266采区专项防突设计.docx
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266采区专项防突设计
黑金时代股份有限公司红卫矿业公司
里王庙煤矿
266采区
防突专项设计
里王庙煤矿
2011年9月
266采区防突专项设计编制会审签名表：
业务部门及
分管领导
矿井
公司
签名
日期
签名
日期
编制人
周菊林
罗亮军
2011.9.8
地质
测量
机电
采矿
通风
安监
安全副矿长
掘进副矿长
矿总工程师
矿长
公司通风部
公司生产部
公司机电设备部
公司安监部
公司总工程师
第一章前言
第二章采区防突专项设计编制的依据
第三章采区概况
第四章采区瓦斯地质情况
第五章采区巷道布置及支护
第六章采煤方法及顶板管理
第七章采区通风、瓦斯监测、供电、通讯系统
第八章采区防突设施（设备）
第九章区域综合防突措施
第十章局部综合防突措施综合
第十一章组织措施
第十二章主要安全技术措施
附件
第一章前言
里王庙煤矿设计生产能力15万吨/年，2007年核定生产能力为11万吨/年，2010年实际采出量8.5万吨；矿井采用一对底板斜井开拓。
采用的通风方式为对角、分区、抽出式通风。
矿井现生产水平为第二水平（±0～-125m）及第三水平（-125m～-250m）。
第二水平布置了206、216、236、226、246、266等6个采区，206采区位于井筒附近，矿井南翼依次为216采区、236采区，矿井北翼依次为226采区、246采区，266采区；第三水平布置了306、316、336、326、346、366等6个采区，306采区位于井筒附近，矿井南翼依次为316采区、336采区，矿井北翼依次为326采区、346采区，366采区。
矿井生产采区有：
236、336、326等三个采区；准备采区有266采区。
矿井开采6煤层为单一煤层开采。
2010年瓦斯鉴定结果为：
相对瓦斯涌出量52.34m3/t，绝对瓦斯涌出量10.41m3/min，为煤与瓦斯突出矿井，截止2010年发生煤与瓦斯突出228次，其中特大型突出6次（强度大于1000t/次），最大一次突出发生在216二溜煤上山-82m标高处，突出强度为3700t/次，涌出瓦斯60万立方米。
第二章采区防突专项设计编制的依据
1、经白沙矿区管理局总工程师批准的《里王庙煤矿266采区设计方案》。
2、经红卫矿业总工程师批准的《里王庙煤矿266采区设计》。
3、经红卫矿业总工程师于2004年10月30日批准的《里王庙煤矿266采区探采地质说明书》。
4、煤炭科学研究总院重庆研究院2008年7月编制的《湖南省煤业集团红卫矿业有限公司里王庙煤矿2008～2012年瓦斯抽采与利用规划》
5、《防治煤与瓦斯突出规定》。
第三章采区概况
1、采区地质概况及储量
1.1、根据246采区、-125m北大巷及本区域已揭露的地质资料综合分析：
本区域地质构造简单，地层大体呈单斜构造，地层产状为南北走向，倾向东，倾角20°～58°，平均29°。
6煤层顶底板变化大，造成煤厚变化大，其变化范围为0.2～15.15m。
266采区地质储量为：
36.8万吨，其中三下压煤3.7万吨。
1.2、煤层顶底板岩性描述：
煤
层
顶
底
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度（m）
岩性待征
直接顶
页岩
33
灰黑色、落层状、层理发育
伪顶
砂质页岩
0.1～0.4
黑色、易垮落
直接底
页岩
0.2～0.5
黑色粘土、易膨胀、可塑性大
老底
细砂岩
1.5～6.0
灰白色、中厚层状、节理发育
1.3、采区内煤厚变化大，最大煤厚15.15m,最小煤厚0.2m,平均煤厚2.13m。
煤厚变化规律为：
由南到北、由上至下煤层厚度有变厚趋势。
2、采区位置及临近开采情况
2.1、采区位置
266采区位于矿井北翼，是该井第二水平北翼最后一个开采区域。
该采区南起246采区北界（本采区南界），北至枫树下正断层与龙家山煤矿相邻，上起166、186采区开采下边界，下至6煤层-125m底板等高线。
区域走向长760米，倾斜长250米，斜面积190000平方米，其中可采面积为99070平方米；开采标高为±0m至-125m。
