防突设计方案及安全技术措施.docx
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防突设计方案及安全技术措施
郑煤集团兴达煤矿有限责任公司
11121工作面防突设计及安全技术措施
说明书
设计单位：
郑煤集团兴达煤矿
总工程师：
张俊杰
工程负责人：
唐福生
二0一0年十二月二十日
第一章矿井简况
第一节矿井简况
一、矿井基本情况
郑煤集团兴达煤矿，位于登封市白坪乡西白坪村境内，是由郑煤集团与原登封市外运煤矿和新星煤矿整合而成。
本次技改由煤炭工业部郑州设计研究院设计，设计生产能力30万吨/年，可采储量193.67万吨，服务年限5.3年。
矿井开采二1煤层，设计正常涌水量24m3/h，最大涌水量60m3/h，目前实际涌水量10m3/h，煤尘具有爆炸危险性，煤层不易自燃，属煤与瓦斯突出矿井。
矿井开拓方式采用两立一斜混合开拓，通风方式为中央并列式，主斜井、副立井进风，回风立井回风。
第二节采面简况及瓦斯地质
一、11121工作面概括
1、采面位置及四邻关系
11121底抽巷包括绕巷共设计350m，掘进断面14.14㎡，净断面12.68㎡。
11121底抽巷及绕巷掘进顺序：
先从专回下山坐标X:
3800983Y:
38413360Z:
-81处开口按设计方位272°、坡度-22°掘进31m后变方位为338°在掘进10.0m，再开口按方位90°，坡度-5‰施工21.5m，最后按方位65°、坡度+17°施工44m与皮带下山贯通，贯通后再从坐标X:
3800993Y:
38413337Z:
-98处按方位270°、坡度+5‰沿底掘进，全长252m；11121底抽巷主要作为11121下副巷打钻消突使用；
11121下副巷包括联巷共设计317m，掘进断面14.14㎡，净断面12.68㎡。
11121下巷及联巷掘进顺序：
先从专回下山坐标X:
3801017Y:
38413361Z:
-90处开口按设计方位90°、坡度0°掘进24m后变坡与皮带巷贯通，贯通后再从坐标X:
3801017Y:
38413361Z:
-90处按方位270°、坡度-4—3°沿底掘进，全长293m，11121采煤工作面形成后11121下巷主要作为11121采煤工作面的运输、进风和行人使用；
11121上巷设计开口坐标：
X:
3800903Y:
38413361Z:
-40，11121上副巷设计298m，掘进断面14.14㎡，净断面12.68㎡。
沿11101采空区边缘不大于2m掘进，设计方位268°、坡度-3—4°，11121采煤工作面形成后11121上巷主要作为11121采煤工作面的回风和行人使用；
切巷设计114m，设计方位3°，掘进断面4.8㎡，净断面4.4㎡，坡度-23°；
2、煤层赋存状况及煤层特征
11121工作面二1煤层位于下二叠统山西组下部，结构简单，层位稳定。
煤层距其上部的大占砂岩间距平均6.00m,二1煤层顶板为砂质泥岩或细砂岩，底板为砂质泥岩。
煤层厚度2.2～5.8m,平均3.7m，本工作面埋深560～520m，煤层走向272°，倾向2°，平均倾角23°，表现为单斜构造。
3、地温
矿井区域内温梯度约为0.22°～2.62°C/100m，平均1.23°C/100m，地温、地压均无异常。
4、水文地质条件及涌水量
由白坪井田水文地质资料得知，兴达矿位于白坪井田西部，二1煤顶砂岩含水层富水性弱，水文地质条件简单；二1煤底板太原组上段灰岩含水层为灰岩裂隙水，水文地质条件简单，本井田处在水文地质条件简单地段。
5、开采技术条件
（1>瓦斯：
2008年4月河南理工大学进行矿井瓦斯突出鉴定：
实测二1煤层煤的破坏类型为Ⅲ、Ⅳ、Ⅴ类，瓦斯放散初速度△P=14～33，煤的坚固性系数f=0.20～0.30,按实测煤层瓦斯含量推算煤层瓦斯压力P=1.33Mpa,瓦斯含量为3.54-9.3m3/t，鉴定结论为兴达矿二1煤层有煤与瓦斯突出危险，矿井为煤与瓦斯突出矿井。
2008年9月，登封分公司组织对兴达矿井行瓦斯鉴定，绝对瓦斯涌出量2.95m3/min,相对瓦斯涌出量4.25m3/t。
