《1033回风下山掘进作业规程新版.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《1033回风下山掘进作业规程新版.docx（64页珍藏版）》请在taowenge.com淘文阁网|工程机械CAD图纸|机械工程制图|CAD装配图下载|SolidWorks_CaTia_CAD_UG_PROE_设计图分享下载上搜索。
1、贵州松河煤业发展有限责任公司松河东一井（合么珠）1033回风下山掘进作业规程 编 制 人：编制单位：松河东一井（合么珠）编制时间：2015年11月18日贵州松河煤业公司合么珠井区技术方案（措施）审批表技术文件名称1033回风下山掘进作业规程主持人地点：日期：参加会审人员职 务签 名职 务签 名编 制 人生产副矿长安全副矿长 机电副矿长 总工程师矿 长 会 审 意 见总工程师意见：矿长意见：目 录第一章 概况.5 第一节 概况.5 第二节 编写依据.5第二章 地面相对位置及地质情况.6 第一节 地面相对位置及临近采区开采情况.6 第二节 煤（岩）层赋存特征.6 第三节 地质构造.9 第四节 水文
2、地质.9第三章 巷道布置及支护说明.11 第一节 巷道布置.11 第二节 矿压观测.11 第三节 支护设计.12 第四节 支护工艺.15第四章 施工工艺.17 第一节 施工方法.17 第二节 凿岩方式.18 第三节 爆破作业.19 第四节 装载与运输.22 第五节 管线及轨道敷设.22 第六节 设备及工具配置.23第五章 生产系统.23 第一节 通风.23 第二节 压风.26第三节 瓦斯防治.26第四节 综合防尘.28 第五节 防灭火.29 第六节 安全监控.29 第七节 供电.31 第八节 排水.32 第九节 运输.32 第十节 照明、通讯和信号.32第六章 劳动组织及主要技术经济指标.33
3、 第一节 劳动组织.33 第二节 循环作业.34 第三节 主要技术经济指标.35第七章 安全技术措施.36 第一节 “一通三防”.36 第二节 顶板.38 第三节 爆破.40 第四节 防治水.45 第五节 机电.48第六节 运输.51第七节 其它.55第八章 灾害应急措施及避灾路线.56第一节 灾害应急措施.56第二节 避灾路线.62第九章 附则.63第一章 概 况第一节 概 况一、巷道名称本作业规程掘进的巷道为：合么珠井区主平硐往下+1685 -1635水平，主平硐东面1033工作面回风下山（简称1033东翼回风下山）掘进工作面。二、掘进目的及用途掘进的目的是：为3号煤层1033回采工作面的
4、生产运输、回风与行人服务。三、巷道设计长度和服务年限巷道设计长度：170米，工程量共计：170m。掘进方位与坡度：掘进方位角230，坡度（延煤层掘进）19-23。 服务年限：与3#煤层1033回采工作面同期。四、预计开、竣工时间经矿有关领导决定：本掘进工作面计划自2015年11月底组织开工，预计2015年12月竣工，工期1个月。第二节 编写依据 一、公司下达的年度计划及井区的年度、月份回收计划 二、有关法律法规 现行矿山安全法、煤矿安全规程、煤矿安全技术操作规程、煤矿井巷工程质量检验评定标准及井巷工程质量及验收规范、防治煤与瓦斯突出规定、防治水规定等。 三、松河公司与合么珠井区有关安全管理制度
5、和安全技术规范。第二章 地面相对位置及地质情况第一节 地面相对位置及临近采区开采情况 地面相对位置及临近采区开采情况见下表所示。 井上下对照关系情况表水平、采区一采区工程名称1033回风下山地面标高+1850+1750井下标高+1685m-+1635m地面相对位置、建筑物、水体及其它1033工作面位于本矿矿区东翼方向，地表为高山，地面无建筑物及河流、水库、水塘、水田等水体，无小煤窑。井下相对位置对掘进巷道的影响1033回风下山在主平硐东侧，其上部为1031工作面采空区，预计有部分积水，掘进巷道可能会受采空区积水影响，巷道掘进有突水危险，掘进过程中要严格执行“有掘必探，先探后掘”的防治水原则。临
