下组煤皮带大巷回风绕道作业规程.docx

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下组煤皮带大巷回风绕道作业规程

作业地点：

下组煤皮带大巷回风绕道

开字[2010]矿建1号

作业规程

编制：

施工单位：

矿建十六队

施工队长：

编制日期：

2010-10-25

1、地质概况

1.1巷道穿越的煤层和围岩特征及其柱状图：

1.1.1巷道穿越的岩层：

下组煤皮带大巷回风绕道施工过程中将穿越7号到9号煤层之间煤岩层岩性。

详见综合柱状图（图一）

1.2巷道所处位置：

下组煤皮带大巷回风绕道施工处地表位于山头村以东，歇马村北东，独兰村以南，八字山村北西；巷道底板标高798米，地表标高为1215－1225米，盖山厚度为417－427米。

井下南东接南翼皮带巷。

煤（岩）层整体呈背斜构造，轴向北偏西60度，煤（岩）层倾角3度左右。

1.3工作面周围的水文地质情况：

下组煤皮带大巷回风绕道施工处水文地质情况复杂，属带压开采区，奥灰水是工作面的主要充水因素，奥灰静止水位标高900米，巷道底板标高为798米左右，工作面标高低于奥灰静止水位标高102米，底板最大突水系数为0.024Mpa/m。

煤层实际隔水层厚度（70米）大于安全隔水层厚度（31.9米），在没有构造导水的情况下，工作面是安全的。

8号煤顶板L1、K2、L4三层灰岩含水层水也是工作面的主要充水因素。

工作面正常涌水量为5.0m3/h，最大涌水量为30m3/h。

1.4其它地质情况：

1.4.1瓦斯：

该区瓦斯含量低，相对涌出量为1.58m3/t。

1.4.2煤尘：

煤尘具有爆炸性，爆炸指数为22.31%。

1.4.3煤的自燃：

煤的自燃倾向属Ⅱ类（自燃发火）。

1.5煤顶、底板：

1.5.1加强顶板管理，遇托顶煤、顶板破碎、岩石松软时，加强支护，按设计坡度施工。

煤层顶、底板见综合柱状图。

1.5.2增加排水设施，如遇构造时出现渗水、涌水等现象或工作面发生底鼓、顶板压力增大、裂隙增大、裂隙出现渗水等出水征兆时，立即汇报矿调度，撤出所有施工人员，按水灾避灾路线撤退，等待采取必要的防治措施，确保安全后方可施工。

2、工程概况：

2.1巷道用途及布置：

下组煤皮带大巷回风绕道主要为下组煤皮带大巷回风系统的形成而进行开掘。

见巷道平面位置图（图二）

下组煤皮带大巷回风绕道从南翼皮带巷1＃点开口，按方位角330°，3‰的上山施工37.069米至2＃点后，按方位角120°，3‰上山施工23.742米与下组煤皮带大巷贯通。

断面见断面图（三）。

2.2巷道工程量：

下组煤皮带大巷回风绕道施工总工程量为60.811米。

3、巷道断面及支护形式：

3.1巷道断面

下组煤皮带大巷回风绕道断面为直墙半圆拱形，净断面：

宽4.0m，高3.5m,墙高1.5m，拱半径2.0m，断面积9.28m²；掘进断面：

宽4.2m，高3.6m，拱半径2.1m，墙高1.5m，掘进断面积10.08m²。

掘进期间静压水管、高压风管布置在巷道前进方向的左侧，风筒布置在巷道前进方向右侧，监控线、通讯线、电缆布置在巷道前进方向右侧。

3.2支护形式：

3.2.1临时支护：

临时支护为喷射砼，喷射砼厚度为60mm-80mm。

3.2.2永久支护

3.2.2.1在临时支护初喷60mm-80mm厚砼的基础上挂钢筋网、打锚杆、打锚索并复喷砼，厚度达到100mm做为永久支护。

3.2.2.2铺钢筋网与注锚杆同时进行，把钢筋网压在锚杆托盘下。

且网与网要对接并用双股12#联网丝在肋筋处隔一孔联一道，每道联网丝扭3匝，喷浆时喷入砼中，巷道每施工50米，钢筋网必须空出500mm防止杂散电流的安全间隙。

3.2.2.3全断面为岩石掘进时，要求拱部正顶部中线两侧各45度（共90度）范围内挂网；全断面为煤或软岩掘进时，要求拱部及墙部最下一排锚杆以上部分全部挂网；全断面为半煤半岩掘进时，若断面上部为煤，下部为岩石时，煤层部分全部挂网；若下部为煤，上部为岩石时，最下一排锚杆以上部分全部挂网。

