1、新建铁路xx至xx线乐山至xx段CGZQSG9标段xx隧道揭煤专项施工方案编 制：复 核:审 核：年 月 日目 录一、编制说明 1 -1。1编制依据 1 1。2编制目的和目标- 1 1。3适用范围- 1 二、工程概况- 1 -2。1工程概况- 1 -2。2隧道地质及煤层情况- 2 2.3标段内设计阶段确定突出煤层分部情况- 2 三、煤与瓦斯突出的规律、征兆及危害 4 3。1煤与瓦斯突出的一般规律- 4 3.2煤与瓦斯突出的征兆 4 -3。3煤与瓦斯突出的危害- 5 四、揭煤组织管理 5 -五、揭煤流程 5 -5。1区域突出危险性预测 7 5.2区域防突措施- 9 5。3区域防突措施效果检验- 2、13 -5。4工作面5m时的防突处理- 14 -5。5工作面2m时的防突处理 16 -六、爆破揭煤- 18 七、安全防护措施 18 xx隧道揭煤专项施工方案一、编制说明1.1编制依据1）xx至xx客运专线CGZQ9标施工招标及投标文件2)xx至xx客运专线CGZQ9标隧道设计图及通用图3）国家有关的法律法规及国家标准、规范（1)铁路瓦斯隧道技术规范(TB10120-2002) 及2009 年局部修订（铁建设200962 号）(2)防治煤矿瓦斯突出规定(煤炭工业出版社 2009）（3）煤矿安全规程（国家安全生产监督管理总局 2011)（4）高速铁路隧道工程施工技术指南（铁建设2010241号）（3、5）爆破安全规程（GB6722-2011）4)xx新建铁路xx至xx线乐山至xx段站前工程CGZQSG9标施工组织设计5）现场施工调查所获得的工程地质、水文地质、当地资源、交通状况及施工环境等调查资料6）xx铁路高瓦斯隧道施工方案研讨会专家意见1.2编制目的和目标杜绝瓦斯突出、瓦斯爆炸、火灾等重大安全事故发生，确保施工生产安全、顺利进行。1.3适用范围本方案适用于xx铁路9标xx隧道揭煤施工。二、工程概况2.1工程概况xx隧道全长6306。208m，进口里程D3K277+860,出口里程D1K284+164.隧道位于云南省威信县境内,双线隧道,线间距4。6m，设计为30的单面坡。隧道洞身最大埋4、深约347m.2.2隧道地质及煤层情况1、地质岩性xx隧道工程范围涉及的主要岩土为含煤地层、可溶岩及非可溶地段。地层岩性为三叠系茅草铺组灰岩、白云岩夹泥质灰岩和泥岩，二叠系长兴组灰岩、泥灰岩夹页岩和煤，二叠系龙潭组页岩、砂岩、泥岩、铝土岩夹煤和灰岩，奥陶系五峰组炭质页岩夹炭质泥灰岩，奥陶系宝塔组灰岩、白云岩夹泥岩,寒武系上统娄关山群上段白云岩夹砂岩和泥岩及寒武系中统娄关山群白云岩、灰岩夹砂岩和泥岩.2、煤层情况xx隧道洞身D3K278+990D3K279+061段，D3K279+061D3K279+500段，D3K280+300D3K280+325段，D3K280+935D3K281+545段5、，D3K282+580D3K284+134段，均位于含煤地层中.其中D3K279+061D3K279+500段439m洞身穿越二叠系龙潭组页岩、砂岩、泥岩、铝土岩夹煤和灰岩地层,为煤层与瓦斯突出地段，穿越范围可能遇1131层煤，煤层总厚度最大46m，其中含可采煤层3层,位于该地层上部，距离长兴组底部5.416m,另局部含可采煤层12层，位于该地层底部。据附近煤矿资料，可开采煤层共3层，分别为C5、C6和C10.其中主采煤层为C5号煤层，该煤层紧挨长兴组下部，距离长兴组底板12m，据地质勘探揭示其真厚度约3m，局部厚度变化较大，达9。52m.隧道穿越C5煤层里程为D3K279+062.9069。6、9，C6号煤层据地质勘探揭示其真厚度约2m，局部厚度变化较大，为1。483.56m,隧道穿越C6煤层里程为D3K279+099.0104。9。C10号煤层为煤线，位于该段地层底部。其余勘探揭示均为薄煤层或煤线，由于该段煤层局部变化大，局部可能遇厚煤层。2。3标段内设计阶段确定突出煤层分部情况xx9标管段内设计阶段判断为突出煤层的主要是xx隧道C5、C6两层煤。