后一采区二中车场揭煤措施.doc

第二中部车场石门揭B2煤层防突安全技术措施 后一采区二中车场（-717）石门揭B2煤层防突安全技术措施第一部分 概况一、工程概况后一采区第二中部车场（-717m）石门，标高-717.58m。巷道断面设计为半圆拱，采用锚网喷支护，巷道断面规格为BH =4.0m3.5m。后一采区第二中部车场（-717m）石门沿巷道施工方向，现在巷道位置导2点向前29.2m：为距B2煤层顶板法距3.3m位置，根据探煤钻孔及抽采钻孔揭露煤层结果，沿巷道施工方向。导2点向前37.57m：为距B2煤层顶板法距2.0m位置。导2点向前101.7m：为过B2煤层底板法距2.0m位置。本次石门揭煤范围，为导2点向前17.1m101.7m，揭煤长度84.6m。导2点向前37.57m101.7m，为远距离放炮揭煤段，长度64.14m。二、区域防突治理完成概况为保证安全揭穿B2煤层，已实施完毕区域防突治理措施。施工期间，严格执行后一采区第二中部车场（-717m）石门揭B2煤层专项防突设计（以下简称专项防突设计）及宿州市煤炭管理局批复意见，首先按照专项防突设计要求进行了煤层赋存状况及构造情况探查和瓦斯压力测定工作，测定了煤层相关指标。区域防突措施采用“迎头+巷帮钻场”施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯，截止3月20日预抽区域内瓦斯抽采率达48.56%，随后进行措施效果检验，效检指标均小于临界值且效检孔施工过程中无顶钻、喷孔等动力现象出现。第二部分 专项防突设计执行情况一、地质前探钻孔-717m车场石门法距10m探煤情况 图1 -717m车场石门法距10m探煤实测图根据前探钻孔资料推测，煤层赋存基本正常，控制范围内煤层倾角为819，平均11.4，煤层厚度为2.5m，地质构造无异常。二、煤层瓦斯参数测定情况：1、煤层原始瓦斯压力-717m车场石门法距10m施工探煤钻孔，同时对B2煤层的瓦斯压力进行测定，其表值为1.75MPa。具体施工参数见下表。 距煤层法距7m处瓦斯压力测定结果编号方位角/倾角/深度/m开孔距巷中/m瓦斯压力/MPa备注1#8.8-45271.80向外涌水未测压2#171.2-40191.81.7测B23#138.2-25251.81.73测B2-717m车场石门B2煤层实测得压力为1.75MPa。2、煤层原始瓦斯含量测定B2煤层压力为1.75MPa，测定B2煤层的瓦斯含量为9.79m3/t；采样深度为770m。3、煤样实验室分析在-717m车场石门施工测压孔期间，取样对B2煤层瓦斯参数进行测试。实验室测得瓦斯放散初速度P为6.9mmHg，坚固性系数f为0.39。4、预测指标分析在-717m车场石门施工测压孔时，取样测定瓦斯放散初速度P、坚固性系数、瓦斯含量。同时采用钻屑瓦斯解析指标法进行预测煤层突出危险性，预测指标情况见下表。预测孔指标预测情况序号孔长/mh2/PaK1 / mL/（g min1/2）有无突出危险备注1#171.2-40191700.3有湿煤1#171.2-40192600.07有干煤5、突出危险性分析通过上述分析可以看出，B2煤层的坚固性系数为0.39，瓦斯放散初速度为6.9mmHg。其中B2煤层的坚固性系数0.39，小于0.5；煤层瓦斯压力1.75Mpa。鉴于以上指标测定，故此处揭煤按突出煤层程序进行。三、区域防突措施执行情况根据专项防突设计及宿州市煤炭管理局批复意见采取了以下措施：依据实测地质资料，煤层倾角平均11.4，为保证钻孔施工质量控制，施工石门专用瓦斯抽采巷40m，倾角+9，以便于布置施工抽采钻孔。1、抽采钻孔设计及施工：）所有钻孔在控制范围内均匀布孔，终孔间法距不大于3m，共布置钻孔15排，每排12个钻孔，总计抽采钻孔180个，总工程量5126.5m。