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掘进措施

11采区轨皮联巷掘进安全技术措施

11采区轨皮联巷掘进安全技术措施

第一章 编制依据及概况

一、工程概况及编制依据

1、《煤矿安全规程》及《煤矿工人技术操作规程》。

2、《矿山井巷工程及验收规范》（GB213-90）、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-94）。

3、本单位现有设备和职工实际操作技术水平。

4、该巷道全长134.2m，我队仅施工11采区皮带上山至11采区轨皮联巷回风巷段，该段巷道长度为20m。

5、巷道的用途：

该巷道主要用于11采区通风和行人。

6、开口位置：

在11采区皮带上山低帮侧开口施工。

开口方位N286°31‘49”。

7、巷道断面形状及尺寸：

采用斜梯形断面：

底宽×中心高=4250mm×2500mm。

掘进断面积11.1m2，净断面积9.9m2。

二、巷道布置及断面见附图

第二章  地质说明书

1、概况：

11采区轨皮联巷开口位置在11采区皮带上山P7点前84.2m（斜距90.81m），底板标高-397.53m，按-14°坡度掘进。

地面为农田、许禹公路，地面标高+122.6m，邻近无采掘活动。

2、煤层情况：

煤层平均厚度5.4m，煤层结构简单，煤层倾角29°～31°，平均30°。

3、煤岩层顶底板情况：

直接顶砂质泥岩，厚度2.92m，灰黑色，厚层状，含植物化石，具白云母，上部夹细砂岩薄层，下部夹泥岩薄层；

老顶泥岩、砂质泥岩夹粉砂岩，厚度16.45m，为泥岩、砂质泥岩，灰黑色，见植物化石碎片，中间夹二层浅灰色中粒石英砂岩，以石英长石为主（从下向上依次1.71m泥岩，1.37m中粒砂岩，8.85m砂质泥岩，0.98m中粒砂岩，3.85m砂质泥岩）；

直接底泥岩，厚度1.35m，灰黑色，顶部含炭质较高，含植物根部化石；砂质泥岩，厚7.41m，灰黑色，上部含植物根部化石，下部夹细砂岩，具波状层理。

老底，细质砂岩，厚8.78m，以石英长石为主，面具白云母片及少量暗色矿物，含泥质条带，硅泥质胶结，波状层理明显。

4、地质构造情况：

据附近煤矿揭露煤层以及泉店矿副井筒，及轨道上山揭煤情况分析，煤层松软，且有遇水膨胀性。

受构造影响，局部地层离层，可能有掉顶现象，局部含有炭质泥岩伪顶，松软易垮落。

局部岩层倾角较大，达到32°，易冒落。

5、水文地质情况及探水情况：

根据以往地质工作，预计受煤层顶板砂岩影响，顶板有少量的淋水，煤层底有厚大细砂岩体，底板也会有一定量的出水。

最大涌水量30m3/h，正常涌水量5.1m3/h。

6、影响掘进的其它地质情况：

瓦斯1g/cm3,煤（矿）尘有爆炸性，煤的自燃，不自燃，地温7525℃，无地压显现，皮带上山和工作面回风侧回风流中的实际温度达到18～22℃。

第三章  施工方法及施工工艺

一、掘进方式及出货方式:

半煤岩或全煤巷道掘进时采用人工洋镐、风镐落煤，人工出货，刮板机、胶带输送机排矸,人工架棚,锚杆机打、装锚杆、锚索。

全岩时采用放松动炮施工（如果岩石较软，则尽量采用风镐施工），人工出货，刮板机排矸，人工架棚,锚杆机打、装锚杆、锚索。

使用7655型风锤，中空六角钻杆，“一”字型钻头打眼，MFB-200型发爆器，1～5段毫秒延期电雷管（不得跳段使用），煤矿许用3#小直径水胶炸药进行爆破。

二、循环进度的确定

一掘一排（棚），循环进尺为0.7m，控顶距不得超过0.9m。

架棚支护滞后迎头不得超过2.8m。

三、掘进施工工艺

1、掘进施工工艺：

交接班→隐患排查（顶板、瓦斯、工程质量、探头位置等）→煤层注水、注马丽散→风镐、手镐挖掘→临时支护带帽点柱→隐患排查→铺网、打锚杆、打锚索→挖腿窝→架棚→充填帮顶；

