可用掘进作业规程.docx

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可用掘进作业规程

XXXXX煤矿概况

XXX煤矿位于，矿井东西长km，南北宽km，面积km2,批准开采深度为+标高。

井田位于太行山块隆西缘,晋获褶断带的东侧,沁水煤田东南缘。

区域内构造总体表现为西倾的单斜并又叠加次级的宽缓的褶曲构造,褶曲轴向北西,井田内构造简单。

现采15#煤层,该煤层位于太原组下部,位于太原组下部K2灰岩之下,下距太原组底砂岩（K1）顶平均6.24m,煤层厚3.45-4.70m,平均厚3.67m,煤层结构简单,一般含1层夹矸,西部夹矸厚0.30-0.60m,东部1.7-2.7m,顶板为K2石灰岩,底部为泥岩或粉砂岩,全区稳定可采。

矿井实际生产能力15万吨/年,现正在机械化升级改造,改造后生产能力为30万吨/年。

现井下布置有一个回采面,两个煤巷掘进工作面。

采用带式输送机和刮板输送机运煤,利用一堆矿车运料。

矿井采用斜立开托,主副井为斜井,风井为立井。

该矿井为底瓦斯矿井,15号煤层具有煤尘爆炸危险性,煤屋自然倾向性为II类,属自然煤层。

井下正常涌水量100m3/d。

最大涌水量200m3/d。

第一章概况

第一节概述

一、巷道名称、位置及相邻关系

本作业规程的掘进巷道为13采区运输巷和13采区轨道巷。

位于12采区北（方位角360°）。

二、巷道用途

为1301和1302工作面运煤、运料、通风服务。

三、巷道性质

本工作面所掘巷道沿煤层掘进为开拓巷道。

四、开口位置、方位、设计长度、坡度、工程量、开竣工时间、服务年限。

13采区运输巷和轨道巷开口位置位于12采区运输巷450m处北侧，方位角360°，最大坡度为9°。

13采区运输巷与13采区轨道巷平行布置，净煤柱间距30m。

工程量为：

13采区运输巷475m，轨道巷为415m。

运输巷工作面每掘进100m与轨道巷掘进一个联络贯眼，采取“通一闭一”方式，以解决局部通风困难问题。

工作面预计2008年9月开工，工期预计5个月，服务时间全矿井。

五、工作面巷道平面布置图

第二节编写依据

一、经过审批的设计及批准时间

本工作面所掘巷道施工的依据是矿井采煤机械化升级改造施工设计。

二、地质说明书

本工作面所掘巷道地质资料的依据是《山西壶化XXX煤矿有限公司生产矿井地质报告》。

批准时间为2007年12月。

第二章地面位置及地质情况

第一节地面相对位置及邻近采区开采情况

地面相对位置及邻近采区开采情况见表1。

表1井上下对照关系情况表

工程名称

13采区运输巷、轨道巷

井下标高

1140～1150

地面的相对建筑物及其他

该工作面在XXX煤矿村以东方向，为丘陵地带，工作面地表为山地无村庄

井下位置及四邻采掘情况

北为采区轨道巷、运输巷，东、西面为未开采井田，南为12采区集中轨道（回风）、运输巷。

第二节煤（岩）层赋存特征

煤（岩）层赋存特征见表2。

表2煤层特征表

项目

指标

备注

煤层厚度（最小～最大/平均）m

平均2.3

煤层倾角（最小～最大/平均）

3～10

绝对瓦斯量（m3/min）

属于低瓦斯区

煤尘爆炸危险性

具有爆炸性

第三节地质构造

该矿属沁水煤田的陵川矿区的北部，井田位于太行山块隆中缘，晋获褶断带的东侧。

区域内构造总体表现为向西倾的单斜并叠加次级的宽缓的褶曲构造，褶曲轴向北西。

井田西部XXX煤矿背斜、XXX煤矿南向斜、XXX煤矿北向斜构成，东部为桥蒋背斜、东牢向斜等。

两翼地层倾角3～5°。

井田内未见断裂构造，也未见陷落柱及岩浆活动。

