904溜子道掘进巷道作业规程.docx

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904溜子道掘进巷道作业规程

904溜子道掘进巷道作业规程

第一章概况

　　第一节概述

　　一、巷道名称

　　本《作业规程》掘进的巷道为904溜子道。

　　二、巷道用途

　　回采904工作面，满足回采对通风、行人运输及管线敷设的要求。

　　三、巷道设计长度及服务年限

　　巷道设计长度：

60m。

　　服务年限：

6个月。

　　四、预计开竣工时间

　　本掘进工作面自2010年1月份开工，预计2010年2月份竣工。

　　五、巷道布置

　　巷道布置平面图（图1-1-1）

　　六、施工特殊要求

　　904溜子道要按地测人员给定的腰线掘进，把握好溜子道与-480运输巷之间的距离。

　　第二节编写依据

　　一、设计说明书及批准时间

　　设计说明书名称为《904工作面设计说明书》，批准时间为2009年11月5日。

　　二、地质说明书及批准时间

　　地质说明书名称为《904工作面地质说明书》，批准时间为2009年11月5日。

　　三、矿压观测资料

　　1、同煤层邻近采区矿压资料

　　同一煤层同一采区903掘进工作面矿压观测资料分析如下：

（1）直接顶初次垮落步距为9m。

（2）老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。

　　（3）顶板来压强度为352.8KN/m2。

　　（4）底板比压值为16.7MPa。

　　2、工作面顶板类别及矿压分析

（1）顶板类别

　　根据原煤炭部关于试用《缓倾斜煤层工作面顶板分类》方案，结合集团公司《顶板管理实施细则》及矿压资料，该工作面顶板定为Ⅱ级2类。

（2）工作面矿压分析

　　根据同一煤层同一采区903工作面矿压观测资料分析，预计本工作面：

　　①直接顶初次垮落步距为9m。

　　②老顶初次垮落步距为25m，周期来压步距为16m。

　　③顶板来压强度为352.8KN/m2

　　④底板比压值为16.7MPa。

　　四、其他技术规范

　　本《作业规程》依据《煤矿安全规程》、《安全生产法》、《矿山安全法》、《矿山安全监察条例》、《江苏煤矿[换行]安全技术操作规程》等编制。

　　第二节煤（岩）层赋存特征

　　一、煤（岩）层产状、厚度、结构、坚固性系数和层间距

　　904溜子道布置在小湖系9煤层中，煤层走向33°～55°。

倾向123°～145°。

9煤层呈油脂、玻璃光泽，属半亮型煤，块状为主，断口平坦，裂隙发育，属于低灰低硫，高挥发份，高热值的气煤，平均厚度为1.8米。

该煤层较稳定，厚度1.6～2.2m，平均煤厚1.8m。

煤层硬度f=2～3。

煤层具有自燃发火倾向，属Ⅱ类自燃。

煤尘具有爆炸性，爆炸性指数38.8%，见表2-2-2。

　　煤层顶底板情况见表2-3-3。

　　煤岩层综合柱状（见图2-1-2）

　　第三节地质构造

　　904溜子道区域不存在断层构造。

地层走向33°～55°，123°～145°。

　　第四节水文地质

　　904溜子道区域水文地质情况筒单，9煤层顶板含砂岩层数较多，但对9煤层开采有影响的只有一层，该砂岩层位于9煤层直接顶以上，厚度30m，距9煤层顶板16m，富水性一般。

据902、903工作面回采资料，回采时正常涌水量7m3/h，最大涌水量15m3/h。

下部屯头系四灰含水层，是本区最主要的含水层之一。

根据中国矿业大学提供的《宏安集团马庄煤矿小湖系一采区水害评价与防治方法研究报告》中的数据，本区域四灰距9煤层60m，无断层构造，没有裂隙导通四灰，四灰对掘进无影响。