2、锚杆、锚索施工工艺：

将锚杆机（打顶部眼）、风钻（打帮部眼）、钻杆、钻头（φ28mm）准备好，风水管接齐，将锚索（杆）机搬至迎头，按钢带眼位打眼。

打眼时，一人操作锚杆机，一人扶钎稳钻杆并换钻头。

锚杆眼打齐2个后，将树脂药卷及锚杆装入锚杆眼，开动锚杆机搅拌，搅拌应先慢后快，时间不低于20秒，严禁将锚杆直接顶入眼底不搅拌或搅拌时间不够即停机。

待锚固剂凝固，等5分钟后，再开动锚杆机拧紧螺帽，如此依次将一排锚杆安装齐，一排施工完后再施工下一排。

每循环顶部支护好后再拆除临时支护。

眼打齐后应用扫眼器清除煤粉，装入树脂药卷及锚杆，插上搅拌器或锚杆机搅拌，待凝固后安上托板用力矩扳手拧紧螺帽。

打锚索时先找准位置，锚索眼施工工艺与锚杆眼相同，仅深度较深需套接多根钻杆，锚索眼打齐后，装入树脂药卷，插入锚索线，送锚索线时应注意轻送，防止药卷在中途被弄破

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。

药卷送入眼底后安上锚索搅拌器，开动锚索机搅拌，搅拌应由慢到快，时间不少于30秒，待树脂凝固后，取下搅拌器，等30分钟以后，上托板及锁具，用张拉千斤顶及手动油泵张拉锚索线，油泵压力达到35MP以后，方可回压卸下千斤顶，至此锚索施工完毕。

四、炮眼布置方式

1、全岩巷道时，且岩石较硬使用风镐挖不动时方可采用放松动炮的方式。

2、采用1.6m钎子打眼，掏槽眼布置方式为斜眼掏槽，布置在岩层中，巷道拱基线下以下。

五、炮眼布置三视图（见附图）

六、爆破说明

1、在施工时按照地测科给定的中腰线进行施工，施工时首先由验收员拉好中腰线，按爆破说明书，定好眼位进行打眼，打眼前先由技术较好的钻手打一个导向眼，眼内插炮棍或长钎子作为打眼角度的依据，打眼顺序为：

