掘进工作面作业规程炮掘.docx
《掘进工作面作业规程炮掘.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《掘进工作面作业规程炮掘.docx（40页珍藏版）》请在冰点文库上搜索。
掘进工作面作业规程炮掘
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》所掘巷道为4-3煤2302运输顺槽，位于4-3煤回风大巷西侧。
二、巷道用途
用于4-3煤302工作面回采主运服务。
三、巷道性质
本巷道为顺4-3煤层沿煤层底板向下900mm掘进巷道。
四、设计施工长度、服务年限
4-3煤2302运输顺槽设计长度为1191.00m。
服务期限：
至4-3煤302工作面回采结束。
计划开工时间：
2012年月日
工程
名称
设计工量（m）
拨门方位（°）
坡度（°）
支护
形式
断面（m2）
开工日期
掘
净
2302运输顺槽
1191.00
255°00′00″
锚
杆
11.3
11.3
第二节编写依据
一、编写本规程依据
1、《煤矿安全规程》及《煤矿掘进操作规程》
2、《聚隆煤矿煤炭资源整合实施方案开采设计》
3、《聚隆矿业有限责任公司煤矿储量检核说明书》
二、经过审批的设计及批准时间
本规程所掘巷道施工的依据是《聚隆煤矿4-3煤2302运输顺槽开凿平、剖、断面图》，批准的时间为2011年12月。
三、地质说明书
本规程所掘巷道地质资料的依据是聚隆煤矿揭露实测的地质资料。
第二章地面相对位置及地质情况
第一节地面相对位置及邻近采区开采情况
一、巷道对应地面标高
该巷道对应地面标高为+1128m～+1208m，巷道标高为1075m～+1080m。
对应地表于阴弯梁一带，地貌为山峰和沟谷，无民房建筑，无大的水体及河流。
二、与邻近巷道位置关系
该巷道与4-3煤回风大巷相连，掘进对临近工作面无影响。
三、煤尘及煤层的自燃
区内各煤层均属低变质烟煤，煤尘爆炸指数远大于10%，煤尘具有爆炸的危险性。
在煤层开采及掘进过程中，应引起足够重视。
根据还原样燃点与氧化燃点之差值△T1-3℃及还原样燃点T1℃判断，各煤层属易自燃着火煤层。
四、地温
区内地温情况正常，属“无热害区”。
五、水灾
随着上部煤层的不断开采，采空区面积逐步增大，空区内积水相对增多，故在掘进过程中要严格遵守“有疑必探，先探后掘”的原则。
第二节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数（f）
4-3煤层全区分布，位于延安组第二段中部，地表未出露。
煤层一般厚度1.28～1.60m，平均1.44m，厚度变化不大，属稳定的全区可采薄一中厚煤层。
4-3煤层结构简单，一般不含夹矸；底板标高1070～1089m，埋深176～22m；距下部4-4煤层平均间距13.38m。
附2-1-3主要可采煤层特征一览表
煤层
编号
煤层厚度（m）
最小～最大
平均
煤层结构
煤层间距（m）
最小～最大
平均
可采程度
3-1
2.60～3.34
2.90
结构简单，一般不含或局部含一层夹矸。
局部可采
40.94～45.13
43.07
4-2
2.92～3.73
3.24
结构较简单，一般含一至二层夹矸。
基本全区可采
12.72～24.47
16.20
4-3
1.28～1.60
1.44
结构简单，一般不含夹矸。
全区可采
8.88～15.32
13.38
4-4
0.70～0.94
0.83
结构简单，一般不含夹矸。
大部可采
31.49～40.10
36.38
5-2
2.74～5.68
4.39
结构简单，一般不含或局部含一层夹矸。
全区可采
2、煤与瓦斯涌出情况
根据2008年1月2日陕西省煤炭工业局对Z19整合区内神木县麻家塔乡大河湾煤矿等4个小煤矿矿井瓦斯等级鉴定结果的批复（陕煤局发[2008]2号）：
瓦斯（CH4）相对涌出量为0.63~1.86m3/t，绝对涌出量为0.30~0.54m3/min；二氧化碳（CO2）相对涌出量2.18~4.90m3/t（见表3-7），均为低瓦斯矿井。
四、巷道围岩分类
巷道为半煤岩巷，下部900mm为泥岩，围岩分类为Ⅲ类。
第三节地质构造
整合区内岩土体工程地质大致分为三大类型五个岩层组，第一类为土质岩类，包括有黄土及红土组构成的土层；第二类为软弱岩类，包括有烧变岩组和煤岩组；第三类为半坚硬岩类，包括有粉砂岩、泥岩互层岩组和砂岩组。
一、巷道岩层产状要素
我矿井田范围内4-3煤层为近水平煤煤层。
二、该区域岩石普氏分类及系数
根据张家峁井田勘探资料分析，整合区内各煤层顶底板以粉砂岩为主，泥岩次之，局部为细粒砂岩，岩体较完整，属不稳定—较稳定型（?