2）所有钻孔一次穿透全煤并进入煤层底板不少于0.5m，孔径91mm、封孔段长度不小于5m、封堵严密。3）抽采钻孔施工到位，经验收合格，及时合茬抽采。2、实际抽放钻孔施工情况按照揭煤方案，在距离B2煤法距7m处开始施工抽放钻孔（2012年1月6日），至2012年2月7日，抽放钻孔施工结束，共施工钻孔180个，总工程量5355.9m。根据钻孔反演，对钻孔终孔间距超过设计间距区域，进行补打钻孔，共计14个，工程量473米。3、钻孔施工期间排出煤粉情况在施工抽采钻孔期间，共计装车33车煤岩粉，每辆矿车按0.9m3计算，计29.7m3；每辆矿车按30%计算煤粉，计8.91m3。4、抽排瓦斯量统计分析风排瓦斯：风排瓦斯主要是钻孔施工期间、钻孔清扫期间风排瓦斯量。钻孔施工：2012年1月5日- 2月7日钻孔清扫：2012年2月7日-2月14日补打钻孔：2012年 3月2日3月8日瓦斯自然排放共计39天，共排放瓦斯6784m3，风排瓦斯量详见见附表3。抽排瓦斯：瓦斯抽排量根据系统统计， 2012年1月17日-3月27日计71天，瓦斯抽采量为42536.8m3。根据抽放系统参数测定数据资料，对每日瓦斯浓度变化情况进行了统计整理。开始合茬抽放时，瓦斯浓度较小，随着抽放时间的延长，瓦斯浓度逐渐增高至7%（除探头异常期间），然后缓慢下降，最终平稳在2%左右。截止2012年3月20日，瓦斯抽采量为42536.8m3，自然排放量6784m3B2煤层组瓦斯抽排总量共计为49320.8m3。揭煤区域B2煤层平均厚度为2.5m，倾角平均11.4。原始瓦斯含量取于-717石门瓦斯含量，计9.79 m3/t。根据防突竣工图，钻孔符合设计要求，少数钻孔超出设计终孔位置。瓦斯储量计算，钻孔抽采实际控制巷道两侧煤层走向范围为12m和13.7m，倾斜长度为88.3米。煤储量为（12+13.7+4+3）91.32.51.39=10375t，瓦斯储量为101568m3。抽采率计算抽排率计算表煤层煤总储量/t瓦斯总储量/m3抽排量/m3抽排率/%B21037510156849320.848.56四、区域防突措施效果检验情况1、煤层残余含量考察根据抽排率，计算揭煤范围内煤层残余瓦斯含量见下表。残余瓦斯含量计算煤层煤层瓦斯含量 /m3/t排放率/%残余瓦斯含量/ m3/tB29.7948.565.04分析上述各表，经过长时间的抽排，残余瓦斯含量已经低于煤矿瓦斯抽采基本指标规定的8m3/t以下。2、残余瓦斯压力及瓦斯含量实测2012年2月15日对-717m车场石门区域措施进行效果检验，共布置5个测压孔，测定最大残余瓦斯压力为0.1 MPa。3月6日取煤样测定残余瓦斯含量为4.1565m3/t，同时测定钻孔钻屑瓦斯解析指标h2 和K1值，分别为30Pa和0.04mL/g.min-1/2（干煤）。残余压力含量钻孔布置序号孔长/m表压值/MPa备注补1#84.7-2470未超标2#18.4-28.5220未超标3#84.7-18.260未超标4#101.7-17280未超标5#84.7-1326未测压与周围孔相通经过瓦斯抽排与自然排放，瓦斯排放量共计49320.8m3，排放率达到48.56%，残余瓦斯含量4.1565 m3/t；残余瓦斯压力降至0.1Mpa；钻屑瓦斯解析指标h2 和K1值，分别为30Pa和0.04mL/g.min-1/2（干煤）。残余瓦斯含量、残余瓦斯压力及钻屑解析指标均降至临界值以下。根据以上参数分析，结合现场实际情况可以得出以下结论：（1）根据区域防突措施钻孔反演图，确定抽放钻孔均匀布置，能够均匀的抽放控制范围内的煤层瓦斯。