掏槽眼→辅助眼→帮眼→底眼→拱眼。

2、 爆破原始条件、

序号 名          称 单       位

1 瓦斯绝对涌出量 1.36—2.67m3/min

2 煤岩普氏系数 0.15—0.25

3 掘 进断面 9.77m2

4 钻 眼机具 7655钻机

5 炸 药种类 φ35*150mm*150g矿用3#乳化炸药

6 雷 管类别 1—4#毫秒延期电雷管

3、爆破参数

爆破顺序 炮眼

名称 眼号 眼深

（m） 炮眼角度 炸药消耗 雷管消耗 连线方式

    水平 垂直 Kg/孔 合计 发/孔 合计 

1 掏槽眼 1-6 1.8 730 90 0.33 1.98 1 6 

串

联

2 辅助眼 7-19 1.6 900 90 0.17 2.21 1 13 

3 周边眼 20-38 1.6 810 81 0.17 3.23 1 19 

4 底 眼 39-46 1.6 900 820 0.17 1.36 1 8 

合计  46     8.78  46 

4、爆破指标

序号 指标名称 单位 数量 序号 指标名称 单位 数量

1 炮眼利用率 % 94 5 每 米 煤 量 M3 9.77

2 每循环进尺 m 1.5 6 每米炮眼长度 m 49.9

3 每循环爆破实体矸        量 m3 14.6 7 每米炸药消耗量 Kg/m 5.85

4 每循环炮眼

总   长   度 m 74.8 8 每米雷管消耗量 发/m 31

七、爆破要求

⑴爆破后巷道尺寸符合设计要求。

⑵爆破后围岩震动小，利于维护成形。

⑶炮眼利用率高，爆破材料消耗量低。

⑷巷道宽度超挖中线一侧不超过100mm，不允许欠挖，不允许欠高。

⑸煤墙要求用洋镐刷平刷直严禁里出外进，严禁片帮。

⑹

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爆破块度要均匀，大小符合装岩要求，大块率小。

⑺爆堆集中，爆破高度和爆破宽度符合要求，飞石距离小，不能崩坏其它设备。

八、爆破措施

⑴严格按爆破图表说明书进行打眼、装药、连线、放炮。

⑵打眼之前，严格拉中线，标出巷道的边线，画出圆弧形轮廓线。

帮眼眼距均衡，上下一致。

⑶根据煤岩硬度适当增减炮眼装药量和周边眼的间距。

⑷施工过程中要坚持“五不”制度，即：

没有爆破图表不准定眼位，不定眼位不开钻，钻孔不合格不装药，装药不正确不起爆，爆破质量不合格不验收。

    （5）该巷道采用钻眼爆破法施工，爆破顺序全断面分次装药分次起爆。

    （6）施工工艺流程：

进行敲帮问顶→画轮廓→布置炮眼→打眼→检查瓦斯及其有害气体→找活矸→敲帮问顶，装药→找活矸→联线→检查瓦斯及其有害气体→放炮

九、打眼、装药、联线的施工工艺

   1、打眼的施工工艺

   掏槽眼→辅助眼→帮眼→底眼→拱眼

   2、装药的施工工艺

   第一步：

验孔。

在装药前用炮棍插入炮眼内，检查炮眼的深度、角度、方向和炮眼内的情况，不符合要求的炮眼应重打。

   第二步：

清孔。

待装药的炮眼，必须用压风管吹净炮眼内的煤、岩粉和水，清除煤岩粉堵塞，防止药卷不能密接或装不到眼底。

   第三步：

装药。

装药时要按照爆破说明书中的装药量和雷管的段数进行装药。

   第四步：

封孔，先把水炮泥放入眼内，再装粘土炮泥。

  十、爆破时应遵守的规定:

（1）从成束的电雷管中抽取单个电雷管时,不得手拉脚线硬拽管体,也不得手拉管体硬拽脚线,应将成束的电雷管顺好,拉住前端脚线将电雷管抽出.抽出单个电雷管后,必须将其脚线扭结成短路。

（2）装配起爆药卷时，必须遵守下列规定：

   ①必须在顶板完好、支架完整、避开电气设备和导电体的爆破工作地点附近进行。

严禁坐在爆炸材料箱上装配起爆药卷。

装配起爆药卷数量，以当时当地需要的数量为限。

   ②装配起爆药卷必须防止电雷管受震动、冲击，折断脚线和损坏脚线绝缘层。

   ③电雷管必须由药卷的顶部装入，严禁用电雷管代替竹、木棍扎眼。

电雷管必须全部插入药卷内。

严禁将电雷管斜插在药卷的中部或捆在药卷上。

   ④电雷管插入药卷后，必须用脚线将药卷缠住，并将电雷管脚线扭结成短路。

   （3）装药前，首先必须清除炮眼内的煤粉或岩粉，再用木质炮棍将药卷轻轻推入，不得冲撞或捣实。

炮眼内的各药卷必须彼此密接。

有水的炮眼，应使用抗水型炸药。

装药后，必须把电雷管脚线盘放在此眼口，严禁电雷管脚线、爆破母线与运输设备、电气设备以及机械等导电体相接触。

   （4）炮眼封泥应用水炮泥，水炮泥外剩余的炮眼部分应用粘土炮泥封实。

严禁用煤粉、块状材料或其他可燃性材料作炮眼封泥。

无封泥、封泥不足或不实的炮眼严禁爆破。

   （5）爆破母线和连接线应符合下列要求：

   a、煤矿井下爆破母线必须符合规程要求。

   b、爆破母线和连接线、电雷管脚线和连接线、脚线和脚线之间的接头必须相互扭紧并悬挂，不得与轨道、金属管、金属网、钢丝绳等导电体相接触。

   c、巷道掘进时，爆破母线应随用随挂。

不得使用固定爆破母线，特殊情况下，在采取安全措施后，可不受此限。

   d、爆破母线与电缆、信号线应分别挂在巷道的两侧。

如果必须挂在同一侧，爆破母线必须挂在电缆的下方，并应保持0.3m以上的距离。

   e、只准采用绝缘母线单回路爆破，严禁用轨道、金属管、金属网、水或大地等当作回路。

   f、爆破前，爆破母线必须扭结成短路。

   （6）装药前，必须检查工作面支护是否牢靠，检查

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放炮母线是否通电，炮眼布置是否符合爆破图表，工作面20米范围内的瓦斯浓度，都符合要求才准装药。