3.2.2.4巷道支护为锚喷支护，锚杆全部采用φ20mm×2200mm的螺纹钢锚杆，间排距900mm×900mm；其初锚螺母扭矩不得低于175N·M，锚固力不低于105KN。

钢绞线锚索沿垂直巷道方向并排布置两根，间距1.2m，排距2.7m。

3.2.2.5锚索托盘采用200mm×200mm×14mm钢板切割而成。

锚索的预紧力不低于30MPa,锚固力不小于200KN。

3.2.2.6进行永久支护喷墙部时，必须将两墙底脚基础深度开够设计尺寸，保证基础深度100mm和喷射砼厚度100mm，杜绝赤脚穿裙现象。

3.2.3最大、最小控顶距及支护与工作面之间的关系

最大循环控顶距为2.0m，最小控顶距为0.2m，耙斗机后复喷厚度达到100mm。

见巷道掘支关系图（图四）

3.2.4支护材料的材质、规格、型号、参数及支护材料表

3.2.4.1喷射砼材料

水泥使用P.O42.5普通硅酸盐水泥，细骨料选用粗砂粒径不大于5mm；粗骨料为碎石，粒径为5mm-10mm；速凝剂为争时牌速凝剂，掺量为水泥重量的3-4%；砼重量配合比为：

水泥：

砂子石子混合料=1：

4，水灰比控制在0.45左右，砼强度标号为C20。

3.2.4.2锚杆材料

采用规格为φ20mm×2200mm的螺纹钢锚杆，树脂药卷为MSCK2360型与MSZ2380型各一卷，呈“三花”形布置，断面每排布置9-10根；打注的锚杆必须垂直于巷道岩层主要层理面或巷道周边轮廓，最小角度不低于75°。

孔深度误差0-50mm，间排距误差不得超过±100mm。

见锚杆锚索支护图（图五）。

3.2.4.3钢筋网材料

钢筋网采用φ5.5mm钢筋焊接成900mm×4000mm矩形片网，肋与筋的间距均为90mm。

3.2.4.4锚索材料

锚索采用φ17.8mm×6500mm的钢绞线，MSCK2360、MSZ2380树脂药卷各两卷。

3.2.4.5支护材料表如下

4、掘进方式：

4.1工艺流程：

其工艺流程见掘进工艺流程图（图六）。

4.2作业形式

4.2.1采用钻眼爆破法施工，工作面正常施工采用“两掘、两喷、两锚、一复喷”的正规循环作业方式，循环进尺为1.8m。

除遇托顶煤或

材料名

型号

规格

参数

喷射砼

C20

P.O42.5

1：

4

锚杆

螺纹钢锚杆

φ20mm×2200mm

900mm×900mm

钢筋网

φ5.5mm钢筋矩形网

90mm×90mm网格

900mm×4000mm

锚索

钢绞线

φ17.8mm×6500mm

2700mm×1200mm

树脂

药卷

MSCK

MSZ

2360

各一卷/根（锚杆）

2380

各两卷/根（锚索）

锚索托盘

200mm×200mm×14mm

一块

锚杆托盘

100mm×100mm×10mm

一块

特殊地质构造岩层不稳定时，改变支护方式不能完成一个循环外，在正常施工掘进时，每个掘进班完成一个小循环，每圆班完成一个大循环，在确保安全的前提下可组织多工种平行作业，但在工作面打锚杆与出碴平行作业时，耙斗机导向轮距工作面必须保证至少8m的安全距离，在装药联线、爆破时，工作面其它工序都必须停止。

4.２.２施工中可组织如下平行作业

4.2.2.1交接班、安全检查与打眼准备平行作业。

4.2.2.2打锚杆、打眼与出碴平行作业。

4.2.2.3搅拌喷浆料与喷射砼平行作业。

4.3爆破说明书

4.3.1爆破器材：

选用Ⅱ级煤矿许用乳化炸药，毫秒延期电雷管，MFB-150型发爆器起爆。

4.3.２爆破说明书：

采用垂直楔形掏槽，正向装药，爆破时采用分次装药分次爆破的方法；掏槽眼深2.2m，装药3卷；辅助眼深2.0m，装药2卷；周边眼深2.0米，装药1卷；底眼深2.0米，装药3卷；全断面布置炮眼52个，总装药量为19.6Kg。