　　第三章巷道布置及支护说明

　　第一节巷道布置

　　一、巷道位置

　　904溜子道位于9煤层-475m水平，由904工作面溜子道三角门口处开窝向南按腰线，根9煤层掘进。

　　二、工程量

　　总工程量为60m。

　　三、巷道断面

　　904溜子道采用锚网支护，断面为直角梯形，腰线处（腰线距道面1m）净宽3.0m，上帮净高3.1m，下帮净高1.6m。

净断面积S=（3.1m+1.6m）×3.0m×1/2=7.05m2。

　　巷道支护断面图（图3-1-3）。

　　四、巷道开口施工

　　1、巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打。

　　2、巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。

　　第二节矿压观测

　　904溜子道进行顶板离层监测、锚杆载荷监测，观测内容、目的及手段见表3-1-4。

　　表3-1-4矿压观测内容、目的及手段一览表

　　第三节支护设计

　　一、支护方式

　　1、临时支护

　　使用12#槽钢焊插爪而成，长度1m，挂钢筋梁上，前挑0.8m，每网2根，尾部用木楔打劲。

　　2、永久支护

　　采用锚网支护方式作为永久支护，支护材料为左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆、菱形金属网、钢筋梁、锚索等材料。

　　二、支护设计

　　采用工程类比法，根据本矿同煤层903工作面矿压观测资料，支护方式与参数和经验方式进行设计。

　　支护类型：

锚网支护。

　　支护材料及工艺要求：

　　1、顶锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=2.2m。

间×排距=800mm×1000mm，采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫。

帮锚杆采用18MnSi左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆，L=1.8m。

间×排距=900mm×1000mm。

采用钢筋梁，挂铁菱型网，锚杆铁托盘作护垫顶锚杆距上下肩宽的距离为200mm，上帮锚杆距顶底板的距离为200mm，下帮锚杆距顶板距离为500mm距底板的距离为200mm。

　　2、钢筋梁：

用Φ=12mm圆钢焊接。

　　3、锚杆尾丝外露10mm～[换行]40mm。

　　4、金属菱形网用10#铁丝加工而成，规格为50×50mm。

网压茬宽度100mm～200mm，用10#铁丝连接，将网拉紧压实，紧贴巷道围岩表面，连接点间距不大于200mm。

　　5、顶锚杆扭矩不低于150N·m，帮锚杆扭矩不低于100N·m。

每班接班后，必须对顶、帮锚杆螺母进行“二次紧固”。

　　6、顶部、上帮永久支护锚杆必须紧跟迎头，且逐排向迎头施工，距离迎头的最大控顶距离不得超过一个循坏进尺加0.3m的距离。

一个循环结束后紧靠迎头的一排顶部锚杆，距迎头的最大控顶距离大于0.3m，必须采取临时支护措施。

　　7、下帮永久支护最大可滞后8排，若围岩破碎时，应根据现场情况适当缩小滞后距离。

空帮时间最多不超过72小时。

　　8、顶板锚索按“二一二”布置，选用7m长、直径15.24mm高强度低松驰预应力钢绞线。

间距×排距=1.8m×3.0m。

双锚索沿巷道顶板中心两侧对称布置，间距1.8m。

锚索每眼孔使用CK23/35、Z23/35型树脂锚固剂各2卷，锚索外露≤300mm。

锚索预紧力120KN～140KN。

若顶板破碎时，可适当增加锚索，其加强支护延伸到正常巷道的距离不得小于5m，锚索尾端距巷道底板小于1.8m时，必须加防护套。

　　9、巷道每300根锚杆做一组抗拔力测试，一组不低于3根（顶2根、帮1根），顶锚杆抗拔力不低于80KN，帮锚杆抗拔力不低于60KN，同时测试一组锚索，抗拔力一般以锚索设计值的50%为宜，锚索的理论设计极限载荷不小于240KN。

　　三、质量标准与检验

　　质量标准与检验见表3-3-6。

　　第四节支护工艺

　　1、施工顺序

　　安全检查（顶板、瓦斯、工程质量等）→打眼装药联线爆破→敲帮问顶→挂前探支护→出货→打锚杆眼安装锚杆→收尾整理工程质量。

　　2、掘进落煤、出煤，循环进尺1000mm。

　　3、安装顶板锚杆

（1）进行临时支护：

铺设铁菱型网、上钢筋梁。

（2）打顶板锚杆孔：

采用1台锚杆机按钢筋梁孔位由巷道两帮向中间打眼，巷道顶板锚杆眼孔深总长2200mm。

　　（3）送树脂药卷：

在锚杆孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　（4）搅拌树脂药卷：

用搅拌接头将钻机与锚杆螺母连接起来，然后开动锚杆机边搅拌边推进，推入孔底搅拌20-30s后停止。

　　（5）紧固锚杆：

60s后再次启动钻机边旋转边推进，锚杆螺母在钻机的带动下快速压紧顶板岩面，使锚杆具有较大的预拉力，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至150N·m以上。

