掘进工作面课后复习规章炮掘.docx

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掘进工作面课后复习规章炮掘

3-3煤辅运大巷、回风大巷东翼延伸掘进作业规程

第一章概况

第一节概述

1、巷道名称

3-3煤东翼辅运巷、回风巷延伸工程。

2、巷道用途

查明3-3煤东翼原采空区实际范围，用于3-3煤东翼采区生产系统，满足采区通风、行人、运输、管线敷设的需要。

3、施工地段

在3-3煤层辅运大巷延伸段测点D5（x:

4329533.954，y:

37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板开始掘进。

4、预计开工时间

计划开工时间：

2015年6月18日

第二节编写依据

1、《煤矿安全规程》及《煤矿掘进操作规程》。

2、《东峰煤矿煤炭资源整合实施方案开采设计》。

3、《东峰煤矿地质报告》。

4、《煤矿井巷工程质量验收规范》GB50213-2010。

5、《煤矿井巷工程施工规范》GB50511-2010。

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、巷道地面位置

该巷道对应地面标高为+1272m～+1301m，巷道标高为1149m～+1154m。

地表大部分为黄土梁峁区，沟谷密集，地形起伏较大，地形破碎，无民房建筑，无大的水体及河流。

二、与邻近巷道位置关系

该掘进工作面位于3-3煤层井田范围的东北部：

北为原阳塔煤矿采空区，南为原商联煤矿采空区，东为原龙王庙煤矿采空区，西是4-4至3-3煤皮带运输大巷。

第二节煤（岩）层赋存特征

一、煤（岩）层产状、厚度、结构

3-3煤层呈层状赋存于延安组第三段下旋回上部，呈简单的层状产出，层位稳定。

煤层埋深在0～160m之间，一般50～140m。

底板标高变化在1138～1180m之间。

煤层厚度变化在1.7-2.1m之间，平均1.9m。

煤层在整合区北部向北倾斜、南部向北西倾斜，总体向北西西倾斜，倾向约340°，降深幅度平均15.9m／km，平均倾角0.9°。

与下伏4-4号煤层间距在36.37～38.31m之间变化，平均37.40m，相当稳定。

含0～1层泥岩夹矸，局部含2层，结构简单。

煤层顶板岩性以粉砂岩为主，粉砂质泥岩、泥岩次之，煤层底板岩性以粉砂岩、粉砂质泥岩为主，泥岩次之。

煤层与其顶底板均为明显接触。

该煤层层位稳定，厚度变化规律较明显，煤类单一，煤质变化小，煤层结构简单，属大部可采的稳定型厚煤层

二、煤与瓦斯涌出情况

依据陕西省煤炭工业局批复中本区煤矿瓦斯鉴定结果，沼气（CH4）绝对涌出量为0.14～0.20m3/min；二氧化碳（CO2）含量为0.99～2.06m3/t。

瓦斯分带为处于氮气-沼气带。

本矿属于低瓦斯矿井。

三、煤尘及煤层的自燃

根据煤样品自燃倾向的测试成果，区内煤层多易自燃发火，另外，区内及周边的煤层露头均可见自燃现象，从煤矿调查中得知，以往煤矿堆放的碎煤发生过自燃。

在生产煤的堆放和运输过程中，应采取相应的措施，以防止煤的自燃。

据煤尘煤样测试结果：

各煤层测试的火焰长度在180～350mm之间；抑制煤尘爆炸的岩粉用量在55～70%之间，属有爆炸性危险的煤层。

区内各煤层属低变质阶段的烟煤，根据煤的干燥无灰基挥发分产率与固定碳含量之比计算，爆炸性指数远大于有爆炸性危险10%的临界值，表明煤尘均具有爆炸性危险，在掘进施工该煤层时应引起高度重视，并要采取相应的防范措施，确保人身和矿井的安全。

四、地温

区内属地温正常区，无地热灾害。

第三节地质构造

根据本区内6个钻孔资料、煤层底板等高线形态及相邻采区地质资料综合分析：

本采区整体呈一单斜构造，采区内无探明的断层构造。

地质构造简单，区内无岩浆活动痕迹，总体构造形态为倾向西北，平均倾角小于1°的单斜层，无较大断裂及褶皱发育，仅局部形成一些宽缓的波状起伏。

第四节水文地质

本区地质构造简单，无大的起伏。

所有可采煤层的直接充水含水层为顶板砂岩含水层，富水性弱到极弱，地下水补给条件差。

根据《矿区水文地质工程地质勘探规范》（GB12719-9）及《煤炭资源地质勘探规范》中有关规定，勘探区水文地质勘探类型应划为二类一型。

即以裂隙含水层充水为主的水文地质条件简单的矿床。

从整合区涌水量计算，矿井开采3-3号煤层正常涌水量为9～48m3/d，最大涌水量18～60m3/d；3-3煤层大部分已被小井开采，通过整合各小井于2008年先后闭坑，闭坑矿井难免聚集瓦斯和产生积水，该巷道掘进中有可能随时穿越采空区及老巷，防治水工作作为施工重点，严格遵守“有掘必探，有采必探”原则，做到有计划、有组织、有措施的超前钻探工作，并加强瓦斯监测和涌水量检测，加强通风和排水。