井田构造属简单类型。

第四节水文地质

15号煤层以上的灰岩为主要充水含水层的岩溶、裂隙充水矿床，一般富水性较弱。

本工作面水文地质情况较为简单，只有局部地段淋水，因为是上山掘进，不需要配备排水设施，涌水自流到集中大巷水窝，由污水泵排到井底水仓。

预计量大涌水量0.5m3/d，最小涌水量0.25m3/d。

第三章巷道布置及支护说明

第一节巷道布置

13采区轨道、运输巷工作面为梯形断面，位于12采区集中轨道（回风）、运输大巷北。

第二节支护工艺

一、巷道支护形式的确定

根据地质资料分析，该工作面巷道沿煤层掘进，结合本公司多年来的实际经验，工作面巷道确定采用矿工钢棚架支护。

二、支护参数设计

根据我公司采区工作面巷道支护的经验用其他采区同煤层支护经验，该工作面支护确定为：

全部采用3.0×2.2m矿工钢全铁支护，棚距均为1.0m。

第三节支护材料

一、支护形式及材料规格

1、支护形式：

采用3.0×2.2m矿工钢支护，棚距均为1.0m；上宽3.0m，下宽3.7m，叉角80°，净高2.1m，柱窝10cm，棚距1.0m，

2、支护材料规格

11#矿工钢

3、支护要求

1）工作面超前支护采用两根3.2mЛ型钢梁与两对四只前探梁卡子作为超前支护，爆破后，在敲帮问顶确认安全的前提下，及时将前探梁移至煤墙，接牢顶，之后方准进行其他作业。

2）运煤后，搭棚架之前，先将两帮松动的煤人工利用镐头处理掉,按照巷道支护要求，人工清挖柱窝至实底，支护工在超前支护下及时进行棚梁架设，棚梁架设紧跟工作面，棚梁必须架设牢固。

只有上一循环进度的棚架全部搭设完好后，方可进行下一循环施工。

3）当班支架未搭起不得中途停止或交接班，支架必须紧随工作面支设，够一架距离搭一架，爆破后如有打倒的棚架必须由外向里逐架扶起，人员不得进入空顶区工作。

4）支护过程中，工作面必须经常保持退路畅通无阻，专人负责现场监护工作，一旦有异常情况，要立即撤出人员至安全地点。

5）开口施工要求：

轨道（回风）、运输巷开口前先检查加固开口外5m范围内的棚架支护，确认安全后，在开口处搭设双抬棚。

首先在开口处棚梁下打木点柱支护，采用木楔子升牢背紧，使所有插梁都保持在同一水平，在点柱位置不得有碍抬棚的架设。

然后将开口处棚腿逐根取下，根据中线找好抬棚柱窝的位置并挖至柱窝的深处，按架设梯形的要求立柱腿、上抬棚。

采用双抬棚进行支护，架设主抬棚，抬住已替好的插梁，拆除临时点柱，逐架调整插梁，背实顶帮，架设辅助抬棚，双抬棚必要时采用8#铁丝双股扭接牢固，确认安全后，方准开口施工。

二、支护工艺流程

棚架支护：

移前探梁——上顶梁——接顶——运煤——沿线——挖柱窝——立柱腿——搭棚架——支设撑杆——用木楔子背紧棚架

三、附巷道支护图（附图见后）

第四章施工工艺

第一节工艺方法

本工作面的巷道均采用炮掘掘进方式，煤巷打眼采用ZM—1.5D煤电钻，钻杆长1.5米，F100型发爆器启爆，人工大锹配合SGB420—30型刮板运输机装运煤。

第二节爆破作业

一、炮掘时施工方式

打眼——装药——爆破——支设临时支护（移前探梁）——装运煤——搭棚架——接刮板输送机

1、打眼采用ZM—1.5D煤电钻，钻杆长1.5米。

2、打眼前，首先检查气体、支护、设备、顶帮情况，检查供电系统是否完好，打眼设备是否完好，在设备不完好或无水时，严禁打眼，确认安全后进行工作。

打眼操作严格按《煤矿工人技术操作规程》及“爆破说明书”规定进行。

3、装配起爆药卷必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导体的安全地点进行，装配起爆药卷必须以当时工作面所需为限，不得多配置。