　　4、安装帮锚杆

（1）两帮连接菱型网、铺设钢筋梁。

（2）按设计部位施工巷道帮锚杆眼：

采用1台锚杆机或煤电钻，1800mm长锚杆，Φ27mm钻头，打1800mm深钻孔。

　　（3）送树脂药卷：

穿过钢筋梁孔眼装入1节CK23/35和1节Z23/35树脂药卷，用组装好的锚杆将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　（4）搅拌树脂药卷：

将锚杆机或煤电钻与锚杆螺母连接起来，并将锚杆推入孔底，然后开动锚杆机或煤电钻边搅拌边推进，推入孔底搅拌20s～30s后停止。

　　（5）安装锚杆：

60s后再次开动钻机，将托盘快速压紧岩面，安装完毕，最后采用人工加扭的方式将扭矩增加至100N·m以上。

　　5、安装顶板锚索：

（1）打顶板孔眼：

打眼深度为7000mm。

（2）送树脂药卷：

向孔内装入2节CK23/35和2节Z23/35树脂药卷，用钢绞线将树脂药卷慢慢推入孔底。

　　（3）搅拌树脂药卷：

用搅拌接头将锚杆机与钢绞线连接起来，然后升起钻机推进钢绞线，边推进边搅拌，直至推入孔底，停止升钻机，搅拌20～30s后停机。

　　（4）张拉钢绞线：

10min后用张拉千斤顶张拉钢绞线，预紧力为120KN。

　　6、锚索网支护技术要求

（1）钢筋梁规格：

顶钢筋梁4.5m，上帮钢筋梁2.9m，下帮钢筋梁1.8m。

顶锚杆为Φ18mm×2200mm锚杆，帮部锚杆为Φ18×1800mm锚杆。

锚索规格Φ15.24&[换行]times;7300mm的钢绞线。

（2）锚杆角度：

锚杆垂直于顶部及巷帮，顶部最上部锚杆垂向布置，顶板及两帮两端锚杆以750向帮顶打入。

　　（3）金属网规格为1100mm×2000mm。

金属网搭接100mm，用铁丝联网，联网扣间距200mm。

　　（4）顶帮锚杆托盘必须紧贴岩面，锚杆扭矩达到设计要求。

　　（5）顶、帮部锚杆每眼使用CK23/35和Z23/35树脂药卷各1卷，CK23/35锚固药卷在眼底，锚索眼使用CK23/35树脂药卷2卷及Z23/35树脂药卷2卷，CK23/35锚固药卷在眼底。

　　（6）锚杆、锚索搅拌时间为20-30s，搅到眼底后，必须保持推力2min后才能松下锚杆钻机，锚杆开始预紧，锚索开始张拉，锚索预紧力不小于120KN。

　　（7）锚杆必须做拉力试验，煤巷必须做顶板离层监测。

　　（8）顶板破碎、压力大时，采用Φ18mm×2200mm锚杆支护超前管理顶板。

　　（9）顶部和帮部锚杆的间排距分别为800mm×1000mm、900mm×1000mm。

　　（10）当顶板比较完整时，顶板每3排安装2根Φ15.24×7300mm的锚索，隔3排安装1根Φ15.24×7300mm的锚索，成“二一二”布置，锚索间排距为1800mm×3000mm。

当顶板变差时，可根据现场实际情况，在3排之间再增补1～2根锚索用以加强支护。

严禁施工单位擅自扩大顶板锚杆的排距及随意降低顶板支护强度。

　　（11）施工单位要经常检查巷道顶板情况，发现断锚断索时要及时补充。

　　第四章施工工艺

　　第一节施工方法

　　采用全断面一次成巷方法，掘进与支护顺序作业。

　　1、掘进采用钻眼爆破，全断面一次起爆。

　　2、永久支护为锚网支护，工作面临时支护必须采用前探支护，支护紧跟工作面。

　　3、按地测员给定的腰线施工，沿9号煤层掘进，巷道开口前先对开口附近锚网支护进行加固，失效锚杆、锚索及时补打，巷道开口时先拆开口处锚网，用手搞刨开网，处理好拐角后放小炮掘进。