<2）本矿井二1煤层属于三类，不易自燃煤层。
煤尘无爆炸危险性。
（3）二1煤层伪顶：
仅局部可见，不发育，一般厚0.20m，随采随落，不易维护。
（4）二1煤层直接顶：
一般为深灰色或灰黑色粉砂岩、砂质泥岩和泥岩，有局部为细粒砂岩，平均厚6.0m。
<5）二1煤层老顶：
是灰白色、含云母特多的细至中粒长石石英砂岩，层面含大量白云母片及炭质面，俗称大占砂岩。
平均厚度4～8m左右，由于其厚度大，回采后一般不直接垮落，往往滞后一段时间垮落。
<6）煤层伪底：
区内不发育，一般厚约为0.4m,质软。
<7）二1煤层直接底板：
为黑色泥岩、砂质泥岩夹细砂岩，平均厚为17.28m，层理比较明显，开采时经常遇到基底不平现象。
<8）二1煤层老底：
为石炭系太原组的L7-8灰岩，平均总厚为9.40m，质坚性脆。
本区顶、底板抗压、抗拉强度相对较小，属豫西典型“三软”煤层，生产时应加强顶板管理，防止顶板事故发生。
第二章11121工作面掘进区域防突设计
第一节掘进区域防突设计
一、工作面防治瓦斯突出的必要性
依据11101工作面实测瓦斯含量9.3t/m3瓦斯压力1.33Mpa，11121采掘工作面按照突出区域管理，根据集团公司<郑煤集团通[2009]1号文）《关于编制突出采区防突专项设计及矿井防突工作计划的通知》、关于印发《“三软”突出煤层煤巷掘进工作面防治煤与瓦斯突出管理规定》<修订）的通知的规定，并严格执行“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则进行设计和施工管理。
1、上副巷掘进防突设计
依据郑煤集团印发《“三软”突出煤层煤巷掘进工作面防治煤与瓦斯突出管理规定》<修订）的通知的规定，11121上付巷设计沿空送巷与11101工作面下付巷余留不大于2m煤柱送巷掘进，施工6个超前探测钻孔，探明煤层赋存状况、地质构造、瓦斯、地应力等情况，掘进工作面保留超前探测钻孔超前距20m；实施连续性掘进工作面突出危险性预测，若探测无异常且预测为无突出危险时，采取安全防护措施后进行掘进作业；经探测工作面前方瓦斯地质异常<顶钻、喷孔、煤层赋存发生急剧变化、地质构造等）或预测为有突出危险性时，该煤巷掘进工作面必须执行以预抽为主的局部综合防突措施。
<附图一）
2、工作面下付巷防突设计
11121下巷采取底板岩巷穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施设计底抽巷距煤层的法向距离不小于12m。
施工按照以下要求：
1.底板抽放巷及绕巷工程量：
350m。
钻场间距：
25m；共施工9组钻场。
2.底板抽放巷距二1煤层法向距离12m，钻场断面12.68m2；
3.钻孔直径：
≥108mm；
4.钻孔深度：
钻孔要穿透煤层进入煤层顶板0.5m；
5.钻孔间距：
钻孔在煤层中的终孔间距6m。
6.钻孔控制范围：
根据煤层倾角设计钻孔的控制范围，倾角大于25°控制巷道上帮轮廓线外20m，下帮10m；小于25°上下帮各控制轮廓线外15m。
<控制范围均为沿层面的距离）。
7.封孔段长度5m。
8、采用水力冲孔等增透卸压技术。
9、11121下巷区域防突措施效果检验有效区域设计超前11121下巷掘进工作面100m。
3、工作面切巷防突设计
11121工作面上下副巷掘进到位后在工作面上下副巷施工顺层钻孔，采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突方法，条带长度60m,预留超前距离20m。
施工应符合下列要求：
1.钻孔直径：
89-120mm。
2.钻孔间距：
钻孔在煤层中的终孔间距2.5m；
3.钻孔控制范围：
钻孔控制的煤层条带长度60m。
条带长度范围内钻孔控制全煤厚，终孔距煤层顶<底）板不大于1.5m。
控制切巷左右帮轮廓线各15m。
4.封孔段长度8m。
4、工作面下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段防突设计
