375揭煤防突专项设计.docx
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375揭煤防突专项设计
375揭煤防突专项设计
３７５m抽放巷石门揭煤
防
突
专
项
设
计
二0一三年
会审意见
会审人
签名
会审人
签名
编制人
调度室
安监科
安全副矿长
机电科
生产副矿长
防突技术负责人
机电副矿长
技术负责人
矿长
会审意见
附图：
1.通风系统及避灾路线示意图
2.区域检验孔布置图
3.预测（检验）孔布置图
4.瓦斯排放孔布置图
第一章概况
第一节地面相对位置及邻近采区情况
一、地面相对位置
该系统巷道相对应地面为大园顶以东山脊东面斜坡一带（西高东低）；巷道距地表埋深300m，为一小型背斜构造，位于背斜轴东翼。
二、相邻采区情况
巷道掘进层位全范围均为实体煤岩层，东翼330m处为K5煤层回风上山，上方100m处为+410mK5回风巷；下部102m处为+330mK5瓦斯抽放巷，西翼+230m处为矿井田边界，其上部是k6煤层，均未布置回采巷道。
第二节煤（岩）层特征
井田含煤地层为二叠系上统龙潭组，厚90～105m，含煤10余层，其中可采及局部可采煤层3层，自上而下为：
K6煤层（大汉炭或高炭）：
位于煤系顶部，上距长兴灰岩6.0～9.4m，煤层厚1.0～2.36m，平均厚1.91m，全区可采。
煤层结构简单，局部含1～2层粘土岩或炭质泥岩夹矸，夹矸单层厚0.02～0.15m，煤层顶、底板均为粉砂质泥岩或泥岩、细砂岩，有时直接底板为粘土岩。
泥岩细砂岩为较稳固岩石，粘土岩具弱膨胀性，易底鼓，遇水尤为严重。
K5煤层（小汉炭）：
上距k6煤层6.0～10.0m，煤层厚约0.8m，局部可采。
K1煤层（细花炭）：
位于煤系底部，其下为黄铁矿层，厚约0.9m，结构复杂，局部可采。
按“采矿许可证”规定，煤矿只开采K6煤层。
煤层综合柱状图见附图一。
第三节地质构造
巷道掘进范围内无大的地质构造。
根据已掘的K5瓦斯抽放巷及K5回风上山地质资料反映，在巷道掘进范围内无大型地质变化,巷道在掘进过程中，不会遇到大的地质变化，但不排除遇到小的褶皱等地质构造，故在巷道掘进时应加强现场管理及先探后掘的措施。
第四节水文地质
巷道位于K6煤层底板内,即含水性较弱的长兴灰岩下方，由于其与长兴灰岩间多为粘土岩及砂岩,易吸附涌水，总体造成煤岩层干燥成粉率高；根据原来已掘的同层位巷道反映，在K5煤层内有少量的含水，故在巷道掘进时顶底板可能出现少量淋水、积水现象,掘进时应防止其对巷道施工、巷道工程质量和文明生产的影响。
第五节瓦斯、煤尘、及突出危险性
一、瓦斯参数
矿井2009年委托中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室对矿井煤层瓦斯参数进行了测定,K6煤层瓦斯参数如下表：
表1-1金河矿K6煤层瓦斯参数测试结果汇总表
煤层编号
相对瓦斯压力/MPa
煤体
坚固
系数f值
瓦斯放散初速度△p/mmHg
K值
瓦斯吸附常
a/m3/t
b/MPa-1
K6
煤层
1.35
0.24
28.95
120.63
27.933
1.166
孔隙率/%
孔隙体积/ml/g
透气性系数/m2/（MPa2.d）
钻孔瓦斯流量衰减系数/d-1
煤的破坏类型
瓦斯含量/m3/t
6.66
0.0500
2.99
0.0428
Ⅳ类
13.23
二、煤尘爆炸性
根据2004年对K6煤层采样送四川省煤炭产品质量监督检验站检验，煤尘无爆炸性。
三、煤炭自燃发火倾向性
根据2004年对K6煤层采样送四川省煤炭产品质量监督检验站检验，K6煤层自燃倾向性为三级，不易自燃。
四、煤与瓦斯突出危险性
矿井2012年瓦斯等级鉴定结果
绝对瓦斯涌出量为7.913m3/min，相对瓦斯涌出量为43.83m3/t，绝对二氧化碳涌出量为1.806m3/min，相对二氧化碳涌出量为10m3/t。