—?
），局部为稳定型（Ⅲ）。
第四节水文地质
一、含（隔）水层和水文地质勘探类型
（一）含（隔）水层水文地质特征
1．第四系全新统冲积层（Q
）孔隙潜水含水层
仅分布于考考乌苏沟两侧河漫滩及一级阶地上，厚2~10m，水位埋深1~5m。
据张家峁井田勘探资料，单位涌水量0.405L/s.m，渗透系数5.2m/d；水质为HCO3—Na·Ca型，矿化度0.42g/L，为中等富水含水层。
2．第四系全新统风积沙（Q
）孔隙潜水含水层
分布于区内北部梁峁上，厚2~10m，风积沙结构松散，孔隙大，透水性强，仅在低洼地带易形成孔隙潜水，区内未见泉水出露，为弱富水层。
3．第四系中更新统离石组（Q2l）孔隙潜水含水层
广布于区内梁峁区，为浅黄灰色亚粘土及亚沙土，一般厚5~15m，夹数层古土壤和钙质结核层，柱状节理发育，其下有上新统红土层存在时，在雨季可形成上层滞水，但很快便以泉及潜流的形式排泄殆尽；在缺失红土层的地段，于低洼处及沟脑部位常与风化带潜水构成统一的含水层。
总之，黄土层仅局部含水，水量微弱。
4．新近系上新统保德组（N2b）红土隔水层
出露于沟脑两侧，一般厚5~30m，红土均一致密，可塑性强，透水性差，是区内良好的隔水层。
5．侏罗系中统延安组（J2y）裂隙潜水含水层
主要由中细粒砂岩、粉砂岩、泥岩和煤层组成若干韵律层，含水层为砂岩，但其裂隙不甚发育，富水性较差，为弱含水层。
据张家峁井田勘探资料，单位涌水量一般为0.00043~0.0011L/s.m，渗透系数0。
0.00025~0.020m/d。
水质为HCO3—Ca·Mg或Cl—Ca·Mg型，矿化度0.28~0.73g/L。
6．烧变岩含水层
区内3-1煤层烧变岩广布于中部和北部，4-2煤层烧变岩分布范围小，仅位于东北角。
烧变岩中裂隙孔洞大，利于地表水、大气降水的渗入和地下水的流泄，其厚度一般15~30m。
区内烧变岩位于黄土梁峁区，受补给条件限制，含水量少，仅在局部地形低洼、隔水底板凹陷地段含有裂隙孔洞潜水。
（二）水文地质勘探类型
区内地质构造简单，断裂不发育，为以裂隙含水层为主、富水性极弱的水文地质条件简单矿床，即二类一型。
第三章巷道断面及支护
第一节巷道布置
1．2302运输顺槽长1191.00m，自4-3煤回风大巷（37439985.2620，4323723.3350）点处以255°00′00″方位施工，巷道沿煤层底板（起底900mm）掘进。
2．断面：
设计1-1断面为矩形，采用锚杆支护，净宽×净高=4.8m×2.5m，掘宽×掘高=4.8m×2.5m，S净=12m2，S掘=12m2。
（见附图-巷道断面图）
4．临时供水管距离底板1.5m，风筒距离底板2m，均吊挂在巷道右帮（面向迎头）；电缆距离底板1.8m，电缆钩间距1m，吊挂在巷道左帮。
5．巷道平面布置示意图：
见附图-巷道平面布置图。
第二节矿压监测
一、监测内容
每施工30~40m做一组锚杆抗拔力试验。
二、监测及抽查方法
做锚杆抗拔力试验时，一组中只要有一根锚杆锚固力或抗拔力没有达到设计要求，即视为不合格，须再抽查一组，如仍不合格，则必须查明原因，并对该组锚杆前后10m巷道全部检查并补打。
第三节支护设计
一、巷道永久支护
1.支护设计
根据巷道围岩性质和矿井已施工的巷道受压及变形等情况，巷道采用锚杆支护。
2.支护材料
Φ18mm×1800mm左旋无纵筋螺纹钢端头锚固锚杆、MSK23/50树脂药卷、120mm×120mm刚托盘。
3.支护参数
锚杆垂直岩层层面或巷道轮廓线，间、排距为900mm，锚杆间排距偏差不超过±100mm，锚杆外露长度不大于50mm，不小于15mm。
4.最大空顶距
永久支护（锚网支护）距离碛头最大不得超过2m。
5.锚固力
锚固力不小于100KN。
见附图-锚杆支护说明图
第四节支护工艺
（一）锚杆安装
1．锚杆安装工艺