煤层参数详见下表所示。设计深孔揭露煤层概况表钻孔编号揭露煤层数煤层总厚度（m)单层煤层最大厚度（m）隧道洞身揭露煤层数DZ27xx-深-0138。384.58隧道穿越整个煤系地层，按区域报告及煤矿勘测报告描述，P2L地层含煤系地层可能遇到7、1131层煤及煤线。DZ-27xx-深-011421.613。46DZ-27xx-深-024煤线DZ27xx深-036煤线深孔揭露煤层瓦斯参数表钻孔编号起止高程（m）煤层编号厚度（m）瓦斯压力(MPa）放散初速度P坚固系数f破坏类型分布地址01137。68138.180。51。189。7910。3长兴组P2C150。18-151。68C54。581.439。8570。4龙潭组P2L183.42-184。92C63.81.0514。1330.3011153。44166。9C513。4610.4120。4三、煤与瓦斯突出的规律、征兆及危害3.1煤与瓦斯突出的一般规律(1)煤与瓦斯突出与地质构造的关8、系,突出多发生在地质构造带内，如断层、褶曲和火成岩侵入区附近。（2）突出与瓦斯的关系,煤层中的瓦斯压力与含量是突出的重要因素之一。一般说来，瓦斯压力和瓦斯含量越大,突出的危险性越大。（3)突出与地压的关系，地压愈大，突出的危险性愈大。当深度增加时，突出的次数和强度都可能增加；在集中压力区内突出的危险性增加。（4）突出与煤层构造的关系,煤层构造主要指煤的破坏类型和煤的强度。一般情况下煤的破坏类型愈高强度愈小，突出的危险性愈大。故突出多发生在软煤层或软分层中。（5)突出与围岩性质的关系,若煤层顶底板为坚硬而致密的岩层且厚度较大时，其集中应力较大，瓦斯不易排放，故突出危险性愈大；反之则小.若顶底板中9、具有容易风化和遇水变软的岩层时,将减少突出危险性。（6）突出与水文地质的关系，实践表明，煤层比较湿润,涌水量较大，则突出危险性较小；反之则大，这是由于地下水流动，可带走瓦斯，溶解某些矿物，给瓦斯流动创造了条件。(7）突出具有延期性变化，震动放炮后没有诱导突出而相隔一段时间后才发生突出,其延迟时间从几分钟到几小时不等。3。2煤与瓦斯突出的征兆煤与瓦斯突出的预兆分为无声预兆和有声预兆两类。（1）无声预兆:煤层结构变化，层理紊乱,煤层由硬变软、由薄变厚，倾角由小变大，煤由湿变干，光泽暗淡，煤层顶、底板出现断裂，煤岩严重破坏等。掌子面面煤体压力增大，煤壁外鼓、掉碴、煤块进出等。瓦斯增大或忽小忽大，煤尘10、增多。（2)有声预兆:煤爆声、闷雷声、深部岩石或煤层的破裂声等。3.3煤与瓦斯突出的危害煤与瓦斯突出是一种及其复杂的动力现象，它在短时间内向采掘空间抛出的大量煤(岩)并涌出大量的瓦斯，给施工安全生产造成严重威胁.造成的灾害主要有：（1）突出煤流充塞巷道，摧毁巷道设施，机电设备，破坏通风系统；（2)突出煤流埋人死亡，高浓度瓦斯造成人员窒息死亡;（3）遇火源引发瓦斯燃烧和爆炸等。四、揭煤组织管理对于厚度大于0.3m的煤层，委托有相应资质单位严格按防治煤与瓦斯突出规定的要求进行突出性鉴定，鉴定为瓦斯突出煤层时，委托有相应资质单位专家及专业队伍指导实施，对瓦斯进行预抽处理,按照区域与工作面“预测、防突11、措施、效果检验、安全防护”两个四位一体的综合防突措施揭煤。为确保揭煤工作有条不紊安全地进行，项目部成立揭煤领导小组,负责组织进行揭煤工作。组长：阳昌标副组长：张桂林 刘德志 肖琼朝组员：邓明高 刘铁路 羊小平 张一民 杨东升 沈永林等五、揭煤流程xx隧道C5、C6煤层具有较大的突出危险性，在附近煤矿发生过突出事故,因此参照突出煤层揭煤的标准,严格执行两个四位一体综合防突揭煤流程。两个四位一体为：1、区域综合防突措施：区域预测、区域防突措施、区域防突措施效果检验、区域验证。2、局部综合防突措施：工作面突出危险性预测、工作面瓦斯预抽、工作面防突措施效果检验、安全防护措施.