　　4、装载运输采用人工装煤，工作面搪瓷溜子运输，溜子道刮板输送机运输，溜煤眼搪瓷溜子运输。

　　5、交接班后，必须先进行安全检查，发现隐患必须立即处理，确认安全无误后方可开工。

然后进行打眼、装药、爆破等工作。

当工作面炮烟吹散后，由班组长和爆破员进入工作面，由外向里依次检查顶板、支护、瓦斯、煤尘和拒爆等情况，确认安全后，前移前探支护、用刹顶木、木楔使其接顶，并打紧背牢，然后出煤、打锚杆，以此为一个循环。

　　第二节凿岩方式

　　采用爆破方法破岩

　　一、打眼机具

　　打煤眼采用MZ-12型湿式煤电钻2台，1台工作，1台备用。

配备1.4m麻花钻杆2根。

打锚杆眼采用气动锚杆钻机MQT-85J2型2台，1台工作，1台备用。

配备1.0m锚杆钻10根。

　　二、降尘方法

　　采用湿式打眼、使用水炮泥、放炮喷雾、装煤岩前洒水、装煤岩过程中开放水幕等方法降尘。

　　第三节爆破作业

　　掏槽方式为直眼掏槽法，周边眼与设计轮廓线距离为200mm。

　　一、爆破器材

　　使用二级煤矿乳化炸药，药卷规格为Φ32mm×200mm，重150g，毫秒电雷管引爆，MFB-200型隔爆电容式发爆器起爆。

　　二、装药结构

　　全部炮眼统一采用正向连续柱状装药，装药时要小心将药卷用炮棍送到眼底，不得弄断雷管脚线。

　　三、起爆方式

　　爆破网络采用大串联全断面一次起爆。

　　四、炮眼布置图及爆破说明书

　　炮眼数目和装药量的确定：

　　根据下列公式可算出一次爆破所需的总炸药量

　　Q=q×S×l×n

　　式中q——单位炸药消耗量，q=1.5kg/m3;

　　S——巷道断面积，m2,7.05m2;

　　l——炮眼深度，m，取1.2m;

　　n——炮眼利用率，取0.85。

　　根据下列公式可算出每茬炮所需炮眼数目[换行]N=q×S×m×n/（x×p）

　　式中N——炮眼数目，个;

　　m—每个药卷长度,取m=0.2m;

　　x——炮眼装药系数，一般取0.5～0.7，取0.5;

