1460进风斜巷掘进及贯通施工安全技术措施

水城县鸡场霖源煤矿11004运输巷揭10#煤层专项防突设计及揭煤安全技术组织措施编制：编制时间：2015年月日矿井名称：霖源煤矿工程名称：11004运输巷施工单位：施工负责人：审批部门技术科：地测组：通防科：机电科：安全科：矿调度：分管领导通防：采掘：安全矿长：总工程师意见：为认真贯彻《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出规定》，防止煤与瓦斯突出事故的发生，根据《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规定》（2011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》（AQ1026—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）等及的有关资料，特编制TOC\o"1-1"\h\z\u第一章工程概况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第三章揭煤作业程序第四章控制煤层层位及测定煤层瓦斯压力的措施第五章揭煤工作面突出危险性的预测第六章防治煤与瓦斯突出的措施第七章防突措施的效果检验及验证第八章补充防突措施第九章安全防护措施第十章爆破设计及安全技术措施第十一章加强过煤层段巷道支护的措施第十二章组织管理及安全技术措施附图第一章工程概况一、工程位置及周围开采关系1、工程位置本工程东为11004运输巷、1090底抽巷；西为11004工作面待回采区域；南、北为即将施工的11004运输巷。对应地表为荒山荒坡、无民房及重要建筑物，无河流、湖泊等水体存在，无高压线及钻孔等，对应地表标高+1324m，与揭煤位置对应最小净高差为225.1m。2、周围开采关系揭煤区域底为正在回采的13#煤层11304工作面，对应揭煤区域平面距离64.12m；其顶为待开采的7#煤层，与即将揭露的10#煤层平均层间距为25.86m。二、煤层及顶底板情况10#煤层俗称“大康煤”，位于龙潭组中上部，煤层厚度1.00～2.58m，平均1.57m，属中厚煤层，该煤层中一般含0～1层夹矸。其顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩。三、瓦斯地质情况1、地质构造通过已揭露资料分析，因受井田中南部逆断层影响，11004运输巷存在隐伏伴生逆断层的可能性，预计断层落差0.8～1.5m左右，将会给施工、支护、回采等带来一定的影响，但是，在揭煤区内无断层存在。2、水文地质10#煤层位于龙潭组中上部，上覆无强含水层存在，且岩溶强弱含水层之间一般具有较好的隔水层，含水层之间水力联系较弱，只有当导水断层或其它导水通道沟通上覆含水层，上覆含水层才会成为工作面充水水源，11004工作面顶无采空区，其下11304工作面回采结束后，将会形成采动裂隙，水源通过采动裂隙向下渗漏。综上，水患不会给工作面带来较大的影响。3、瓦斯地质情况自燃发火等级为Ⅲ类不易自燃；根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的《贵州水城县鸡场霖源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；根据贵州淞源矿山开发技术咨询有限公司提供的《水城县鸡场霖源煤矿10#煤层瓦斯地质图说明书》，10#煤层埋深200～250m之间预测瓦斯压力为1.00～1.25MPa、瓦斯含量10.31～11.88m3三、巷道施工参数第二章构建安全可靠独立通风系统及加强控制通风风流设施的措施一、揭开煤层后需要风量计算及风机选型1、风量计算掘进工作面的日平均绝对瓦斯涌出量和日最高绝对瓦斯涌出量及瓦斯涌出不均衡的风量系数如表一。表一2、风机选型1）11004运输巷掘进期间风筒最长供风距离为350m左右。