十一、爆破前后洒水降尘应做到以下标准

   1、掘进工作面爆破前必须对工作面２０m范围内巷道周边进行洒水冲尘。

   2、爆破时应在距工作面１０－２０m处安装风水喷雾器，水幕应能覆盖巷道全断面，并在爆破后连续喷雾１０min左右。

   3、爆破后出矸前，必须对距工作面２０m范围内的巷道周边和煤（岩）堆洒水，刮板机出矸过程中边装边洒（间隔时间不得超过10min）。

十二、爆破前警戒工作及保护设备有关规定

   1、爆破前班组长必须亲自布置专人在警戒线和可能进入爆破地点的所有通道上担任警戒工作。

   2、必须指定由责任心强的人当警戒员，不能由未经培训的工人担任，也不准许由爆破工兼任。

   3、警戒员必须在有掩护的安全地点进行警戒。

警戒线必须超过作业规程中规定的避炮安全距离。

   4、警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳。

   5、警戒员应配戴红色袖标，禁止其他人员进入爆破地点。

   6、警戒人员不准兼做其他工作，不准擅自脱岗，不准打盹睡觉、聊天。

   7、一名警戒员不准同时警戒两个通道。

   8、爆破地点较远或上、下山与平巷贯通，要多派一人去，待警戒员就位后，此人返回通知班组长，才能下令爆破。

   9、爆破后，警戒员要接到口头通知后才能撤回，不准事先约好信号，便私自撤回。

   10、井下爆破必须使用发爆器、发爆器或电力起爆接线盒必须采用矿用防爆型。

   11、每次爆破作业前，爆破工必须做电爆器的各项性能参数，并进行防爆性能检查，不符合规定的严禁使用。

第四章、巷道断面规格及支护方式

 一、巷道断面规格：

（一）、断面规格：

1、三岔门段：

自开口起1～8号棚，采用12#工字钢对棚支护，梯形断面；具体规格见附图。

2、掘进采用锚杆（索）网+12#工字钢对棚支护，为梯形断面：

底宽×中心高=4250mm×2500mm。

掘进断面积11.1m2，净断面积9.9m2。

（二）、永久支护：

1、锚杆、锚索支护：

锚杆间排距：

700×700mm，采用“3-5-5-3”形式布置，锚杆规格：

Φ20×2400mm，每根锚杆使用2卷Z2350型树脂药卷；安装在3300×178×5mm的W钢带上；锚索间排距：

1400×2100mm，采用“2-0-0-2”形式布置；锚索规格：

18.9×8000mm，每根锚索使用4卷Z2350型树脂药卷，使用300×300×10mm的铁托盘，锚杆锚索位置重叠时，只施工锚索不打锚杆，并打在钢带上。

2、架棚支护（三岔门后）：

架设12＃工字钢对棚支护，棚梁长3550mm，小帮棚腿长2090mm，大帮棚腿长3880mm；棚距（中-中）为700mm，棚间用木撑杆（小头Φ≮50mm硬木）撑紧，上、下帮及顶各两根。

顶梁撑木位置为梁挡板以里100mm，上下帮棚腿撑木为顶梁以下400mm及底板以上500mm各一根。

帮椽杆（小头Φ≮30mm硬木）间距250mm，上帮下帮各10根，两帮椽杆后用“双抗”网闭帮。

顶部背板采用6块Φ80～100mm,L=1000mm半圆木，间距500mm均匀放置。

3、三岔门的8对棚加打托梁锚索加固支护：

锚索安装在托梁上纵向布置，托梁规格：

12#工字钢L=1500mm，每根托梁上2根锚索。

二、临时支护及超前支护：

1、临时支护及超前支护的选择：

1）、先锚网支护时，使用单体带帽点柱作临时支护，当顶板松软破碎极易掉顶时，加打超前锚杆或超前撞楔支护。

点柱采用2.8m或3.15m外柱式单体，使用枕木作为点柱帽（规格：

1200×150×150mm）；锚杆为Φ20×2400mm螺纹钢锚杆；撞楔使用Φ30×2000mm或Φ30×3000mm的铁管；超前锚杆或超前撞楔支护时，间距不得大于300mm。

