右45回 采 工 作 面 作 业 规 程.docx

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右45回采工作面作业规程

回采工作面作业规程

回采CL004

长岭煤炭有限责任公司长岭煤矿

工程地点名称：

右45正规回采工作面

矿长：

技术矿长：

安全矿长：

生产矿长：

机电矿长：

通风段长：

采煤段长：

运输段长：

编制人：

陈爱华

2008年6月28日

采掘作业规程批复书

长岭矿：

你矿于2008年6月28日所报右45回采工作面采煤作业规程经研究，批复如下：

1、根据本区煤层赋存实际情况，同意你矿右45回采工作面采用水平分层、走向长壁、采空区后退、高档放顶煤采煤方法。

2、认真学习各工种操作规程，认真贯彻作业规程，达到应知应会。

开采前要在作业地点配备半圆木、铁线、板材、木楔等应急材料。

当煤层厚度变化和支架出现异常情况时，要有矿井领导现场指挥作业。

3、严格按工作面的支护方法及规格进行组织施工，不许随意改变工作面的支护方法及规格。

4、要加强工作面的通风设施管理，根据工作面的实际情况，合理调整风量，加大监测力度，瓦斯、一氧监测探头配备合理，严格按防止自燃发火措施进行预防工作面自燃发火，严格使用瓦斯电闭锁、风电闭锁，监测系统设备灵敏可靠。

5、工作面要采取分段统一下货方式，下货溜子片之间要进行连接。

6、加强机电、运输管理，综保使用前必须进行完好检查，灵敏可靠方可使用；溜子道必须设声光信号；同时要加强大巷、溜子道、上山及煤仓的检查维修。

7、加强工作面两道超前支护及管理，超前支护单体必须穿木鞋，支柱初撑力符合要求，并随时补压，确保支护强度。

8、严格按放顶煤的施工工艺及安全措施进行放顶煤工作，防止采空区浮煤浮矸涌入工作面及推倒支柱的事故发生。

9洒水降尘管路紧跟作业点，特别是在放炮前和下货时，要坚持定期喷水降尘。

各种管线吊挂整齐，保持作业环境整洁。

10、该规程必须原班宣贯，并按《煤矿作业规程编制指南》要求做好考试等。

批准日期2008年7月1日

参加审批人员

总工程师

矿长

安全

生产

运输

机电

通风

第一章概况

第一节工作面位置及井上下关系

工作面位置及井上下关系见表1

表1工作面位置及井上下关系表

水平名称

+15水平

采区名称

+15右翼采区右45回采工作面

地面标高

+243—+223

井下标高

+45—+47

地面相对位置

地面相对位置为丘陵农田地，地面标高为+243—+223米，地表有建筑物，为百姓农舍，可能会受采动的影响。

回采对地面

设施的影响

回采该工作面可能对地面造成小的影响，地表会出现小的塌陷或裂隙。

对农田生产不会造成大的影响。

井下位置及与

四邻关系

上部为+50右翼采空区；下部为未采区；里部为采区边界，由于断层及煤层变化的影响，与实际采矿边界尚有一段距离；外部为+15左翼采区，左401采煤工作面正在回采；上层为煤层顶板，里部二号上山以里为右401采空区，下层为煤层底板。