按漏风率不超过10%计算：Q漏=Q吸×P＋L×P，分别计算出FBDNO5/2×7.5、FBDNO6/2×15、FBDNO6/2×22三种型号局部通风机的漏风风量：型号功率吸入风量漏风风量FBDNO5/2×7.515Kw250m360m3FBDNO6/2×1530Kw400m375m3FBDNO6/2×2244Kw560m391m32）三种不同功率风机实际供到迎头供风量计算Q实=Q吸－Q漏型号功率吸入风量漏风风量实际供风量FBDNO5/2×7.515Kw250m360m3190m3FBDNO6/2×1530Kw400m375m3325m3FBDNO6/2×2244Kw560m391m3469m3通过上述计算，可选择一台型号为FBDNO5.6/2×15kw型吸入风量为400m3V=EQ\F(Q实,S净×60)=400/（5×60）=1.33m式中：S净——掘进巷道净断面积为5.0验算结果表明，掘进工作面风速在0.25m/s和4m经研究决定，掘进期间选用两台FBDNO5.6/2×15KW，吸入风量为350m3/min--4003/min的局扇对二、通风方式及通风路线1、通风方式：局扇压入式通风。2、通防路线：主斜井（新鲜风）→1090机轨石门（新鲜风）→局部通风机（新鲜风）→11004运输巷迎头→（新鲜风）→11004运输巷（污风）→1090回风联络巷（污风）→1090回风石门（污风）→总回（污风）→地面。三、加强控制通风风流设施的构建和安全技术措施1、控制通风风流设施的构建1）防突反向风门构建地点：揭煤前，通风科必须保证主井底的1090底抽巷防突风门质量符合规定。2）防突反向风门标准：施工的防突风门不少于两道，必须掏槽且与墙体接触严密（掏槽深不小于0.5m），风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向必须联锁；电缆孔必须封堵严实；风门墙厚度不小于0.8m，门框厚度不小于150mm，门扇厚度大于50mm，揭过煤期间，通过风门的风筒必须设有可靠的防逆流装置，其它严格按《防治煤与瓦斯突出规定》中“第一百零三条”要求构筑。2、加强控制通风风流设施的安全技术措施(1)加强通风管理，揭煤前，通风科必须安排专人将所有影响范围内的通风设施进行全面检查，若有损坏，必须立即进行修复加固，确保完好、可靠。(2)通风科每天必须派专人加强主、副井联络巷风门，主井底防突风门的检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。(3)每次放炮，由施工单位班组长负责将主、副井联络巷风门处，主井底的防突风门水沟孔用沙袋或黄泥袋堵严实，将永久避难硐室门关闭。(4)两道正向风门必须进行连锁，不得将正向风门同时打开，确保通风系统稳定、可靠，监控维护员对两道正向风门装上风门开关传感器与地面监控室连通，确保随时对风门进行监控。第三章揭煤作业程序一、揭煤位置控制二、通过预测煤层原始瓦斯含量和煤层原始瓦斯压力参数评判煤层是否具有突出危险性，采取相应防治突出的措施并进行区域验证。六、距煤层法线距离2.0m，作斜面进行揭煤。巷道岩性素描和地质分析前探钻孔探煤（在1090底抽巷）巷道岩性素描和地质分析前探钻孔探煤（在1090底抽巷）在11004运输巷掘进过程中突出危险性预测实施防突措施防突措施效果检验补充防突措施边探边掘至揭煤前规定的最小岩柱处（2.0m）安全防护措施施工斜面施工揭煤炮眼(按图施工)装药、连线（按图施工）停电撤人、远距离放炮揭煤加强支护、过煤穿透煤层进入底板岩层距煤层法线距离2m以上11004运输巷揭煤工艺流程图第四章煤层层位控制及测定煤层残余瓦斯含量的措施一、控制揭煤位置的措施二、测定煤层残余瓦斯含量的措施11004运输巷在开掘前，采取了开掘底板瓦斯抽放巷施工穿层钻孔对控制条带煤层瓦斯进行预抽的区域防突措施，抽放时间从2015年？月？日至2015年？月？日，条带控制范围为11004运输巷上帮20m、下帮10m的的整条巷道控制条带，详见11304运输巷揭煤区域穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔布置图及成果图。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的《贵州水城县鸡场霖源煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，10#煤层具有煤与瓦斯突出危险性；根据《防治煤与瓦斯突出规定》第五十二条、五十三条、第五十五条的规定，按规定在揭煤区域布置测试点现场提取煤样采用DGC瓦斯含量测定仪对揭煤区域残余瓦斯含量进行解析测定。