鉴定结果为煤与瓦斯突出矿井。
矿井该309采区+260m水平于2008年9月5日曾发生煤与瓦斯突出重大事故，突出煤量1000吨，瓦斯涌出量10万立方。
第二章通风及监控系统
第一节通风系统
一．巷道通风系统
+375m抽放巷石门揭煤区域已形成独立的通风系统，通风路线为：
新鲜风流：
+410m主平硐→人行副井→+260mK6顶板集中运输大巷→309采区溜煤下山→+375m瓦斯抽放巷→碛头。
污风风流：
碛头→+375m瓦斯抽放巷→309采区K5回风上山→+410mK5集中回风平巷→总回风上山→风井（详见+375m石门揭煤工作面通风系统及避灾路线图）
二．巷道局部通风
巷道采用局部通风机压入式通风，工作面采用双风机双电源供风，风机型号选用两台FBDNO2X5.6对旋式风机，一台使用，一台备用，电机为2X5.5KW，风量为140—220m3/min。
局部通风机配一台QBZ-2X80SF开关，可实行自动切换。
风筒采用￠500—600mm抗静电阻燃胶质风筒。
风机安设在309采区溜煤下山口内，配备大于250m3/min的供风量，能满足工作面的需风要求。
三．通风设施
1.在掘进此巷前，在+375m东K5瓦斯抽放巷处，已构筑两道正向风门和两道反向风门，风门之间的距离大于4m,风门的质量严格按照《规定》的要求构筑，墙垛厚度为1.0m。
第二节压风系统
一．矿井在地面设置有一台10m3的固定式空压机，并安设有压风管路直通井下各用风地点。
二．在+260m集中运输巷距采区运输石门410m处设有压风避难硐室。
硐室内设有50个压风自救装置，该压风自救装置与+260m集中运输巷内的压风管路相接，可正常使用。
三．为掘进该回风巷，安排在+375m水平309采区溜煤下山口设有临时压风避难所，安设压风自救装置8个。
该压风自救装置与+260m集中运输巷内的压风管路相接，可正常使用。
第三节安全监测监控系统
监测分站安设330m上车场配电点处;
1、在掘进碛头小于5m范围风筒异侧安设碛头瓦斯传感器，参数设置：
报警浓度≥1%，断电浓度≥1.5%，复电浓度≤1.0%。
碛头瓦斯传感器在放炮时撤到距碛头20m的安全位置，炮后及时恢复到碛头；
2、在掘进巷道回风内距全风压混合处10-15m位置安设碛头回风瓦斯传感器，参数设置：
报警浓度≥1%，断电浓度≥1.0%，复电浓度≤1.0%。
探头位于巷中，距巷道顶板不大于30cm处；
3、在煤电钻开关处安设远程断电仪，用于控制巷道电煤钻开关实行瓦电闭锁；在风机电源进线电缆上安设开停探头监控风机运行情况。
所有该回风巷的监测设备与地面监控中心站相连接，并与兴文县安监局的监控中心联网，可全天24小时实行监控。
第四节供电系统
掘进工作面碛头电源来自+330m中央变电所。
风机电源来自局扇专用变压器及开关、+260m风机供电专线，实行三专两闭锁，其它电源来自+330m水平变电所的变压器和专用线路，在+260m集中运输巷运输石门以东50m处（采区下部车场）设采区配电点。
采用一台QBZ-2X80SF开关控制局部通风机，且能自动切换。
一台QBZ-80开关和BZZ-4-IV电煤钻综合保护开关控制煤电钻。
所有井下电器设备全部选用矿用井下防爆电器设备。
第三章石门揭煤区域综合防突措施
第一节石门揭煤实施流程
在+375mK5煤层距K6煤层最小法向距离7m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔，探明煤层位置、产状，采取区域防突措施，并进行效果检验，直到有效→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）→如果区域验证有突出危险，实施工作面防突措施，并进行工作面措施效果检验，直到措施有效→如果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1.5m）→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→在采取安全防护措施的条件下采用远距离爆破揭穿煤层→如果首次揭煤的远距离爆破未能一次揭穿煤层，则继续按照揭煤的安全、技术措施“过煤门”，直到进入顶板2m以上→揭煤结束。