走向长度

280米

倾斜长度/米

平均20

面积/平方米

5600

第二节煤层

工作面煤层情况见表2

表2煤层情况表

煤层厚度/米

平均7米

煤层结构

相对稳定

煤层倾角/度

30—45

开采煤层

+15右翼煤层

煤种

长焰煤

稳定程度

比较稳定

煤层情况描述

该区煤层相对比较稳定，在采区内有褶曲构造，煤层倾角及煤层厚度有些变化，对回采将造成一定的影响。

断层构造也时有存在，主要为顺层断层。

其表现区域为煤层的外部，煤层原为四层煤合层煤层，所以煤层常有夹矸出现，但通过+45回风石门揭露煤层来看，煤层夹矸较少，对水平分层回采不会造成大的影响。

第三节煤层顶底板

工作面煤层顶底板情况见表3

表3煤层顶板情况表

顶底板名称

岩石名称

厚度/米

特征

基本顶

砂质页岩

>5米

白色、坚硬不易冒落

直接顶

炭质页岩

1.2—2.2米

灰黑色，层节理发育，易冒落

伪顶

煤质泥页岩

0—0.3米

破碎，随采随落，影响煤炭质量。

直接底

时有时无

0—1.8米

灰白色，质软，易碎，易随采动脱落。

基本底

砂质角砾岩及凝灰岩

30米以上

青白色，坚硬与老底为不整合接触，

附图1：

工作面地层综合柱状图

第四节地质构造

一、断层情况及其对回采的影响（表4）

表4断层情况表

断层名称

走向/度

倾向/度

倾角/度

性质

落差/米

对回采的影响

F

北偏东

145度

北偏东

235度

55度

正断层

不详

该断层为采区边界，对回采影响不大。

二、褶曲情况及其对回采的影响

该区褶曲构造比较复杂，主要是顺层断层的牵引造成的褶曲构造，所以造成煤层及顶扳都受到不同程度的破坏，对回采造成的影响也是很明显的。

在回采中要特别注意地应力的变化情况及顶底板破碎对采场的影响。

三、其他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等）

该区无陷落柱及火成岩侵入体。

第五节水文地质

一、含水层（顶部和底部）分析

根据区内的地层和岩性特征及构造位置，含水层自上而下分为第四系黄土、砂、砾石孔隙水，白恶系、侏罗系碎屑裂隙水。

这些含水层由于井筒延深穿透各含水层，使水沿井壁渗透对矿床充水，随开凿深度的增加水位即下降最低标高。

煤层上部孔隙水和裂隙水沿裂隙对矿床充水及复煤层间局部顶板含水对矿床的直接充水，此矿床涌水从采煤里部F1大断层涌出，及从回采采空区中渗出，随着开采深度的加大而下降。

二、其他水源的分析

上部采空区导致围岩下沉陷落，使上部水沿陷落段裂隙对矿床充水；采区边界的断层可构成水力联系，对矿床充水也可能起到一定的作用。

同时该区回采时要注意汛期时的地表水通过地面塌陷裂隙渗入井下，可能造成工作面的涌水加大。

三、涌水量

矿区正常涌水量为25ｍ³/h。

该区无涌水，采区的涌水已从原右401采空区中涌出。

矿区最大涌水量为30ｍ³/h。

该区无涌水。

采区的涌水已从原右401采空区中涌出。

第六节影响回采的其他因素

影响回采的其他地质情况（表5）

表5影响回采的其他地质情况表

瓦斯

根据2007年矿井瓦斯鉴定结果，瓦斯绝对涌出量为0.53m³/min，相对涌出量为3.4m³/t。

为低瓦斯矿井。

CO2

二氧化碳绝对涌出量为0.98m³/min,相对涌出量为6.4m³/t

煤尘爆炸指数

经抚顺煤研所鉴定,其挥发份为50.68%,煤尘爆炸指数为35%具有弱爆炸性。

煤的自然倾向性

煤层自然发火期为6个月，属二类自然。

地温危害

地温为13度—17度。

对回采无影响。

冲击地压危害

无冲击地压产生。

但在生产中要做好冲击地压的预防工作，适当加大工作面的支护强度的同时做好工作的日常支护强度的管理。

第七节储量及服务年限

一、储量

（一）工作面工业储量

Q工=可采面积×平均厚度×容重=5600×7×1.46=5.72万t

（二）工作面可采储量

Q可=Q工×80%=5.72×90%=5.15万t

二、工作面服务年限

工作面的服务年限=（可采推进长度/设计月推进长度）/12=280/45/12=0.53年=6.36个月

第二章采煤方法

采煤方法的选择

该工作面煤层平均厚度（真厚度）18m，煤层倾角30~45度左右，平均为35度，顶板易跨落，煤层中间夹碴较少，根据煤层的赋存条件可采用水平分层巷道布置工作面，故工作面采用水平分层、走向长壁、采空区后退、炮采放顶煤采煤法。

第一节巷道布置

该工作面采取双巷布置,由入风顶板溜子道、回风底板道及开切眼组成。

在右45水平入风巷即溜子道布置在近顶板的煤层中，铺设SGW—40T型刮板输送机，采用工钢梯形支护，是原右401回风巷改造及从右401二号上山往里新送巷道组成，主要用于运输、入风和行人及管线的铺设。