第五章揭煤工作面突出危险性预测具体预测工作如下：φ89mm3、预测钻孔参数表。备注28900+060062.4检验孔穿过煤层全厚28900+020043.24、施工预测钻孔时，钻进速度应控制在1m/min左右，钻孔倾角可根据现场煤岩层倾角进行调整，以保证预测钻孔在全煤中钻进。钻孔进入煤层时，即进行采样测定煤层瓦斯含量。5、在施工预测预报钻孔时，只要出现喷孔、卡钻等突出现象都视为有突出危险性（无论预测指标超或未超）。6、预测程序：（1）施工预测钻孔时，由打钻人员用矿现有的ZY-1250型钻机按布置图向煤层打2个钻孔（穿过岩层钻孔，用ZY-1250型钻机配直径89mm（2）打煤层时采用φ73mm（3）对预测预报钻孔作煤层瓦斯含量及瓦斯压力的考察。7、预测指标钻孔进入煤层后，直至钻孔施工至设计位置。根据《防治煤与瓦斯突出规定》规定，经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，瓦斯压力小于0.74Mpa,钻孔过程中、未出现喷孔、夹钻、卡钻、顶钻等现象，判定为无突出危险性，该区域为无突出危险区域；反之，上述任何一项指标超过临界值或出现任何一种瓦斯动力现象，均视为突出危险区域，必须采取施工穿层抽放钻孔进行预抽的等补充防突措施，直至措施有效11004运输巷岩层掘进段预计从开口点往里掘20m将揭露10#煤层顶板，根据石门揭煤区域突出危险性预测指标（煤层残余瓦斯压力、残余瓦斯含量）临界值（残余瓦斯含量临界值W﹤8m3/t,残余瓦斯压力P﹤0.74MPa,判定为无突出危险性，该区域为无突出危险区域；反之，为具有突出危险性，该区域为突出危险区域），若为具有突出危险性，则采取施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯的揭煤区域防突措施。抽放后，经区域防突措施效果检验，措施有效后，方可执行远距离放炮一次性揭开10#1、钻孔布置：在11004运输巷开门处沿揭煤区域布置预抽钻孔，钻孔布置参数详见附后的“11004运输巷揭10#煤层瓦斯抽放钻孔设计图”。2、钻孔施工要求：用Φ75mm的钻头施工穿过/10#煤层2m后方可拔钻。3、封孔要求：4、钻孔施工的整个过程中，技术科现场确定钻孔的方位、倾角、孔深等参数，当班安全员、瓦检员、跟班矿领导现场跟班指导，并验收。确保达到设计要求。5、必须编制专门的钻孔施工安全技术措施报总工程师审批，并组织所有参加施工钻孔的人员学习，并履行签字手续。6、施工预抽钻孔时，必须施工一个、封孔一个、连抽一个。通风科加强对抽放系统进行维护，确保钻孔孔口抽放负压不小于13kPa。7、通风科必须在揭煤预抽瓦斯汇流处安装流量检测装置，每天对抽放瓦斯量进行计量，并做好记录。11004运输巷掘进距10#煤层垂距5m时，根据抽放计量计算煤层残余瓦斯含量小于8m31、煤层原始瓦斯含量及所需抽放量计算式中：钻孔控制范围煤体体积计算数据取值于巷道轮廓线外控制距离加巷道高、宽度（控制范围为巷道顶板上方12m、巷道两帮轮廓线外各12m、底板往下6m）。V——钻孔控制范围内煤体体积m3；Q(总)——钻孔控制范围内煤体瓦斯总量m3；经抽放计量，只有当钻孔控制范围内瓦斯抽放纯量大于后方可进行区域措施效果检验。2、测定预抽煤层瓦斯区域措施效果检验钻孔布置设计及参数11004运输巷岩层段掘至距10#煤层顶板垂距5m时向迎头方向布置4个区域措施效果检验钻孔并取芯采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定10#煤层残余瓦斯含量，具体检验钻孔布置设计及参数见图。二、预抽煤层瓦斯区域防突措施效果检验指标（1）经检验，若所有检验测试点煤层瓦斯含量小于8m3/t，证明区域防突措施有效，则该揭煤区域为无突出危险区域；反之，措施无效，为突出危险区域，必须补充瓦斯抽放钻孔进行瓦斯抽放的局部防突措施（2）经检验，若区域防突措施有效，并在通过WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量进行区域验证，通风科根据措施和检验情况及时编制区域防突措施效果检验报告单报矿总工程师审批同意后，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。