11121工作面下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段掘进开始前在十一平巷、专回下山施工顺层钻孔，采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突方法，控制范围为掘进巷道左右帮轮廓线两侧各15m,预留超前距离20m。
施工应符合下列要求：
1.钻孔直径：
89-120mm。
2.钻孔间距：
钻孔在煤层中的终孔间距2.5m；
3.钻孔控制范围：
钻孔预留超前距离20m。
条带长度范围内钻孔控制全煤厚，终孔距煤层顶<底）板不大于1.5m。
控制范围为掘进巷道左右帮轮廓线两侧各15m。
4.封孔段长度8m。
第二节掘进区域效验
1、11121下副巷区域效检
11121下副巷采取底板岩巷穿层钻孔增透卸压抽采瓦斯区域防突措施，采取测定煤层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果检验，效果检验每隔30m布置一个检验测试点测定煤层残余瓦斯含量。
2、切巷区域效检
11121切巷采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，采取测定煤层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果检验，每循环布置3个检验测试点测定煤层残余瓦斯含量。
3、工作面下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段区域效检
11121工作面下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段采取顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施，采取测定煤层残余瓦斯含量进行区域防突措施效果检验，每循环布置3个检验测试点测定煤层残余瓦斯含量。
第三节局部防突设计
1、11121下副巷局部防突措施
11121下副巷掘进执行超前钻孔排放瓦斯为主的局部防突措施。
钻孔深度：
12m；超前距5m。
控制范围：
上帮5m，下帮5m。
2、11121切巷局部防突措施
11121切巷掘进执行超前钻孔排放瓦斯为主的局部防突措施。
钻孔深度：
12m；超前距5m。
控制范围：
左帮5m，右帮5m。
3、11121下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段局部防突措施
11121下付巷绕巷、底抽巷绕巷煤巷段掘进执行超前钻孔排放瓦斯为主的局部防突措施。
钻孔深度：
12m；超前距5m。
控制范围：
左帮5m，右帮5m。
第四节局部措施效果检验
局部措施效果检验采用工作面预测<效检）方法进行。
1、按照《防治煤与瓦斯突出规定》和郑煤集团三项技术标准要求，采用复合指标法<钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标）预测突出危险性。
临界值选定为q值5L/min,S值6kg/m。
2、每区域循环首次掘进前，连续进行不少于两次区域验证，地质构造带连续进行区域验证。
3、每掘进循环至少打三个超前距不少于10m的超前钻孔，探测地质构造和观察突出预兆。
4、预测钻孔布置方式及参数
<1）正常情况下巷道沿底板掘进，巷道顶煤厚度小于5m时，在掘进工作面中部，平行巷道轴线方向布置2#预测钻孔，距巷道底板1m左右；在掘进工作面两帮布置1#、3#预测钻孔，距巷道侧帮不大于0.5m，距巷道底板1m左右，终孔控制巷道轮廓线外2-4m；在掘进工作面中部靠近支架顶部，布置4#预测钻孔，孔口距巷道支架顶部1m左右，终孔控制顶煤全厚。
钻孔直径均为42mm、深度8m。
<2）当巷道顶煤厚度大于或等于5m时,1﹟、2﹟、3﹟钻孔同前，4﹟钻孔靠近支架顶部左侧1﹟、2﹟孔上方，孔口距顶1m,与巷道轴线方向呈45°夹角；5﹟钻孔靠近支架顶部右侧2﹟、3﹟孔上方,孔口距顶1m,与巷道轴线方向呈30°夹角；钻孔直径均为42mm,深度8m。