（1）在临时支护下先打正顶锚杆孔，并安装好锚杆，接着打两边锚杆孔和其余锚杆孔，并安装好锚杆。
打锚杆时，必须打一个锚杆孔后立即安注好一根，严禁将全部锚杆孔打好以后再进行安注。
锚杆施工由外向里，逐排进行，即先打第一排然后打第二排。
。
（2）打锚杆眼前，首先严格按中线检查巷道断面规格，不符合设计要求时必须先进行处理，锚杆眼位置要准确，眼位误差不得超过±100mm，眼向误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，打眼时应在钻钎上做好标志，严格按锚杆长度打锚杆眼，钻孔深度允许误差不超过50mm。
（3）安装锚杆前，应将眼孔内的积水、煤（岩）粉用压风吹扫干净。
吹扫时，操作人员应站在孔口一侧，眼孔方向不得有人，然后将锚固剂送入眼底。
随后将锚杆插入眼内，使锚杆顶住锚固剂，外端头套上螺帽，用带有专用套筒的锚杆安装机卡住螺帽。
开动煤电钻旋转将锚杆旋入锚固剂进行搅拌，直至锚杆达到设计深度，搅拌旋转大于35s后，卸下螺帽，上好托盘，拧上螺帽。
12min后，拧紧螺帽给锚杆施加一定预紧力，锚杆安装应牢固，螺帽紧固有力，托板边方向与巷道方向尽可能保持一致，避免歪斜。
2．锚杆孔施工应遵守以下规定：
（1）锚杆孔孔深和角度应符合设计要求，孔向应垂直巷道顶板或顶板岩层层理，轴向偏差在15°以内。
（2）顶部锚杆采用顶板锚杆机钻孔，帮部采用风锤钻机帮锚钻机钻孔。
（3）锚杆间、排距严格按设计要求施工，误差不得超过±100mm。
（4）锚杆端部必须推至孔底，尾端露出垫板长度为30~50mm，露出螺帽不少于三丝。
锚杆应尽可能垂直巷道轮廓线的切线或主要岩层面,夹角不小于75°。
3．锚杆安装应遵循以下规定：
（1）锚杆安装要求使用快速接头进行安装，搅拌时间不得低于标准要求；Z型（中速）锚固剂20～30秒，K型（快速）锚固剂10～15秒，严禁不经搅拌将锚杆直接扎入眼底。
（2）锚杆安装的预紧力矩：
采用快速安装工艺时，螺母的拧紧力矩不应小于140N.m。
（3）上托板时间：
K型锚固剂5分钟，Z型锚固剂15分钟；托板应紧贴巷壁，紧固螺母时，应用扭力扳手拧紧。
（4）.对锚杆支护巷道每隔一定时间要进行一次巡回检查，对顶板、煤帮失效的锚杆要及时补打，对托板松动的应及时紧固。
4．严格检查控制锚杆支护材料材质，由于时间过长或受潮已经生锈的锚杆、弯曲变形的锚杆、过期或硬化的树脂锚固剂等不合格材料，严禁使用。
5．锚杆必须贴顶、帮打，不得打造形锚杆，以增强支护效果，如果需要造型，里面的一层锚杆垫板必须贴岩面打。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、掘进方式
采用炮掘法施工。
二、施工顺序
先从副斜井过4-3煤平巷点A0（37439985.262，4323723.335）处以255°方位拔门，于4-3煤回风大巷贯通后，在4-3回风大巷点A1（37440015.306，4323731.382）处以255°方位拔门施工到结束。
第二节施工方式
一、施工方式
采用打眼爆破的方式破岩。
1．打眼机具：
采用煤电钻。
2．降尘方法：
湿式打眼、水炮泥装药、装货前洒水、爆破时使用喷雾，爆破后冲洗巷帮。
3.掘进采用普通钻爆法施工，采用煤电钻打眼。
爆破采用矿用Ⅱ号水胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型发爆器起爆。
4.每次打眼深度不低于2m。
周边眼眼距严格控制在400mm范围之内。
严格控制装药量，预留光爆层。
二、运输方式
本工作面煤、矸分装分运，采用20装载机装煤，由无轨胶轮车直接运到地面。
三、施工流程
（一）、凿岩设备及工器具
配备电煤钻打眼，配以手镐，铁锤，铁锹，风镐等。
（二）、工艺流程
锚杆支护：