若区域防突措施无效，则继续抽放煤层瓦斯，直到区域防突措施有效，方可掘进。三、掘进至与煤层（一）区域验证方法当工作面掘进至与煤层顶板法向距离2m的位置时，采用钻屑瓦斯解析指标法对区域防突措施进行验证，采用WTC-1型防突仪测定钻屑解析指标K1值和钻屑量,具体方法如下：用电煤钻在工作面迎头施工4个直径为42mm，孔深8m的钻孔，1号位于巷道掘进方向上部，平行于掘进方向，2号钻孔位于巷道掘进方向中部，平行于掘进方向，3号、4号钻孔布置在巷道两侧距帮500mm腰线位置，终孔点位于巷道断面轮廓线外2～4m处。（二）区域验证指标临界值（1）根据《防治煤与瓦斯突出规定》第73条规定，钻孔进入煤层后，每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，若该1m段的全部钻屑量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。（2）每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标k1值，直至钻孔施工至设计位置，若煤样为干煤，测得的k1max值小于0.50mL/g·min1/2，或若煤样为湿煤，测得的k1max值小于0.40mL/g·min1/2，则为无突出危险工作面；反之，为突出危险工作面。（3）区域验证钻屑量及钻屑瓦斯解吸指标k1值，其中任何一项指标超标时，均判断为突出危险工作面，必须延长预抽煤层瓦斯的时间，继续抽放煤层瓦斯，再进行区域验证，直至各项指标达标后。通风科根据区域验证情况及时编制区域验证报告单报矿总工程师审批，审批同意后，按爆破设计及安全技术措施实施远距离爆破揭开煤层。（三）区域验证钻孔布置(1)揭露煤层前，施工四个验证孔对煤层突出危险性指标进行测定，验证孔布置如下图所示：(2)验证钻孔参数表。备注验证孔终孔位于巷道两帮轮廓线外2～4m处若经区域验证防突措施无效，则需在11004运输巷距煤层垂距2m处实施局部防突措施，即11004运输巷掘进方向施工瓦斯抽放钻孔，然后在进行防突措施效果检验，直到防突措施有效，方可进行揭煤工作。利用原1090底抽巷避难硐室作为临时避难所。二、压风自救1、压风自救系统安设要求压风自救安设在1090底抽巷内的压缩空气管道上。风源来自地面压风机房，分别用4吋铁管、2吋铁管、1吋铁管和1寸胶管接至用风地点。2、压风自救系统装置安设地点详见压风自救系统图。3、压风自救系统。三、防突风门的设置及管理措施1两组牢固的正反向防突风门，且与墙体接触严密，风门墙体牢固，并设有防逆流装置；正反向联锁可靠；电缆孔封堵严实；风门墙厚度不小于1m，掏槽深不小于0.5m且见实底，门框厚度大于150mm，门扇厚度大于50mm。2、通防科每天必须派专人加强对各处防突风门检查加固，确保通风系统独立，通风设施完好可靠。11004运输巷施工迎头→1090底抽巷→1090机轨石门→主斜井→地面。（1）揭煤放炮前撤人范围：全矿井井下所有巷道。（一）自救器的使用方法1、使用时先将自救器转到腹前，一手托底，另一手拉开封口带。2、去掉上外罐，手提头带将自救器抽出后将下外罐丢弃。3、戴好头带，整理好气囊。4、拔掉口具塞，迅速启动氧烛(若氧烛启动失效，应深吸气后通过口具向药罐呼气以强制生氧)。5、将口具放入口中，口具片置于唇齿之间，牙齿咬紧牙垫，用鼻夹垫夹住鼻子，开始用口呼吸。6、均匀呼吸，快速撤离灾区。（二）使用维护1、自救器必须随身携带，应尽量避免碰撞；严禁将自救器当坐垫使用。

2、自救器不使用时严禁随意打开。

3、在携带自救器前，应检查外观有无损坏和碰撞凹痕，若发现不正常现象，应及时送交有关部门检查。

4、自救器只能佩戴使用一次，使用过的自救器已经报废，不得再次使用。