<3）巷道未沿底板掘进，还必须对底煤进行预测控制，底煤厚度小于5m时，在掘进工作面中部靠近底板布置预测钻孔，控制底煤全厚。
钻孔直径均为42mm、深度8m。
底煤厚度大于或等于5m时，在掘进工作面底板两侧布置两个预测钻孔，一个孔与巷道轴线方向向下呈300夹角；另一个孔与巷道轴线方向向下呈450夹角；钻孔直径均为42mm、深度8m。
图3预测钻孔布置示意图
11121上、下巷及切巷预测<效检）钻孔布置参数表
孔号
倾角
<°）
方位
<°）
长度
直径
距巷道顶板
距巷道侧帮
1
0
62°30′
8
42
1.35
≤0.5
2
-10
83°
8
42
1.35
3
0
103°30′
8
42
1.35
≤0.5
4
0
83°
8
42
1.0
切巷预测<效检）钻孔布置参数表
孔号
倾角
<°）
方位
<°）
长度
直径
距巷道顶板
距巷道侧帮
1
-24
196°
8
42
1.35
≤0.5
2
-24
355°
8
42
1.35
3
-24
332°
8
42
1.35
≤0.5
4
-23
355°
8
42
1.0
严格按钻孔顺序施工，即先施工1#钻孔，然后施工2#钻孔，再施工3#钻孔，最后施工4#钻孔。
5、钻孔定位
钻孔水平角、倾角必须采用坡度规定位。
6、特殊情况处理
当煤层赋存条件发生变化，巷道层位变化或遇到地质构造时，预测钻孔布置方式，孔数和布置参数作相应调整，经矿总工程师批准后执行。
7、预测方法
（1>、钻孔在孔深2m、3m、4m、5m、6m、7m、8m处测试。
（2>、钻孔瓦斯涌出初速度q值测定步骤
①按钻孔深度要求将测定装置的封孔器、导气管、测量室等与各种辅助部件连接好，检查是否漏气。
②钻进时应避免钻杆摆动，钻进速度控制在0.5—1.0m每分钟。
③钻孔钻进至预定深度，迅速拔出钻杆，用专门的封孔器封孔，封孔后测量室长度为1.0m，并用打气筒进行充气，充气压力为0.2Mpa。
④在封孔操作的同时，将瓦斯q值测定仪与导气管口连接好；封孔完成后，观测仪表指针摆动情况。
⑤按瓦斯q值测定仪操作要求测定q值。
其全部操作必须在2分钟内完成。
（3>、钻屑量当钻孔打到2m、3m、4m、5m、6m、7m、8m时，分别接下1-2m、2-3、3-4m、4-5、5-6m、6-7m和7-8m之间的钻屑称重，测S值。
8、突出危险性判断方法
1>、当所有预测孔的所有预测指标参数均小于临界值时，掘进工作面视为无突出危险工作面，允许掘进5m，留3m预测超前距。
2>、当任一预测孔的任一指标参数达到或超过临界值，掘进工作面视为突出危险工作面，必须执行局部综合防突措施。
3>、在预测钻孔施工过程中出现喷孔、夹钻、顶钻等现象时，直接判定为突出危险工作面，直接执行局部综合防突措施。
9、预测超前距
1>、每循环效检后，掘进应保持不少于3m的效检超前距。
2）、预测<效检）超前距以各预测<效检）钻孔测巷道轴线方向投影的最小值为准。
第三章11121工作面回采工作面防突设计
第一节11121回采工作面防突设计
一、11121回采工作面防突设计
1、11121工作面采取顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施消突。
工作面根据《煤矿安全规程》、《煤矿瓦斯抽采基本指标》、《煤矿瓦斯抽放规范》以及郑煤集团《“三软”突出煤层顺层钻孔区域性消除突出危险性技术标准》等相关规定布置钻孔，钻孔布置应尽量均匀，煤层厚度为小于3m的区域施工1排抽放钻孔，钻孔间距2.5m,煤层厚度为3～6m的区域施工2排抽放钻孔，钻孔间距2.5m，煤层厚度为6～8m的区域施工3排抽放钻孔，钻孔间距2.5m；
钻孔直径：
≥108mm。
钻孔横排距：
0.5m；
钻孔深度：
上付巷57m、下付巷58m；
钻孔水平角：
垂直于煤壁；倾角：
单排孔平行于煤层顶板，双排孔和三排孔以终孔位置确定，即终孔均匀控制全煤厚<如图）。
下付巷掘进迎头与工作面消突钻孔的滞后距离不得超过50m
11121工作面顺层抽放钻孔设计图
单排钻孔设计示意图
两排钻孔设计示意图