由于煤层厚度变化大，我矿决定仅探采-90m至-125m区段。
2.2、临近开采情况
采区上部的166、186采区及南部的246采区均已采完；北部及下部均未开采。
利用246二轨上山和246二回风上山分别作为本采区的主提升上山和专用回风上山。
目前正施工266-90m底板巷，该底板巷已与266一回风上山贯通。
3、266采区附近的采掘工作面煤与瓦斯突出情况
266采区附近的采掘工作面没有发生煤与瓦斯突出。
第四章采区瓦斯地质情况
1、瓦斯地质：
本区域6煤层瓦斯含量高、压力大、透气性差，属煤与瓦斯突出煤层。
由于6煤层顶、底板和煤厚变化大，煤层经常呈分岔煤产出，造成瓦斯赋存分布很不均衡，在煤层顶、底板和煤厚突变及分岔煤处，瓦斯含量特别高、压力特别大、透气性特别差，更容易发生煤与瓦斯突出。
2、抽采钻孔控制瓦斯储量：
2.1、抽采钻孔控制储量=钻孔控制走向长×钻孔控制倾斜长×采区平均煤厚×煤容重=600×（20+47.5+10）×2.13×1.4=13.9（万吨）
2.2、抽采钻孔控制瓦斯储量=抽采钻孔控制储量×吨煤瓦斯含量=13.9万吨×16.32m3/吨=226.8万m3。
3、预计抽采时间：
3.1、预计煤层残余瓦斯含量为7.8m3/吨。
煤层残余瓦斯量=抽采钻孔控制储量×煤层残余瓦斯含量=13.9×7.8=108.4万m3。
3.2、预计抽采瓦斯量=抽采钻孔控制瓦斯储量-煤层残余瓦斯量=226.8-108.4=118.4万m3。
3.3、预计抽采时间计算
3.3.1、预计抽采瓦斯浓度30%，预计压差为300mmH2O。
3.3.2、预计抽采时间=预计抽采瓦斯量÷[预计抽采瓦斯浓度（%）×预计压差的平方根×孔板系数（取0.3）]=118.4万m3÷[30%×300mmH2O的平方根×0.3]=759536min，即17.6个月。
第五章采区巷道布置及支护
1、采区巷道布置
266采区布置两条回风上山与-125m北大巷及266-90m底板巷贯通。
根据现有地质资料综合分析，266采区仅探采-90m～-125m一个区段，从-125m北大巷及266-90m底板巷直接布置石门穿煤再布置沿煤平巷，掘开切眼形成回采工作面。
采用石门直接进风，回风上山回风，以±0底板巷为总回风巷，回风至北风井。
266-90m底板巷到位后，再往北掘进抽采巷100m。
2、采区巷道支护
2.1、岩巷的支护形式及支护质量要求
2.1.1、岩的支护形式必须按《作业规程》规定采用锚网喷支护。
2.1.2、施工队必须严格依照施工设计要求组织作业，做到施工巷道断面尺寸符合设计并能与测量部门绘制的中腰线吻合。
2.1.3、坚持队组每小班验收，矿每旬检查制度，对不合格品应及时整改，努力做到施工质量达合格品及以上。
2.1.4、凡不合格工程，矿测量部门应严禁验收，对喷层出现明显孔洞、露筋、墙基裸露等情况，仅作毛断面处理。
2.2、煤巷的支护形式及支护质量要求
2.2.1、平巷采用U型钢支护，上、下山采用单体配梁支护。
2.2.2、工作面要随掘随支，顶、邦用竹帘及杂木棍背严实，并坚持使用前探梁，严禁空顶作业。
2.2.3、所有架棚巷道都必须按设计规格施工，金属支架构件齐全，棚梁要架正架牢，梁腿接口吻合，背邦背顶严密。
2.3、石门岩巷段与煤门段交接处采取特别支护
岩巷段与煤门段交接处采用锚网喷与U型钢支护，第一架U型钢支架连接锚网喷处，必须紧密相连使之形成整体，并加强洒水养护。
2.4、巷道支护断面图如下：
第六章采煤方法及顶板管理
本区域采用走向长壁倾斜分层人工假顶（竹帘）下行采煤法，采用全部垮落法管理顶板。
一分层工作面采用抽放钻孔结合排放钻作为防突卸压措施，安全防护措施采用远距离放炮，然后辅以手镐落煤。
266采区-90m～-125m区段布置4个采煤工作面，由里往外，逐个回采，采高2m，工作面采用二梁五柱支护，最大控顶距2.4m，最小控顶距1.6m。
第七章采区通风、瓦斯监测、供电、通讯系统
1、通风系统
1.1、回采通风：
1.1.1、新鲜风流：
-125m北大巷->进风石门->溜子道->工作面
1.1.2、回风风流：
工作面->风巷->回风石门->266-90m底板巷->246二回风上山->±0总回风巷->北风井
1.2、掘进通风