5、自救器应定期检查气密性是否良好。气密不良的自救器严禁使用。根据《煤矿自救器使用管理办法》规定，将被测自救器放入气密检查仪腔体内（注意腔体内剩余空间若过大，应适当填加实体充填物），扣合封压盖，使压力达到（5～6）kPa，15秒时间内压力下降值不超过300Pa为合格。随身携带的自救器一般1～2个月检查1次，受到剧烈撞击有漏气可能的自救器应随时进行检查。6、佩戴自救器撤离灾区时要注意口具和鼻夹一定要咬紧夹好，绝不能中途取下口具和鼻夹，不要压迫气囊，以防损坏漏气。炸药：采用矿用三级乳化炸药。雷管：采用1～3段毫秒延期电雷管。爆破器材采用MFB－500型放炮器起爆，其特征为：发爆能力为500发，直流电压为2900伏，电流为10～20安。放炮母线为：VH2X1橡胶电缆，断面为2×1.5mm2。4、敷设线路为：11004运输巷施工迎头→1090底抽巷→1090机轨石门→主斜井→地面。1、装药方式：装药时，严格按爆破说明书进行，每眼装3个起爆药卷，第一个起爆药卷放置于眼底往外第五节药卷前面、第二个放置于眼底往外第11节药卷（含第一节起爆药卷）前面，第三个放置于第15节药卷（含第一、二节起爆药卷）前面，一律采用正向装药，每眼不得小于2节水炮泥，剩于部分全部用炮泥充填满实。装药采用Φ36mm、长3.0m和6.0m的木质炮棍，严禁使用钻杆、钎子等金属工具作炮杆使用。采用大串联法连线爆破。（附图：炮眼布置、装药结构及爆破说明书）3、打眼前必须用炮泥将迎头的地质及测压钻孔封堵严实，封堵深度必须大于炮眼深度的1.5倍。→装药→连线→设置警戒→起爆→安全检查→撤除警戒→出货加强支护。共个炮眼，共用36发雷管，每个雷管的电阻为5欧姆，起爆电流为3安，采用串联爆破。放炮母线采用两芯橡胶电缆，电阻值为0.0133Ω/m，长度600m。(1)雷管总电阻R1:R1=5×N＝5×36=180（欧姆）N－－所用雷管总数5－－单个雷管电阻值（欧姆）（2）放炮母线电阻值R2:R2=P×L=0.0133×600＝7.98（欧姆）P－－铜线导电率L－－母线长度（m）R3为接线电阻，约为10欧，RΣ＝R1+R2＋R3＝180+7.98+10＝197.98（欧姆）(3)总起爆电流I＝U/R=2500/（197.98）＝12.628AI－－总起爆电流（A)R－－网路总电阻（欧姆）U－－放炮器额定电压（伏）根据上述计算选用FB—500型放炮器满足要求。1）采用1～3段毫秒延期电雷管，必须是同一厂家、同一时期生产的同一型号毫秒电雷管，且必须在地面提前作好导通试验，将其分组存放待用，同一网路所选用的雷管电阻值误差不得超过0.2Ω。（2）对使用的炸药要逐节进行检查，变质、硬化、失效的炸药严禁使用。（3）脚线与母线的接头要用绝缘胶布包扎好，母线与母线的连接采用接线盒连接。1、放炮必须使用乳化炸药和毫秒电雷管，毫秒电雷管的总延期时间不得超过130ms。电雷管使用前必须进行导通试验，以免出现瞎炮。2、放炮员必须持证上岗，严格按章操作。严格执行“一炮三检查”和“三人联锁”放炮制度。3、放炮器钥匙必须由放炮员随身携带，不得转借他人，或插入放炮器内。4、打眼放炮严格按照爆破说明书的规定执行，严禁放糊炮、明炮。严禁使用放炮器以外的电源放炮。5、严禁打眼和装药平行作业，必须全断面一次装药一次起爆，严禁一次装药分次起爆。6、装药、联线、放炮只允许放炮员一人操作，严禁其它人员参加作业。7、装药必须使用正向装药，正向起爆。8、放炮母线接头必须用接线盒连接，不得有明接头，且避开电器设备及导电物体。在放炮前，放炮母线必须扭接成短路。9、装药时，雷管脚线必须悬空，且扭接成短路。雷管脚线连接处必须用绝缘胶布包扎，不得有明接头，严禁雷管脚线与运输设备、电器设备等导电体相接触。10、放炮前，安检员、班组长必须亲自撤人并派人按岗哨布置图设置岗哨和警戒。警戒处设置警戒牌、栏杆或拉绳，并且清点人数，确认无误后由安检员向矿调度和指挥组汇报。矿调度和指挥组指挥将本措施规定切断的电源切断后，方可由现场指挥组给安检员下达放炮命令，并由安检员传达到放炮员，放炮员接到放炮命令后方可放炮。13、放炮前，放炮员必须最后撤离爆破地点。12、炮眼深度和封泥长度必须符合《煤矿安全规程》要求。有以下情况时，严禁放炮：（1）炮眼深度小于0.6m；（2）炮眼深度为0.6m～1.0m，封泥长度小于1/2炮眼深度时；（3）炮眼深度超过1.0m，封泥长度小于0.5m时；（4）炮眼深度超过2.5m，封泥长度小于1m时。