爆破前雷管脚线必须扭结成短路，只有联炮时方准解开。

4、打眼、装药严禁同时进行，打眼全断面一次进行，巷道开口10m范围内均采用浅打眼（1.0m）少装药（200g/眼）的方法施工爆破。

装药时每个炮眼必须装一卷水炮泥，其余部分用炮土封实。

煤巷爆破采用瞬发电雷管全断面一次装药、分次启爆，爆破后班长首先进入工作面敲帮问顶，由外向里对工作面进行检查，在确认安全后，方可安排进行其他工作。

5、联炮、检查线路、通电只准爆破员一人操作，钥匙要随身携带，不得转交别人，爆破警戒工作由班长亲自安排，警戒设置在所有通往爆破地点距该处75m以外的所有通道中，爆破母线长度不小于75m,爆破母线必须与电缆分别挂在巷道的两侧，不得与金属导电体接触，不用时必须盘成圈，并扭结成短路，挂在棚架或专设托钩上。

6、爆破时必须将工作面工具，包括煤电钻线等撤到安全地点。

爆破后，检查其是否完好。

二、装运方式

掘进工作面采用人工装煤到刮板运输机，经13采区运输皮带、12采区运输大巷、主斜井胶带输送机运输，进入地面煤仓。

三、施工设备及供电情况

表5设备配备表

序号

名称

单位

数量

动力

配套方式

1

刮板运输机

台

3

电动

独立

2

胶带输送机

台

1

电动

独立

3

煤电钻

台

2

电动

独立

4

局部通风机

台

4

电动

双风机双电源

爆破说明表

眼名

眼号

眼深（m）

眼数（个）

段数

脚线标志

装药量

角度

启爆方式

Kg/眼

累计

水平

垂直

掏槽

1、2

3、4

1.2

四

一

0.6

0.6

2.4

90

80

80

80

分

断

启

爆

底眼

10、11

1.2

二

三

0.6

1.2

80

90

中、腰眼

5、6、7

1.2

三

二

0.4

1.2

80

90

顶眼

8、9

1.2

二

四

0.4

0.8

80

90

合计

5.6

附图：

炮眼布置图 

第三节装载与运输

一、装载与运输方式

1、装煤、运煤：

采用人工大锹装煤配合刮板运输机运煤通过胶带输送机运输至煤仓。

2、材料及设备运输：

材料经副斜井、12采区轨道大巷、13采区轨道巷，采用无极绳和调度绞车牵引矿车运输至工作面。

二、运输设备的敷设及安全设施

（一）、运输设备的敷设

1、胶带输送机及刮板运输机的敷设

1）运输机距巷道帮间距，机头处不小于700mm，中间部分不小于500mm；

2）刮板运输机必须铺设在实底上，各部件齐全、可靠、有效，铺设要保持平、直、稳；

3）刮板运输机的机头、机尾要各打好两根压柱（机头压柱安设在专用推移梁上）；

4）胶带输送机铺设采用落地式胶带输送机，胶带输送机铺设保证胶带输送机成一条直线，托管齐全有效，胶带输送机下帮侧留设0.8m以上的行人道，上帮侧留设0.5m以上的安全距离。

2、轨道的敷设：

13采区轨道巷拆除刮板运输机，进行轨道铺设，轨道铺设于巷道中间，符合矿井轨道质量标准化要求，轨距误差上偏差为5mm，下偏差为-2mm，轨接头间隙不超过5mm，扣件齐全紧固，轨枕间距1m，误差不大于±100mm，轨道及道岔使用18Kg/m型钢轨，轨道在斜坡敷设时，在各变坡点安设牢固可靠的阻挡车装置和托绳轮装置。

轨道道岔要灵活可靠

3、绞车的安装

下料所用调度绞车采用将军柱、压柱、戗柱固定，在各斜坡安装足够数量的阻车器、挡车器等防跑车装置，变坡点安设托绳轮，调度绞车操作按照《煤矿工人技术操作规程》执行。

（二）、安全设施要求

1、刮板输送机的铺设严格按照《煤矿工人技术操作规程》执行。

2、刮板输送机信号要齐全、灵敏、可靠，距工作面不大于5m，严禁用刮板输送机倒运任何物料，刮板输送机在运行中严禁任何人蹬踩，刮板输送机的机头、机尾要各打好两根压柱，各转载点要安设喷雾洒水装置，运煤时由司机开启。