6、近采掘情况对掘进巷道的影响3#煤层为该采区的最上部煤层，顶部未受采动影响，其它对本掘进工作面的施工无影响。第二节 煤（岩）层赋存特征本矿井3号煤层属于倾斜煤层，煤层倾角1923，平均22，倾向西南230。3号煤层下距6号煤层51.76米。1033工作面3号煤层的赋存特征分别见表2、表3。图1-2-1 煤系地层柱状图表2 煤层特征情况表指 标数 值备 注煤层厚度/m2.12.5米，平均2.2米。煤层倾角（）1923，平均22煤层硬度/1.0煤层层理中等发育煤层节理中等发育自然发火情况类绝对瓦斯涌出量（m3/min）0.10.65煤尘爆炸指数有爆炸性地温（C）1517，一般为16瓦斯含量（m3/t
7、）9.83地 压无冲击地压 表3 3号煤层顶底板情况表顶 底 板岩 石 类 别厚度(米)顶板伪 顶沙岩、粉砂质泥岩00.1直接顶粉砂质泥岩、泥质粉砂岩1.82.4基本顶粉砂质泥岩、细砂岩2.55.0底板伪 底泥岩0.00.1直接底泥岩、炭质泥岩4.24.7基本底泥质粉砂岩、炭质泥岩3.54.1第三节 地质构造 根据矿井开拓实际揭露资料，该区域为单斜状构造，局部有小断层存在，但断层对采掘活动影响较小。第四节 水文地质 见：表4 1033工作面水文地质说明书 表4 ：1033工作面水文地质说明书概况煤层名称3号水平名称一水平采区名称一采区巷道名称1033回风下山地面标高（m）+1850+1916工
8、作面标高（m）+1685-1635地面概况构造侵蚀山地地貌，中部高南北两端低，飞仙关组地层分布地段地形较陡，煤系地层分布地段地形较缓井下位置及四邻采掘情况该巷（面）位于3号煤层1685-1635水平，上部1685水平往上是1031外上山与总回风平硐联通。设计长度（m）170煤层总厚度1.65m煤层结构块状、颗粒状为主煤层倾角21煤层情况本矿煤层属中灰、低硫高发热量焦煤，平均煤厚1.65m。煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度（m）顶底板岩性特征直接顶粉砂岩、泥岩2.0煤层顶板为粉砂岩、泥岩，其上覆老顶细砂岩，为半稳固性岩石，稳固性较好，要防止冒顶。老顶细砂岩2.5-5直接底泥岩、粉砂质泥岩4.
9、5底板为泥岩、粉砂质泥岩遇水易膨胀。老底粉砂岩3.5-4.5地质构造情况该工作面范围地质构造简单，根据地质资料分析，该面无大断层。水文地质情况及防治水措施该掘进头主要受上部采空区的影响，掘进过程中预计将会有少量积水渗出到施工巷道。施工过程中需长探短掘，掘进过程中清挖好排水沟，并保持畅通，工作面积水必须及时排出。正常涌水量0.5m/h最大涌水量5m/h影响掘进的其它地质或自然因素瓦斯煤层相对瓦斯涌出量：Q相=5-12.89m/吨。属高突瓦斯矿井。煤尘爆炸性（爆炸指数）经鉴定，煤层具有爆炸性。煤层自然发火性经鉴定为类。地温15-17，一般为16。地压无资料，但井区长期开采揭露一般无冲击地压现象。第
10、三章 巷道布置及支护说明第一节 巷道布置 本巷道在+1685-1635水平主平硐东侧沿3号煤层往西南倾斜布置，1033回风下山掘进170米后布置1033工作面水仓。1033运输巷在3号煤层沿着煤层走向布置，方位：128，坡度35，设计总长度390m。详见1033工作面巷道布置图。第二节 矿压观测 一、顶板离层仪 1、顶板离层仪的安装 （1）在顶板上打一深度为6m，直径28mm的钻孔。 （2）使用锚索钻杆分别将离层仪带有6m和 2m脚线的两个探头推到孔底，然后把离层仪测读装置竖杆上的小铁片掀起来并将测读装置的竖杆塞入孔中，使测读（横）杆尽可能贴近顶板且平行于顶板平面。 （3）把两测读杆孔中的钢丝
11、拉紧，并用螺丝刀旋松脚线上的固定螺丝，调整固定装置的位置使测读杆上的游标内侧位于10mm刻度线上（10mm即为初读数）。 （4）为测出顶板暴露后真正的离层量，离层仪安装位置距迎头应不大于5m。 （5）开口5m范围内安装一套顶板离层仪和锚杆测力计，要求顶板离层仪两相邻测站的间隔距离为50m。 2、顶板离层仪的观测 从安装结束之后的10天内，每天观测1次。10天之后，如无明显变化，改为5天观测1次，如果连续三次观测读数之差在1mm以下，观测的时间间隔可延长到30天。离层观测读数填写在现场记录牌板上并将数据存档。 二、每隔50m左右设一组测点，每组测点测量腰线上下和中线左右的数据，若巷道发生变化，及