　　p——每个药卷重量，取0.2kg。

　　根据以上两个公式，确定茬炮进尺所需炸药量和炮眼数量分别为：

　　Q=1.5×7.051.2×0.85=10.79（kg）

　　N=（1.5×7.05×0.2×0.85）/（0.5×0.2）=18（个）

　　实际炮眼数量取18个。

　　炮眼布置图（图4-1-4）

　　五、施工质量技术要求

　　1、打眼前必须由班组长、放炮员共同按施工中腰线找出巷道周边轮廓线，标出炮眼位置，严格按炮眼布置图和爆破说明书进行打眼、装药、爆破。

　　2、必须按要求掘进巷道，严禁拉底丢帮，巷道中线处高度不小于2350mm，不大于2550mm，底板保持平整。

　　3、中线至任何一帮的距离偏差允许在-100mm≤x≤100mm之间。

　　第四节装载与运输

　　一、装载与运输方式

　　1、装、运煤矸：

采用爆破落煤为主，手镐落煤为辅。

在掘进巷道中使用1部刮板输送机将煤运至904溜煤眼，经搪瓷溜子至-480m运输巷装入矿车。

最后由CDXT-2.5B型电瓶车牵引至-480m外车场。

　　2、材料及设备运输：

材料及设备由主井送至-480m运输巷，再用矿车或料车将材料和设备运至904溜煤眼，最后人工送入施工迎头。

　　二、运输设备的铺设及安全设施

　　1、使用SGD-320/17B型刮板运输机1部。

　　2、性能参数：

　　设计长度60m

　　输送量40t/h

　　链速0.63m/s

　　减速器速比1：

17.466

　　电动机功率17KW

　　电动机电压660V

　　圆环链规格Φ14mm*50mm

　　刮板间距700mm

　　中部槽规格1200mm*320mm*150mm

　　3、铺设要求：

（1）刮板输送机机头、机尾距巷帮距离不小于700mm，中间部分距巷帮距离不小于500mm。

（2）刮板输送机必须铺在实底上，各部件齐全、可靠、有效。

　　（3）刮板输送机机头、机尾必须打压柱。

　　第五节管线布置

　　1、在掘进巷道中，风管、水管敷设在非人行道一侧，采用2寸钢管和1寸胶管，管路悬挂点距巷道底板高度不低于0.3m。

供水管路（铁管）距迎头不超过20m，设三通、软管紧跟迎头，以满足洒水需要。

接口要严密，不得出现漏水、漏风现象。

　　2、在掘进巷道中，电缆敷设在人行道一侧，各种电缆必须悬挂在电缆钩（每1.5m1个）上，且每钩只准挂一根电缆，悬挂高度不低于1.6m，电缆垂度不超过50mm。

通信、信号电缆铺设在电力电缆上方，间距不小于0.2m。

　　3、在掘进巷道中，风筒使用直径400mm的阻燃风袋，敷设在非人行道一侧，在最上面一趟管路上方0.6m处，做到逢环必挂，平直整齐，不影响运输和行人。

风筒出风口到迎头不大于5m。

　　第六节设备及工具配备

　　设备配备见表4-2-8

　　表4-2-8设备一览表

　　第五章生产系统

　　第一节通风

　　一、通风方式及供风距离

　　采用压入式通风，供风距离为200米。

　　二、掘进工作面风量计算

　　结合矿井[换行]通风现有设备情况，按照工作面掘进的顺序和掘进供风距离，掘进时采用JBT-5.5×2型对旋式局部通风机（11KW），净断面为7.05㎡。

直径400㎜风筒供风。

掘进最长供风距离为200m。

实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换。

（一）局部通风机及风筒的选择：

　　1、掘进工作面的需要风量：

（1）按照瓦斯绝对涌出量计算：

　　Q掘1=100×q掘×K掘（m3/min）

　　=100×0.2×2

　　=40m3/min

　　式中：

　　Q掘—单个掘进工作面需要风量，m3/min。

　　q掘—掘进工作面回风流中瓦斯绝对涌出量，m3/min，取0.2m3/min。

　　K掘—掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数，取2。

　　100—掘进工作面回风流中瓦斯浓度不超过1%所换算的常数。

　　2、按照风速、温度计算掘进工作面需要风量：

　　Q掘2=60×V掘×S掘max×K温，m3/min

　　=60×0.25×7.05×1.2

　　=127m3/min

　　式中：

　　V掘—局部通风机供风井巷巷道最低允许风速，m/s;全岩巷道V掘≥0.15m/s;煤巷和半煤岩巷V掘≥0.25m/s。

　　S掘max—局部通风机供风井巷的设计最大净断面积，取7.05m2

　　K温—局部通风机供风巷道空气温度调整系数，按温度在23℃～26℃之间进行计算，K掘取1.2;

　　3、按掘进工作面同时作业人数进行计算：

　　Q掘3>4N

　　Q掘3>80m3/min

　　式中：

　　N—掘进工作面同时作业最多人数，按20人计算;

　　4—每人每分钟供风量，m3/min

　　4、按风速进行验算：

　　15S掘max

　　108m3/min[换行]煤矿安全规程》中一百零一条规定，掘进岩巷最低允许风速0.15m/s，最高允许风速为4m/s，以上计算出的平巷风速为0.3m/s，符合《煤矿安全规程》规定。

