二采区轨道下山规程.docx

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二采区轨道下山规程

第一章工作面基本概况

第一节工作面井上下及煤层对应关系

1、巷道名称：

二采区轨道下山。

2、地表位置：

位于沁柏公路以北山峦，参照井上下对照图。

3、巷道用途：

满足二采区采、掘工作面运输设备、材料之用。

附：

巷道平面布置图（见后附表五）

第二节工作面上下左右四邻关系、采掘情况及影响

所布置二采区轨道下山位于二采区胶带下山以北40m。

现二采区轨道、胶带两条巷道端头均开掘位于2203胶带顺槽以东30m位置；二采区回风下山端头现已超越2203胶带顺槽70m，与二采区胶带、轨道下山端头多40m；以东、以南至矿界均未开采，以北2201综采工作面现正在开掘各条顺槽1500余米，未形成综采条件。

根据附近所掘巷道显现，二采区轨道、胶带、回风下山三条巷道均揭露无碳柱，围岩不稳定。

二采区轨道、胶带下山两巷道在揭露无碳柱前分别沿2#煤层开拓30m、7m；二采区回风下山在揭露无碳柱前未揭露2#煤层。

现二采区轨道、胶带、回风下山均为半圆拱形巷道、锚网喷支护。

第二章地质情况

第一节煤层赋存特征

根据附近已开拓巷道和设计资料显示，所计划开拓二采区轨道下山将初按-5º坡度前掘、后按设计院提供坡度穿越无碳柱、岩层开拓施工。

开采的山西组中下部2#煤层位于二采区轨道下山下部，赋存稳定，平均厚度为2.1m，含两层夹矸，分为三个自然分层，煤岩类型以亮煤为主。

暗煤次之，夹镜煤及丝炭条带，煤质为PSM。

附：

煤岩层综合柱状图。

第二节地质构造情况

依据地质资料分析，该巷次级单斜构造——总体走向西北高、东南低的单斜构造。

地层倾角：

东西向一般-3°～-8°；南北向4°～6°。

根据附近所开拓巷道揭露情况，无断裂构造，亦无岩浆岩侵入，属次一级褶曲，地质构造应属简单类型（I类）。

第三节预测瓦斯、火、煤尘情况

1、矿井绝对瓦斯涌出量：

38.58m³/min，相对瓦斯涌出量：

9.26-10.28m³/T。

炮掘工作面绝对瓦斯涌出量：

1.255m³/min。

2、钻孔涌水量：

0.31L/S；单位涌水量0.24mL/S。

3、煤（矿）尘爆指数：

煤尘爆炸指数：

15.64%～19.1%。

第四节水文地质情况

根据矿井水文地质报告资料，所掘巷道为第四系沙砾孔隙含水层，上下石盒子组砂岩裂缝为含水层组，山西组碎屑裂隙为含水层所突出起的灰岩均为含水层，预计掘进过程中会有裂隙水、岩层水渗入巷道。

据目前附近所开拓巷道段顶、底板暂无淋水、涌水现象，但也应备好抽水设备及保持水沟畅通，及时对工作面进行排水。

第三章巷道布置情况

第一节巷道简述

本次前掘施工的二采区轨道下山从其端头——2203胶带顺槽斜巷口以东5m处初按-5º坡度施工、后按设计院提供坡度、方位角104º前掘二采区轨道下山，开拓长度600m。

在实际开拓过程中，根据设计要求在适当位置开掘措施巷口或顺槽预留口。

二采区轨道下山断面规格均为4.5×3.65（净宽×净高）m，半圆拱形锚网喷联合支护；墙高1.4m，拱半径2.25m，喷浆厚度150mm。

联络巷断面规格均为3.0×2.8（净宽×净高）m，半圆拱形锚网喷联合支护；墙高1.3m，拱半径1.5m，喷浆厚度150mm。

施工时遇断层或无碳柱等特殊地质构造时，施工方位不变、坡度根据地质构造确定坡度进行施工，断面和支护形式根据变更设计施工。

第二节施工顺序

1、施工前在二采区轨道、胶带下山间二采区第二联络巷内安装40型刮板机一部与二采区胶带下山40型刮板机搭接、90B耙岩机一部；在该巷内2203胶带顺槽斜巷口以西20m附近巷道顶部吊挂安装好局扇和所有监控、机电等设备。