溜子道采用工钢梯形支护、净断面为4.2㎡,长度为280米,,在右45水平回风巷布置在近底板的煤层中,采用锚杆支护和梯棚联合支护，主要用于回风、行人回风道采用半圆拱锚杆支护,净断面为4.1㎡,长度为285米.。

切割眼为矩形工钢支护,断面为4㎡,长度22米.右45工作面巷道布置平面图（比例1：

1000）。

第二节采煤工艺

工作面分层高度为7米,其中采高2米，放顶高度5米，工作面采用采一幅一放顶。

工作面采用爆破落煤和放顶煤工艺，工作面工艺流程为打眼、放炮、敲帮问顶、挂网、串兀钢梁、临时支护、扒浮货、出正排货、回柱、串兀钢梁、支柱、放顶煤、扫浮煤、移溜子、。

爆破落煤采高2.0m，每天1.5个循环，循环进度为1.0m。

工作面顶板煤在底板道超前进行顶煤预裂，以松动、破碎顶板。

一、工作面爆破落煤

炮眼角度为：

炮眼与煤壁夹角为85~90度，顶眼仰角5~10度，底眼垂直面向底板方向保持10~20度的俯角，为了不崩倒支柱，使水平方向的最小抵抗线朝向两柱间的空档。

炮眼布置方式：

炮眼采用五花眼沿倾斜方向布置，炮眼眼深度1.1m，装药量根据煤质而定，一般情况下顶眼、底眼装药量为300g，顶眼及煤软时每个眼可装药150g，腰眼装药量300g，每个炮眼封泥长度大于0.6m。

开帮爆破设计

爆破方法：

采用串联连线，严禁采用并联连线爆破。

一次起爆长度不大于3m。

放炮距离为有一次折角的情况下，要大于30米。

无折角时，要大于50米。

二、装煤与运煤

工作面、溜子道均采用SGW—40T型刮板输送机运煤。

在单体液压支柱和兀钢梁掩护下，刮板输送机铺在1、2排之间。

爆破落煤后，工人用锹将煤攉到刮板输送机上，由放货班长回收采空区的放顶煤，每隔2~3m剪一个溜煤口，利用工作面的刮板输送机使煤直接送到溜子道的刮板输送机上运输出工作面。

三、工作面支护

工作面使用单体液压支柱和兀钢梁支护，采用齐梁直线柱布置，最大控顶距为4排支柱，3.4m，最小控顶距为3排支柱，2.4m，排距1.0m，柱距0.8m，见工作面支护平面图。

四、工作面顶板煤超前爆破

工作面顶板煤质较硬时，两回采巷道顶板压力较大，采用超前预爆破弱化顶煤以转移压力、减小巷道变形和提高顶煤采出率。

超前预爆破在工作面20m外进行，以松动、破碎顶煤、使超前压力向煤体深部转移、防止发生冲击地压及减小巷道变形。

1、炮眼布置及参数：

炮眼超前工作面20m布置在底板回风道及顶板溜子道内，一组5个炮眼，角度和方向如下图所示，垂直于走向，孔间距500~800毫米，斜长5~7m，每组炮眼走向间距2m。

采用煤电钻利用套钎打眼。

2、装药封孔：

正向装药、串联起爆，每孔分段装1~2个引药，每孔装药量1.5~3kg，用黄泥封孔，封泥长度不小于2m，孔口段留1~2m空段。

3超前预爆破：

（1）超前预爆破前，必须将工作面的所有单体液压支柱进行加压，使其达到最大初撑力，严禁有失效的单体液压支柱。

（2）超前预爆破前，必须将工作面的所有人员撤到安全地点。

（3）严格执行“一炮四检”、“三人连锁放炮”制度。

（4）超前预爆破前，必须将放炮地点左右10m的棚子进行加强支护，空帮、空顶的必须刹严刹实。

（5）放炮前，必须在所有可能进入放炮地点的巷道内设好岗哨，岗哨距放炮地点直线70m，曲线50m。

岗哨实行接送制度。

（6）爆破前，将放炮地点左右20范围巷道内的粉尘进行冲洗。

五、放顶煤工艺

（1）煤层真厚度平均为18m，工作面采2.0厚的煤，放顶煤厚度5.0m即采放比1:

2.5。

（2）当工作面每采一幅，并且工作面缩小至最小空间后，将工作面后排金属网自下口开始沿工作面方向每隔2~3m剪一个“T”字形放货口，放货口面积不许大于0。

5m2。

先从底板道向溜子道沿工作面第一个口开始放货，放货量要控制好，大块煤增多时停止放货，封好放货口，再剪下一个放货口，放完最后一个放货口后，再放原放货口的货，放货口交替进行放货，每个放货口放完后要及时用铁丝进行缝补。

（3）工作面同一时间只许一个放货口出货。

（4）放顶煤时，如发现冒落拱向煤壁侧发展，要停止放货，封好放货口。

（5）放顶煤时大块煤堵住放货口时，用大锤将大块煤打碎。

严禁用打眼放炮的办法处理大块煤矸，同时要求严禁采用打眼放炮的办法挑落未及时垮落的采空区顶板。

（6）放顶煤时必须保证空区冒货高度不低于单体液压支柱的三向阀。

（7）采空区来矸时要立即停止放货，封好放货口。

（8）回采过程中设专人捡矸，将煤和矸分装分运，提高煤炭质量。

（9）放顶煤过程中，要加强对放货地点附近单体液压支柱检查工作，发现问题及时采取措施处理。

（10）、大块煤、矸要设专人用大铁锤打成碎块，严禁大块煤矸支倒或砸倒支架。

（11）、上、下端口严禁挑顶放煤。

六、正规循环生产能力

W=L×S×h×y×c

式中W—工作面正规循环生产能力，t；

L—工作面平均长度，20m；

S—工作面循环进尺，1m;

H—工作面设计采高，7.0m;

Y—煤的密度，取1.46t/m3;

C—工作面采出率，90%;

代入数据，计算得工作面正规循环生产能力为184t。

第三节设备配置

工作面使用MZ—1.2型煤电钻打眼，选用DZ22型单体液压支柱和兀钢梁支护，1×5m或.1×3m菱形金属网和刹杆背顶，使用SGW—40T型刮板输送机运煤。

第三章顶板管理

第一节支护设计

一、工作面支护设计

采用经验公式计算支护强度

pt=9.18×k×h×y=9.18×6×2.0×2.6=286.40kn/m2

式中W—工作面正规循环生产能力，t；

pt—工作面合理的支护强度，kn/m2；

S—工作面循环进尺，1m;

h—工作面采高，2.0m;

y—顶板岩石的密度，取2.6t/m3;

k—工作面应支护的上覆岩层厚度与采高比，一般为4~8。

1、单体液压支柱实际支撑力，

Rt=kg×kz×kb×kh×kr×R=0.99×0.95×0.9×1.0×0.9×300=228.54kn

式中Rt—单体液压支柱实际支撑力，kn；

kg—单体液压支柱工作系数，0.99；

kz—单体液压支柱增阻系数，0.95;

kb—单体液压支柱不均匀系数，0.9;