12、时向矿总工程师汇报。在巷道遇断层等地质构造的围岩压力显现区域，要增加测点密度，测点间距为30m，断层两侧各510m设一组测点，每2天测量一次数据，并将数据向相关部门汇报。每旬进行一次巷道观测情况分析，对巷道变化情况进行总结，并提出对巷道支护的建议。第三节 支护设计 一、巷道设计断面与支护方式 1、施工巷道设计断面为梯形采用矩形断面，锚、网+锚索支护，锚杆间（排）距为800800mm，锚网规格为10002000mm，网片之间的搭接长度为100mm，锚杆的外露长度为50mm且30mm，锚盘必须紧贴顶帮，锚盘规格为160mm160mm8mm。打设角度必须符合要求。搭设必须牢固可靠。完成支护后，巷道上
13、下净宽为3.0m，巷道高为1700mm,巷道掘进断面为5.2m2。（具体见下图）2、施工要求：严格按照给定的中线进行施工。支护质量必须达到质量标准要求的相关规定，合格率在85%以上。在掘进过程中，遇到地质构造带（断层破碎带、褶曲带、岩溶地带）和煤层时，必须加强支护，加强支护材料为15.2的锚索每间隔1.6m补设一排（顶），间距为800mm，与锚杆支护形成“五花眼”（梅花眼）的支护形式。 二、支护设计： 1、临时超前支护：临时支护采用采用2根4寸轻轨，用溜链固定在锚杆上，无缝钢管或轻轨上面铺设板条背实顶板，板条厚度不得小于50mm，长度为2000mm，距巷道两端及迎头端面距均不得大于200mm，
14、板条间距不得大于200mm。轻轨长为4m，用溜链固定在三棵锚杆上进行支护，随工作面推进而交替迁移。安装前探梁必须先进行敲帮问顶，去掉活矸松岩，在安装前探梁链环前，必须使吊环牢固及质量可靠，确认安全后，方可安设链环，进行前探支护。使用方法为：施工前，首先班组长指定专人监护 , 站在顶板完好、退路畅通的安全地点用专用敲帮问顶工具进行敲帮问顶工作，包括对正迎头的敲问，确认无安全隐患后方可进入迎头进行架设前探梁工作。（1）支护：作业方式的选择：掘支顺序作业。支护形式（材料）的选择：采用锚、网进行支护。锚杆支护参数的确定：、按悬掉理论设计锚杆支护参数：a、锚杆长度：锚杆长度通常按下式计算： L=L1+L
15、2+L3 （4-1）式中，1为锚杆外露长，其值主要取决于锚杆类型及锚固方式，一般1=0.15m。2为锚杆有效长度。3为锚杆锚固段长度，一般对端锚L30.30.4m。对于L2的确定方法通常按照下列方法进行确定：当直接顶需要悬掉而他们的范围易于划定时，L2应大于或等于他们的厚度。当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道围岩松动破碎区高度hi，hi可按下式确定： hi= (4-2)根据爆破理论，确定巷道围岩松动破碎区高度取值为1.5m，该围岩的普式系数为5，代入上式计算得21.58m，考虑1.2的安全系数，锚杆L2的长度确定为1.89m；为了确保安全，考虑足够的安全富于系数，确定选用2.0m长的锚
16、杆。b、锚杆杆体直径：锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即 d=35.52 （4-3）式中，d为锚杆杆体直径，经过计算为20mm；Q为锚固力，由拉拔试验确定，100KN；t为杆体抗拉强度，315Mpa。取锚杆直径为20mm以上。c、锚杆间、排距：锚杆间、排距根据每根锚杆悬吊的岩石重量确定，即锚杆悬掉的岩石重量等于锚杆的锚固力。通常锚杆按等距排列。a=Sc=S1 a= (4-4)式中，Sc、S1为锚杆间、排距；K为锚杆安全系数，一般取K1.52；为岩石体积力。 前探梁支护示意图根据上述公式，代入相关数据：锚杆锚固力（Q）为100KN；杆体抗拉强度(t)为315Mpa；为25KN/