3、工作面运煤时，插棍工和撑锹工要密切配合，攉煤前检查钢丝绳与大锹和插棍的联结是否完好、可靠，插棍工要紧握插棍，以免受力反弹回去，同时也要防止插棍夹在刮板与槽架之间。

4、人员运送物料，通过刮板输送机机头时，要与刮板输送机司机联系好，将刮板输送机停止运转，人员方可通过。

5、胶带输送机各类保护装置齐全有效，托辊齐全完好，在运输胶带输送机中部加设胶带输送机紧急停止按扭，胶带输送机巷每50m安设一盏隔爆灯。

6、绞车司机必须持证上岗，在操作前应检查绞车的固定、信号、闸皮、按扭、钩头、钢丝绳、防跑车装置等完好情况，确认完好后，方可操作，严禁放飞车，严格执行“行人不行车，行车不行人”制度。

7、斜巷运输“一坡三档”必须齐全有效，且灵活可靠；

8、斜巷运输距离较长时，下部车场必须设躲避硐室。

9、绞车的钩头、钢丝绳、连接装置、挡车器等必须试验合格，严禁使用不合格的安全设施。

10、斜巷运行时，绞车的护绳、车尾巴等设施必须齐全有效。

（三）、装载设备运输方式

装载设备运输方式见表8

表8装载设备运输方式表

设备名称

数量

安装位置

固定方式

运输距离m

刮板运输机

3

轨道巷100m、贯眼30m、运输巷100m

落地

130

胶带输送机

1

运输巷

落地

475

绞车

1

轨道巷

压柱

415

第四节管线及轨道敷设方式

一、各类管线、运输设施的布置及要求

1、风筒、水管、胶带输送机、风管、轨道、各类电缆按巷道断面及管线布置见巷道支护图及管线布置图。

2、风筒吊挂靠巷道帮、靠巷道顶，风筒出风口距工作面不大于5m。

3、供排水管均吊挂在巷道顶部的棚架梁的中间，螺丝齐全紧固，用8#铁丝双股扭接牢固，吊挂距工作面不超过10m。

4、各类电缆利用不导电材料吊挂于悬吊地巷道的一侧，间距保证符合《煤矿安全规程》要求，动力电缆与其他电缆间距不小于100mm，其他电缆间距不小于50mm，动力电缆间距不小于50mm，上下关系符合管线布置图要求。

压风管

防尘管

监控线

通迅线

风筒

信号线

动力线

管线布置图

二、轨道敷设方式

轨道的敷设：

轨道铺设符合矿井轨道质量标准化要求，轨距误差不大于5mm，不小于2mm，轨接头间隙不超过5mm，扣件齐全紧固，轨枕间距1m，误差不大于±50mm,轨道及道岔使用18Kg/m型钢轨，至轨面起1.6m高度内留有800mm以上的人行道宽度，且另一侧距巷道帮支护或皮带运输机留有300mm的安全距离。

轨道在斜巷敷设时，在各变坡点安设牢固可靠的阻挡车装置和托绳轮装置。

轨道道岔要灵活可靠。

第五节设备及工具配备

表10设备及工具配备表

序号

名称

单位

数量

备注

1

胶带输送机

部

1

运输巷

2

刮板运输机

台

3

轨道（回风）巷、贯眼、

运输巷

3

煤电钻

台

2

掘进工作面

4

局扇

台

4

运输巷

5

综保

台

2

掘进工作面

6

电话

部

2

轨道（回风）巷、运输巷

掘进工作面各一部

8

瓦斯探头

个

4

轨道巷、运输巷工作面2个

9

锹、镐、锤

10

掘进工作面

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式与供电距离

掘进工作面双风机双电源采用压入式通风，风机利用矿井全风压供风。

二、掘进工作面实际需要风量

1、按瓦斯涌出量计算

Q掘=100qK

式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

q——掘进工作面的绝对CH4涌出量,m3/min。

当扩能到300kt/a时，预测矿井绝对CH4涌出量为0.88m3/min。

依据掘进工作面绝对CH4涌出量约为矿井绝对CH4涌出量的20%，则q=0.88×20%=0.18m3/min；

K——掘进工作面备用风量系数,取1.9。

则：

Q掘=100×0.18×1.9=34.2m3/min

2、按二氧化碳涌出量计算

Q掘=100qK

式中:

Q掘——掘进工作面实际需要风量，m3/min；

q——掘进工作面的绝对CO2涌出量,m3/min。

当扩能到300kt/a时，预测矿井绝对CO2涌出量为0.80m3/min。

依据掘进工作面绝对CO2涌出量约为矿井绝对CO2涌出量的20%，则q=0.80×20%=0.16m3/min；

K——掘进工作面备用风量系数,取1.9。

则：

Q掘=100×0.16×1.9=30.4m3/min

3、按局部通风机的吸风量计算

岩巷掘进：

Q掘=Q扇I+60×0.15S

煤巷、半煤巷掘进：

Q掘=Q扇I+60×0.25S

式中:

Q掘——掘进工作面局部通风机的额定吸风量，m3/s。

YBT52-2型局部通风机的额定吸风量为200m3/min。

S——吸风口处巷道净断面积，采区大巷为5.6m2。

I——掘进工作面同时运转的局部通风机台数,2台。

15号煤层掘进为煤巷和半煤岩巷，则:

Q采区大巷掘=200×2+60×0.25×6.5=497.5m3/min

4、按人数计算：

Q采=4N

式中：

4——每人每分钟供风标准,m3/min；

N——掘进工作面同时工作的最多人数，取9人；

Q掘=4×9=36m3/min

5、按炸药量计算

Q掘=25A

式中：

A──掘进工作面一次爆破最大炸药用量，为4.6kg；

Q掘=25×4.6=115m3/min=2.92m3/s

综合以上计算，最大值Q采区大巷掘=484m3/s，

6、按风速验算

按《煤矿安全规程》规定煤巷、半煤岩巷掘进工作面风量应满足:

60×0.25S＜Q掘＜60×4.00S

式中:

S——掘进工作面的净断面积，采区大巷为5.6m2

60×0.25S采区大巷=60×0.25×6.5=97.5m3/min

60×4.00S采区大巷=60×4.00×6.5=1560m3/min

经验算，Q掘=497.5m3/s，符合风速要求。

三、通风系统

新风：

主斜井——12采区运输巷——13采区运输巷——局部通风机——风筒——掘进工作面

乏风：

掘进工作面——13采区运输巷——13采区轨道（回风）巷——回风立井——主通风机——地面

第二节压风系统

工作面压风采用空压机，压风线路：

空压机——压风管路——主斜井——12采区运输巷——13采区运输巷——贯眼——掘进工作面。

第三节综合防尘

地面静压水池——副井——12采区运输大巷——13采区运输巷——掘进工作面。

具体防尘措施如下：

1、净化水幕布置：

一道为固定水幕，距回风立井口50m。

13轨道巷、运输巷各有一道为移动水幕，紧跟工作面，距工作面30—50m，巷道内煤尘沉积长度不得超过5m，不大于2mm。

2、巷道施工过程中必须敷设1.5吋静压洒水管，每隔50m，安装一个三通阀门，水管吊挂在巷道中间顶部，用8#铁丝双股吊挂于巷道棚架上，高度不低于1.6m，吊挂平直。