三排钻孔设计示意图
第二节回采工作面区域措施钻孔设计
根据以上钻孔布置计算：
设计工作面顺层抽放钻孔上付巷228个，平均孔深57m，累计孔深12996m。
下巷224个，平均孔深57m,累计孔深12768m，钻孔必须均匀布置并严格按照设计施工，钻孔施工完毕后要有专人验收签字。
第三节回采工作面局部防突措施
1、措施选定：
根据《防突规定》和兴达矿的实践经验，排放钻孔和煤体注水是防治煤与瓦斯突出的重要技术措施，此方法能有效释放煤层内瓦斯压力，缓解煤体前方的地应力，使地应力前移。
同时注水使煤体得到固结，防止顶煤的垮落引起煤与瓦斯倾出或突出事故的发生。
在实际工作中具有操作简便，钻进速度快，方位易掌握等优点。
因此决定采用排放钻孔和煤体注水措施。
2、排放钻孔参数设计
1、钻孔直径：
75㎜；
2、钻孔深度：
10m<有效投影最短钻孔深度）；
3、钻孔间距：
钻孔在控制范围内应当均匀布置，依据集团公司“三软”突出煤层煤巷掘进工作面防治煤与瓦斯突出管理规定中超前排放钻孔终孔间距不得大于1.2m的要求，当煤层厚度小于3m时，在工作面中部，平行工作面推进方向布置双排钻孔，钻孔终孔间距1.2m，平行煤层走向钻进，钻孔深度10m；当煤层厚度大于或等于3m时，在工作面中部，平行工作面推进方向布置三排钻孔，开孔排距0.5m，钻孔终孔间距1.2m；沿煤层走向钻进，钻孔深度10m。
4、排放时间：
工作面排放钻孔全部施工完后，排放时间不得小于8个小时。
3、煤体注水
利用排放钻孔上排钻孔进行注水<根据经验，煤体注水后，严重影响各类钻孔施工，因此，不要求全部钻孔注水）。
第四节局部措施效果检验
1、当顶煤厚度小于3m时，布置一排校检孔，钻孔自上付巷口以下10m处开始，每10m布置一个钻孔，钻孔布置在采面中部，沿采面推进方向，平行于煤层顶板。
2、当顶煤厚度大于3m时，布置两排校检孔，钻孔自上付巷口以下10m处开始，单排每10m布置一个钻孔，下排钻孔布置在采面中部，钻孔沿采面推进方向，平行于煤层顶板。
上排孔布置在距工作面顶0.5m处，钻孔沿采面推进方向，倾角25度。
两排钻孔采用三花眼布置方式。
（见示意图>
3、孔深8m，孔径42mm。
4、校检方法：
从第2M开始，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，并在暂停钻进2min内测定钻孔瓦斯涌出初速度q。
测定钻孔瓦斯涌出初速度时，测量室的长度为1.0m。
5、措施有效性判断方法
<1）瓦斯涌出初速度q值、钻屑量S值每个钻孔都取最大值作为该指标的测定结果，如果所有指标都小于其临界值，则认为措施有效；任一指标达到或超过临界值时，则认为措施无效。
需要在校检超标钻孔两边10m范围内采取补打排放钻孔措施，然后再进行措施效果检验，直到校检指标不超限为止。
在校检钻孔施工过程中出现喷孔、夹钻、顶钻等现象时，直接判定为突出危险工作面，直接执行补充防突措施。
<2）预测指标和临界值的选定：
按照《防突规定》和郑煤三项技术标准要求，选用钻孔瓦斯涌出初速度和钻屑量指标预测突出危险性。
临界值分别为q值5.0L/min，s值6kg/m。
<3）每循环效果检验报告单报矿总工程师，由总工程师综合分析后做出评价意见。
6、校检超前距
<1）每校检循环应留有不小于2m的校检超前距。
<2）校检超前距以各校检钻孔沿轴线方向投影的最小值为准。
第四章安全防护措施
一、防突反向风门<掘进期间、回采期间）
1、反向风门必须设上、下付巷掘进工作面回风绕道口以外的进风侧，距回风绕道口不小于15m处。
2、必须设置两道牢固可靠的反向风门，风门墙垛必须用砖或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框采用11#工字钢，门扇采用8mm厚的钢板，四边用不小于50mm角铁包边加固，并在门板上用50mm角铁加焊“十”字加强装置，门框和门板四周要包衬皮带，防止碰撞产生火花。
3、通风队要确保风门连锁绳的完好性
4、人员进入工作面时必须及时关闭反向风门。
工作面放炮和无人时，反向风门也必须关闭。