2）、先架棚支护时，使用吊挂式前探梁作临时支护，当顶板松软破碎极易掉顶时，加打撞楔作超前支护。

前探梁采用3根18kg/m轨道加工，长度不小于4m，数量3根。

2、临时支护及超前支护施工工艺：

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1）、临时支护施工工艺：

挖出毛断面后，首先进行敲帮问顶，用长度不小于2.5m及以上的长柄工具将危岩活矸或煤块找尽，采用单体带帽点柱临时支护顶板（先连网铺网，再打带帽点柱），然后在其下方打锚杆、锚索。

2）、超前支护施工工艺：

先用锚杆机打眼，然后装树脂药卷，注锚杆，锚杆（撞楔）要求从第一棚棚梁上方，向上前方打入顶板，Z2350树脂药卷2卷/眼（架棚紧跟迎头时，撞楔从第一棚棚梁腿上方打入顶板，尾端置于第二棚棚梁下或腿内侧）。

3、临时支护及超前支护的要求：

1）、使用带帽点柱作为临时支护时，必须有防止点柱滑倒的措施，须在点柱上方使用8＃铁丝或链条的一端将其捆牢，另一端系在棚梁上。

2）、打超前锚杆、超前撞楔控制顶板时，超前锚杆、撞楔上仰角度为150，Z2350树脂药卷1卷/眼。

超前锚杆、撞楔间距≯300mm，其外露不得超过600mm。

三、永久支护技术质量要求：

1、架工字钢对棚施工质量要求：

1）、12#矿工钢梯形对棚距迎头距离不得超过2.1m；当顶板较破碎时，架棚支护必须及时跟到迎头。

2）、架棚棚距700㎜，误差不超过±100㎜。

3）、水平巷道不得前倾后仰，1m垂线不大于17㎜，倾斜巷道迎山角为巷道坡度的1/6～1/8，误差不大于0.5°,严禁退山；

4）、柱窝必须挖至实底，虚底下须穿鞋；

5）、支架不得淋肩、迈步、凉牙、喝风等现象，必须达到“亲口接”。

支架梁水平度偏差不超过50mm，扭距不超过100㎜；

6）、掉顶、空帮、空肩窝处，必须用半圆木（规格：

1/2Φ100×1000mm）、接上劲，或用矸石、煤块或阻燃性编织袋装煤矸充填实，高冒处用半圆木按“井”字垛的方式接实（紧贴棚子的一层必须顺巷道方向）。

7）、金属网之间必须压茬搭接，搭接长度为100mm，所有网搭茬处均用14＃铁丝双股绑扎牢固，绑扎间距为200mm。

8）、网片长边沿巷道横向布置，不得调斜。

确保前后上下压茬为100mm；必须预留150mm，与下茬网压茬，顶、帮部的网要互相搭接，并用14＃铁丝双股进行绑扎。

注意保护压茬处的锚杆丝扣；要提高联网质量，要求采用14#铁丝双股绑扎，间距200mm。

2、锚杆（索）施工技术质量要求：

1）、采用锚杆机打眼及安装锚杆、锚索。

2）、锚杆间排距严格按设计要求施工，间距误差不超过±100mm，排距误差不超过±100mm。

3）、锚杆应垂直于岩面，与岩面的夹角不小于75°。

4）、锚杆托板应紧压钢带及金属网贴紧岩面。

5）、锚杆螺母必须拧紧。

顶部锚杆安装时螺母的预紧力矩不应小于120N.m；锚固剂凝固15分钟后，顶部锚杆用锚杆机重新紧一遍。

6）、顶部锚杆锚固力不得小于21Mpa。

顶部锚索预紧力不得小于45Mpa。

7）、锚杆端部必须推至孔底，尾端露出螺母不小于20mm不大于50mm。

8）、严格控制钻孔深度，钻孔深度误差不超过±50mm。

9）、锚索间排距应严格按设计要求施工，间距误差不超过±150mm，排距误差不超过±100mm，在拨门、贯通、大断面硐室、断层前后及顶板破碎带等处锚索应适当加密。

锚索外露不超过300mm。

10）、顶部钢带垂直中线，调斜不得超过200mm。

11）、施工时加强顶板岩性观测，如发现顶板破碎或锚杆、锚索生根位置岩性变软，要及时加强支护并汇报调度和生产技术科。

第五章、主要生产系统及施工设备

一、主要生产设备

设备名称 型号 单位 使用量 备用量 合计 备注

风煤钻  台 1 1 2 

风锤 7655 台 2 1 3 

局 扇 FBDN6/2×30KW 台 2 2 4 

锚杆机 MQT-130 台 3 2 5 

风 镐  台 4 2 6 

刮板机 SGB/420/40S 台 2  2 

注浆机  台 1  1 注马丽散

二、下料、出煤（矸）系统

（一）、下料系统：

地面→副井→井底车场→-540m西翼轨道运输石门→-11采区轨道上山→11050上顺槽→11采区皮带