具体见炮眼布置三视图（图七），爆破参数表（表一）装药结构图（图八），炮眼联线图（图九）。

5、运输管理：

　　5.1煤（矸石）的装、转、运方式：

工作面　耙斗机3吨磕头车人工推车、绞车　南翼皮带巷翻车40T刮板输送机　南翼皮带巷低硫煤仓主井皮带

地面

5.2材料设备的运输方式：

地面　蓄电车副斜井绞车井底车场架线电机车760大巷架线电机车　760东轨道大巷人工推车、绞车　南翼皮带联络巷人工推车、绞车南翼皮带巷人工推车、绞车工作面。

5.3上、下班人员行走路线：

地面主井候车室步行主井猴车760大巷人车　760东轨道大巷步行南翼皮带联络巷步行　南翼皮带巷步行工作面　

5.4运输管理规定和措施：

5.4.１轨道铺设

5.4.1.1每掘进15m-25m延长轨道一次，使用24kg/m轨道，钢筋砼轨枕，轨距600mm，轨枕间距为700mm。

5.4.1.2轨道的轨距误差不大于5mm、不小于2mm,轨道接头间隙不超过5mm，内错差、高低差不大于2mm，水平误差不大于5mm。

轨枕间距误差不大于50mm，构件齐全有效；轨道道夹板螺丝匹配齐全、紧固，使用正规道岔，道岔构件齐全，螺栓紧固。

5.4.1.3无杂拌道，轨枕无浮离、空吊板现象。

5.5.２装煤（岩）

5.5.2.1装煤（岩）采用P－60B型耙斗机装3T磕头矿车。

5.5.2.2耙斗机司机必须经过培训，并持证上岗。

5.5.2.3耙斗机作业前，司机应对耙斗机进行全面检查，撤离无关人员再进行试运转，发现故障或零配件短缺情况时，应及时处理，严禁带故障运转。

5.5.2.4工作面有人作业时，耙斗机前导向轮距离工作面不小于8米。

5.5.2.5耙斗机必须设置护绳栏、防止耙斗机出槽等设施。

在耙斗机尾轮后2米范围内，除耙斗机司机外，严禁有人通过或逗留。

5.5.2.6出碴与打眼（打锚杆眼、炮眼）平行作业时，打眼的风水管线必须挂在巷道帮上耙斗碰不到的地方。

固定尾轮的扁钎对面不得有人，耙斗机司机随时观察、检查尾轮的牢固情况。

5.5.2.7耙斗机启动前必须发出警号，至少等5秒，确认无误方可送电启动，且耙斗机必须装有急停按钮。

5.5.3耙斗机导向轮的固定：

5.5.3.1导向轮的固定采用两种方法固定：

一种为扁钎配合牛尾巴绳固定；另一种为打注锚杆固定。

5.5.3.2当掌子面为完整的硬岩时，采用牛尾巴绳和扁钎固定。

牛尾巴绳用φ18.5mm的钢丝绳加工，一头加工焊接金属锲头，一头加工成“O”型圈套。

扁钎用废旧钻杆加工成“L”型，固定端砸成扁斜面。

牛尾巴绳和扁钎长度均不小于1米。

要求扁钎的打入方向与耙斗机钢丝绳的夹角不小于10度，见加工固定示意图（图十）。

5.5.3.3当掌子面为软岩或煤时，采用打注φ20mm×2200mm锚杆固定。

药卷采用MSCK2360型与MSZ2380型各一卷。

保证锚杆外露不大于200㎜，因此眼深为2000㎜，锚杆完全凝固后，顶开力矩螺帽，垫片向外露出30mm-50mm的锚杆丝扣然后将导向轮挂在垫片里侧的锚杆上。

5.5.3.4牛尾巴绳固定眼深为1.2米，固定前先将眼孔内用高压风吹扫干净，将牛尾巴绳的锲型端轻轻送入眼底，然后一手牵住牛尾巴绳，一手将扁钎插入眼底，并用大锤敲紧，再将导向轮挂在绳套上。