1.2.1、新鲜风流：
新风从246二轨-90m车场或-125m北大巷局扇送至掘进工作面。
1.2.2、回风风流：
回风流从掘进工作面->回风石门->回风上山->266-90m底板巷->246二回风上山->±0总回风巷->北风井
1.3、采区计划风量600m3/min
1.4、瓦斯避灾路线
如工作面在作业时发生突出，或发现突出预兆时，其所有作业人员按以下路线撤离工作面：
1.4.1、石门揭煤工作面
266采区-125m区段各石门揭煤工作面→-125m北大巷（往南）→付井→地面。
266采区-90m区段各石门揭煤工作面→揭煤石门附近的回风上山（往下）→-125m北大巷（往南）→付井→地面。
1.4.2、煤掘工作面
266采区-125m区段各煤掘工作面→石门→-125m北大巷（往南）→付井→地面。
266采区-90m区段各煤掘工作面→石门→石门附近的回风上山（往下）→-125m北大巷（往南）→付井→地面。
1.4.3、回采工作面→溜子道→石门→-125m北大巷（往南）→付井→地面。
2、瓦斯监测系统
2.1、回采工作面瓦斯监测装置的布置及要求
在进风巷、工作面和回风巷中各安装瓦斯传感器一个，工作面瓦斯传感器安装在回风巷距工作面上出口煤壁5米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1.5%,复电浓度＜1%，断电范围为工作面及回风巷内全部非本质安全型电气设备。
回风巷瓦斯传感器安装在距石门回风风口10-15米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1%，复电浓度小于1%,断电范围为工作面回风巷内所有非本质安全型电气设备，另一台瓦斯传感器装在溜子道距进口5-10m处，预警浓度为≥0.4%，断电浓度≥0.5%，复电浓度小于0.5%，断电范围为工作面所有非本质安全型电气设备。
2.2、掘进工作面瓦斯监测装置的布置及要求
掘进工作面安装两个瓦斯传感器，一个安装在距工作面档头小于5米处，预警浓度≥0.9%，断电浓度≥1.5%；另一个传感器安装在距回风口10～15米处,预警浓度≥0.9%,断电浓度为1%,断电范围为本工作面及回风流中所有非本质安全型电器设备，复电浓度均小于1％。
2.3、所有仪器设备设施必须上架管理并灵敏可靠。
3、供电系统
3.1、文字说明：
266采区供电由地面配电房，然后经副井底-125中央变电所，最后到326采区变电所，由变电所内的干式变压器，将两路高压电源从6KV降至660V。
经过变电所内的馈电开关，将两路电源分别送至266的绞车房和采掘工作面，各区段电源线路为并列关系，车场分别设置动力分段和三专分段开关。
由于里矿为煤与瓦斯突出矿井，因此，采区局扇供电均实施了“三专两闭锁”。
3.2、266采区供电系统图
4、采区通讯系统
4.1、文字说明：
266采区通讯系统是由地面程控交换机作为主机，然后用50对分线盒向井下各采区布置通讯分站点，到266采区石门再用30对分线盒向各车场安装分站点，最后在分站点安装10对接线盒，再从接线盒上引线，安装电话机。
为了安全生产调度指挥，本采区通讯设计在各石门及246二轨道-90m车场、246二轨下车场均安装与矿调度站直通程控电话机。
4.2、266采区通讯系统图
第八章采区防突设施（设备）
名称
型号
数量
安装地点
井下移动抽放泵
1台
备用
抽采管路
φ8寸、φ6寸、φ3寸
1000m
φ8寸、φ6寸安装在岩巷；φ3寸安装煤巷
液压钻机
750型
1台
底板巷
岩石钻机
3千瓦
2台
一分层煤巷
金属防突档
2.6*2.6m
2个
一分层煤巷
第九章区域综合防突措施
1、区域预测
我矿开采的6煤层经鉴定为突出煤层，2008年实测瓦斯参数的结果：
煤层瓦斯压力1.22MPa，煤层瓦斯含量16.32m3/t。
均大于其《防治煤与瓦斯突出规定》中指标临界值：
煤层瓦斯压力0.74Mpa，煤层瓦斯含量8m3/t。
我矿266采区的突出危险性预测采用“煤层瓦斯压力和煤层瓦斯含量”两种方法：
煤层瓦斯压力测定，在施工抽采钻孔前先按《防突规定》第四十四条要求，在266采区的-125m北大巷沿煤层走向布置2个测试点，在266-90m底板巷沿煤层走向布置2个测试点，对煤层瓦斯压力进行测定，-125m区段测试点位于埋深最大的开拓工程部位。