5、穿墙风筒必须安装反逆风装置，防逆风铁风筒采用3mm厚铁皮，其内防逆风板采用5mm厚铁板加工制造。
6、反向风门不应跨皮带构筑，跨越溜子时必须安装反逆风装置。
7、由通风队负责对车场设置的正反向风门进行全面检查，要求风门达到有关规定，同时负责对正反向风门的日常管理维护工作。
二、压风自救系统
1、由施工队负责按《防治煤与瓦斯突出规定》要求安装压风自救系统，同时负责对压风自救系进行日常管理和维护工作。
2、压风自救系统安设在井下压缩空气管路上，管径2寸。
3、沿巷道长度每隔50m设置一组压风自救，每组不少于5-8个呼吸袋，距掘进迎头25～40m处设置一组不少于15个呼吸袋，安装高度自手把向下距底板高度1.2～1.3m。
4、放炮地点、撤离与警戒人员所在的位置、避灾硐室以及回风巷道有人作业处，均应设置压风自救。
5、一组压风自救系统一般可供5～8人使用，压缩空气供给量，每人不得少于0.1m3/min。
三、压风自救系统要及时维护，以保证系统的完好性。
<3）、避灾硐室
1）、九平巷建立有采区避难所。
2）、上、下付巷掘进面每隔200m处设置避难所，且配备一定数量的防护装备。
上、下巷各3个避灾硐室。
3）、通风队负责设置隔离墙，隔离墙厚度不小于800mm，用砖砂水泥砌筑，并设置向外开启的隔离门，门框和门板分别用14＃槽钢和8mm厚钢板加工而成，门框和门板四周要包衬皮带，防止碰撞产生火花。
4）、硐室净高不得小于2m，深度不得小于4m，宽度不小于3.5m，面积不少于10m2，并保持支护良好。
5）、避灾硐室内要安装不少于15台隔离式自救器、15个压风自救呼吸袋，每人供风量不得少于0.3m3/min，并安设一部与调度室直通的电话和一趟饮用水管，水管端部安装阀门。
四、个体防护
进入该工作面的所有人员必须随身佩带隔离式自救器，并能正确熟练使用。
<5）、专用回风系统
1）、该工作面必须具有独立的通风系统，确保其回风直接进入专用回风大巷。
2）、必须保证回风巷道畅通无阻，禁止在回风侧设置调节设施。
五、安全技术措施
<1）局部通风
上、下巷各配备2台2×15kW局部通风机，一用一备，采用直径600mm风筒供风，并实现“三专两闭锁”、“自动倒台”、“自动倒切”，局扇安装开停传感器，并设专人负责管理，严禁无计划停电停风。
<2）监测监控
1）严格按照规定安装瓦斯传感器和断电仪，安装位置、报警点、断电点、断电范围及复电点的设置必须符合《煤矿安全规程》。
2）每周定期调校,保证测值准确、灵敏可靠，保证瓦斯超限时，能切断整个巷道及其回风流内全部非本质型电气设备。
3）巷道洒水时应避开传感器，以免影响监测值的准确。
4）调度室监测人员密切注意该掘进面的瓦斯情况，发现问题及时报告值班矿长及矿主要领导；监控系统出现故障时，必须加强人工检测。
5）传感器修理工在现场进行传感器校对或修理时，必须携带便携仪，瓦斯异常时及时汇报。
<3）、防失爆
1）、机电科电气加强管理，防爆检查员每班检查1次，且有记录可查。
2）、掘进队每班对工作面机电设备进行检查，发现问题及时处理。
3）、掘进队及业务部门管理人员经常深入现场，严格检查，消除隐患，杜绝失爆。
4）、掘进队或抽探队需要新安装或移动电气设备时，应提前通知机电科，必须经机电科防爆员验收合格后方可投入使用。
<4）防灭火
1）、打钻地点必须悬挂CO传感器或CO便携仪，必须配备至少2台完好的灭火器和不少于50kg黄土，并有可靠的水源。
2）、当打钻过程中发现有发火迹象或孔口出现明火时，应立即停止打钻，切断电源进行灭火，火焰熄灭后用黄泥将钻孔封堵，封孔长度不少于2m，并及时向矿调度室汇报，针对钻场之外的机械打钻作业，有矿通风或防突部门制定相应防火安全技术措施，报矿总工程师审批后执行。
<5）放炮
1）放炮必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮”制度。
2）必须使用水炮泥、粘土炮泥封孔，并封满填实。
其它钻孔必须用粘土炮泥充满
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