2、安装完成后，从二采区轨道下山端头按方位角104º、设计坡度前掘二采区轨道下山达设计长度。

3、在适当位置根据设计要求开掘措施巷口，达设计长度后停掘。

4、继续按按设计坡度、方位角104º前掘二采区轨道下山。

第三节巷道中腰线布置

巷道中、腰线按上述要求给定。

所掘巷道距离小于50m段可采用柔性线绳控制中线。

所掘巷道直线距离大于50m，均采用激光指向仪控制中、腰线方位。

提供中线为正中，距两帮净宽均为2.0m（指二采区回风下山巷道，不包括联络巷巷道）；控制腰线的激光点距顶板高度0.8m。

除激光点控制巷道腰线外，在巷帮两侧距底板高度1.3m位置用红色喷漆每间隔5m标定一腰线。

第四章巷道支护

第一节支护设计结论说明

巷道开口位置和联络巷交叉口均必须采取锚索补强措施加强支护，不少于4根。

锚索规格Φ15.24×8600㎜。

第二节永久支护

1、二采区轨道下山支护形式（稳定岩层中支护形式）：

1.1、顶板支护：

锚杆形式、规格及锚固方式：

杆体为Ф20等强锚杆，长度2.2m，杆尾螺纹M20，树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1000mm。

托板：

采用拱型高强度托盘，规格Φ120×10mm。

锚杆角度：

靠近巷帮的顶板锚杆安设角度为与垂线成20°角，中部垂直顶板。

网片规格：

采用ф6冷扎钢制作经纬金属网护顶，规格为2.0×1.0（长×宽）m。

毛梁（钢带）：

采用Φ12圆钢制作，规格：

长度2.5m，间距50㎜，按800㎜间距焊接50×50㎜方格用于固定锚杆之用，钢带与锚杆排距平行布置。

锚杆布置：

锚杆排距800mm，间距800mm，9根锚杆。

锚索形式与规格：

锚索材料为Ф15.24mm、1×7股高强度低松驰预应力钢绞线，长度5500mm；树脂加长锚固，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固，钻孔直径Ф28mm，锚固长度1600mm。

锚索布置：

每5m打一根锚索，锚索安装在顶板正中，锚索托板为250mm×250mm×10mm。

1.2、巷帮支护

锚杆形式、规格及锚固方式：

杆体为Ф16等强锚杆，长度1.8m，杆尾螺纹M16，树脂加长锚固，采用一支锚固剂，规格为K2335，钻孔直径为28mm，锚固长度为600mm。

托板：

采用拱型高强度托盘，规格Φ80×8mm。

网片规格：

采用ф6冷扎钢制作经纬金属网护顶，规格为2.0×1.0（长×宽）m。

毛梁（钢带）：

采用Φ12圆钢制作，规格：

长度2.5m，间距50㎜，按800㎜间距焊接50×50㎜方格用于固定锚杆之用，钢带与锚杆排距平行布置。

锚杆布置：

锚杆排距800mm，间距800mm，4根锚杆。

2、喷射混凝土支护：

2.1、喷射混凝土强度C20，喷厚150㎜，32.5#水泥：

石子：

沙配合比1：

2：

2，速凝剂掺量6%。

2.2、按《煤矿井巷工程质量检验评定标准》每50m到指定单位进行混凝土试块、锚杆、锚固剂等材料的试验检测，并出具试验报告。

施工中每30m沿巷道一周布置1组（7眼）喷浆层检查孔，并留设一组中、腰线点。

3、穿越无碳柱或其它地质构造支护形式：

3.1、拱部采用Ф12圆钢自制钢带配合锚杆支护，顶部锚杆仍为：

杆体为Ф20等强锚杆，长度2.2m，杆尾螺纹M20，树脂加长锚固，采用两支锚固剂，一支规格为K2335，另一支规格为Z2360，钻孔直径为28mm，锚固长度为1000mm。