17、m3；K值取2；因此可确定锚杆的间、排距为1000mm，考虑现场的情况，保证足够的安全富余系数，确定锚杆间（排）距（等距排列）采用（a实a理）为800800mm。2、工艺流程图 3、永久支护： 巷道设计断面为矩形，上净宽3.0m，下净宽3.0m，净高1.7m，净断面5.1m。锚、网+锚索支护，锚杆间（排）距为800800mm，锚网规格为10002000mm，网片之间的搭接长度为100mm，锚杆的外露长度为50mm且30mm，锚盘必须紧贴顶帮，锚盘规格为160mm160mm8mm。打设角度必须符合要求。搭设必须牢固可靠。完成支护后，巷道宽为3.0m，。详见上图：巷道断面图。第四章 施工工艺第一节
18、 施工方法 一、施工准备： 1、施工前，由区队长负责组织，技术人员负责传达批准的掘进作业规程。传达后进行考试、签字，成绩合格者方可参加本工程的施工作业。不合格的人员必须补考，补考合格后才能参加本工程的施工作业。 2、施工前，技术部门必须提前标定好中线，施工单位必须严格按中线施工。3、准备好施工用工器具、风水管路、供电、支护材料、通风与运输设备设施等。4、安装好矿井“六大系统”等安全设备设施和防尘、防灭火、隔爆与防突设施。 二、施工工艺： 交接班安全检查引中线打眼放炮出煤、矸（敲帮问顶）挂设前探梁出煤、矸刷帮、抠挖腿窝撤除前探梁架设工字钢棚背帮顶、打设撑木接着进行下一循环作业文明卫生。三、施工方
19、法：1、巷道施工采用风钻或煤电钻打眼和一次爆破成巷方式掘进。2、采用锚杆、锚网+锚索支护，断面规格、支护要求见前。3、工作面循环进尺为1.5m，每班完成2循环、进尺3米，每天计划三班作业。四、特殊施工方法： 1、“敲帮问顶”的施工方法： 严格执行敲帮问顶制度，敲问时要先顶后帮，同时，班组长必须安排专人监护，监护人员要站在敲问人员的侧后方。开工前班组长及安全检查员必须对施工巷道安全情况进行全面检查，敲掉悬矸危岩，确认无危险后，方准工人进入工作面。每个工作人员工作前和工作中必须认真地检查一次工作地点及附近巷道的顶板、两帮及迎头围岩的支护情况，发现顶帮围岩发生裂隙、有片落现象、支护没有达到设计要求等
20、情况时，必须首先敲帮问顶或按设计要求进行支护或改正维修支架，没有处理妥善前，不得进行其它工作。 2、“有掘必探、先探后掘”的施工方法：采用先探后掘的方式，探水与掘进循环作业的施工次序。施工前，采取“探60m掘30m”的施工方法进行施工。即施工前，使用探水钻实行超前探测前方水情。探眼布置在迎头位置煤层中，施打一组探眼共5个。中间钻孔沿巷道掘进方位角与坡度水平布置；左右帮两个钻孔各距左右帮间距0.40.5米，与巷道掘进方位呈水平外夹角810沿煤层伪倾向施钻；另两个钻孔分别位于中间钻孔与外帮钻孔之间，与巷道掘进方位呈水平外夹角45沿煤层伪倾向施钻；中间钻孔设计深度60米，控制巷道前进方向；周围4个钻
21、孔设计深度61米，控制巷道前进方向及两帮轮廓线外8米范围。见1033运输巷先探后掘探放水专项设计的探放水钻孔设计布置图。施打探眼时，采用直径ZDY-750液压探水钻机，备有钻机2台，1台工作，1台备用。施工时，施工人员要站在钻机的两侧进行施打，严禁站在钻机的后方。施打探眼期间要注意观察，如果钻孔内有压力水流涌出等其他异常情况，不要将钻杆拔出，应及时汇报调度室，以便及时采取措施进行处理。3、过地质异常区的施工方法：发现地质异常区时，必须及时汇报矿调度室、总工办、安全科等相关管理单位，及时组织人员去现场查看情况，再根据现场情况另行编制补充安全技术措施。第二节 凿岩方式 一、施工机具的配备 （1）Z
22、BKJ-No5.6（215kW）局部通风机2台。 （2）MSZ-12型煤电钻2台（1台工作，1台备用）。 （3）YT-29风动凿岩机（1台工作，1台备用）。 二、凿岩方式 1、巷道开口施工时采用手镐施工，随掘随支，循环进度不大于800mm。 2、手镐开口掘进2米后，巷道采用煤电钻打眼放炮掘进。第三节 爆破作业 一、爆破器材 采用二级煤矿许用乳化炸药。IV段毫秒延期电雷管，总延期时间不超过130毫秒。采用MFB-100型矿用安全网路闭锁发爆器。 二、炮眼深度 根据巷道围岩条件、断面（联络巷）规格、进尺计划及施工技术装备水平等因素，综合分析确定平均炮眼深度1600mm。 三、掏槽方式 采用楔形掏槽