（见石门揭煤实施流程图）
一、确定安全岩柱厚度
在石门距煤层最小法向距离7m前打2个穿过煤层全厚的超前探测钻孔，探明煤层位置、产状，准确确定距采取区域防突措施的巷道掘进位置。
石门揭煤实施流程图
距煤层最小法向距离7m前打2个穿煤层全厚的超前探孔，探明煤层位置、产状
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1.5m）
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
是否进入煤层顶板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
设计钻孔参数如表3-1。
孔号
孔径
倾角
方向角
预计见煤点
孔深
备注
1
Φ65mm
0
平行巷道中线
17.8m
22m
穿过煤层全厚0.5m
2
Φ65mm
63
平行巷道中线
7.6m
10.1m
穿过煤层全厚0.5m
钻孔布置如图3-1。
图3-1石门揭煤超前探孔布置图
根据实际见到的煤层顶底板钻孔长度，计算煤层倾角、煤层厚度，确定巷道与煤层的位置关系、煤层产状结构。
第二节区域预测
根据历年瓦斯等级鉴定报告及矿井K6煤层曾多次发生突出事故的资料显示，判定K6煤层为突出煤层。
因此，根据《防治煤与瓦斯突出规定》第三十八条“经评估为有突出危险煤层的新建矿井建井期间，以及突出煤层经开拓前区域预测为突出危险区的新水平、新采区开拓过程中的所有揭煤作业，必须采取区域综合防突措施，并达到要求指标”的规定，在该处揭煤前，必须采取区域防突措施。
第三节区域防突措施
按照目前掌握的煤层产状，K5煤层与K6煤层的法向距离为6～8m,为达到该处揭煤区域防突效果，决定在+375mK5瓦斯抽放巷内采用瓦斯穿层抽放的区域防突措施。
（详见+375m石门揭K6煤层穿层钻孔设计）
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第四十九条第四款规定，打穿层钻孔进行预抽煤层瓦斯，设计钻孔最小控制范围：
石门揭煤处巷道轮廓线外12m，同时还保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m。
根据现场实际情况，穿层抽放钻孔半径选用1.0m,现需在+375mK5瓦斯抽放巷布置15个钻场对此揭煤点进行抽放，每个钻场布置1～15#个钻孔穿透煤层全厚。
钻孔布置见375m石门揭煤穿层钻孔设计平面图，及剖面图。
第四节区域措施效果检验
根据区域防突措施抽采钻孔的抽采影响范围和抽采过程中测定的钻孔抽采参数计算区域瓦斯抽采率，当抽采率不小于30%或抽采时间不少于3个月时，进行区域措施效果检验。
根据《防突规定》第五十二条第二款规定，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验。
检验孔的布置如图3-2。
图3-2检验钻孔布置图
钻屑瓦斯解吸指标法检验石门揭煤工作面突出危险性的指标临界值如表3-2。
表3-2钻屑瓦斯解吸指标法指标临界值
煤样
K1指标临界值/[ml·（g·min1/2）-1]
干煤样
0.5
湿煤样
0.4
如经区域措施效果检验仍有煤与瓦斯突出危险，则在超指标的位置附近补打抽采钻孔，进行强化预抽，然后再进行效果检验，直至检验孔均在指标临界值以下，方可在采取安全防护措施的前提下进行掘进作业，直至距煤层的最小法线距离5m，严禁超掘。
第五节区域验证