锚杆间距为0.6m、排距0.6m。

3.2、墙部仍采用Φ12圆钢制作毛梁支护，规格：

长度1.5m，间距50㎜，按800㎜间距焊接50×50㎜方格用于固定锚杆之用，毛梁与锚杆（规格Ф16×1800mm）排距0.6m平行布置。

锚杆间距为0.6m、排距0.6m。

3.3、钢筋网仍采用ф6冷扎钢制作经纬金属网全段面铺设，规格为2.0×1.0（长×宽）m。

网与网搭接长度为200mm，5#铅丝绑扎牢实。

3.4、顶部锚索支护：

仍使用规格为Ф15.24mm、1×7股高强度低松驰预应力钢绞线，长度5500mm；树脂加长锚固，采用一支K2335和两支Z2360树脂药卷锚固，钻孔直径Ф28mm，锚固长度1600mm。

锚索呈三花（菱形）布置：

中部一根布置时要位于巷道正中，其利用W钢带孔支护；两根平行布置时以巷道中线为分界，向两侧各0.6m，其每根布置时也充分利用W钢带孔支护。

锚索间距1.2m、排距3.0m。

3.5、喷浆厚度仍为150mm。

其它为要求部分仍按岩石稳定段支护形式支护。

4、二采区轨道下山支护材料清单（另附）

第五章矿压监测

第一节观测对象

观测对象为二采区轨道下山锚网支护巷道。

第二节观测内容

锚杆支护巷道的矿压监测分为综合监测和日常监测，前者的主要作用是验证和修改锚杆支护初始设计，后者主要是用于监测巷道安全，包括巷道表面位移、锚杆受力、顶板离层监测及螺母拧紧力矩四部分内容，队组要设专人管理，并建立台帐。

第三节观测方法

1、矿压监测仪器

名称

型号

数量

厂家

锚杆拉拔仪

LDZ-400

2台

泰安正阳机械有限公司

锚杆力矩扳手

KG-M

1个

北京开采所

顶板离层指示仪

WBY-10

24个

离层仪安装杆

2套

钢卷尺

5m

4

外购

皮卷尺

50m

1

外购

日常监测包括三部分内容：

锚杆锚固力抽检，顶板离层监测和锚杆预紧力矩检测。

2、锚杆锚固力抽检

巷道掘进施工过程中安排专人，按不小于10%的比例和不大于两天的时间间隔对锚杆锚固力进行抽检，抽检时只做非破坏性拉拔，现场检测，高强度锚杆拉拔加载至80KN为止。

发现不合格的锚杆要及时补打，并将抽检结果记录好。

3、顶板离层监测

顶板离层采用顶板离层指示仪进行监测，离层仪安装采用B19中空六方接长锚杆，Ф29mm钻头，用锚杆钻机在巷道中线打垂直钻孔，深度6.0m；用安装杆将深部基点锚固器推入孔中，直至孔底，抽出安装杆后，手拉一下钢绳，确认锚固器已固定住，用安装杆推入浅部基点锚固器至2.4m处，抽出安装杆后，用手拉一下钢绳确认锚固器已固定住，然后安装好孔口套管，最后对准刻度，先将浅部基点刻度（A刻度）坠与孔口套管下边缘对齐，将其绳卡卡死并截去多余钢绳，再将深部基点刻度（B刻度）坠与A刻度坠下边缘对齐，将绳卡卡死，并截去多余钢绳，记录好初始读数。