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上山→11采区轨皮联巷→工作面迎头。

（二）、出煤（矸）系统：

工作面→11采区轨皮联巷→11采区皮带上山→11采区煤仓→-540m西翼轨道石门→井底车场→副井→地面。

（西翼上仓斜巷皮带运转后：

工作面→11采区轨皮联巷→11采区皮带上山→11采区煤仓→西翼上仓斜巷→主井煤仓→主井→地面）

三、压风、供水系统

地面→副井→-540m西翼轨道石门→西翼回风石门→西翼上仓斜巷→11采区皮带上山→11采区轨皮联巷→工作面

四、供电系统：

（见附图）

第六章  ＂一通三防＂管理及安全监测

一、通风设施及风量的确定

（一）、通风及监测设施

（1）通风路线

   新鲜风流：

地面→主井→西翼上仓斜巷（通过2×30KW对旋式风机）→11采区煤仓通风行人上山→11采区皮带上山→11采区轨皮联巷→工作面

   乏风流：

工作面→11采区轨皮联巷→11采区皮带上山→11050上顺槽→11050上顺槽回风通道→→11采区回风上山→西翼回风石门→风井→地面

   附：

通风系统图

 　　2）、东翼上仓斜巷与该巷道掘进形成一次串联通风，具体安全技术要求见串联通风安全技术措施。

3）、风量及风机的确定

 　 ⑴按照绝对瓦斯涌出量计算：

  Q=100×q绝×K

   式中：

Q---掘进工作面的需风量，m3/min；

   q绝-----掘进工作面瓦斯的绝对涌出量，m3/min；

   K—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，一般取1.5～2.0

 Q=100×1.5×1.5=225（m3/min）

     ⑵按照人数计算：

  Q=4N

   式中：

4----每人每分钟所需要的风量；

   N----掘进工作面同时工作的最多人数；

   Q=4×20=80（m3/min）

　　（3）按炸药量计算

 Q=25A

   式中：

A—掘进工作面一次爆破使用的最大装药量；

   Q=25×8.78=219.5m3/min）

　（4）风速校验

   240×9.77=2344.8≥225≥0.25×9.77×60=146.55

   式中：

9.77--巷道的断面；

   0.25---《煤矿安全规程》规定煤巷的最高风速4m/s

　　⑷局扇的选型

    Q局=1.05×225=266

   Q局—局扇的工作风量

   1.05---局扇风量与掘进工作面风量之比

   根据以上计算，工作面实际最大需风量是225m3/min，符合《煤矿安全规程》规定的要求，故选择FBDNO6/2×30型风机，该风机供风量为230-390m3/min,配备直径600毫米胶质阻燃风筒即可满足设计要求。

二、通风防瓦斯

1）、工作面风量不得小于每人4m3/min。

2）、工作面进风流氧含量不低于20%，CO2浓度不超过0.5%，工作面空气温度不得超过26℃。

   3）、局部通风机必须配备双风机双电源、三专两闭锁装置，能自动倒台,专人管理。

每班设专人检查使用情况,发现问题立即处理。

   4）、无论交接班或工作,通风地点不准随意停风，停风时要有专项措施，否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入。

   5）、因检修等原因停电时，恢复通风前，必须有生产科、安检科、机电科、总工程师审批的恢复通风措施，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局扇及其开关周围10m内，风流中瓦斯浓度不得超过0.

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5%，方可人工开动局部通风机，恢复正常通风。

停风区中瓦斯浓度超过1%和二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度或二氧化碳浓度不超过3.0%,必须采取安全措施,控制风流排放瓦斯。

最高瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制定安全排瓦斯措施，报矿技术负责