在揭煤工作面距煤层最小法向距离5m时，采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
根据《防突规定》第五十七条第一款和第七十一条第一款规定，采用钻屑瓦斯解吸指标法进行验证。
如经过验证为无突出危险，则在边探边掘的措施下，掘进至法向距离煤层1.5m处，进行最后的验证（或揭煤工作面预测）；如果经过验证为有突出危险，则采用工作面防突措施进行消除突出危险。
第四章局部综合防突措施
第一节揭煤工作面预测方法
工作面预测方法采用钻屑瓦斯解吸指标法进行预测。
由工作面向煤层打4个直径42mm的钻孔、孔深需穿过K6煤层。
由于是底板揭煤巷，巷道顶板比正前先见煤，因此，设计预测钻孔平行于巷道底板，并距底板1.0m。
一个钻孔位于掘进巷道断面的中部，并平行于掘进方向，一个钻孔位于掘进巷道断面的顶部，平行于掘进方向以45度倾角布置，另两个钻孔在巷帮两侧各一个，其终孔点位于巷道轮廓线外2～4m处，在钻孔钻进到煤层时每钻进1m采集一次孔口排出的粒径1～3mm的煤钻屑，测定其瓦斯解吸指标K1值。
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，则该工作面为无突出危险工作面；否则，为突出危险工作面。
表4-1钻屑瓦斯解吸指标法预测石门揭煤工作面突出危险性指标临界值
煤样
K1指标临界值/
[mL·（g·min1/2）-1]
干煤样
0.5
湿煤样
0.4
揭煤工作面预测钻孔布置示意图见图4-1、4-2。
图4-1预测检验钻孔布置平面图
图4-2预测检验钻孔布置正面图
第二节揭煤工作面防突措施
按照目前掌握的煤层产状，巷道向前掘进3m后，巷道距煤层的最小法向距离为5m，采用局部综合防突措施的工作面预测的方法进行区域验证。
当进行区域验证为有突出危险时，采用补打密集抽采钻孔方式进行防突工作，即揭煤工作面防突措施。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》第八十二条规定，在揭煤工作面采用预抽瓦斯防突措施，采用直径Φ75mm钻孔进行预抽煤层瓦斯，设计钻孔最小控制范围：
石门的两侧和上部轮廓线外5m，下部3m，共设计钻孔294个。
所有钻孔需穿透煤层全厚。
为了使其达到预期的消突效果和均匀布置钻孔，在煤层倾向上沿煤层面1m设计1个钻孔，在煤层走向上沿煤层面1m设计1个钻孔，钻孔布置如图4-3、4-4所示。
图4-3揭煤工作面防突措施钻孔布置剖面图
图4-4揭煤工作面防突措施钻孔布置正视图
第三节工作面防突措施效果检验
实施钻孔排放措施后，必须进行措施效果检验。
工作面防突措施效果检验采用钻屑瓦斯解吸指标法进行检验。
具体操作与揭煤工作面预测方法一致。
1、钻孔布置：
工作面布置5个检验钻孔，钻孔深度为穿过煤层全厚，钻孔分别位于石门的上部，中部，下部和两侧。
揭煤工作面措施效果检验孔布置如图4-5。
图4-5揭煤工作面措施效果检验孔布置图
2、钻孔施工方法、参数测试、工作指标及煤层突出危险性判定与前述的钻孔法预测相同。
3、经检验，各指标都在该煤层突出危险临界值以下，且未出现其它突出征兆，则措施有效；反之，判定为措施无效，根据具体情况重复采取揭煤工作面防突措施。
第四节安全防护措施
一．远距离放炮
巷道掘进时，严格实行井外放炮，井外放炮时，采掘工作面及其他地点，都必须停电。
放炮后30分钟，从监控系统上查看工作面和矿井回风瓦斯情况无异常，且瓦斯不超限后，方可由瓦检员、班长、放炮员等逐步深入工作面检查瓦斯、顶板、爆破效果等情况，确认瓦斯不超限，无异常情况后，方可送电，恢复正常作业。
二．避难所
1.避难所设在+260m水平集中运输大巷内，离人行下山410米处。
2.避难所设置向外开启的隔离门，室内净高大于2m，长度和宽度均符合要求，可同时容纳50人，每人使用面积均大于0.5m2。
避难所采用锚网喷支护，安设有专用饮水管路，瓦斯传感器，及有与矿（井）调度室直通的电话。