（5）对于不装药的眼孔必须用黄泥封堵，且封堵长度不小于炮眼深度的1.5倍。13、装药、爆破作业前，有下列情况之一时，严禁装药放炮：（1）掘进工作面的空顶距离超过作业规程规定、支护不完好或迎头煤（岩）凸出超过规定。（2）爆破作业地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达0.8%及以上时。（3）在爆破作业地点附近20m内，矿车、未清除的煤（矸）或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。（4）炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤、岩松散，透老空等情况。（5）掘进工作面风量不足。14、放炮拒爆时，放炮员必须先取下钥匙，并将放炮母线从电源取下，扭结成短路，至少等30分钟，才能沿路线检查，找出拒爆原因。15、处理拒爆、残爆时，必须在班组长的指导下进行，应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，必须另行制定专门措施进行处理。处理拒爆时，应遵守下列规定：（1）处理拒爆之前必须重新检查瓦斯，重新冲洗煤尘。（2）由于联线不良的拒爆，可重新联线起爆；（3）在拒爆炮眼0.3m以外另打与拒爆炮眼相平行的新炮眼重新起爆；（4）严禁用手镐刨出或从炮眼中取出原有的起爆药卷或从起爆药卷中拉出电雷管，严禁用打眼的方法往外掏药，严禁用压风吹拒爆(残爆)炮眼。（5）在拒爆处理完毕之前，严禁在该地点进行与处理拒爆无关的工作。（6）处理拒爆完毕后，放炮员必须仔细在爆落的煤、矸中收集未爆的雷管。16、放炮30min后，放炮员、班组长、瓦检员必须首先巡视爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、支护、拒爆、残爆等情况，如有危险情况，立即处理。17、装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：（1）必须在顶帮支护完好、避开电器设备和导电体的爆破作业地点附近进行，严禁坐在炸药箱上装配起爆药卷，装配起爆药包数量以当次起爆所需要的药量为限。（2）装配起爆药卷必须防止电雷管受震动或冲击而折断脚线和损坏脚线绝缘层。（3）装配起爆药卷时雷管必须从顶部装入。严禁用电雷管代替竹木棍扎眼，雷管必须全部插入药卷内，严禁将雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。18、炸药、雷管必须分装在专用的木箱内并上锁。严禁乱扔、乱放。炸药箱和雷管箱必须放在支护完好、避开电器设备和导电体的地点。爆破作业时，必须把雷管箱、炸药箱放在警戒线以外的安全地点。19、当班用不完的雷管、炸药当班必须及时交回炸药发放点。2、刷斜面时，每刷够一块网位置及时进行永久支护，并及时进行喷浆。斜面制作好后若顶板破碎，再采用特殊加工的铁撞楔超前支护，加强顶板稳定性。必须确保顶板稳定后，方可执行远距离放炮揭开M5煤层。1、严格采取放松动小炮的方法，严禁大拉大放。2、当煤层顶板松软时，采取放下部眼，顶部用手工挖掘的方法施工，避免对巷道周边围岩造成剧烈振动，确保巷道成型。3、顶板破碎时，采取提前施工直径大于16cm的圆木顺巷道走向按1.0m×1.0m的间距施工三排戴帽点柱控制顶板。5、采取打撞楔（撞楔采用1寸半铁管制作，长度2.0m）的方式控制顶板，撞楔间距视现场情况灵活掌握。6、必须加强顶板管理，严防漏冒顶事故发生，以防诱导突出。7、严禁使用风镐修刷帮顶。8、必须加强瓦斯管理，严禁瓦斯超限作业。三、实施远距离放炮揭开煤层前，技术部门必须对警戒区域及揭煤区域的巷道支护状况进行一次全面的检查，发现隐患及时进行维护及加固。组长：李崇庆副组长：徐玉琨汪行军成员：李龙江谢正均胡纯礼孙乾斌谢珍凯陈春华熊实栋2、职责范围如下：组长：负责揭煤工作的全面指挥。副组长：负责组织协调调配揭煤过程中的人力、物力。谢珍凯、熊实栋：负责安排通风系统和通风设施检查，确保通风系统稳定可靠，同时揭煤前负责组织对M3煤层进行突出危险性预测预报工作。