“两个四位一体”综合防突措12、施石门揭煤流程图无危险有危险无危险有危险危险性验证无突出危险无危险有危险远距离放炮揭开煤层底板安全防护措施下台阶放突措施效果检验补充防突措施有突出危险无危险有危险补充防突措施无危险补充防突措施有危险有突出危险无突出危险无危险有危险正常爆破掘进至距煤层法线距离大于5m处区域措施效果检验预抽煤层瓦斯区域防突措施（距煤层法线距离大于7m）超前钻孔探煤（距煤层法线距离大于10m），突出鉴定下台阶实施防突措施下台阶突出危险性验证安全防护措施远距离放炮揭开或穿过煤层远距离放炮揭开或穿过煤层安全防护措施危险性验证边掘边探至揭煤前最小岩柱2m处工作面放突措施效果检验瓦斯隧道地质分析工作面突出危险性预测上台阶初13、期支护边掘边探至揭煤前最小岩柱2m处工作面实施防突措施补充防突措施5。1区域突出危险性预测区域预测根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行。掘进掌子面距煤层法线10m时，根据煤层瓦斯压力、瓦斯含量进行区域预测。突出临界值由具有突出危险性鉴定资质的单位进行试验考察确定,并参照下表执行。根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值瓦斯压力P/Mpa瓦斯含量W/（m3t-1）区域类别备注0。748无突出危险区除上述情况外的其他情况突出危险区 煤层瓦斯压力、瓦斯含量测定孔分布图采用MIV主动式瓦斯压力测定仪测定煤层瓦斯压力，采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量.煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数均14、在现场进行实测，测定煤层瓦斯压力参数,测试点为六个，分布于在隧道掌子面拱顶、拱腰及拱脚处。5。1。1煤层瓦斯压力的测定采用M-IV型瓦斯压力测定仪测定煤层瓦斯压力。采用胶囊压力粘液封孔测定煤层瓦斯压力技术，利用粘液能够在压力作用下渗入钻孔周边裂隙的原理，有效解决针对松软岩层的封孔测压中瓦斯泄漏的问题,从而使测出的瓦斯压力值等于煤层真实的瓦斯压力。封孔测压如下图所示.5.1.2煤层瓦斯含量的测定采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定瓦斯含量。测量方法为直接法.通过测定或推算一定质量的煤芯(井下定点采取）在有限时间内所解吸出的所有瓦斯在标况下的体积，可得到单位质量煤芯所解吸出的瓦斯含量，即为煤层瓦斯含15、量。 5.1.2.1井下取样及初速度测定井下取样首先要钻头开孔到预定位置，然后换用取芯管进行煤样的采取。在取样过程中要记录四个时间，分别为：停钻时间（开孔到预定位置时间）、开始取样时间(用取样管钻进开始取样）、取样结束时间（取样管钻进结束时间)和开始解吸时间(与井下解吸仪连接时间）。在井下取样时间要尽量缩短,越短越好，当开始取样到开始解吸这个时间段超过60min时，本样作废。5.1。2。2地面解吸达到地面后，将煤样筒与大量程解吸玻璃管组连接，注意：要检查解吸玻璃管的气密性和读初始刻度。解吸时间约40min，具体视解吸情况而定,若长时间无气体出现可停止解吸,记录终止读数。若在解吸过程中需换水,则16、关闭煤样筒阀门进行,换水结束后继续解吸。记录实验室大气压力和温度。5。1.2.3煤样称重当地面解吸结束后要进行煤样重量称量.注意：要将煤样盆去皮.称取二次煤样2份进行粉碎，每份煤样重量约120g左右。5。1。2.4粉碎解吸量在进行粉碎前要将小量程解吸玻璃管内充水，并检查气密性。然后将煤样放入粉碎机料钵内，压紧盖子。定时3-5min，开始粉碎。注意：一定要记录初始刻度和终止刻度。当两份煤样粉碎解吸量相差较大时，选用较大数据进行计算.5。1。2。5煤样水分测定首先要进行水平放置的调平，然后进行天平的调平，“0”刻度的校准,煤样的称量（除去砝码用煤样代替)，再进行水分测定.5。1。2.6数据处理及瓦17、斯含量计算采用DGC瓦斯含量直接测定装置配套计算软件进行可解吸瓦斯含量计算。