3.避难所内安设有压缩空气供风的设施，可满足当班该水平最多工作人数50人同时使用，每人供风量均大于0.3m3/min。
三、防突反向风门
在掘进此巷前，在+375mK5东瓦斯抽放巷与309采区溜煤下山连接处，已构筑两道正向风门和两道反向风门，风门之间的距离大于4m,风门的质量严格按照《规定》的要求构筑，墙垛厚度为1.0m。
通过反向风门墙垛的风筒，设有逆止门。
人员进入工作面时必须将反向风门打开，顶牢，工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。
四、压风自救装置
为掘进该回风巷，安排在+375m东K5瓦斯抽放巷内安设临时压风避难所，安设压风自救装置8个。
该压风自救装置与+260m集中运输巷内的压风管路相接，平均每人的压缩空气供给量不得少于0.1m3/min。
随着巷道的掘进，在距离工作面每间隔40m的巷道内安设一组压风自救装置，每组装置的安设数量和供风量如前所述。
五、个体防护
1、所有下井人员必须经过防突专业知识培训，佩带隔离式自救器，并会正确使用。
自救器的管理和使用应遵守下列规定：
①完好的自救器总数，至少应比经常用的总人数多10%；②自救器应集中统一编号管理；③自救器应保持完好；④严禁使用人员拆开、敲打、撞击自救器，人员出井后必须立即交还。
2、在工作面所有作业过程中，每个人都有责任和义务随时观察突出预兆（如煤结构发生变化、煤壁发冷、外鼓、响煤（岩）炮、顶板来压、支架变形、瓦斯忽大忽小、打孔（眼）喷孔、顶钻严重等），若出现以上现象，立即通知其它人员按规定的避灾方法和路线撤到新鲜风流中，并向矿调度室汇报，听候处理。
情况危急时，应立即撤出到地面。
3、所有入井人员必须熟悉避灾路线，避灾路线所经过的岔道口应设置醒目的方向指示牌，以保证避灾人员安全快速撤退。
第五章防突管理
第一节防突组织管理
一、组织机构
按照《规定》的要求，开采突出煤层的矿井都应设置专门的防突机构。
为保证揭煤工作的顺利进行，成立揭煤施工领导小组，负责指挥揭煤施工作业，要求做到技术措施到位，施工质量到位。
组长：
由总经理王强，矿长彭正高担任
副组长：
肖永进、李国平
现场管理人员：
曾其刚，岳奉明，周星，张小平，周文彬，曾唐洪，何明贵，罗伟，余洪均，牟林，李明希，郑卫及班组长，安全员，瓦检员。
防突及抽放人员：
赵生泽，谢春艳，黎华其，任大忠，胡国祥，彭海涛，刘彬，曾超，李树森，李小岗。
领导小组下设防突办公室于矿调度室，由李国平同志任办公室主任，负责揭煤工作面防突资料的收集及处理防突的日常事务。
二、领导小组的管理职责
领导小组的主要职责是：
组长：
负责整个揭煤工作的统一指挥和安排。
副组长：
组织制定、审批、贯彻揭煤措施，并组织有关单位和人员实施。
现场管理人员：
对管辖内的防突工作负直接责任；
防突人员：
对所在岗位的防突工作负责。
揭煤施工领导小组所有成员，必须组织本单位职工认真学习、贯彻执行揭煤措施，密切配合，积极主动完成各项任务。
第二节揭煤防突安全措施
一、加强过煤层段巷道的支护及其他措施
1、在煤岩层交接段必须加强巷道支护，在巷道顶部见煤后，支护方式除保证岩巷的支护方式外，增加厢架支护密度，且在厢架上加设锚网支护，直到巷道全部穿过煤层，进入顶板岩层后，采用锚网支护。
2、在岩巷掘进至距煤层最小法线距1.5m后，经过效果检验无突出危险时，在巷道下半部（距底板1.8m以下）采用小巷掘进，直到揭穿K6煤层，再进行巷道扩刷。
3、揭穿煤层时，采用远距离一次爆破方法。
根据经验揭煤断面平行布置3个炮眼，布置3排孔，共需要布置3×3=9个炮眼，炮眼垂直于巷道底板，煤眼与岩眼交替布置，岩眼深度1.2m，煤眼深度2m，每孔装药2卷。
岩眼使用1段雷管，煤眼使用2段雷管（或相差1段的雷管）。
（4）揭穿煤层后，严格按照揭煤防突措施直至掘进至全煤巷段2m以上，完成揭煤作业。