（2）预抽B2煤层瓦斯范围的残余瓦斯压力已经降低至0.1MPa，残余瓦斯含量为4.1565m3/t，低于防治煤与瓦斯突出规定与煤矿瓦斯抽采基本指标规定的临界值8 m3/t。根据防治煤与瓦斯突出规定和安徽省煤矿瓦斯治理和综合利用办法皖政办【2011】62号的相关规定，上述指标可以判定抽采钻孔有效控制范围内B2煤层已消除突出危险性。第三部分 -717石门揭煤防突安全技术措施一、本次石门揭煤实施流程：1、掘进至导2点向前37.5m：为距B2煤层顶板法距2m位置。2、揭煤工作面距煤层最小法向距离2m，用工作面预测方法进行区域验证（局部综合防突措施的工作面预测）；3、如区域验证有突出危险，实施工作面局部防突措施，并进行工作面措施效果检验，直到措施有效。4、如区域验证为无突出危险或采取工作面防突措施并经效果检验有效时，则采用前探孔边探边掘，直至到远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（最小法向距2m）。5、采用工作面预测的方法进行最后验证，若经验证仍为突出危险工作面时则再次实施工作面防突措施，直到验证为无突出危险工作面；6、在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层，进入底板法距2m以上；二、石门揭煤实施流程图距煤层最小法向距离23m、10m前施工超前探孔，探明煤层位置、产状及构造进行区域预测有无突出危险否是在距离煤层最小法向距离7m采取区域防突措施效果检验h2、k1有无突出危险强化区域防突措施在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m前用工作面预测方法进行区域验证（局部综合防突措施的工作面预测）有无突出危险实施工作面防突措施进行工作面措施效果检验，钻屑瓦斯解吸指标法 h2、k1有无突出危险强化工作面防突措施采用前探孔边探边掘，直至到远距离爆破揭穿煤层前的工作面位置（最小法向距2m）工作面预测、效检、验证有无突出危险强化工作面防突措施在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭煤作业是否穿过煤层底板2m以上揭煤结束有有有有有无无无无无局部综合防突措施区域综合防突措施二、效果检验及局部防突措施1、距B2煤层法距5m前第二中部车场（-717m）石门迎头距B2煤层法距5m前，施工3个钻孔，采用钻屑瓦斯解析指标K1和h2进行区域验证（工作面预测），其中至少有一个钻孔控制到揭煤处巷道轮廓线外5m。所有指标均不超标，工作面继续施工至距B2煤层顶板法距2m前进行最后验证；若任一指标超标或出现喷孔、顶钻等异常动力现象，停头采取抽采钻孔局部防突措施。局部防突措施孔开孔间距为300500mm,孔径91mm，终孔穿透B2煤层底板0.5m，措施孔控制到揭煤处巷道轮廓线外5m范围内的B2煤层煤体，钻孔按抽采半径1.5m，在控制范围内均匀布孔。措施孔控制范围内煤体瓦斯抽采率45%后，采用钻屑瓦斯解析指标K1和h2进行效果检验，效检孔5个，分别位于待掘巷道的上、中、下部和两侧，且至少有一个校检孔位于距措施孔控制范围边缘2m（中部孔除外）的位置，检验有效后方可掘进。（钻孔参数另行设计）2、距B2煤层法距2m前第二中部车场（-717m）石门迎头距B2煤层顶板法距2m前采用钻屑指标法（K1、h2）进行最后验证；工作面距B2煤层顶板最小法距2m起采用钻屑指标法（K1、h2）进行工作面循环预测。工作面共布置3个验证(预测)孔，最后验证钻孔中至少有1个孔控制到揭煤处巷道轮廓线外3m。所有指标均不超标，继续掘进；任一指标超标或出现喷孔、顶钻等异常现象，停头施工抽采或排放钻孔，钻孔开孔间距500mm，钻孔孔径91mm，其钻孔终孔穿透B2煤层底板0.5m，在控制范围内均匀布孔，检验有效后方可在采取安全防护措施后掘进。