3、工作面必须采用水炮泥，并使用专用炮泥。

4、各转载点要安设喷雾洒水装置，运煤时由司机开启。

5、水幕安装采用固定架固定，长度不小于巷道宽度的90%，距巷道顶部不大于300mm，巷道净高为1.8m。

6、巷道每隔10天定期冲洗一次，禁止堆放浮煤。

7、对于产生粉尘飞扬和煤尘大的地点，根据实际情况，随时进行冲洗。

8、粉尘设施齐全有效，喷雾装置必须覆盖巷道全断面，且水压符合要求。

第四节防灭火及隔爆

一、防灭火

工作面运输机机头、材料设备硐室等地点必须设置灭火器各一台，油脂存放点设置灭火器两台，工作面设置灭火器两台，同时在掘进工作面配备0.5m3砂子，杜绝明火操作。

检修设备用过的油、棉纱等易燃品，要及时装入铁箱内，定期15天运出坑外，严禁在井下乱扔乱放。

二、隔爆

掘进工作面（或与其相通的巷道）设置一组隔爆水棚；水棚设置在直线段巷内，棚区长度不得小于20m。

水量：

安设42个水袋，30升/袋，3袋/排，总水量不小于200L/m2。

水袋棚安装方式的原则是；当受爆炸冲击时，水袋中的水容易洒出。

第五节安全监控系统

1、掘进工作面巷道内各安设2台瓦斯传感器，距工作面不大于5m和距回风口10—15m处各安设一台瓦斯传感器。

2、瓦斯传感器必须吊挂于与风筒平行的巷道另一帮，距工作面不超过5m，距帮0.3m，距顶0.2m。

3、瓦斯监控：

掘进工作面监控线引自监控分站，工作面瓦斯断电浓度为1.5%，人工恢复送电浓度为工作面小于1.0%，风电、瓦电闭锁开关附近20m范围内瓦斯浓度小于0.5%。

4、断电范围，当工作面瓦斯超限后切断巷道内全部非本质安全型电器设备的电源。

第六节供电系统

工作面供电：

地面双回路电源——井下中央变电所——采区配电室——工作面用电设备。

第七节运输系统

一、运煤系统

掘进工作面——13采区轨道巷——贯眼——13采区运输巷——12采区运输大巷——井筒——地面煤仓

二、运料系统

副斜井——12采区轨道巷——13采区轨道巷——掘进工作面

第八节通讯、信号系统

一、通讯系统

掘进工作面各安装一部通讯电话，随工作面前进移设。

工作面——矿调度室——矿办公室（井上、下各要害场所）

二、信号系统

工作面调度绞车、运输机机头安设声光（双相）信号装置和紧急停止运转装置。

第六章劳动组织与主要技术经济指标

第一节劳动组织

作业方式：

采用三八制，二班生产、一班检修。

劳动组织：

工种

早班

二班

夜班

合计

班长

1

1

1

3

打眼爆破工

1

1

2

刮板运输机司机〔兼交班工〕

1

1

2

机电工

1

1

1

3

支护工〔兼运料工〕

3

3

2

8

绞车工、处理顶帮工、攉煤

2

2

1

5

合计

9

9

5

23

劳动组织表

第二节循环作业

根据工艺流程,规定每班两个循环

循环作业图表 ：

第三节主要经济技术指标

主要经济技术指标表

序号

名称

单位

数量

1

巷道毛断面

m2

7.3

2

巷道净断面

m2

6.5

3

循环眼数

个

11

4

日循环数

个

4

5

循环进度

m

1.0

6

日进度

m

4.

7

日出勤定员

名

23

8

工效

m/工

0.17

9

水炮泥水耗

个/m

9.2

10

炸药消耗

kg/m

4.2

11

雷管消耗

个/m

9.2

第七章安全技术措施

第一节一通三防

一、通风管理

1、工作面局部通风机使用双风机位置如图所示，风机吊挂或上架，尽量与风筒保持水平，并且距底板的高度不小于0.3m风机必须挂牌，设专人负责管理，严禁其他人随意停开，停风或停电时由班长应立即组织撤离人员。

该处进风量不小于工作面所需风量，并且局部通风机进风口风量装置不小于10m，局部通风机装置设备齐全，并安设消音器和高压衬垫。

局部通风机吸风口附近10m范围内的进风巷严禁堆放杂物。

2、局部通风机供电必须实行双电源“专用变压器、专用开关、专用电缆”，并必须与其供风巷道内的电气设备实行“风电闭锁”，掘进巷道内的电气设备必须与甲烷传感器实行“瓦斯电闭锁”，施工单位每天对“风电、瓦电闭锁”进行检查，确保其灵敏、准确、断电功能可靠。

3、局部通风机因故障停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和二氧化碳不超过1.5%，而且局部通风机及其开关附近20m范围内风流中瓦斯和二氧化碳浓度不超过0.5%，方可人工启动局部通风机恢复正常通风。

4、风筒接头要严实、无破口，无反接头。

接头要反压边，风筒吊挂要平直，逢环必挂，拐弯处严禁拐死弯。

5、风筒出口距工作面不大于5m。

6、通风科要加强对采区通风系统管理，确保通风系统稳定可靠，局部通风机禁发生抽循环风现象。

7、工作面必须安排专职瓦斯检查工，每班两次检查工作面的瓦斯情况；瓦斯浓度超过规定时，瓦斯检查工立即责令现场人员停止工作，切断超限区域内电器设备电源，并将人员撤到安全地点。

8、巷道贯通时编制专门的贯通措施。

二、防尘