安装时，应昼使深部测筒、浅部测筒读数为零，正负误差不应大于5mm。

顶板离层指示仪安装位置距迎头不得大于15m，否则无法捕捉离层的全过程，浅部基点锚固器一定要准确定位，为此可提前在安装杆上作好标记，安装后，两个刻度坠均应处于自由悬垂状态，不得有任何卡阻现象（即离层指示仪孔必须垂直顶板打设，深、浅部测筒不得被网片卡住，影响测坠的自然下垂）。

巷道每隔50m要安设一个离层指示仪，在巷道交岔点、断面变化处及过断层前后必须安设顶板离层指示仪，且同一条巷道内只能安装同一种型号的顶板离层指示仪，并要挂牌管理。

在距掘进工作面50m内，每班观测一次顶板离层值，并做好记录。

50m以外，除非离层松动仍有明显增长的趋势，一般可停止读数，改为观察两个刻度坠的颜色，频率为每周一次，由跟班队干和班长负责观察，以便及早发现异常情况，确保安全，并建立观测台帐当班验收员如实填写，便于数据分析。

离层指示仪以红、黄、绿三颜色表示顶板离层松动的严重程度，绿色表示离层值小，处于稳定状态；黄色表示离层值已达到警戒值；红色表示顶板离层松动值较大，已进入危险状态，必须采取处理措施。

具体措施为：

离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围及时补打锚杆或锚索；当顶板离层值进入危险区时，及时汇报矿领导，并采取相应安全措施；每月对综合监测数据进行分析总结。

4、锚杆预紧力矩检测

锚杆预紧力矩检测采用力矩扳手，巷道施工过程中要安排专人。

每小班抽检一组（3根），锚杆预紧力矩顶部不得小于100M.m、帮部不得小于80M.M，若其中一个螺母扭矩不合格，将其重新拧紧即可，若有两个或两个以上不合格，应将本班安装的所有螺母重新拧紧一遍，并做好相应的记录。

5、在顶板离层仪安装点、距工作面10m处分别悬挂顶板离层仪、锚杆、锚索检测牌板，并认真填写，原始记录要存挡。

第四节数据处理

1、责任单位：

项目部安全科，责任人：

跟班安全员。

2、数据分析与处理

2.1、在观测过程中，若发现离层值进入警戒区内时，要停止掘进，对该测站前后20m范围内及时补打锚杆或锚索的措施进行加固，并及时与设计部门联系对锚杆设计参数进行修改。

2.2、在观测过程中，若发现离层值进入危险区内时，应由矿总工程师召集有关科室分析原因，并及时采取相应的安全措施。

2.3、在地质条件发生变化时，缩短测站距离，加大观测频度。

2.4、每月对监测数据进行分析总结，做出分析报告。

有异常时，及时提交相关领导与部门负责人，并及时修改锚杆支护设计参数。

第六章掘进施工方式

第一节工艺流程

1、炮掘：

采用全断面两次起爆的方式掘出——即一次起爆掏槽、扩帮眼，第二次起爆辅助、周边眼、底眼。

一次钻眼，一次装药起爆，严禁一次钻眼一次装药，分次起爆。

1.1、打眼采用气腿式凿岩机，2.5m长中空六棱钻杆，合金钢钻头。

1.2、放炮器材：

采用矿用三级乳化炸药、毫秒延期电雷管，MBF-200型电容式起爆器。

1.3、打眼方法：

根据巷道中腰线及炮眼布置图，用尖镐找好眼位，然后进行打眼，打眼必须采用湿式打眼。

1.4、装药、联线和放炮：

按爆破说明书的规定装药、联线和放炮。

1.5、装运岩（煤）方式：

工作面采用90B耙岩机耙岩（煤），其尾部安装40型刮板机与二采区第二联络巷40型刮板机搭接。

岩（煤）经40型刮板机、二采区第二联络巷40型刮板机、二采区胶带下山40型刮板机和1000型皮带至主煤仓、主斜井皮带外运出口。

二采区轨道下山向东开拓长度大于100m时再增加刮板机或铺设一部800型皮带，尾部搭接一部40型刮板机进行运输岩（煤）。

1.6、施工顺序：

打眼→装药→洒水→放炮→洒水→临时支护→运料及出矸→永久支护。

1.7、爆破要求：

1.7.1、采用光面爆破。

1.7.2、掏槽眼眼距700mm，眼号1-6（共6眼）；扩槽眼眼距700mm，眼号7（共1眼）；辅助眼眼距500mm，眼号8-23（共16眼）；周边眼眼距250mm，眼号24-47（共24眼）；周边眼眼距250mm，眼号48-56（共9眼）；全断面共56个炮眼。