（钻孔参数另行设计）三、安全技术管理措施（一）通风系统1、揭煤期间该巷道采用FBD6.3/230局扇供风， 1台使用，1台备用，使用一路800mm胶质风筒接至迎头，工作面供风量在300m3/min左右，过煤段增加一路风筒，迎头风量不低于450m3/min,能够满足揭煤期间供风要求。2、掘进工作面所使用的局扇必须实现两路电源供电及主、备局扇自动切换，并实行挂牌留名制度，局扇司机必须是电工并且要现场交接班，并持证上岗。专人看管局扇。3、揭煤期间风筒末端距迎头的距离不得大于5m。4、施工单位要加强局部通风系统的维护与管理，风筒接头要严密，风筒吊挂要牢固，严防风筒脱节坠落，保证风筒无破洞、漏风现象。5、局部通风路线 进风流：地面副井-800m水平井底车场局部通风机经风筒至后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头回风流：后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头一采区回风上山一采区回风上山上车场-650m回风大巷风井地面6、通风设施副井井底车场轻、重车线、临时变电所西侧各安设2道正反向风门，变电所通道西侧密闭门，消防材料库和机车修理间、临时水仓入口建一道调节风窗，必须使用防止风流逆流的翻板。通风设置具体位置见通风系统图。每组正反向风门不得少于2道，风门之间的距离不得小于4m，风门墙垛用砖石混凝土砌筑，嵌入巷道周边基岩深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框和门采用坚实木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，风门转动灵活、使用正常、牢固可靠。人员进入揭煤工作面作业时反向风门必须打开、顶牢，放炮及无人期间，反向风门必须保持关闭。通过风门墙垛的风筒、水沟、调节风窗等，必须设置逆向隔断装置，确保揭煤通风系统的独立性、稳定性、可靠性（二）抽采系统在地面抽采泵站安装2台2BE1-353型水环式真空泵，一台工作，一台备用。地面抽采泵地面抽采瓦斯管路风井抽采瓦斯管路-650m回风大巷抽采瓦斯管路后一采区-800m回风上山抽采瓦斯管路后一采区第二中部车场（-717m）石门抽采瓦斯管路石门揭煤工作面抽采钻孔。（三）供电系统1、后一采区第二中部车场（-717）回风流内供电系统（见附后供电系统图）根据矿井的通风系统，确定后一采区第二中部车场（-717）揭煤时，回风路径内需停电影响的施工地点：井下所有非本质安全型电气设备电源，所有撤人地点都必须切断电源。 2、电气管理1）强化电器设备检修，揭煤所使用的电器设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，各种电气保护灵敏可靠。（2）揭煤期间各施工单位每天必须有专职电工对迎头电器设备防爆性能检查、检修一次，相关单位必须有专职电工对回风流电器设备防爆性能检查、检修一次，杜绝电器设备失爆、失保。（3）确保保护灵敏可靠。漏电保护试验必须每天一次，并做好记录，由专人管理。揭煤前做一次远端漏电试验，揭煤期间严禁做此试验。揭煤期间，风电闭锁及局扇开关自动切换必须每天试验一次，确保灵活可靠，并做好记录。瓦斯电闭锁必须每十天试验一次，确保灵活可靠，并做好记录。风电、瓦斯电开关停电后，必须验电、放电，确认无误后汇报矿调度室，并安排专人看管。揭煤期间，每天必须对井上下口等所有电气设备进行试验，确保其完好，并做好记录。（4）专人看管局扇。（5）严禁带电检修或搬迁电器设备和电缆。（6）严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验。