20m以外，前方50m范围以外设岗警戒。3、停电：主、副斜井井下除本安型电源，其它所有动力电全停。4、煤与瓦斯突出避灾（1） 突出预兆 有声预兆： 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。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。 无声预兆： 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。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。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、安监员、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、安监员、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到地面，同时汇报矿调度室，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：1190前石门掘进迎头1190石门副斜井地面。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。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。五、隔离式自救器使用要求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。第八章爆破设计及安全技术措施一、炮眼布置方式及数量1、炮眼布置在岩巷段按1190前石门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。炮眼布置情况及炮眼参数见附后的炮眼布置图及爆破参数表。二、雷管、炸药、放炮器、放炮母线选择及起爆顺序1、雷管、炸药选择采用3级煤矿许用乳化炸药，药卷直径32mm，长度300mm，重量200g/卷。雷管采用煤矿许用1-5段毫秒延期电雷管。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。2、放炮器选择使用MFB200型发爆器起爆，发爆器电压峰值为2500V，起爆电流为11.76A。3、放炮母线的选择及敷设线路：放炮母线采用5mm的铜芯电缆，敷设路线为：地面（起爆点）副斜井（井筒）1190前石门掘进工作面迎头。4、起爆：放炮时，必须一次性全断面起爆。三、装药及联线方式1、装药方式：采用正向装药方式。2、联线方式：采用全断面大串联联线方式。3、爆破工艺流程：打眼装药联线爆破四、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地面，并在井口设置警戒，以防人员进入。当班电工立即切断主斜井所有非本质安全型电源，并立即向矿调度室汇报。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，揭煤点炮眼进入煤层不得小于300mm，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1190前石门掘进作业规程中“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非本质安全型电源切断。（3）所有炮眼必须在炸药与封泥间充填12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，当爆破点附近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、瓦检员将井下所有人员撤到地面。（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： 装药联线是否完好，是否错联、漏联； 是否按远距离放炮的要求停电、撤人、设岗； 安全监控系统和风机运行是否正常； 放炮器是否完好，电压峰值是否达到要求； 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； 所有压风自救系统是否完好，使用是否方便。现场揭煤指挥小组组长确认上述条件均达到放炮要求后，汇报揭煤领导小组值班领导，由揭煤领导小组值班领导下达放炮命令，放炮员接到命令后，要先发出放炮警号，并等5秒钟后，方可启动放炮器钥匙进行放炮。（9）放炮30分钟后，现场揭煤指挥小组组长通过地面监控室通过监控系统观察主、副斜井、回风斜井、1190前石门瓦斯情况，如各项指标均不超规定，经揭煤领导小组值班领导同意后，方可安排救护队员进入工作面检查，检查内容如下： 瓦斯浓度、风流温度、氧气、一氧化碳、二氧化碳。 有无突出痕迹，支护情况。 爆破是否达到预期效果。（10）救护队员必须在救护队现场跟班干部的统一指挥下进入工作面检查。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、不完好者严禁进入。3、恢复工作（1）救护队现场跟班干部将检查情况汇报揭煤领导小组值班领导，由揭煤领导小组值班领导决定是否恢复送电、撤岗。（2）揭煤领导小组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井下电源进行送电工作。（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U型棚、锚网必须从外往里逐步进行修复补打，确认顶板稳定后，才能进行其他工作。（5）出货过程中，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。（6）远距离放炮未揭开煤层时，必须再次按远距离放炮要求进行施工，直至全断面揭开煤层为止。（7）揭煤过程中，地测部门必须认真做好揭煤记录，详细收集有关资料。第九章加强过煤层段巷道支护的措施一、揭煤点及进入煤层顶板2m范围的巷道必须加强巷道支护揭煤点及进入煤层2m巷道必须加强支护，支护方式为架“U”型棚后喷浆。二、在揭煤期间的巷道巡查在揭煤期间，必须安排专人对施工段巷道压力、顶板破碎情况、支护情况进行巡查，尤其是支护方式是否能满足支护要求，在巡查期间发现问题及时向揭煤领导小组汇报。第十章组织管理及安全技术措施一、揭煤组织措施1、成立揭煤领导小组组 长：张瑞庭、（矿长）副组长：揭连东、（总工）成 员：周庆书、陈胜华、孙治中、李再祥、聂忠伦、黄伟、李斌、周祖权、袁安品、黄厚贤、黄光泽、岳朝伦、李根华、邓仕江、李发贵、郭志军、漆华华、钱文祥、朱启全、周祖祥。2、揭煤领导小组工作责任制张瑞庭（矿长）：总指挥，负责揭煤工程的全面指挥工作，组织协调调配揭煤过程中的人力、物力。揭连东（总工）：揭煤技术措施的制定，制定揭煤工作程序，按规定对揭煤期间的各项工作进行监督管理。张瑞庭：负责监督措施的现场落实、兑现，制止违章行为。聂忠伦、黄伟：负责按措施要求完善揭煤现场“一通三防”系统；组织实施防突效果检验，抽放钻孔的设计、施工及抽放效果的评价。周庆书、孙治中：负责组织人员现场施工、材料准备、现场措施落实。 王刚、朱平子：负责组织打探煤钻孔工作，负责记录、整理资料，准确确定煤层位置。 程文富、谢守本、李兴明：负责调度指挥工作，协调解决揭煤过程中出现的问题。李再祥：负责揭煤期间停送电指挥及电器设备的防爆性能检查等工作。朱平子、郭志军、漆华华、周祖祥：负责揭煤期间的瓦斯检查及突发事件的救援工作。揭煤领导小组在矿调度室设置揭煤指挥所，以便统一指挥。揭煤期间，揭煤领导小组副组长和组长在矿调度室轮流值班指挥揭煤工作。3、成立现场揭煤指挥小组组 长：张瑞庭副组长：周庆书、陈胜华、聂忠伦、孙治中。成 员：张黔东、李斌、黄伟、及通风科所有成员。二、瓦斯管理措施（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，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“一班三汇报”，“一炮三检查”及“三人连锁换牌”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，采取措施进行处理。（7）巷道内体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%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，且由瓦斯检查员在井口设置栅栏，揭示警标，禁止人员入内，并汇报矿调度室，指派专人站岗。（11）停风后瓦斯浓度超过0.8%，不超过3%时，必须由通防科值班领导带队，采取安全措施，控制风流进行排放；停风后瓦斯浓度超过3%时，必须编制排瓦斯措施，报矿总工程师批准后，救护队严格按措施规定排放瓦斯。停风后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、循环风及瓦斯超限作业。三、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，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）工作人员在检修、搬迁电气设备时，严禁带电作业，必须停电并挂牌，防止不知情人员误送电。 （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。四、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）为监测局部通风机的开停状态，在局部通风机的开关负荷侧（即启动电缆上）设置一台局部通风机开停传感器。（2）在距迎头不大于5米的地点设置一台甲烷传感器（T1）。（3）在1190前石门回风口往里515m位置设置一台甲烷传感器（T2）（4）在1190回风口汇合点往里515m位置设置一台高浓度甲烷传感器（T3）。2、甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度和断电范围：（1）T1的报警的浓度为0.8%，断电浓度为0