kh—采高系数，1.0

kr—倾角系数，0.9。

R—单体液压支柱额度工作阻力，300kN

2、工作面合理的支护密度

n=pt/Rt=286.40/228.54=1.25根/m2

3、工作面排距定为1.0m,则柱距：

L柱=1.0/（L排×n）=1.0/（1×1.25）=0.80m

式中L柱—工作面支架的柱距，m

L排—工作面支架的排距，1.0m

取支架的柱距0.8m

根据以上计算的支护强度，工作面间、排距，确定工作面选用DZ22型单体液压支柱和兀钢梁成对支护顶板。

二、乳化泵站设计

1、液压管路：

+15硐室泵站（两台）→+15硐室入口→+15车场子→右401回风上山→+45回风石门→右45溜子道（原右401回风巷）及底板回风道→工作面

2、泵站的使用规定：

（1）泵站必须安放平稳，固定牢固，停放在顶板完整，无片帮、无淋水处。

（2）乳化液液浓度必须保证2%~3%，曲轴箱内润滑油合格，油位在油位线之间，油槽内润滑合格，油绳放置合理，并有合格的过滤网。

（3）泵站压力表动作灵活，压力达到额定值，必须保证不低于18Mpa。

（4）泵件、泵箱、液压管路无漏、串液现象。

（5）曲轴箱内温度不得高于50℃，不低于5℃。

第二节工作面顶板管理

一、工作面支架布置方式

（1）工作面选用DZ22型单体液压支柱和兀钢梁成对支护顶板，两个兀钢梁保证6个支柱支护。

工作面倾角0°，单体液压支柱必须垂直于顶板。

（2）工作面采用“三四排”控顶，最大控顶距3.4m，最小控顶距2.4m，挑顶距2.0m，支柱排距1.0m，柱距0.8m。

（3）工作面煤壁不得留有伞檐，兀钢梁未端靠在煤壁上。

（4）顶板用菱形金属网和刹杆背实，以不漏煤为原则，对顶板冒落而不实的部分必须使用圆木及时架木垛，预防顶板大面积跨落而压塌工作面。

二、顶板来压的支护措施

在采煤过程中，必须检查并注意顶板及周围情况。

若发现顶板明显来压现象必须停止采煤工作，加强工作面支架的维护，适当加密工作面支架，沿采空区一排支柱打一排戗棚，正常情况下一梁两柱，当顶板压力增大时，实行一梁三柱。

三、回柱工艺

严格执行由溜子道侧向回风道侧的回柱放顶顺序，回柱茬距支柱茬小于4米，也不许大于8米，严禁超前回收，回一根单体液压支柱打一根单体液压支柱。

回柱前，对所回的单体进行卸载，卸载工作要用卸载手把对单体由小到大逐渐卸载，然后用回顶器回柱。

回顶器要挂在牢固的单体上，压回顶器时，必须设专人观察顶板和挂回顶器的单体情况，如有异常，停止回柱并采取措施处理。

四、初次放顶

工作面回采自切割道回采两个循环后，必须采取人工强制放顶，放顶步距确定为2米，放顶时，要由矿井技术人员及生产、安全管理人员现场亲自指挥。

采用打眼放炮的方法挑落顶板，从而为放顶回采创造先期条件。

炮眼距离为1米，眼深为3米，炮眼斜向采空区方向25度。

每孔装药量不许大于600g。

初次放顶前，要将单体液压支柱加压支牢。

指挥人员只有将初次放顶工作完成，采煤工作面顶压力稳定后，方准撤离现场。

第三节回采巷道及端头顶板管理

一、端头的特殊支护

工作面溜子道，从工作面超前出口煤壁与放顶线之间，采用四组成对3.4m兀钢梁支护，走向使棚，保证每个兀钢梁下4根单体液压支柱。

排距1.0m，柱距0.8m。

放顶线后方运输巷不进行维护，工作面回风巷端头支护与工作面支护相同。

二、入风巷、回风巷支架的回撤

工作面两道采用工钢梯棚和锚杆支护，随着工作面的推进，超前工作面10m将木梯或工钢棚回撤，然后用兀钢梁和单体液压支柱进行加强支护，加强支护为每梁下3根单体液压支柱。

10米—20米处采取兀钢梁和单体液压支柱被逐架回撤后，采用每梁下两根单体液压支柱进行支护。

三、超前支护

工作面超前出口支护形式为4对8根长梁支护，对棚棚距为0.8m，每对棚为8柱支护。

四、备用支护材料数量及存放地点

距工作面30~100米范围内的上下两巷，必须经常存放有备用材料，其中单体液压支柱20根，兀钢梁20根，坑木2m3，以备抢险时急用。

工作面每日用的菱形金属网应根据工作面需用量每班运到，并码放整齐，不得影响行人和运料。

第四节矿压观测

加强矿压观测，成立矿压观测小组：

组长：

陈福山

副组长：

陈爱华，张臣

组员：

曲云刚李树峰白国发陈文才

观测小组必须做到以下几点：

（1）要求人员组织到位，培训到位。

（2）矿压观测人员每班观测到的情况，由组长负责收集、整理，及时向有部门汇报，以便采取措施处理。

（3）观测人员要对矿压观测内容进行定期检查，如发现支柱初撑力低、巷道变形、顶板离层、采空区浮矸充实情况、采空区顶板来压及其活规律等，要及时采取相应的措施进行处理解决。