检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁交悬挂停电牌。3、揭煤停电步骤：（1）揭煤期间，各单位固定安排2名电工跟班，熟悉此范围的供电系统电气设备和停电范围内需停电的电气设备。（2）放炮前，需通知调度后停电，把撤人区域的所有电气设备停电，但保持局扇正常供风。4、揭煤停电具体方案：(1)绞车司机、揭煤停电电工必须准时参加揭煤停送电措施的贯彻。下井后各队电工在-800临时变电所变集合，听从停电负责人指挥。揭煤期间，风井地面20m范围内施工人员必须撤离。(2) 接调度停电通知后，停电负责人安排停电：井下停电顺序：后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面停电顺序：由迎头低压依次向变电所高压停电，即先把工作面的动力电气设备开关（Z-2、Q-21、Q-22）关闭，K-25动力分馈电开关K-24动力分馈电开关关闭并挂牌。-650绞车房总控馈电开关停电。5、馈电开关整定计算如下：动力电缆使用MY50平方电缆，载流量为180A，迎头总负荷为159kw；能满足施工要求。5.5KW喷浆机开关（Q-22）过流整定值：5.5*1.15=6.5A30KW耙装机机开关（Q-21）过流整定值：30*1.15=34A迎头分馈电开关（K-25）电缆换算长度：LH=6000.73+(20+20+20+20)1 =518m最远端二相短路值：查表Id2=1480A馈电开关整定值：Iz=451.15*6+(45+45+18.5+5.5)*1.15=441A校验：Id/Iz=1480/441=3.31.5 合格馈电开关过载整定值： （45+45+45+18.5+5.5）1.15=183A取Ie=183A200A 合格（四）安全措施及安全防护设施1、监测监控：揭煤期间在距迎头5m范围内设置高低浓甲烷传感器T1；在距巷道回风流第一汇风点1015m处（向工作面方向）设置高低浓甲烷传感器T2，加强瓦斯探头的使用维护工作，防止因外力撞击、淋水等原因造成监控数据失真，确保传感器灵敏可靠。揭煤期间，监控中心维修人员每天对揭煤地点的瓦斯传感器进行调校，断电后复电工作只准人工复电，其断电范围及其断电值如下表： 探头报警浓度断电浓度断电范围复电浓度T10.80.8该巷道内及其回风系统中全部非本质安全型电气设备（含电缆）0.8T20.80.8该巷道内及其回风系统中全部非本质安全型电气设备（含电缆）0.82、爆破喷雾：在距工作面10m内安设1道放炮喷雾，放炮时必须开启。后一采区第二中部车场（-717m）石门迎头往后30m范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾1道， 迎头往后50m范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾1道。掘进工作面50m范围内炮前、炮后、出矸（煤）期间必须洒水灭尘。3、隔爆水袋：距工作面迎头60200m范围内安设隔爆水袋，且按巷道断面大于200L/m2，并安排专人维护管理。4、在工作面及放炮地点安装一部能直通调度的电话。5、所有进入揭煤区域施工人员，必须佩戴隔离式（化学氧/压缩氧）自救器，并会熟练使用。6、揭煤采区范围的所有工作人员都必须接受防突知识培训，熟悉突出预兆，避灾路线等。7、现场施工图牌板必须标注清楚放炮位置、警戒位置及避灾路线等。四、掘进施工安全技术措施（一）准备工作揭煤施工前，严格贯彻执行防突规定，安全防护设施必须齐全，现场配备4.0m长的钎子，及时打眼探煤。在保证2米的安全垂直岩柱和效检无突出危险的前提下，才能进行揭煤。