1.7.3、掏槽眼每眼装5卷（1kg）炸药；扩槽眼每眼装2卷（0.4kg）炸药；辅助眼每眼装5卷（1kg）炸药；周边眼每眼装2卷（0.4kg）炸药；底眼每眼装5卷（1kg）炸药，每眼需1发雷管。

全断面成巷共需消耗矿用三级乳化炸药41kg、毫秒延期电雷56发。

1.7.4、炮眼采用水炮泥、粘土炮泥封口，每眼装水炮泥2袋。

封泥长度0.8-1m。

1.7.5、严禁放糊炮、明炮。

1.7.6、爆破循环进尺2.0m，日进尺6.0m，炮眼利用率80%。

爆破后最大空顶距2200mm，最小空顶距400㎜。

爆破后挂网、支设锚杆控顶距1800㎜。

1.7.7、放炮后及时收起放炮母线，不得吊挂于巷帮。

2、锚杆支护施工工艺

2.1、打顶锚杆挂帮网：

临时支护完毕后，安排专人将顶帮刷平刷齐，然后根据设计要求打顶板中部锚杆，再打设其他锚杆，并及时将帮网挂好。

在打锚杆时，也可以根据实际情况，先打一侧后打其他锚杆。

2.2、帮锚杆打设要求同顶锚杆。

2.3、联网：

网与网相互搭接100mm，用5#铅丝捆扎。

锚杆紧固完毕后，把帮、顶网片联好，尤其是帮、顶搭接处。

铺网要紧贴煤壁，联网网丝拧紧不少于2-3圈，并梳理成瓣。

2.4、锚杆安装工艺

2.4.1、顶锚杆用锚杆钻机钻孔、安装一次完成，两帮锚杆用帮锚杆钻机钻孔、安装一次完成。

2.4.2、顶锚杆及两帮上部锚杆钻眼安装时，需搭设工作台。

在工作面一帮竖好铁梯，然后放上架板。

架板厚度不少于50mm，宽度不少于300mm，并保证架板无断裂现象。

2.4.3、顶锚杆采用Ф29mm钻头，液压锚杆钻机和钻杆完成。

先用1.2m短钻杆，然后换用2.5m的长钻杆。

钻孔时，先使钻头插入相应的钢筋托梁孔中，然后开动锚杆机打眼，孔头钻到预定深度后下缩锚杆机，同时清孔。

孔深要求不超过规定的0～50mm。

2.4.4、两帮锚杆打设采用帮锚杆，Ф27mm钻头，2.5m长的钻杆，钻孔方法同顶锚杆钻孔方法，钻孔必须清理干净。

2.4.5、上锚固剂：

锚杆孔钻好后，放入树脂药卷，锚杆杆体套上托板，带上螺母，杆尾通过安装器与锚杆钻机机头连接，杆端插入已装好药卷的锚杆孔内，升起锚杆机，将药卷送到孔底，利用锚杆机搅拌树脂药卷，搅拌时间按厂家要求严格控制，搅拌过程要连续，中途不得中断。