否则不许作业。

（4）管理人员发现支柱工作阻力达不到额定阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，采取命令作业人员撤离工作面措施，并及时升井。

第四章生产系统

第一节运输系统

一、运输设备的选择和安装

工作面使用SGW—40T刮板输送机三台,（工作面一台,溜子道二台或一台），机头、机尾用单体液压支柱或圆木固定牢固，运输大巷用矿车人力推车运煤至+15车场子。

二、运煤系统

工作面→右45溜子道→右401二号上山或一号上山煤仓→右401运输巷→+15车场子→主井→地面

三、运料系统

地面→主井→+50车场子→+50联络巷→副井→+45回风石门→右45回风巷或右45入风巷→工作面

第二节一通三防与监控系统

一、通风设施设置

右401回风上山下部、右45溜子道与+45回风石门联接处各筑两道风门，工作面上隅角安设一个风帘，风门要完好结实严密、不漏风、能自动关闭且有风门连锁装置。

二、工作面实际需要风量的计算

工作面实际风量根据瓦斯、炸药量和同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面的实际需要的风量。

工作面风量计算

1、按瓦斯涌出量计算：

Q=100qk

式中Q—工作面实际需要风量，m3/min

q—工作面瓦斯绝对涌出量，0.52m3/min

k—工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取2.0

由此计算得Q=104m3/min

2、按工作面每班最多工作人数计算，Q=4KN

式中Q—工作面实际需要风量，m3/min

N—工作面每班最多工作人数，15人。

k—不均衡备用系数，取1.25

由此计算得Q=75m3/min

3、按工作面一次爆破的最大炸药量计算，Q=25A

式中Q—工作面实际需要风量，m3/min

A—采煤工作面一次爆破的最大炸药用量，6kg。

由此计算得Q=150m3/min

4、按风速进行验算

工作面最低风速验算Q＞15×3.4×2.0=102m3/min

工作面最高风速验算Q＜240×2.4×2.0=1152m3/min

5、确定工作面实际需风量。

根据上述原则，确定工作面实际需要风量为150m3/min。

三、通风路线

主井→+15车场子→右401运输巷→通风行人上山→右45溜子道→工作面→泛风→右45回风道→+45回风石门→副井→地面。

见通风系统图。

四、瓦斯防治

（1）瓦斯检查地点：

副井筒、+45回风石门、右45回风道距工作面20米处、工作面上隅角、工作面后排、高顶、电动机、风机附近等固定地点，每班分期检查次数不少于三次，并向跟班矿长汇报。

放炮器所在地点，放炮地点附近20m风流中，回柱放顶处加强瓦斯检查。

（2）瓦斯检查班报表必须有原班瓦斯员签字，检查地点的瓦斯记录，做到班报、牌报、日报三对照，不得空班、漏检、假检。

（3）当工作面风流中瓦斯达到1%时，停止打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁装药、放炮。

工作面及其进风巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到2%时，附近20m停止工作，切断电源，进行处理。

（4）工作面风流中，电动机或其开关安设附近20m以内风流中的瓦斯达到0.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员进行处理。

工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%（或二氧化碳浓度超过1.5%）必须停止工作，撤出人员，采取措施处理。

因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。

（5）工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全检测系统联网在一起，工作面风流中、工作面回风流中，监测工作面风流中的安装具体位置在回风巷，距离工作面小于10m的风流中；监测工作面回风流的安装在回风巷，离混合风流即在右45回风道距+45回风石门10~15米的风流中，工作面风流中传感器断电浓度为大于等于1.5%，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，回风风流中传感器断电浓度为小大于等于1%，断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，它们的复电浓度都是小于1%。

探头名称

用途

报警浓度

断电浓度

复电浓度

断电范围

T1

工作面风流

1%CH4

≥1.5%CH4

＜1%CH4

工作面及回风巷内所有

非本质安全型电气设备

T2

工作面回风流

1%CH4

≥1%CH4

＜1%CH4

T3

工作面CO浓度

24ppm

不参与断电

T5

工作面入风流

0.5%CH4

≥0.5