揭煤前，迎头尽量刷成与煤层顶板一致的斜面，以便全断面一次性揭开煤层。（二）掘进施工工艺：采用钻爆法掘进方式：安全检查(通风、顶板、瓦斯、支护及临时支护质量、监控探头位置等)打眼装药爆破临时支护（初喷或前探梁）出矸（煤）支护。施工过程中岩石巷道采用扒装机+人工方式出矸，掘至煤层法距2m前，撤出扒装机，采用人工出矸方式，揭煤期间严禁使用风镐开帮、落底。（三）巷道支护工艺及支护形式1、临时支护岩巷掘进段：放炮后冲洗岩面，采用初喷砼30mm作为临时支护，凝固30min后方可人员进行工作面。架棚支护段及围岩破碎段：施工采用金属前探梁作为临时支护，前探梁选用11#矿用工字钢制作，数量为2根，长度为3.5m,每根前探梁使用3个矿自制卡箍固定，卡箍之间要隔一棚。施工期间，前探梁始终紧跟施工迎头。前探梁挪移时，前探梁正下方禁止站人，且挪移前探梁人员不得少于3人。 特殊地段：围岩松软易垮落及易抽冒处，采用撞楔法进行临时支护。在抽冒处先用撞楔向冒落碎矸深处打入，在撞楔的保护下，清理冒落的煤矸，重新架设支架。撞楔的材料可选用尖头木板或锚杆。2、永久支护（1）岩巷段采用锚网喷永久支护方式：锚杆采用牌号（KMG500）规格为222200mm的无纵肋螺纹钢高强锚杆，间排距为800800 mm，喷厚100mm，砼强度C20。每根锚杆均用2块树脂锚固剂固定，树脂锚固剂型号MSZ2835型，规格28350mm，锚固长度不少于700mm，锚固力130KN。托盘为正方形，规格为14014010，用10mm钢板压制成弧形。金属网为6mm钢筋焊制，规格2000mm1000mm、网格100100mm。 喷射砼标号C20，配比为水泥：砂：碎石=1：2：2，喷射砼所用水泥为P.042.5R型普通硅酸盐水泥，砂为徐州产河砂，碎石为510mm瓜子石，J85型混凝土速凝剂，掺加量为水泥用量的23.5，水为饮用水。（2）过煤段采用架棚支护： 采用U25型钢棚支护，钢棚净宽净高=40003500mm，三段搭接，棚梁棚腿搭接长度为400mm，每个搭接点用两副卡缆固定，每个卡缆配直径20mm的螺丝两个，平、弹垫各2个；钢棚铁鞋规格：长宽厚=30030010mm，北侧腿窝200mm，南侧腿窝400mm，棚距中-中800mm，腿窝底部先用木鞋垫底，木鞋规格：长宽厚=30030050mm。棚后用水泥背板插花搭接，水泥背板长宽厚=100015050mm，背板后全断面挂网。使用木楔稳固水泥背板，木楔规格：长宽厚=30010050mm。U25钢棚之间采用钢板连接，连接板规格：长宽厚=640608mm，卡榄处连接，每棚2道。最后复喷成巷，喷浆厚度200mm。U型棚支护，紧跟迎头，对揭露煤体及时喷浆封闭加固。临时停工或交班时，永久支护必须紧跟迎头。施工期间最大控顶距800，最小控顶距200。五、远距离放炮安全技术措施1、实施远距离放炮范围: 后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面距离B2煤顶板最小法距2m开始，直至穿过B2煤层进入B2煤层底板最小法距2m止。（导2点向前37.57m101.7m段）2、放炮选用MFB500型矿用隔爆型发爆器起爆，由专职放炮员进行放炮母线和雷管阻值的测定，雷管阻值必须在专用测试房进行，选用单个雷管阻值误差不超过0.1，雷管最后一段延期时间不得超过130ms，且不得跳段使用。3、爆破采用级煤矿许用水胶炸药，规格27400mm；起爆采用毫秒延期电雷管，15段，总延期时间不超过130ms，不允许隔段使用。4、揭煤放炮前，所有的雷管脚线与脚线、脚线与放炮母线、放炮母线与母线的连接处必须使用高压胶布包裹，不得出现裸露和破皮现象。5、揭煤炮眼按照爆破图表中炮眼编号、药量、雷管号及正向装药要求进行装药，炮眼装药严格按照爆破图表进行，掘进循环进尺为1.0m。