2.4.6、旋紧螺母，停止搅拌后等待1分钟左右，利用锚杆钻机拧紧螺母，使锚杆具有一定的预紧力，拧紧力矩不少于100N.M。

锚杆排距误差不超过设计的±50mm。

2.4.7、锚杆应紧跟掘进头及时支护，最小空顶距不超过0.4m，当顶板破碎时应适当缩小空顶范围和锚杆排距。

2.5、锚索安装工艺：

根据现场实际情况，锚索应及时安装，锚索离工作面距离最大不超过2m。

采用液压锚杆钻机配合B19中空六方接长锚杆和Ф29mm双翼钻头钻孔，孔深控制在6000±30mm，孔钻好后，先放入一个K2335速凝药卷，然后放入两个Z2360中速药卷，插入锚索将树脂药卷推到孔底，锚索下端的专用搅拌器与锚杆钻机连接，开机搅拌，先慢后快，待锚索全部进入钻孔后，采用全速搅拌15～20s。

停止搅拌后等待1分钟，收缩锚杆机，卸下搅拌器，搅拌后锚索外露长度应控制在300mm，装上托板、锁具，用张拉千斤张紧锚索至设计预紧力80～100KN之后卸下千斤。

第二节作业方式

1、根据巷道围岩情况，采取“两掘一喷”作业方式——即两个班爆破掘进，一个喷浆支护。

每循环爆破成巷后及时挂网、支设锚杆，第三班必须初喷浆（厚度50mm）支护。

复喷在耙岩机后（即据工作面端头25——30m后）与工作面呈平行作业方式进行施工

2、炮掘

附：

炮眼布置图和爆破说明书（见后附表十二、十三）。

第三节循环进尺

1、正常作业时：

一个循环掘2.0m。

2、临时支护：

采用Ф200mm、长度3.4m圆木支设在实地或大岩石上加强临时支护。

特殊地质条件下，缩小控顶距。

第四节装运矸方式

工作面采用90B耙岩机耙岩（煤），其尾部安装40型刮板机与二采区第二联络巷40型刮板机搭接。

岩（煤）经40型刮板机、二采区第二联络巷40型刮板机、二采区胶带下山40型刮板机和1000型皮带至主煤仓、主斜井皮带外运出口。

二采区轨道下山向东开掘100m时靠巷道南帮同样铺设一部800型皮带机用于运输岩（煤），尾部搭接一部40型刮板机进行运输岩（煤），90B耙岩机前移至工作面。

随着工作面的延伸，延接刮板机中部槽或延伸800型皮带。

第七章生产系统

第一节一通三防系统

一、风量计算：

1、压入式通风工作面所需要风量或风筒出风口的风量

（1）按炮烟被稀释到允许浓度计算：

Q压=7.8/T×√A（SL）²

其中：

T——通风时间，取30min。

A——工作面一次爆破的最大炸药用量，取34.6kg。

S——巷道净断面积，取14.2m²。

L—掘进巷道的通风长度，L值的确定以L稀=400A/S米来计算。

L稀—从掘进工作面至稀释炮烟到安全浓度的距离。

L稀=400A/S=400*34.6/14.2=974.6m>400m所以L取400m

Q压=7.8/T×√A（SL）²=7.8/30×√34.6（14.2*400）²=270m³/min

（2）按瓦斯涌出量计算：

Q压=Q瓦/CХK

其中：

Q瓦—掘进工作面的瓦斯涌出量，取1.255m³/min

C—掘进巷道中风流的瓦斯允许浓度，取1%。

K—掘进工作面瓦斯涌出不平衡及风量备用系数，取1.8-2.0。

Q压=1.255/1%Х2.0=251m³/min

（3）按人数计算：

Q压=4N

其中：

N—工作面同时工作最多人数，取20人。

4—每人每分钟不低于4m³/min的配风量。

Q压=4*20=80m³/min

根据计算结果，取270m³/min作为工作面所需风量。

2、风速验算：

V=Q压/60S

其中：

V—巷道内实际风速，取0.25-4m/s

Q压—井巷道通风净断面所需风量。

S—井巷道通风净断面积，取14.2m²。

V=Q压/60S=270/（60*14.2）=0.32m/s。

V在0.25-4m/s范围内，故风速符合要求。

二、局扇选型

采用FBDNO6.3型矿用防爆风机、功率为2×18.5KW，该风机供风量为380-550m³/min,根据计算结果及工作面实际通风需要，该风机符合要求，风机采用压入式通风，局扇安设在二采区轨道下山内距2203胶带顺槽联络巷斜巷口以西10---15m进风巷中。