5.5.3.5打固定眼前，要先确定好眼位，将周围的浮岩活石清理干净，保证锚固在稳定的岩层内。

5.5.3.6挂好导向轮后，要进行慢速试拉，确认无问题后，方可开始出碴，出碴时切忌用力过猛或主付绳同时拉紧，以防拉出锚固装置或拉断钢丝绳。

5.5.4耙斗机的移置和固定

5.5.4.1当耙斗机前槽距工作面25m时，应前移耙斗机。

5.5.4.2在准备移耙斗机前，必须将前方的所有浮岩及其它杂物清理干净，保证巷道的规格尺寸。

5.5.4.3铺设轨道至预移位置，轨道要保证平直，坡度与巷道一致，轨枕间距700mm。

5.5.4.4移耙斗机时，则由人工推至预移位置，将耙斗机四个卡轨器卡好，两根腿子顶牢，两道挡绳栏上好，并挡上铁丝网，簸箕口安放好后方可操作。

5.5.4.5移耙斗机时必须切断耙斗机电源，闭锁开关，严禁自拉，并保证电缆长度。

5.5.5平巷及斜坡运输：

5.5.5.1其中斜坡用绞车运输，车场和平巷采用绞车运输和人力推车。

运输线路上，所有挡车安全设施必须齐全、完好、可靠，有一处不完好严禁相应坡段运输作业。

5.5.5.2绞车、信号工、把钩工都必须持证上岗。

5.5.5.3平巷人力推车时，必须严格执行《煤矿安全规程》第362条的规定，车辆运行中，空、重车道之间严禁站人，道岔及弯道附近严禁站人，以防挤伤人员，必须保证安全。

矿车落道后，严禁直接用手抬和用绞车强行上道，而要用复轨器或千斤顶等上道。

在上道时，必须将车稳住，先抬一头上轨后，再抬另一头复位。

上道时人员应避开矿车倾倒方向，特别注意自身与他人安全，现场要有班长指挥。

矿车上好道后，要及时将现场清扫干净，各种材料工具放到指定位置。

5.5.5.4在矿车能自动滑行的轨道上存放车辆时，必须在矿车的下滑方向用铁马将其挡住，车场间隙达不到要求时两股道不准同时存车。

5.5.5.5平巷采用车场调车方式，车场为双轨铺设，双轨中心距及两侧与巷道的安全距离，人行道的宽度必须符合《煤矿安全规程》规定。

5.5.5.6斜坡或平巷串车必须使用专用的、合格的标准插销、三环链并按规定数量挂车，严禁超挂车。

5.5.5.7每班进行运输作业前，必须详细检查运输线路上的绞车、钢丝绳、钩头、信号等运输设施、设备，必须保证完好，否则不得拉放车。

绞车固定必须有效可靠。

5.5.5.8斜坡运输的所有钩头必须带有保险绳，挂车时严格按规定使用好保险绳，保险绳必须挂在最后一个车的末端。

拉放车时，挂钩工必须详细检查各矿车的连接情况，确认无误后方可开亮红灯进行运输，严禁放飞车或不带电放车，无特殊情况不得意外变速。

5.5.5.9斜坡运输必须严格执行“行人不行车，行车不行人”制度，并设有可靠的挡车设施，斜坡绞车拉放车辆时，严禁下部车场有人通过或逗留，所有人员必须进入躲避硐，并有专职信号工坚守岗位，警戒行人。

5.5.5.10摘挂钩工只有当车辆运行到位、停稳后，方可摘挂钩，摘挂钩时要站在矿车一侧和人行道边，严禁站在道心摘挂钩。

5.5.5.11斜坡运输四超车时，必须采用专用的架子车或平板车，严禁用矿车运输长物料，且必须单独运输，严禁人员跟车护送，且严格执行运输区运输四超车的有关规定。

5.5.5.12矿车在斜坡落道，要立即停车进行处理，且必须有队干部现场指挥，不得用绞车强行牵引上道，用千斤顶或起道器上道，若必须用绞车牵引矿车上道时，人员必须撤到矿车运行的上山方向，同时坡底信号工负责设好警戒，严禁行人通过。

5.5.5.13无论是坡顶还是坡底信号工，都必须兼操作挡车器，当矿车距挡车器10m时，挂钩工在躲避硐内扳动操作阀拉起风动挡车器，待车通过后，及时关闭挡车器。

5.5.5.14斜坡拉放车时，绞车司机必须检查绞车的闸皮、制动闸的完好情况；信号工必须先进行信号双打试验，与绞车司机进行联系试验；把钩工必须检查挡车器、钢丝绳钩头的完好情况。