装药时，底部两排炮眼加装彩带，便于验炮检查，其他不装药的钻孔（抽采孔、前探孔等）必须用炮泥填实或者充填深度不小于炮眼深度1.5倍。 6、放炮地点设在-800m水平井底车场南绕道两道风门进风侧，距迎头约950m处（具体位置见通风系统图），同时兼作救护基地。7、撤人范围：本次揭煤所影响到的正反向风门以里的所有地点。8、警戒位置：-800m水平井底车场南绕道正反向风门进风侧-800m水平井底车场北绕道正反向风门进风侧-800m临时水仓正反向风门进风侧-800m水平中央变电所通道密闭门进风侧每个地点警戒人员必须由两人组成，一人警戒，一人反馈信息，沿途清理警戒范围内所有人员。警戒点严格执行“站岗、挂牌、拉绳”三警戒的制度，撤人范围内的所有人员撤到警戒区域以外，揭示警标，严禁人员进入，各警戒处必须安设一部直通矿调度信息中心的电话，并保证畅通。警戒设置好后，必须向矿调度信息中心汇报。警戒人员必须坚守岗位,只有在接到班长下达撤除警戒通知后,警戒人员方可撤除，不得私自撤警。9、停电范围：远距离放炮停电范围为警戒撤人区域内的所有非本质安全型电气设备电源，掘进工作面要保持正常供风。10、实施远距离放炮揭煤，必须有揭煤领导小组组长或副组长带队，现场落实专人检查相关系统、设施、设备是否完好，停电、撤人、警戒等是否落实到位，确保远距离放炮工作顺利进行。11、严格执行“一炮三检”、“一炮三泥”、 “三人联锁放炮”制度。装药前后要认真检查瓦斯情况，装药联线工作完毕后，确认停电撤人，警戒全部落实到位，向矿调度汇报经揭煤领导小组组长同意，由揭煤领导小组组长朱树来向矿调度室下达放炮命令，迅速通知现场揭煤领导小组负责人，现场揭煤领导小组负责人转达揭煤领导小组组长命令后，方可进行远距离放炮。12、炮后30分钟、待炮烟吹散，并根据监控终端显示工作面及回风流瓦斯浓度小于规定值后，方可由救护队人员进入揭煤工作面进行检查，并将检查情况及时汇报现场揭煤带队负责人，在确认工作面安全后，再由揭煤领导小组成员及验炮人员进入工作面检查、验炮，确认一切正常后，揭煤带队负责人通知矿调度室，并安排现场人员撤除警戒、恢复送电等工作。人员进入工作面时必须把反向风门打开。六、“边探边掘”安全技术措施1、至煤层法距5m时效果检验合格后，巷道每次掘进打眼施工前，必须在巷中处施工与掘进方向一致，分别位于顶板下0.5m、1.5m、3.6m，倾角分别为20、0、-78（尽量垂直煤层顶板），钻孔直径32mm,探眼深度不小于4.0m, 若三个探眼都未见煤，迎头可按照措施要求继续掘进，若一个或两个都探到煤，立即停止放炮掘进，向调度室汇报，由揭煤领导小组安排施工方法。2、在施钻中,严禁用铁器敲砸钻具，敲击用具必须是铜制工具。3、施钻中，专职瓦斯检查员随时掌握瓦斯变化情况并观察突出预兆。确保施工点通风良好，严禁瓦斯超限作业，班长将便携仪悬挂于钻孔正下方一侧5米内。 4、若发现有突出预兆及异常现象时，瓦检员和施钻负责人要迅速地将所有人员撤至安全地带，同时切断该巷道内所有电气设备的电源，并及时向调度及有关单位汇报，待经过处理且瓦斯等有害气体的浓度恢复正常后，方可继续施钻。七、架棚施工安全技术措施1、架棚准备期间找顶管理(1)施工期间，必须找尽施工地点的悬煤、活矸、危岩。(2)找顶时不得少于两人作业，其中一人找顶，一人监护，发现问题及时撤人处理。(3)找顶时，找顶人员使用长度不少于2m的长把工具，站在悬煤、危岩掉落威胁范围之外，支护完好的安全地点进行工作，防止煤矸掉落伤人。2、架棚巷道过断层、破碎带或其它地质构造带时的顶板管理：施工期间，前探梁始终紧跟施工迎头。