23、：眼中间距600mm，眼底间距200mm，深度比其它炮眼深200mm。 四、装药结构 炮眼采用正向连续装药，用水炮泥和粘土炮泥封实。五、装药爆破：装药前要用压风将炮眼内岩屑冲洗干净，装药人员不超过2人，由班组长和有经验的老工人配合放炮员进行装药，严格按照炮眼布置图及爆破图表装药，装药前要将迎头20m范围内的一切电源切断，班组长安排专人在安全地点警戒，警戒位置距迎头距离不得小于300m，并有掩体或躲避所，放炮地点在1033运输巷外的1620联络巷处。放炮前必须将1620联络巷的防突风门关闭好。装炮时严禁从事其它与装炮无关的工作，每装一个后要将已扭结短路的雷管脚线挽好不得落地（详见放炮警戒图）。在
24、装药前、放炮前瓦检员必须认真检查瓦斯浓度，如果发现瓦斯超限，严禁装药与联线放炮。 六、联线：装炮完毕后，无关人员撤至安全地点，现场除安监员、瓦检员、班组长外，只留两名有经验的老工人协助放炮员联线，由迎头向外敷设至警戒线外放炮地点。联线后由放炮员对爆破网络进行全电阻测试，最后由放炮员连接母线，准备放炮。七、爆破： 班长清点人数，确认人员全部撤出无误后下达放炮命令，放炮员再次对爆破网络进行全电阻测试无误后，连接发爆器充电，发出警号后放炮。 八、通风： 爆破后应立即通风吹炮烟，吹烟时间不小于30min，待炮烟散尽，由爆破工、班长、瓦检员检查爆破效果，瓦斯员检测瓦斯。确认爆破正常、工作面安全后通知其他
25、人员进入工作面进行下一道工序。附：1、爆破布置三视图；2、爆破说明书；3、炮眼装药结构图；4、预期爆破效果。2、爆破说明书（表4-1）眼号名称炮眼深度(mm)炮眼与水平面夹角炮眼与垂直面夹角装药量（kg/个）装药量（kg）封泥长度(mm)连线方式爆破顺序1-4掏槽眼18008000.62.4600串联I5-7辅助眼1600000.451.35600串联II8-11周边眼1600000.31.2600串联III12-15顶眼16007500.31.2600串联IV16-20底眼16007500.452.25600串联V计8.4表4-13、炮眼装药结构图4、预期爆破效果（表4-2）表4-2 预期爆
26、破效果名 称单位数量名称单位数量炮眼利用率%93每米炸药消耗量公斤/米5.6每循环进尺米1.5每循环炮眼长度米32.0每循环爆破实体煤（岩）层米35.5每立方米雷管消耗个/米33.64炸药消耗量公斤/米38.4每米巷道雷管消耗个/米13.33第四节 装载与运输 一、装煤及运输方式 ： 工作面采用放炮破煤，人工攉煤；1033运输巷使用刮板运输机1031运输巷刮板运输机 主平硐皮带运输，另主平硐铺设有一轨道运输系统，通到3#层1031运输巷口，用于提升运输井下矸石和下放设备、材料。运煤路线：迎头1033运输巷1031运输刮板运输机主平硐皮带地面；运矸路线：迎头1033运输巷1031运输刮板运输机主
27、平硐轨道（矿车）地面。 二、运输设备： 地面、主平硐、1033回风下山采用刮板运输机和皮带运输。第五节 管线及轨道敷设在施工过程中需敷设电缆、风水管路及风筒，要求吊挂牢固整齐。电缆垂度一致；水管要接口严密，不得出现漏水现象，水管距迎头20m范围内使用一寸胶管，20m外使用二吋钢管，要随工作面前进及时延长，以备迎头正常用水。风筒采用直径为600mm防静电阻燃风筒，风筒要环环吊挂，风筒出风口距迎头不得大于5m。根据设计，1033运输巷不铺设轨道。第六节 设备及工具配备 设备及工具配备情况表序号设备工具名称型号规格功率单 位数量备 注1局部通风机ZBKJ-No5.6215KW台2备用1台2刮板输送机
28、150型40KW部13煤电钻MSZ-12台2备用1台4激光指向议台15皮带输送机600型部16潜水泵台2备用1台第五章 生产系统第一节 通 风 一、通风方式及供风距离：掘进工作面通风方式采用压入式通风方式，从局部通风机出风口连接直径为600mm的抗静电阻燃的软质风筒往1033回风下山掘进工作面供风，预计最长供风距离200米。 二、装备“双风机、双电源”和“三专两闭锁”设施，装备能自动切换风机与电源供风功能。 三、工作面需风量计算 1033回风下山掘进工作面实际需要的风量，按瓦斯（二氧化碳）、巷道断面及二氧化碳涌出量、局部通风机实际吸风量、风速和人数等规定要求分别进行计算，并按其中最大值选取。