安全检查→打眼→装药、联线→爆破（煤）→安全检查→出货（煤）→安全检查临时支护→打锚杆→安全检查→联线→爆破（起底900mm）→安全检查→出货（矸石）→刷帮→成巷。
第三节爆破作业
掏槽方式
掏槽方式为楔子掏槽法，周边眼与设计轮廓距离为200mm。
爆破器材
使用2#硝胺炸药，药卷规格为Φ32mm×200mm，质量为150g，段发雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。
装药结构
全部炮眼统一采用正式连续柱状装药，装药是要小心将药卷从炮眼送到眼底，不得装错雷管短号，不得弄断雷管脚线，有水时要使用防水套，以免炸药受潮。
起爆方式
爆破网络采用串联法，一次装药必须一次全部起爆。
炮眼布置三视图及说明书（见附图、附表）
炮眼布置及装药量
炮眼
序号
炮眼
名称
炮眼长
度/米
炮眼深
/米度
装药量
角度/（°）
爆破
顺序
连线
方式
卷/眼
合计/kg
水平
垂直
1～4
掏槽眼
2.27
2.2
上4，下5
2.7
75
Ⅰ
串
联
7～8
底眼
2
2
3
0.9
5
Ⅱ
5～6
周边眼
2
2
3
0.9
75
Ⅲ
9～12
顶眼
2
2
3
1.8
75
Ⅳ
13～15
起底眼
2
2
4
1.8
5
二次起爆
合计
29.08
54
8.1
预期爆破效果
序号
名称
单位
数量
1
炮眼利用率
%
85
2
每循环巷道进尺
m
1.7
3
每循环爆破实体煤
m3
15.3
4
炸药消耗量
kg/m3
0.53
5
每米炸药消耗量
kg/m
4.76
6
每立方米雷管消耗量
个/m3
1.02
7
每米雷管消耗量
个/m
9.18
8
每循环炮眼总长度
m
29.08
第三节管线敷设
1．采用打眼埋设螺栓固定电缆钩。
2．电缆分类吊挂平直、整齐。
3．电缆钩每隔1.0m一个，电缆垂度不超过50mm。
4．风水管路接口严密，不得出现漏风、漏水现象。
水管距迎头30m范围内使用高压胶管，30m外使用2寸铁管，要随迎头及时延长，以备迎头正常用水。
5．风筒逢环吊挂（施工队必须每隔5m打一个吊挂眼），距迎头不大于5m。
6．管路吊挂平直、牢固，并采取防腐措施。
7．迎头风、水带和电缆应盘放整齐，煤巷、半煤岩巷距迎头不大于10m。
8．管路吊挂整齐；每50米标识一处，使用白底红字，并用箭头标注流体运动方向；管卡必须用漆漆成统一颜色：
供水管路漆成绿色，供风管路漆成黄色，排水管路漆成银灰色，“一通三防”管路漆成黑色。
9．管路采用管路挂钩吊挂整齐；挂钩必须长度一致，采用φ16×1000mm的左螺旋无纵筋等强锚杆配合锚固剂固定在巷道帮部并水平成线，每两个管路挂钩吊挂间距不超过4m。
管路距离底板应符合断面图要求，铺设要平直，管路吊钩应尽量托在管路的接头处，杜绝跑冒滴现象。
10．管线吊挂整齐，电缆按监测、通讯、信号、低压、高压顺序自上而下分档吊挂，垂度适当。
电缆钩上下固定平直，高差不超过30mm。
巷道内小线达到2根及以上时，必须使用白色的小线专用吊皮统一吊挂，间距均匀。
第四节设备及工具配备
设备及工具配备表
序号
设备、工具名称
规格型号
单位
数量
备注
1
煤电钻
MZ—1.2
台
2
备用1台
2
开关
QC83—80
台
1
3
综保
KSGZ—2.5/0.4
台
1
备用2台
4
局扇
FBCD30KW
台
2
备用1台
5
铁镐
G10
部
6
备用2部
6
无轨胶轮车
WC15/150
台
10
7
激光指向仪
台
1
8
20铲车
台
1
第五章生产系统
第一节通风
一、通风方式及供风距离
（一）．通风方式：
采用压入式通风。
（二）．供风距离：
1200m
二、风量计算
（一）、按炸药使用量计算
Q1=500AK/T=500×8.1×1.3/20=265m3/min
A为一次爆破最大装药量8.1，K为通风系数为1.3—1.5（取1.3），T为放炮后通风时间20min。