5.1.3结果判定以上所测的煤层瓦斯压力、瓦斯含量任何一项大于临界指标,该煤层即为突出煤层，需采取区域防突措施进行处理.如所测数据均小于临界指标,则可直接掘进至距煤层垂距5m处在进行工作面突出危险性预测。5.2区域防突措施当预测揭煤工作面瓦斯压力P(Mpa）、瓦斯含量W（m3/t)任何一样超过临界指标,有突出危险时采取防突措施。采用瓦斯抽放措施进行区域消突处理。5。2.1瓦斯抽放泵选型根据隧道断面面积情况及相关经验数据采用两台2BEA-303型水环式真空泵进行瓦斯抽放。2BEA303型水环式真空泵最大抽放量48m3/m18、in,电机功率75Kw。5。2.2抽放瓦斯管路选择及敷设主管内径选取D主=200mm，支管内径选取D支=150mm,材质选用矿用PE管或无缝钢管。瓦斯抽放管路沿隧道边墙进行敷设.5。2.3抽放钻孔布置穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯，在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施钻孔，钻孔控制范围是:上帮控制轮廓线在12m，下帮轮廓线控制6m，开孔间距0.4m，终孔间距2m，深度按穿过煤层2m控制.具体布置与参数如下图所示.5.2。4瓦斯抽放为防止巷道瓦斯超限和发生瓦斯事故，钻孔施工完毕后,立即进行封孔,接上抽放泵进行抽放。瓦斯抽放系统运行前，必须对瓦斯抽放泵及管路系统进行全面检查维修.检查内容19、包括：瓦斯抽放泵电器设备的完好;正负压侧管路的密封，管路内的锈垢等情况，确认无问题方可正常运行.抽放过程中严格保护好瓦斯抽放管路（为方便识别，抽放管路涂红色防腐漆），严禁砸撞管路，一旦撞坏，应立即通知泵站司机停泵，及时汇报,进行处理。 5。3区域防突措施效果检验5.3。1效果检验根据相关经验数据，瓦斯抽放20天后可进行防突效果检验。煤层区域突出危险性防突措施选用残余瓦斯压力与残余瓦斯含量法、钻屑瓦斯解吸指标法进行检验。区域防突措施效果检验指标及临界值序号检验方法检验指标检验指标临界值备注1残余瓦斯压力及含量P(Mpa）0.74大于此值消突无效W（m3t-1)8大于此值消突无效2钻屑指标法h2（20、Pa）200（干煤）、160（湿煤）大于此值消突无效K1（ml/g。min1/2)0。5（干煤）、0。4（湿煤）大于此值消突无效在处理煤层布置5个检验测试点进行区域放突效果检验，分别位于要求预抽区域的上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于隧道轮廓线外边缘不大于2m的范围。检验孔布置如下图。效果检验采用DGC瓦斯含量直接测定装置测定残余瓦斯含量、采用MZJWF瓦斯突出综合预测仪测定钻屑指标法瓦斯解吸指标h2、K1值。DGC型瓦斯含量直接测定装置操作流程如5.1。2小节所述。MZJWF瓦斯突出综合预测仪用来测定瓦斯解吸指标h2、K1、钻孔瓦斯涌出初速度qm值以及煤的坚固系数f值等指标,预测21、工作面前方煤体的煤与瓦斯突出危险性和检验防止煤与瓦斯突出措施的防突效果。MZJWF也可用以测定防突超前钻孔的有效影响半径，采用先进传感器，完全实现计算机监测控制。整个测试过程根据计算机界面提示按动相应键就可完成,消除了人为因素对实验结果带来的误差，测试后的结果自动存储,并以曲线报表的形式打印输出。MZJWF瓦斯突出综合预测仪具体操作流程详见相关产品使用说明书。5。3.2结果判定当检测的残余瓦斯压力P（Mpa)值,残余瓦斯含量W（m3t-1)值，钻屑指标法瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时，区域防突措施无效,需继续进行瓦斯抽放直至残余瓦斯压力P（Mpa）值，残余瓦斯含量W（m3t1）值,钻屑22、指标法瓦斯解吸指标h2、K1全部合格后方可继续掘进,区域防突处理措施结束，掘进至距煤层垂距5m处停止掘进,进入工作面防突处理流程。