煤层瓦斯含量测定，我矿没有煤层瓦斯含量测定设备，不能测定煤层瓦斯含量，因此，煤层瓦斯含量参数采用2008年重庆煤研所测定的数值，即16.32m3/t。
在施工4个测压孔时，各取2个湿煤样进行瓦斯解吸指标K1值的测定，作为煤与瓦斯突出危险性预测的参考数据。
2、区域防突措施
2.1、采用穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯：
工作面在距6煤层法向距离7m位置施工穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯，钻孔均匀分布，选取1.5-2.0m的抽采半径，孔底间距为3.0-4.0m，钻孔的最小控制范围为揭煤处巷道轮廓线外12m，同时保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于5m，钻孔一次性穿透煤层。
（另报石门揭煤专项防突设计）
2.2、采用穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯：
利用266-90m底板巷、-125m北大巷两个底板巷施工穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯，钻孔均匀分布，选取4.5m的抽采半径，孔底间距为9.0m，钻孔控制整个开采块段及巷道上帮轮廓线外20m，下帮10m。
以2668
（1）工作面为例，先利用266-90m底板巷、-125m北大巷两个底板巷施工穿层钻孔预抽2668
（1）工作面区段煤层瓦斯，每个底板巷各布置19组钻孔，每组布置5个钻孔，钻孔均匀分布，选取4.5m的抽采半径，孔底间距为9.0m，钻孔控制整个开采块段及风巷上帮轮廓线外20m，溜子道下帮10m。
2668
（1）工作面设计走向长145m，倾斜长47.5m。
该工作面布置抽采钻孔190个，其中266-90m底板巷95个，-125m北大巷95个。
2.3、一分层采煤工作面采用顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯：
上、下顺槽掘进过程中，沿煤层倾向向采面补充施工抽采钻孔，在切眼掘出后，沿煤层走向向采面补充施工抽采钻孔，预抽回采区域煤层瓦斯，每组钻孔间距为3m，抽采半径为1.5m,钻孔均匀分布。
2.4、区域抽采钻孔施工完毕后，及时采用聚氨酯封孔胶和水泥浆综合封孔，封孔长度穿层钻孔不少于10m，顺层钻孔不少于8m，使抽采钻孔孔口负压不小于20kpa，预抽瓦斯浓度不小于30%，地面抽采泵工作负压力争达到60kpa,且保证足够的抽采时间。
3、区域措施效果检验
3.1、以预抽区域的实测煤层残余瓦斯压力值和根据预抽前的瓦斯含量及抽、排瓦斯量等参数间接计算的煤层残余瓦斯含量值为主要指标进行区域措施效果检验。
3.2、对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施采用钻屑瓦斯解吸指标进行措施效果检验。
布置4个检验测试点，分别位于石门上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于预抽区域内距边缘不大于2m的范围。
3.3、对穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，沿煤层走向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。
3.4、预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的检验：
我矿回采工作面长度未超过120m，沿回采工作面推进方向每间隔30～50m至少布置1个检验测试点。
3.5、对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，只有当煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或煤层残余瓦斯含量小于8m3/t的预抽区域判定为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突措施无效；