三、按局扇吸风量计算配风量

Q需=Q吸+15S

Q需=270+15×14.2=483m³/min,所以局扇前应配风483m³/min。

1.2通风线路、通风设备设施及其管理

1.2.1、通风方式：

采用局部压入式通风。

1.2.2、通风线路：

初掘巷道，风机安装吊挂在二采区轨道下山内距2203胶带顺槽联络巷斜巷口以西10---15m适当位置巷道顶部北侧吊挂。

新鲜风流经主斜井、撒煤巷、东轨道巷、二采区轨道大巷至局部通风机，泛风流经工作面、二采区第二联络巷、二采区回风下山、第一集中回风巷、回风立井排出地面。

附：

通风系统示意图

1.2.3、通风设备设施：

FBDNO6.3（2×18.5kw）对旋式风机两台（一台备用）；直径为600㎜的柔性胶质抗静电强力风筒700m。

1.3、局部通风机安装及管理要求

1.3.1、局部通风机安装位置：

初掘巷道时，局部通风机和启动装置安装吊挂在二采区轨道下山内距2203胶带顺槽联络巷斜巷口以西10---15m适当位置巷道顶部北侧吊挂。

随着工作面的延伸，措施巷开通，通风系统的形成，局扇前移至适当位置安装。

1.3.2、风筒吊挂方式：

风筒必须采用抗静电、阻燃风筒，悬挂采用8#或10#铅丝，风筒接口要反压边，严密不漏风，逢环必挂，保证平直，不准随便拆开、损坏风筒。

风筒出口到工作面掘进头距离不得大于5m。

风筒吊挂高度不低于2.0m。

1.3.3、局扇通风管理要求：

1.3.3.1、局部通风机实行三专供电（专用变压器，专用开关、专用线路），掘进工作面应按设三闭锁（风电闭锁、瓦斯电闭锁、故障电闭锁）设施，当局部通风机停止运转或掘进巷道内瓦斯超限时，能立即切断局部通风机供电巷道中的一切非本质安全型电源。

1.3.3.2、开工前局部通风机必须安设局扇双电源自动切换装置，实现双风机双回路电源自动切换。

开工前，必须先安装好局扇，保证正常供风，方可进行开口作业。

工1.3.3.3、局部通风机必须设专人负责，并持证上岗，实行挂牌管理，管理人员要在管理牌板上签字，并执行现场交接班制度。

1.3.3.4、局部通风机必须保证24h连续运转并对主副风机开关、切换装置等都标识清楚。

管理单位必须建立局扇管理台帐和检查维护记录。

每天进行一次切换试验。

1.3.3.5、严禁同时打开二采区胶带下山与2203胶带顺槽回风斜巷风门、二采区回风下山间四道调节风门或长时间打开一道风门，施工人员必须爱护通风设施，通过风门后要随手关闭风门。

风门前后5m范围内、风门中间不许堆放物料，发现风门或风筒损坏，应立即向通风科汇报，及时安排人员进行处理。

1.3.3.6、局部通风机每天必须安排专人进行日常检查维护，必须及时填写相关记录。

1.3.3.7、局部通风机在井下连续运转一个月，由使用单位的机电工至少检修一次；局部通风机累计运转达六个月时，必须上井由矿机电维修单位进行检修。

1.4、工作面有计划停风措施

1.4.1、有计划停风要规定停风时间，并派专人办理相关手续。

在班前会上学习此项措施，值班队干、机电队长负责检查措施的落实情况。

局部通风机停电停风前，跟班队干负责将停风区的人员撤至措施巷，并安排专人进行警戒，设置明显警示标志，防止人员误入；局部通风机停电、停风后，局部通风机管理人员要立即向安全通