采用掘进机施工，不进行爆破作业。
（二）按瓦斯涌出量进行计算
Q2＝100×q瓦×K掘通/c＝100*0.43*1.8/1.0＝78m3/min。
q瓦为瓦斯相对涌出量，K掘通为瓦斯涌出不均匀和风量备用系数，一般取1.5～2.0，取1.8。
C为工作面回风流中允许的最大瓦斯含量,取1.0。
本矿为低瓦斯矿井，瓦斯相对涌出量0.43m3/min。
（三）按人数计算
Q3=4n=4×30=120m3/min
式中：
4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取30。
铲车配风量，30马力需风量为30*4＝120m3/min，第二台配风量为120*0.75＝90m3/min
经对照最大需风量：
260m3/min
（四）按局部通风机的实际供风量计算
Q＝Q局×I＝400×0.7＝280m3/min
（五）风量、风速验算
V＝Q/60/S=280/60/11.3≈0.41（m/s）
根据以上计算，配风量为260m3/min,按风速验算校核如下：
0.25m/s＜0.41m/s＜4.0m/s在允许的最高、最低风速之间，符合要求。
所以风量按260m3/min确定。
三、局部通风机的选型及安装地点
（一）．风筒选择
选择直径为Ф500㎜胶质抗静电、阻燃的柔性风筒。
（二）．风机选择
根据以上计算结果，选用功率为FBD№6/2×15KW的对旋风机二台，其中一台备用。
（根据FBD№6/2×15KW风机性能，其吸风量为400m3/min～500m3/min），供风量为280m3/min。
风机实行双风机、双电源自动切换装置。
（三）．安装地点
局扇位置：
设在副斜井过4-3煤平巷—4-3煤回风大巷联巷中距巷口10m位置以外。
局扇安装高度距底板不低于300mm。
四、通风系统
新鲜风流：
副斜井→局扇→风筒→迎头。
乏风流：
施工迎头→4-3回风大巷→风井→地面
通风系统示意图（见附图）
第二节压风
压风系统采用移动螺杆式空压机进行供风，空压机参数为20m3/min。
空压机设在联巷或调车硐室内，安装在距工作地点不超过1000m位置处。
压风管路采用2寸钢管，接头用法兰连接。
第三节瓦斯防治
1．通风部门瓦斯检查员必须加强现场瓦斯检查，严禁空班漏检，弄虚作假，发现瓦斯超限，立即停止该施工地点作业。
掘进工作面瓦斯浓度及二氧化碳检查次数每班至少检查三次，查瓦斯的间隔时间要均匀，间隔时间不能过大或过小。
2．掘进工作面风流中瓦斯浓度达到0.8%时，必须停止工作；爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到0.8%时，严禁爆破。
3．瓦斯测定范围：
距巷道顶帮底各为200mm的巷道空间内的风流。
4．掘进工作面及其他作业地点风流中、电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.0％时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。
5．掘进工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。
6．掘进工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。
7．掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。
8．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0.8%和最高二氧化碳浓度不超过1.5%，且局部通风机及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度都不超过0.5%时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。