二、防突措施施工的安全技术措施
所有防突措施由通风部门和防突队负责设计有关参数报矿技术负责人批准，生产单位和防突队按设计组织施工，通风部门进行验收。
1、防突措施钻孔参数必须严格按照设计参数施工，不得随意更改；如因现场条件等因素不能按措施要求施工时或煤层赋存条件发生变化时，由原设计部门提出更改措施意见，经矿技术负责人批准后执行。
其它单位和个人均不得随意改变。
2、打钻作业前，现场施工人员必须严格执行敲帮问顶制度，密切观察巷道顶板状况，发现顶板掉渣、压力增大等有片帮、冒顶危险时，立即停止作业，人员撤出危险区，并汇报矿调度室。
3、每次打钻时，施工人员必须密切观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象，当发生严重喷孔、煤炮剧烈等动力现象，应立即停止作业，停电撤人，并汇报矿调度室。
待动力现象消失，且瓦斯浓度降到1%以下时方可恢复作业。
4、突出预测钻孔和超前钻孔施工时，施工人员应站在钻孔孔口两侧，不得站在钻孔孔口正后方及钻孔延长线上，严禁面对钻孔孔口观察钻进情况，以免发生钻孔喷孔伤人。
5、在进行工作突出预测时，预测人员应认真观察工作面构造及施工预测钻孔过程中喷孔、夹钻、响煤炮、瓦斯等异常现象，并作相应记录。
6、在施工排放钻孔时，为防止喷孔伤人，应在施工钻孔孔口处安设挡板。
7、巷道在掘进施工时，沿巷道的掘进方向，每间隔1.0m，沿巷道上、下帮施工一排卸压钻孔，钻孔采用Φ42mm的钻孔，孔深10m,钻孔方向垂直于巷道掘进方向。
三、防突安全技术措施
1、工作面必须按照矿技术负责人签发的《允许掘进单》组织生产。
每次按允许掘进进尺施工完毕后，必须进行工作面突出危险性预测（或效果检验）。
预测人员严格按要求进行突出指标的测定和记录，报矿技术负责人审核，并详细记录预测过程中响煤炮、片帮、掉渣、喷孔等瓦斯动力现象；
2、施工预测、措施效果检验以及施工措施钻孔过程中，施工人员必须密切注意观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象，当煤炮剧烈、瓦斯超限等动力现象明显应立即停止作业，并撤出人员；
3、工作面必须配备专职的有防突经验的瓦斯检查员，掌握突出预兆。
严格执行“一炮三检，三人连锁”放炮制度，在工作面随时测定瓦斯浓度及变化，当发现瓦斯浓度异常、超限，随时通知矿调度或防突队人员，并有权停止作业；
4、工作面碛头及回风处必须安装一组瓦斯监测装置，报警点为瓦斯浓度达到1.0%，断电点为瓦斯浓度达到1.5%，复电点为瓦斯浓度小于1%，断电范围为工作面巷道内的所有电器设备。
6、防突期间每次放炮前，施工单位必须检查通风设施及系统做到设施齐全完好，系统合理可靠。
通风人员每天对该系统至少全面检查一次。
施工队每班必须携带便携式瓦检仪，按要求使用。
7、防突施工过程中施工单位工程技术人员应掌握工作面的进度、地质情况。
如遇地质构造，施工单位技术人员应及时通知地测人员收集资料，待研究后采取下一步措施。
8、所有炮眼都在炸药与封泥间装1～2个水炮泥，封泥都必须密实地装至孔口。
工作面装药前必须对现场工程质量、顶板支护、通风设施等进行检查验收合格后，方可开始装药。
9、防突期间，施工单位必须加强工作面区域机电设备的维修、检查，确保机电设备处于完好状态，杜绝失爆，防爆率达100%。
10、炮后30分钟后，方准人员进入工作面检查，检查煤层揭露、支架状况、CH4浓度及通风设施，在瓦斯浓度不超限，无煤与瓦斯突出，通风系统正常的情况下，方可正常施工作业。
11、煤与瓦斯突出预兆：
有声预兆包括：
煤体中的闷雷声、机枪声、爆竹声、嗡嗡声等，统称为煤炮。
地压方面的有：
支架来压、掉渣、片帮、工作面煤壁开裂、煤壁外臌、底臌
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