3.6、采用钻屑瓦斯解吸指标对穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，只有当△h2＜20mmH2O或K1＜0.5，且S＜6kg时为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突措施无效。
3.7、检验期间在煤层中进行钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区。
3.8、当采用煤层残余瓦斯压力或残余瓦斯含量的直接测定值进行检验时，若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突措施无效时，则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效，即为突出危险区。
3.9、所有检验测试点的指标测定值均小于有突出危险的临界值，且检验期间在煤层中进行钻孔等作业时没有喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，判定为预抽防突效果有效。
此时提交区域防突效果检验报告单,报公司审批。
4、区域验证
采用钻屑瓦斯解吸指标法进行区域验证，测定钻屑量S值、△h2值或K1值。
4.1、一分层煤巷掘进工作面每掘进3-5m进行一次区域验证，每次区域验证共布置3个区域验证钻孔，一个位于巷道中部与巷道掘进方向平行，其余2个分别位于巷道的两帮，终孔在巷道轮廓线外2～4m处。
钻孔长度为8-10m。
4.2、一分层回采工作面每推进6m进行一次区域验证，每次区域验证时，沿采面煤壁每隔10-15m布置一个区域验证钻孔，对区域防突措施进行验证，钻孔长度为8-10m。
只有当△h2＜20mmH2O或K1＜0.5，且S＜6kg时为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效，必须采补充局部防突措施。
5、岩掘工作面采用前探地质钻孔控制，至少布置4个地质钻孔，一个位于巷道上部，一个位于巷道中部，另两个位于巷道两帮，控制巷道轮廓线外法线距离7m。
第十章局部综合防突措施
1、工作面预测：
1.1、根据《防治煤与瓦斯突出规定》要求，采用钻屑瓦斯解吸指标法作为工作面突出危险性预测方法。
1.2、石门揭煤工作面突出危险性预测：
当石门掘进工作面距6煤层法向距离5m时，由工作面向煤层的适当位置布置3个钻孔，在钻孔钻进到煤层时，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1和△h2值。
1.3、煤巷掘进工作面突出危险性预测：
我矿所采6煤层为倾斜煤层，预测时，向掘进前方煤体施工2个直径42mm、孔深8～10m的钻孔，一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，另一个钻孔的终孔点位于巷道断面轮廓线外2～4m处。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
1.4、回采工作面突出危险性预测：
沿采煤工作面每隔10～15m布置一个预测钻孔，深度5～10，钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
1.5、只有当实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值，即S＜6kg、K1＜0.5、△h2＜20mmH2O，且未发现其它异常情况，则该工作面预测为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
2、工作面防突措施
2.1、采用超前抽采钻孔、排放钻孔措施作为工作面局部防突措施。
2.2、石门揭煤、一分层煤掘工作面、一分层采煤工作面施行区或防突措施后，再补充局部突措施。