9．停风区中瓦斯浓度超过0.8%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。
10．停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。
第四节综合防尘
一、防尘供水管路由地面高位水池用3寸铁管引副斜井过4-3煤平巷，再用2寸铁管接至距迎头20m左右。
二、供水管路每隔50m应设有单独控制闸阀及软管，用于灭火及防尘。
。
阀门必须随时能够正常使用，设置的水阀门严禁随意拆除，损坏的阀门必须及时更换。
第五节防灭火
防灭火系统同防尘系统。
第六节安全监控
一、便携式甲烷检测报警仪（以下简称便携仪）的配备和使用
1．队长、技术员等管理人员下井时，必须携带便携仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象（报警点为1％）必须进行处理。
2．当班跟班队长、班组长下井时，必须携带便携仪，并悬挂在距迎头3m的回风侧，报警时，停止工作并进行处理。
3．流动电钳工下井时，必须携带便携仪，在检修地点20m范围内检查甲烷浓度，仪器报警时不得通电或检修。
二、甲烷传感器及甲烷断电仪的配备和使用
1．掘进工作面瓦斯传感器设在非风筒侧距工作面≤5m，严禁悬挂在风筒头和风筒漏风处,报警点为≥0.8%、断电点为≥1.3%、复电点为＜0.8%，断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
2．掘进工作面回风甲烷传感器安设在掘进工作面距回风口10～15米，报警点、断电点均为≥0.8%，复电点为＜0.8%；断电范围为掘进巷道内全部非本质安全型电气设备。
3．传感器要垂直悬挂,悬挂位置：
距顶板（顶梁）不大于300mm，距巷道壁不小于200mm，巷道顶板坚固、无淋水地点。
洒水时注意保护，严禁淋水。
4．为保证安全监控仪器设备正常运行。
安全监控设备必须定期进行调试，校正。
每月至少1次，甲烷传感器每7天必须使用校准气样和空气样调校1次，每7天必须对甲烷超限断电功能进行测试。
5．井下安全监控设备发生故障时，必须及时处理，在故障期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障登记表。
6．通风区监测队必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常，使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，并将记录和检查结果报检测值班员，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，采取安全措施，并必须在8小时内对各种设备调校完毕。
7．井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向通风调度汇报。
8．通风部门安全监控中心站必须实时监控全部采掘工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态，值班人员必须认真监视监视器所显示的各种信息，详细记录系统各部分的运行状态，负责打印监测报表，报矿长和技术负责人审阅，监测中心值班人员接到报警后，值班人员必须立即通知通风调度和矿调度。
9．施工单位人员若发现传感仪报警，必须及时撤除巷道内所有的施工人员到进风巷的新鲜风流中，并及时联系瓦检员、安监员，经瓦检员检查无安全隐患，并经同意后方可继续进入巷道迎头施工，严禁强行施工。
设备型号及参数见供电系统图。
供电系统图（见附图）
第八节排水
巷道施工时，临
升级会员 