29、1、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算 瓦斯涌出量计算 Q = 100qk m/min 式中 q工作面瓦斯绝对涌出量，到目前为止所有掘进工作面最大瓦斯涌出量根据矿井开采保护层的瓦斯涌出量统计 q=0.10.65m/min k瓦斯涌出不均衡通风系数，本工作面取1.52.0 即 Q = 1000.652=130m/min 2、按工作面同时工作最大人数计算 Q = 4n 式中 n工作面同时工作最大人数，本工作面取12人 即 Q = 412 = 48m/min 3、按最大炸药消耗量计算 Q = 10A =108.4=84 m/min 4、按掘进巷道最低风速计算： Q =15S净 式中S净 掘进工作面设计净断
30、面积，S净取5.0m Q = 155.0=75 m/min 5、风机、风筒规格选型： 掘进通风选用ZBKJ-No5.6型局部通风机，电机功率为15KW，技术规定风量为145-350 m/min，风筒规格选用直径600mm阻燃风筒。掘进工作面设计风量按200 m/min进行配风。 6、工作面风量验算： ，煤巷工作面最低风量 Q煤15S煤 式中：15半煤岩巷掘进工作面最低风速验算系数； S煤煤巷掘进断面积，； 200m/min155.0=75m/min， ，按最高风速验算 Q240S 则200m/min2404.4=1056m/min ，按工作面温度和炸药消耗量验算，见下表：炸药量/kg20温度/
31、6以下1622232616以下1622232616以下16222326需要风量/(m.min-1)4050605060806080100 表中可知，满足炸药和温度需求 按照200 m/min进行配风，满足掘进工作面对局部通风机风压和风量的要求。 四、局部通风机安装地点和通风系统： 1、局部通风机安装地点 局部通风机安设在1031外上山东翼的专用风机巷内的全负压风流中，专用风机巷内构筑一道调节风门，平时用门销固定，处于常闭状态，局部通风机实行“双风机、双电源、自动切换供风”和“三专两闭锁”。 2、通风系统 工作面进风系统：地面主平硐局部通风机1033回风下山迎头。工作面回风系统：迎头1033回风
32、下山1031外上山总回风上山总回风平硐地面。 附：1033回风下山掘进通风系统图第二节 压 风 一、压风系统简述： 井区在地面建有一座空压机站，安设2台1325KF-10型空气压缩机，其中1台运转，1台备用，备用的空压机保证能在10min内启动，井下主压风管路采用108钢管铺设至工作面外石门，工作面压风系统支管采用2寸钢管接送到各用风作业地点与各巷道。二、压风线路：地面空压机站主平硐1033回风下山迎头。第三节 瓦斯防治 一、防止瓦斯积存的措施 1、加强局部通风管理。掘进工作面必须采用局部通风机通风，局部通风机及附属设施的安装要符合煤矿安全规程的规定，杜绝循环通风和串联通风。 2、掘进工作面采
33、用“双风机、双电源和三专两闭锁”，并实现主、备风机自动切换；矿井必须实现“风电”“瓦斯电”闭锁管理制度。局部通风机要保持连续运转，不得随意停开，并有专人负责，实行挂牌管理；安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定： 局部通风机必须由指定人员负责管理，保证正常运转。 压入式局部通风机和启动装置，必须安装在全负压进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局部通风机的吸入风量，局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速必须符合煤矿安全规程第一百零三条的有关规定。 必须采用抗静电、阻燃风筒，风筒采用专人管理维护检查，风筒不得漏风，风筒必须采取措施进行吊挂。 正常工作和备用局部通风机均失电停止运转后，当电源恢复时，正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动，必须人工