石门揭煤、过煤门、一分层煤掘工作面，每10m施工一次抽采孔，抽采孔长度大于15m，留足10m超前距，每3～5m施工一次排放孔，排放孔长度为10m，留足5m超前距；一分层采煤工作面，每推进3～6m施工一次排放孔，排放孔长度为11m，留足5m超前距（见排放钻孔设计图）；边抽边掘（采）、边排边掘（采），确保石门安全揭煤、一分层煤巷安全掘进、一分层采面安全回采。
3、工作面防突措施效果检验
3.1、工作面防突措施效果检验时，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行检测，测定钻屑量S值、△h2值或K1值。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
3.2、一分层煤掘工作面措施孔施工完毕并预抽或排放一定时间后，必须进行效果检验，检验孔应当不少于3个，深度应当小于或等于防突措施钻孔
一个钻孔位于掘进巷道断面中部，并平行于掘进方向，其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2～4m处。
3.3、一分层回采工作面措施孔施工完毕并预抽或排放一定时间后，沿煤壁每隔15m布置1个效检孔，进行抽、排放效果检验。
布置图及参数附后。
3.4、当效检指标S≥6kg、△h2≥20mmH2O或K1值≥0.5时，说明防突措施的实施效果不理想，必须增补超前排放钻孔或延长时间作为防突措施，直至校检指标△h2＜20mmH2O或K1＜0.5，且S＜6kg时，则留足5m措施孔超前距，2m效检孔超前距下达允采通知单,方可实施安全防护措施：
远距离放炮。
3.5、允许采（掘）通知单由防突技术员填写，矿总工程师签发，预测人员必须在工作面挡头用漆或涂料标上允采（掘）点，并填在工作面和调度站悬挂的允采（掘）牌板，掘进挡头确保有5米的超前保护距，严禁超采起掘。
4、安全防护措施
4.1、266采区的-125m北大巷设置避灾硐室,其设施齐全可靠，确保运行状态良好。
4.2、在一分层煤掘工作面掘进档头到人行道交口处达30米时，必须在其人行道附近安装一组压风自救装置，要求系统供风正常，设施齐全可靠，压风自救系统可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
随着掘进距离的增加，压风自救装置也作相应的向前移动。
4.3、在一分层回采工作面上、下引巷距采面30米处，安装一组压风自救装置，要求系统供风正常，设施齐全可靠，压风自救系统可供5～8个人使用，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
随着推采距离的增加，压风自救装置也作相应的移动。
4.4、在266采区各石门设置一组两正、两反风门,风门必须按通风质量标准要求设置。
石门正常施工作业时，反向风门打开、顶牢，正向风门关闭；远距离放炮和未作业时，正、反向风门均处于关闭状态。
风筒过风门必须有防逆流装置。
4.5、采掘作业地点所有人员必须随身佩带隔离式自救器，每班需配备专职瓦检员,密切注意工作面瓦斯变化情况，一旦发生瓦斯异常，立即按照“避灾路线”撤至安全地点,并迅速到附近的有电话机地点,将情况汇报给调度站。
4.6、石门揭煤工作面和一分层采掘工作面放炮采用远距离放炮管理。
4.6.1、石门揭煤工作面远距离放炮时，全井撤人,全井停电。
全矿所有井口设置岗哨，严密组织，分工明确，责任到人。
经矿总工程师准许后，由调度员指令放炮员在地面进行启炮。
4.6.2、一分层采掘工作面远距离放炮时，全井撤人,地面值班领导、调度员、安监员等分工明确，责任到人。
经值班领导准许后，由调度员指挥放炮员在指定地点进行启炮。
4.7、采掘工作面电器设备实行“三专两闭锁”，严禁随意停开局扇，杜绝电器失爆，且由专人管理。
4.8、经效检指标不超标时，施工队根据允掘、允采距离作业，严禁超掘、超采，且必须采取远距离放出班炮措施落煤，严禁手镐落煤，放炮时所有不装药炮眼必须充填严实；采掘过程中必须跟顶作业。
4.9、采掘工作面瓦斯传感器必须按作业规程中规定的位置安装好。
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