5.4工作面5m时的防突处理隧道距煤层法线距离5m时，停止掘进，采用综合指标法、钻屑指标解析法预测煤层的煤与瓦斯突出危险性。5.4。1工作面突出危险性预测工作面突出危险性预测指标临界值序号检验方法检验指标检验指标临界值备注1综合指标法D0。25大于此值必须再次瓦斯抽放K20（无烟煤）、15（其他煤）大于此值必须再次瓦斯抽放2钻屑指标法h2(Pa）200（干煤）、160（湿煤)大于此值必须再次瓦斯抽放K1(ml/g.min1/2)0。5（干煤）、0.4(湿煤）大于此值23、必须再次瓦斯抽放5。4.1.1危险性预测工作面突出危险性预测采用MZJWF瓦斯突出综合预测仪测定综合指标D、K值以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值。检测方法如第5.3.1小节所述。5.4.1.2结果判定当检测的综合指标D、K值以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时,工作面防突措施无效,需继续进行瓦斯抽放直至综合指标D、K值以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1全部合格后方可继续掘进，工作面防突处理措施结束，掘进至距煤层垂距2m处停止掘进，进入工作面2m防突处理流程。5.4.2工作面防突措施综合指标D、K值以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时必须再次采取防突措施。继续采用瓦斯抽放措施进行24、5m工作面消突处理。瓦斯抽放流程、方法及要求同区域防突措施。5.4.3工作面防突措施效果检验5.4。3.1工作面防突效果检验工作面防突措施效果检验采用钻屑指标法与钻孔瓦斯涌出初速度法。防突措施效果检验指标及临界值序号检验方法检验指标检验指标临界值备注1钻屑指标法h2（Pa）200（干煤)、160（湿煤)大于此值必须再次瓦斯抽放K1(ml/g。min1/2)0.5（干煤）、0.4（湿煤）大于此值必须再次瓦斯抽放2钻孔瓦斯涌出初速度法Qm(L/min）4大于此值必须再次瓦斯抽放工作面防突措施效果检验采用MZJWF瓦斯突出综合预测仪测定钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值.检测方法25、如第5。3.1小节所述。在处理煤层布置5个检验测试点进行工作面防突效果检验，分别位于要求预抽区域的上部、中部和两侧,并且至少有1个检验测试点位于隧道轮廓线外边缘不大于2m的范围.检验孔布置如下图.距煤层法线距离5m时的校检孔布置示意图5。4。3。2结果判定当检测的钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时，工作面5m防突措施无效，需继续进行瓦斯抽放直至瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值全部合格后方可继续掘进,继续掘进后工作面5m防突处理措施结束，掘进至距煤层垂距2m处停止掘进,进入工作面2m防突处理流程。5。5工作面2m时的防突处理隧道距煤层法线距离226、m时,停止掘进，采用钻屑指标解析法与钻孔瓦斯涌出初速度法预测煤层的煤与瓦斯突出危险性。5。5。1工作面突出危险性预测5。5.1.1危险性预测工作面2m突出危险性预测指标临界值序号检验方法检验指标检验指标临界值备注1钻屑指标法h2(Pa)200（干煤）、160(湿煤）大于此值必须再次瓦斯抽放K1（ml/g。min1/2）0.5(干煤）、0.4(湿煤)大于此值必须再次瓦斯抽放2钻孔瓦斯涌出初速度法Qm（L/min)4大于此值必须再次瓦斯抽放工作面防突措施效果检验采用MZJWF瓦斯突出综合预测仪测定钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值。