第三章巷道断面及支护

第一节巷道布置

1．东翼运输巷和回风巷工程量依据探掘过程中待定，巷道开口布置在测点D5（x:

4329533.954，y:

37470573.681）前9.4米处沿煤层顶板向前掘进巷道。

巷道方位50°00′00″，掘进35米后，再拨门以方位140°掘进30米至回风巷位置，以方位230°反掘与3-3回风巷贯通，贯通后回风巷继续方位角50°前掘。

2．断面：

工作面断面为矩形，采用锚网支护，掘宽×掘高=4.5m×1.8m，S掘=8.1m2。

（见附图-巷道断面图）

3．临时供水管距离底板1.6m，风筒距离底板1.3m，均吊挂在巷道左帮（面向迎头）；电缆距离底板1.7m，电缆钩间距1m，吊挂在巷道左帮。

4．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

1、监测内容

每施工30~40m做一组锚杆抗拔力试验。

2、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、顶锚杆为φ18mm×1800mm的螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm，每根锚杆使用1根CK2850树脂锚固剂，锚杆托盘为125mm×125mm×6mm拱形高强度托盘。

顶锚杆锚固力不低于50KN,扭矩120N.m，每排5根。

2、网片采用φ5mm圆钢钢筋网片，网格为100mm×100mm，网片尺寸4400mm×1000mm，网与网搭接长度为100mm，采用14#铁丝绑扎连接，绑扎间距不大于300mm/道，呈“△”状连接。

二、施工质量要求

1、网子搭接宽度不小于100mm，每隔300㎜用14#双股铁丝绑扎一道，并绑扎牢固。

2、锚杆间排距均为900mm，锚杆眼距允许误差为±100mm，角度允许误差15度。

托盘紧压网片，外露不大于50㎜，预紧力不小于50KN，扭矩力不小于100N·m。

3、树脂药卷搅拌时间均为5～8S。

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3-3煤辅运大巷停掘面按照设计方位掘进，掘进35米后以方位140°拔门掘进30米，再以方位230°返掘与3-3煤回风巷贯通，形成辅运大巷和回风大巷掘进通风、运输系统。

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、爆破前后冲洗巷帮。

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号乳胶炸药，毫秒延期电雷管引爆，MFB-200型发爆器起爆。

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

安全检查→打眼→装药、联线→爆破→安全检查→出煤→安全检查→打锚杆→安全检查→刷帮→成巷。

第三节爆破作业

1、掏槽方式

掏槽方式为楔形掏槽法，周边眼与设计轮廓距离为200mm。

2、爆破器材

MFB-200型隔爆电容式发爆器引爆。

3、使用煤矿乳化炸药，直径27mm，长200mm，200mg/卷；1-5段煤矿许用毫秒延期电雷管（每段延期25ms）,最后一段延期时间不得超过130ms。

4、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。

5、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

序号

炮眼

名称

炮眼长

度/米

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

1.9

4

3.2

75

Ⅰ

串

联

5～8

辅助眼

1.8

2

1.6

5

Ⅱ

9～17

周边眼

1.8

2

3.6

75

Ⅲ

18～22

底眼

1.8

2

1

75

Ⅳ

合计

49

9.8

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，电缆钩每隔1.2m一个，电缆垂度不超过50mm。

3．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。

4．风筒逢环吊挂，距迎头不大于5m。

5．管路吊挂平直、牢固，并采取防腐措施。

6．迎头风、水带和电缆应盘放整齐。

7．管路采用管路挂钩吊挂整齐；挂钩必须长度一致，采用φ20×1000mm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。