（二）局部通风机安装处全风压供风量的计算：

　　Q掘=∑Q扇+60×V×S

　　=240+60×0.15×7.05

　　=303m3/min

　　Q掘—局部通风机安装处巷道的全风压供风量，m3/min

　　∑Q扇—安装在巷道段局部通风机的需要吸风量，m3/min

　　V—局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的最低允许极限风速，取V=0.15m/s。

　　S—局部通风机吸入口至局部通风机供风井巷回风口之间的巷道断面，取7.05m2。

　　三、局部通风机的安装要求

　　1、局部通风机安装在-480m运输巷新鲜风流中，并距回风道不小于10m。

选用直径400㎜的胶质双反边风筒。

　　2、局部通风机必须吊挂在巷道顶板上或放在风机托架上，距离底板不小于300㎜。

　　3、局部通风机开关必须上架，风筒距迎头不得大于5m，保证工作面足够新鲜风流。

　　4、局部通风机必须挂牌管理，专人负责，实现“双风机、双电源”，主备风机自动切换，并完善“两闭锁”（风电闭锁、瓦斯电闭锁）。

　　5、风筒必须吊挂在巷道顶板上，风筒要求逢环必挂，并且平直，不出现拐死弯现象。

　　6、风筒接口要严实不漏风，工作面风筒不落地。

　　7、必须保证局部通风机连续，不准无故停电，停风。

　　四、通风设施质量要求

　　1、墙体用不燃性材料建筑、厚度不小于0.5m。

严密不漏风（手触无感觉、耳听无声音）。

　　2、墙体平整（1m内凸凹不大于10mm，料石勾缝除外）;无裂缝（雷管脚线不能插入）、重缝和空缝。

[换行]3、墙体周边掏槽（岩巷、锚喷、砌碹巷道除外），要见硬顶、硬帮，要与煤岩接实，四周要有不少于0.1m的裙边

　　4、设施周围5m内巷道支护良好，无杂物、积水、淤泥

　　5、密闭内有水的设反水池或反水管;自然发火煤层的采空区密闭要设观测孔、措施孔，孔口封堵严密。

密闭前无瓦斯积聚，要设栅栏、警标、说明牌板和检查箱（入、排风之间的挡风墙除外）

　　6、风门一组至少两道，能自动关闭，要装有闭锁装置。

门框要包边沿口，有垫衬，四周接触严密，门扇平整不漏风，调节风窗的调节位置设在门墙上方，并能调节。

　　五、一通三防安全技术要求

　　通风系统合理可靠，保证工作面有足够的新鲜风流，保证工作面每人供风量不低于4m3/min，保证巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s，保证工作面任何地方有害气体和瓦斯浓度不超限。

　　六、通风系统

　　1、进风：

　　主、副井→-10m运输巷→-10m提升下山→-320m车场→-320m下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m提升下山→-480m运输巷→局部通风机→风筒→迎头。

　　2、回风：

　　迎头→904回风巷→904风桥→-420m行人下山→-480m岩石巷→-480m回风巷→-480m回风上山→-460m回风上山→-420m回风上山→-370m北巷→-370m北巷上山→-320m北巷→-320m回风巷→-320m回风上山→-145m回风巷→-10m回风上山→-10m回风巷→斜井→地面

　　通风系统示意图（图5-1-5）

　　第二节压风

　　一、压风风源及方式

　　压风风源：

来自地面空气压缩机。

　　压风方式：

通过4寸钢管、2寸钢管和1寸胶管沿路接入迎头。

　　二、压风设备

　　地面压风机房选用2台L-22/7型空气压缩机，1台工作、1台备用。

　　技术性能参数见下表5-2-10

　　三、压风路线

　　地面压风机房→副井→-10m回风巷→-145m回风上山→-145m回风巷→-325m回风上山→-320m回风巷→-320m车场→-320m新下山→-420m运输巷→-420m岩石巷→-420m行人下山→-480m运输巷→904溜子道→迎头。

　　压风系统示意图（图5-2-6）

　　第三节瓦斯防治

　　一、概述

　　根据提供的地质资料，马庄煤矿为低瓦斯矿井，没有高瓦斯区域和瓦斯异常区，施工过程中不需要进行瓦斯抽放工作。

　　二、瓦斯检查

　　1、运输巷内的风速、风量必须符合《煤矿安全规程》关于煤巷巷道内风速不低于0.25m/s，不高于4m/s;每人每分钟应供给的最低风量不得少于4m3/min的规定。

　　2、严格执行《煤矿安全规程》关于运输巷空气成分和温度应符合的规定。

　　1）采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳[换行]浓度不超过0.5%。

　　2）有害气体的浓度不超过表5-3-11规定。

　　表5-3-11矿井有害气体最高允许浓度

　　名称最高允许浓度/%

　　一氧化碳0.0024

　　氧化氮0.00025

　　二氧化硫0.0005

　　硫化氢0.00066

　　氨0.004

　　3）进风口以下的空气温度必须在2℃以上。

　　4）采掘工作面空气温度不得超过26℃;机电设备硐室空气温度不得超过30℃;采掘工作面空气温度超过30℃、机电设备硐室空气温度超过34℃时，必须停止作业。