检验孔布置及检测方法如第5。3.1小节所述。527、。5。1.2结果判定当检测的钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时，工作面2m防突措施无效，需继续进行瓦斯抽放直至瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值全部合格后方可继续掘进。继续掘进后,工作面2m防突处理措施结束，在采取安全防护措施后可直接采用远距离放炮一次揭开掌子面上台阶煤层。5。5。2工作面防突措施钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项超标时必须再次采取防突措施。继续采用瓦斯抽放措施进行2m工作面消突处理。瓦斯抽放流程、方法及要求同区域防突措施。5。5。3工作面防突措施效果检验5.5.3.1工作面防突效果检验工作面防突措施28、效果检验采用钻屑指标法与钻孔瓦斯涌出初速度法.工作面2m防突措施效果检验指标及临界值序号检验方法检验指标检验指标临界值备注1钻屑指标法h2（Pa）200（干煤）、160（湿煤）大于此值必须再次瓦斯抽放K1(ml/g.min1/2)0。5(干煤）、0.4（湿煤）大于此值必须再次瓦斯抽放2钻孔瓦斯涌出初速度法Qm(L/min)4大于此值必须再次瓦斯抽放工作面防突措施效果检验采用MZJWF瓦斯突出综合预测仪测定钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值.检验孔布置及检测方法如第5.3.1小节所述。5.5。3。2结果判定当检测的钻孔瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值任何一项29、超标时，工作面2m防突措施无效，需继续进行瓦斯抽放直至瓦斯涌出初速度Qm以及钻屑瓦斯解吸指标h2、K1值全部合格后方可继续掘进.继续掘进后，工作面2m防突处理措施结束,在采取安全防护措施后可直接采用远距离放炮一次揭开掌子面上台阶煤层。掌子面上台阶安全揭煤后,下台阶的揭煤方法与流程与上台阶一致,不再敷述。六、爆破揭煤采用远距离爆破揭开煤层,由于隧道断面较大，在采取安全防护措施后,分上下台阶两次揭煤.在隧道石门揭开上台阶煤层8h后，方可进行清理浮煤矸和支护工作此时严禁清理原生煤体。如需清理原生煤体，必须先对原生煤体进行煤与瓦斯突出危险性预测预报，在预测为无突出危险工作面并在采取安全防护措施的前提下30、,方可清理原生煤体。隧道下台阶揭煤之前，再次进行工作面突出危险预测、防突措施、防突效果检验，方法同上，在无突出危险后进行下台阶揭煤，直至全断面揭开煤层为止。七、安全防护措施1、参加揭煤作业人员必须全部配带隔离式自救器.2、采取远距离震动爆破措施揭煤。所有人员撤离后放炮员必须在隧道外进行起爆。揭煤指挥组长在接到撤人、警戒、停电和全部爆破准备工作已完成的报告后,方可下达爆破命令.3、若未起爆成功，现场揭煤指挥长应立即责令将联接发爆器的放炮母线摘下，并扭接短路，同时指派专人在隧道口执行值班守护，禁止无关人员进入放炮警戒区域.并派架子队爆破员查找原因，救护队员带机监护。架子队爆破员到工作面检查时，先由31、救护队佩戴呼吸器进入检查瓦斯、氧气浓度，在存在缺氧或瓦斯浓度超过0.5%，必须立即向揭煤指挥组长汇报,请示恢复供隧道局部通风机电,待工作面瓦斯排放完毕后，方能进入工作面检查母线及联线情况。在查出原因并处理好后，必须向揭煤指挥组长汇报,重新进行停电工作和爆破作业。4、爆破后必须立即将爆破母线摘下，并扭接短路。并至少等待30min后，由值班的救护队员佩戴氧气呼吸器沿隧道检查瓦斯及顶板情况，并及时将现场情况向指挥小组汇报,确认安全后其余人员方可进入作业面进行其它作业。5、工作面2m石门揭煤爆破作业时，协议救护队现场带机值班。6、其它未尽事宜，严格按煤矿安全规程、防治煤与瓦斯突出规定及铁路瓦斯隧道技术规范等相关规范、规程办理.