8．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。

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—1.5

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

FBDNo6.3/2×22

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

2

8

20铲车

台

1

9

真空磁力启动器

QBZ-200/1140（660）

台

2

第五章生产系统

第一节通风

一、通风方式

通风方式：

采用压入式通风。

二、风量计算

1、按瓦斯绝对涌出量计算

Q掘＝100×qch4×Kch4　（m3/min）

式中：

Q掘1……单个掘进工作面需要风量，m3/min；

qch4……掘进工作面回风流中瓦斯平均绝对涌出量，m3/min；

Kch4……掘进工作面瓦斯涌出量不均衡系数。

100……掘进工作面回风巷风流中瓦斯浓度不超过1％所换算的常数。

参照煤矿瓦斯等级鉴定瓦斯涌出量q掘＝0.3m3/min；

K掘进面瓦斯涌出不均衡通风系数，2.5。

Q掘1＝100×0.3×2.5＝75m3/min

2、按掘进工作面同时作业人数计算

Q掘>4Nm3/min

式中：

N……掘进工作面人数；

Q掘>4N＝4×20＝80m3/min

3、按炸药用量计算

Q掘=

式中：

Qpj——炮掘工作面实际需风量，m3/s；

Aj——掘进面一次爆破所用的最大炸药量，9.8kg；

b——每公斤炸药爆破后生成的当量CO的量，根据炸药有毒气体

国家标准，取b＝0.1m3/kg；

t——通风时间，一般不少于20min，取25min；

c——爆破通风后，允许工人进入工作面工作的CO浓度，一般取

C＝0.02%；

Q掘=

＝

＝196m3/min＝3.3m3/s

根据以上计算，掘进工作面实际需要风量取以上最大值196m3/min。

2、风量验算：

15S

15×8.1

121.5<196<1944m3/min

经验算，工作面风量取240m3/min符合要求。

三、局部通风机的选型及安装地点

（一）．风筒选择

选择直径为Ф800㎜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№6.3/2×22KW的对旋风机各二台，其中一台备用。

（根据FBD№6/2×15KW风机性能，其吸风量为380m3/min～550m3/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3-3煤辅运大巷与主运大巷联巷口外10m处。

局扇安装高度距底板不低于300mm。

四、通风线路

1、新鲜风流→局扇→风筒→迎头。

2、乏风流：

施工迎头→3-3煤回风大巷→3-3-4-4回风斜巷→4-4回风斜巷→5-2煤回风大巷→副斜井→地面

通风系统示意图（见附图）

第二节压风

在距掘进面30米处安装一趟风水管路，按照标准进行吊挂，并与3-3煤辅助运输大巷十字口压风管路相接，压风管路每100米设有支阀门，通过3寸钢管供到距工作面30m处，然后改用高压软管接到工作面用风地点。

第三节瓦斯防治

1．区队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3-3煤辅运大巷留设阀门采用3寸铁管引至距迎头30m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

该工程均采用煤电钻湿式打眼，锚网支护，爆破前后洒水灭尘，定期冲洗巷帮。

防火的重点是电缆、机械摩擦失火，当电缆着火或因机械摩擦失火时，应立即切断失火电缆或电器设备电源，使用供水管路上的洒水降尘三通进行灭火。

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、安全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0.8％）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。

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．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。

第八节排水

巷道施工时，临时排水管路跟至距迎头20m后。

工作面积水处设7.5KW电泵排水，采用2寸排水管路排至3-3煤辅运大巷主水仓确保巷道施工无水患。

排水系统：

工作面水→电泵→临时排水管路→3-3煤主水仓

第九节运输

1、施工设备及材料用无轨胶轮车进行运输，装载机装煤，无轨胶轮车运至地面。

2、运输路线：

施工设备及材料：

副斜井→4-4煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→3-3煤辅运大巷→迎头

煤：

迎头→3-3煤辅运大巷→4-4至3-3煤辅运斜巷→4-4煤辅运大巷→副斜井→地面

第十节照明、通信和信号

工作面安装一部防爆电话可以直接与井下各作业地点、机电硐室、队值班室及矿调度室等处相互直接联系。

第六章劳动组织及主要技术经济指标

第一节劳动组织

巷道掘进采用“两班”工作制（每班12小时），多工序交叉平行作业组织生产。

劳动组织图表：

见附表。

第二节作业循环

1、作业制度：

采用两班工作制组织生产，为保证正规循环作业的完成，工作面施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序与工序之间尽量做到交叉进行、平行作业，以充分利用工作时间，提高工时利用率。

2、作业方式：

采用炮掘掘进，用装载机装车，无轨胶轮车运输的方式。

3、劳动组织图表

序号

工种

人数

早班

中班

1

跟班队长

1

1

2

班长

1

1

3

安全员

1

1

4

打眼工

3

3

5

瓦检员

1

1

6

点钳工

1

1

7

铲车司机

1

1

8

支护工

2

2

9

胶轮车司机

3

3

10

钻水工

2

2

11

合计

17

17

第三节主要技术经济指标

主要技术经济指标表（见附表

经济技术指标表

序号

项目

单位

数量

1

巷道断面（净/掘）

m2

8.1

2

煤的硬度等级

f

3～4

3

每循环眼数

个

15

4

每循环进尺

m

1.7

5

日进尺（1个面）

m

10.2

6

月进尺（1个面）

m

255

7

平均月生产天数

天

25

8

在册人数

人

34

9

日出勤人数

人

33

10

出勤率

%

97

11

炸药消耗量

kg/m3

1.6

12

雷管消耗量

个/m3

0.7

13

每循环煤量

m3

13.77

14

网片消耗量

片/m

1

15

锚杆消耗量

根/m

2

16

木托板消耗量

块/m

2

第七章安全技术措施

第一节　一通三防

一、通风及防瓦斯

1．局扇应加强管理，严禁无计划停风，严禁无风或微风作业。

2．迎头无风或风量不足瓦斯超限时，作业人员均应撤到进风巷的新鲜风流中。

停风后恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有在停风区中瓦斯浓度不超过0.8%，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。

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。

3．采用抗静电、阻燃风筒。

风筒逢环必挂，保证平直。

风筒拐弯处