架棚时,先刷顶部，边刷边采用撞楔板超前管理顶部，顶部刷好后，将棚梁放在前探梁上面,然后抵至迎头实碴,再在棚梁上方用网片、板皮接顶，顶部管理好后，而后方可刷帮及挖腿窝，同样采用撞楔板超前管理帮部（防止片帮伤人）。3、架棚前，由当班负责人把中腰线引至迎头，架棚前先挖好腿窝，棚腿生根要到实底。架设U型棚时，先立棚腿，后架棚梁，由人工将梁腿搭接吻合。待棚子调整合格后采用与其相匹配的卡缆将棚梁与棚腿卡牢，架棚工作不少于4人。4、架棚时，棚子压茬处左右先各用卡缆一个，待检查棚子无前倾、后仰、拧肩、吊斜后左右搭接处再各用卡缆一个，之后用钢筋网将帮顶背严背实至有劲。相邻钢筋网间必须采用12#铁丝绑扎牢固，且间距200mm。架设好两架U型棚后，必须及时上紧拉杆，确保棚子连锁及时，防止棚子失稳倾倒。钢筋网水泥背板背帮背顶必须密实，确保支护效果。5、U棚之间连接，采用640mm60mm8mm（长宽厚）扁铁拉条，配合卡缆固定钢棚，每个卡缆配直径20mm的螺丝4个，平、弹垫各2个；将棚子连接成整体。每棚2道即棚腿处各一道。每架好一棚都要及时与后一棚用扁铁连接，否则不得施工下一棚。6、架设U型棚过程中，必须随时执行敲帮问顶，及时处理顶帮活石活矸。掘进期间，必须掘一棚架一棚，支护紧跟迎头，严禁空顶作业。严格执行敲帮问顶制度。八、防抽冒规定：1、掘进期间，施工地点必须备有防抽冒材料。如撞楔板、网片、铁丝、用编织袋装矸石充填等。2、施工中必须支护紧跟迎头，严禁空顶作业。严格执行敲帮问顶制度。3、发现抽冒预兆及发生抽冒期间必须使用前探梁进行超前管理顶板。即先掏顶部梁窝，前探梁伸到迎头将棚梁放好，顶部用网片背实，然后进行刷帮、挖腿窝、架棚。4、顶板破碎或煤体松软时，必须先打密集撞楔超前过顶、封帮。5、若发生抽冒，严禁大量出煤，必须先用备好的撞楔将顶部管理好，然后方可出矸（煤）架棚。撞楔板规格：2.0m0.15m0.03m(长宽厚)。撞楔由抽冒处向后第一架正规钢棚向前方打设，将抽冒处的煤体超前封实，撞楔打入巷顶、帮不得少于1m；撞楔打设要求：用尖钎松动煤体，撞楔板及时撞进，撞楔板之间排列要紧密，不得留有空隙。 6、发生抽冒时顶帮必须用阻燃物料接好后，抽冒处及前后各2m范围内的铁棚用22kg/m钢轨或2寸铁管、10#铁丝四股将棚梁及顶底板棚腿分别绑扎两道，连成整体，绑扎位置：棚梁中，棚腿腰线处及其上0.6m处，绑扎共计5道，前后绑扎压碴不少于两棚，并在抽冒处做好标志，汇报通防技术部、调度室。7、当抽冒处瓦斯浓度达到0.8%时，先撤人，后汇报。8、掘进施工期间，如发生抽冒，接顶前先由瓦检员和当班带班队长、安监员一同进入高冒地点进行测气，否则严禁人员进入棚梁上方接顶。9、若发生抽冒，施工队必须停止向前掘进施工，对抽冒处5m范围进行注防火剂或注浆、喷浆处理，待处理完毕验收合格方可继续施工。九、避灾1、煤、瓦斯突出预兆（1）地压显现方面的预兆：煤炮声、支架响声、煤岩开裂、突然掉碴底鼓、煤岩自行剥落、煤壁颤动、顶钻、夹钻杆等。（2）瓦斯涌出方面的预兆：瓦斯涌出异常、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻喷瓦斯、喷煤、哨声、风声、蜂鸣声等。（3）煤层结构与构造方面的预兆：断层、剧烈褶曲、火成岩侵入、层理紊乱、煤强度松软或不均匀、煤暗淡无光泽、煤厚突然增大、挤压褶曲、波状隆起、煤体干燥、顶底板阶梯凸起煤层赋存条件急剧变化等。2、避灾路线（1）避火、瓦斯灾害路线：后一采区第二中部车场（-717m）石门工作面迎头一采区轨道上山（-717）偏口及甩车场一采区轨道上山（往下）-800m水平南辅助运输大巷-800m水平井底车场副井地面。（2）避水路线：后一采区第二中部车场（-717m）石门工作面迎头后一采区第二中部车场一采区回风上山（往上）-650m水平回风大巷风井地面。十、组织管理1、