如上述检查中有一项存在问题时，严禁拉放车。

5.5.5.15斜坡运输绞车信号规定：

一响----停车二响----拉车三响-----放车

四响----慢拉五响----慢放乱响-----事故

5.5.5.16所有道岔必须设立警冲标志，警冲标志设在道岔尾部离轨道中心0.75米处，阻车器设在距警冲标志1米处，所有车辆必须停放在阻车器以内，严禁任何车辆停放在阻车器以外，弯道车场严禁停放超长、超宽车辆。

5.5.5.17斜坡运输使用红灯信号，40米一盏红灯信号，且红灯必须与绞车联锁，绞车开动时，红灯自动亮起。

5.5.6人员行走：

5.5.6.1人员上下班行走时必须严格按照规定路线，并乘坐人车、猴车。

超长工具和物件必须放在工具车内，严禁放入车厢内。

5.5.6.2所有施工人员必须熟悉行走路线，结伴或集体行动，不得乱走动，行走时要时刻注意巷道内的车辆运行情况，通过交岔点时，要确认无行车后再通过。

严禁人员行走大巷，严格执行“行车不行人”的规定，严禁损坏沿途设备或设施；携带长件工具时，要平行拿在手中，防止碰伤人员或被其它物件挂触。

行走时注意力要集中，走人行道一侧，严禁接触架空线。

5.5.6.3背送炸药人员在大巷行走时必须穿反光背心。

并且要求背送炸药的人员和背雷管的人员保持60米的间距。

5.5.6.4严禁在作业范围以外随意行走。

5.5.6.5严格执行《镇城底矿运输管理制度》中的规定。

6、通风系统管理：

6.1通风方式

采用局部通风机压入式通风，风机安设在南翼皮带巷的新鲜风流中，距回风口大于10米，使用φ800mm胶质柔性风筒，风筒吊挂在巷道前进方向的左帮距底板1.8m，保证行人通过及不被矿车挂破。

风机最突出部位距轨道边缘不得小于700mm，距离巷道底板不小于300mm。

6.2风量计算及局部通风系统：

6.2.1局部通风系统：

见通风系统示意图（图十一）

（新鲜风）：

地面主（副）斜井760东轨道大巷南翼皮带联络巷　南翼皮带巷风筒工作面。

（污风）：

工作面南翼皮带巷联络巷回风立眼南翼总回风巷南二回风井地面

6.2.2工作面需风量的计算

6.2.2.1以稀释、排除掘进巷炮烟所需的风量进行计算：

Q压=7.8/t×A1/3（SL）2/3

=7.8/30×16.41/3×（9.28×61）2/3=49.58（m3/min）

式中：

t——掘进巷道通风时间，吹散炮烟取30分钟。

A——掘进工作面一次起爆的炸药量16.4kg

S——掘进巷道的净断面积9.28m2。

L掘——掘进巷道的通风长度：

L稀=400A/S=400×16.4/9.28=706.9m，因为

L稀＜L掘，因此L取值为61m；L稀：

掘进工作面至稀释炮烟到安全浓度的距离。

6.2.2.2按巷道的瓦斯涌出量进行计算：

Q掘=100q瓦·k=100×0.2×1.2=24m3/min

式中：

Q掘——掘进工作面最低配风量,m3/min；

q瓦——掘进工作面瓦斯绝对涌出量取0.2m3/min；

k——瓦斯涌出量不均衡系数镇矿取1.2。

6.2.2.3按良好劳动气候条件所需风量计算

Q掘=60V小·S=60×0.25×13=195（m3/min）

式中:

V小——创造良好的劳动气候条件最低风速取0.25m/s

6.2.2.4按工作面人数计算

Q掘=4Q=4×38=152（m3/min）

N——掘进工作交接班的人数最大值，取38人；

4——《煤矿安全规程》规定井下每人需风量为4m3/min。

综合上述计算，下组煤皮带大巷回风绕道的最低配风量

Q掘=195m3/min

6.2.2.5局部通风机的选型：

根据井下实际试选YBT-62-2/28型风机，其吸风量为210～230m3/min，取其吸风量为210m3/min。

则Q掘实=Q吸（1-L%×n%）

=300×（1-L%×2%）=210×（1-150%×2%）=203.7m3/min

式中：

Q掘实——开掘工作面的实际供风量m3/min；

Q吸——局部通风机实际吸风量m3/min；

L——风筒总长度150m；

n%——风筒百米漏风率实测为2%。

Q掘实＞Q掘，符合《煤矿安全规程》要求，因此选择YBT-62-2/28型风机两台（一台单日运转、一台双日运转）。

6.2.2.6局部通风机的配风

YBT-62-2/28型局部通风机运转时，现场最大吸风量为230m3/min

Q局=N×Q吸+9×S=1×230+9×12.68=344.12m3/min

式中：

N——安设局部通风机台数，取1；

S——安放风机巷道的断面积12.68m2；

Q吸——局部通风机的井下现场最大吸风量230m3/min。

6.2.2.7对配风量进行验算：

6.2.2.7.1按瓦斯浓度进行验算

C=q瓦/Q掘实=0.2/203.7×100%=0.1%

C＜0.8%，符合《煤矿安全规程》要求。

6.2.2.7.2根据风速进行验算

V=Q掘实/（60×S）=203.7/（60×9.28）=0.37m/s

0.25m/s＜V＜4m/s，符合《煤矿安全规程》第101条规定。

6.2.2.8风筒出口到工作面的最大距离：

L射=4×s1/2=4×9.281/2=12.19m

其中：

L射：

风流的有效射程

s：

巷道净断面积取9.28m2

根据规定风筒出风口到工作面的最大距离不超过5m。

6.3通风安全监测系统：

6.3.1瓦斯监控系统：

瓦斯监控设备T必须符合下列要求：

序号

设备编号

报警

浓度

断电

浓度

复电

浓度

断电范围

1

T1

≥0.8%

≥1.3%

＜0.8%

工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备

2

T2

≥0.8%

≥0.8%

＜0.8%

工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备

断电范围：

工作面及掘进巷道全部非本质安全型电气设备。

见瓦斯监控系统图（图十二）。

6.3.2甲烷传感器T1应悬挂在距顶板不大于300mm，距回风流侧巷壁不小于200mm处：

距工作面距离不大于5m。

T2悬挂在距回风巷口10-15米范围内。

6.3.3甲烷传感器必须安设在顶板完整、支护完好、无进水以及其它机械损伤的安全地点。

甲烷传感器由监控队负责安装、延线和维修，甲烷传感器的前移由各班长负责，随掘进及时前移。

6.3.4瓦斯传感器应保持清洁，严禁用水冲洗，以免影响正常使用。

6.3.5安设甲烷传感器的同时必须安设断电仪，并确保有效运行。

6.3.6每班跟班队长、班长、电工必须携带便携式甲烷检测报警仪，对作业地点的瓦斯浓度进行随检。

6.3.7当工作面的瓦斯浓度达到0.8%时，所有人员都必须立即撤出到新鲜风流的地方，并汇报调度。

6.4综合除尘、防灭火设施布置

6.4.1防尘管路距离工作面不得大于20米；

6.4.2风流净化水幕安设在距工作面50米处的巷道内，喷浆和爆破时，打开三通阀门即可正常使用；

6.4.3爆破自动喷雾安设在距工作面20米处的巷道内，爆破时自动打开；

6.4.4耙斗机上方安装转载喷雾，装碴时打开三通阀门即可使用。

6.4.5防灭火管路与防尘管路共用；

6.4.6防尘管路和三通阀门及各防尘设施的管理，要做到挂牌定专人管理，做到随时使用良好。

见综合防尘图（图十三）

6.5通风管理

6.5.1工作面必须保证正常通风，严禁私自停风或摘开风筒作业，及时延接风筒。

发现断开的地方必须及时对好，有破口的地方及时补好，以防瓦斯积聚。

6.5.2风机采用双风机、双电源专供电，保证连续运转，严禁随意停开风机或断开风筒。

双风机单双日自动切换，灵敏可靠。

6.5.3风机必须装有风电闭锁装置，保证停风后切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源，并设专人管理；必须装有瓦斯电闭锁装置，保证瓦斯超限后切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备的电源。

6.5.4工作面严禁停风，因检修、停电等原因停风时，必须将人员撤出工作面，同时切断掘进巷道中所有设备的电源，严禁人员进入停风区。

6.5.5风机停风后，必须在风机处悬挂一块“未检查瓦斯，严禁送电通风”警示牌。

只有在停风区中瓦斯浓度最高不超过0.8％和二氧化碳浓度最高不超过1.5％、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，方可人工开启风机，恢复正常通风。

如果瓦斯超限，将所有设备断电闭锁，汇报矿调度并撤出所有人员，由通风科负责排放瓦斯。

6.5.6风机的安装和使用严格