汪行军：负责措施的现场落实、兑现、监督制止违章指挥、违章作业。陈春华：负责调度指挥工作，协调解决揭煤过程中出现的问题。谢正均、孙乾斌：负责停送电的监督检查。：负责揭煤设计及揭煤措施传达贯彻。揭煤指挥所设置在矿调度室，以便统一指挥。地面指挥组组长负责揭煤期间在矿调度室指挥揭煤工作。1、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班、漏检、假检；严禁脱岗；严禁岗上睡觉。2、局部通风机必须挂牌管理，严禁随意停开，保证通风系统稳定可靠。揭煤期间，通防科瓦检员必须每班检查局部通风机及开关是否完好，检查完后及时向通风值班室和矿调度室汇报。3、掘进工作面局部通风机及动力电源必须实行“三专两闭锁”管理，且两闭锁必须灵敏可靠。4、局部通风机必须保证连续运转，不得随意停风，若因风机故障、系统停电等原因造成停风时，必须立即停止工作，撤出人员，切断电源，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。恢复通风前，必须检查瓦斯，只有该巷道内的瓦斯浓度小于0.8%，二氧化碳浓度小于1.5%，方可人工开启局部通风机。5、当班瓦检员对通风瓦斯进行现场管理，对装药、联线、本措施的实施负监督责任。装药、爆破作业前，有下列情况之一时，严禁装药放炮：①掘进工作面的空顶距离超过作业规程规定、支护不完好或伞檐超过规定。②爆破作业地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达1%及以上时。③在爆破作业地点附近20m内，未清除的矸（煤）或其他物体堵塞巷道断面1/3以上。④炮眼内发现异状，温度骤高骤低，有显著瓦斯涌出，煤、岩松散，透老空等情况。⑤掘进工作面风量不足。6、当该巷道内的瓦斯浓度大于0.8%、小于3%，二氧化碳浓度大于1.5%、小于3%时，由通防科组织排放；如该巷道内的瓦斯和二氧化碳浓度达3%及以上时，由通防科编制措施，矿总工程师组织审批，由矿山救护队进行排放（注：排放瓦斯的风量必须进行控制，严禁第一风流会合处的瓦斯达到或超过1.5%）。7、当掘进工作面瓦斯浓度达到或超过0.8%时，必须停止用电钻打眼；当掘进工作面回流中瓦斯浓度达到或超过0.8%时,必须立即停止掘进工作面的作业、撤出人员、切断电源，采取措施进行处理；放炮地点附近20m范围内风流中瓦斯浓度达到或超过0.8%时，严禁放炮。8、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20m9、炮后回风流中瓦斯浓度超过1.5%、连续30min内降不到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。10、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。11、揭煤期间每次放炮30min后，当瓦斯浓度小于0.8%以下时，方可由瓦检员、放炮员、安检员、施工单位的班组长一同进入该工作面检查瓦斯及顶板情况，当确认放炮地点无安全隐患，其工作面、回风流及受放炮影响的其它地点风流中的瓦斯浓度低于0.8%，由瓦检员向矿调度汇报，由矿调度日常工作指挥小组通知班组长撤岗，由调度室通知变电所送电，恢复工作。12、严格按规定进行防突措施效果检验和验证，在防突效检工进行防突措施效果检验时，由安检员和瓦检员进行现场监督，防突效检工必须将考察结果同时告知当班安检员、瓦检员、班排长，严禁弄虚作假。（附图：供电系统图）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。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。1、机电科必须按规定在1240回风石门安设两台瓦斯传感器T1、T2，并与监控中心联网：T1安设在距迎头不大于5m的巷道正中往下300mm处，报警值≥0.8%，断电值≥1.0%，复电值＜0.8%，断电值范围是掘进巷道内的全部非本质安全型电气设备；T2安设在距全风压回风口10～15m的巷道正中往下300m