3煤集中主运大巷作业规程.docx
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3煤集中主运大巷作业规程
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3#煤集中主运大巷。
二、掘进目的及巷道用途
3#煤集中主运大巷为运输巷道，为3#煤各工作面的生产运输、进风、行人需要，同时应满足该工作面回采时的设备安装、设备检修、管线敷设等需要。
三、巷道设计长度
巷道设计长度：
平距为523m（暂定）。
四、预计开工时间
经矿领导研究决定，本掘进工作面预计2012年1月1日开工。
第二节编写依据
1、根据《煤矿安全规程》、《煤矿安全技术操作规程》《3#煤平\断面图》《矿井地质报告》及有关规定。
2、《煤矿安全规程》（2010版）。
3、《矿山井巷工程施工及验收规范》（GBJ213-90）。
4、《煤矿井巷工程质量检验评定标准》（MT5009-2010）。
5、《锚杆喷射混凝土支护技术规范》（GB50086-2001）。
6、《砌体工程施工质量验收规范》（GB50203-2002）。
7、《建设工程监理规范》GB50139-2000。
8、《煤炭建设工程质量技术资料管理规定与评级办法》（1999年版）。
9、其它与本工程有关的国家及部颁现行有效的各种技术规范、规程、规定。
10、工程情况和我单位自身综合施工能力。
第二章地质及水文情况
第一节煤（岩）层赋存特征
一、煤（岩）层产状、厚度、结构、硬度
煤层结构复杂,含夹矸0-2层，多集中在煤层的中部。
直接顶：
灰色砂质泥岩、粉砂岩、泥岩为主，裸露部分平均厚度0.0m～1.1m，局部夹炭质岩薄层，致密，较坚硬。
炭质泥岩及2号稳定煤层（3-1、3-2）及组成。
3-2号煤层全区稳定可采，从柱状图分析北部煤层为2.0m，到了南部煤层厚度变为3.0m。
二、煤层瓦斯涌出量、瓦斯等级、发火期及地温
1、瓦斯：
地质部门共采集5个瓦斯样进行测定，CH4为0，CO2为5.81％～41.33％，N2为58.67％～94.19%，属二氧化碳～氮气带。
根据地质报告，煤层瓦斯含量低，故按低瓦斯矿井考虑。
2、煤尘、自燃与地温：
煤层干燥无灰基挥发分产率在37％以上，有煤尘爆炸危险。
自燃：
经对3#、4#、6#上、9#煤层煤样燃点测试，井田煤层均属于容易自燃。
最短自燃发火期为12d～17d。
地温：
本井田对2个钻孔进行了简易地温测量工作，结果表明本井田地温变化不大，未发现高温异常，属于地温正常区域，对井下采、掘无危害。
第二节地质构造
1、地质说明：
1）3#煤层厚度为2.05—2.40m，平均厚度为2.23m，煤层结构复杂，夹矸0—2层，累计夹矸层厚度为0—0.95m，一般都在0.4m左右，夹矸岩性为泥岩，硬度f=2—3之间。
2）3#煤顶为中粒砂岩，厚度在8.96—15.16m，平均厚度为11.64m，为软质—硬质，不坚固—中等坚固岩石。
2、构造及含水情况：
1）该施工地段为单斜构造，无断层和岩浆岩、陷落柱。
2）3#煤顶含水，涌水量很小，对生产无影响。
第三节防治水相关规定
1、坚持“预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”。
的探放水措施。
2、建立畅通的排水系统。
3、加强水文地质观测，做好预测预报。
4、防治水钻孔设计、规定、探放水安全专项技术措施内容附作业规程后
第三章巷道布置及支护说明
第一节巷道布置
3#煤集中主运大巷沿煤层顶板破底掘进。
掘进断面设计为矩形:
S净＝宽4000mm×高2600mm=10.4m2；掘进施工中，巷道左侧上部吊挂电缆，右侧吊挂风筒，下部敷设管路。
3#煤集中主运大巷开口位置为k（x=4403421.263,y=19648910.271）号测点，方位为：
270°；施工地点围岩稳定，顶帮完整，无地质构造。
，3#煤集中主运大巷施工前期前在回风巷与皮带巷联络处安装40T刮板输送机一部，通过回风巷与皮带巷联络巷运煤至3#煤皮带巷SJ1000mm皮带，掘进80m后安装SJ800/2×40KW皮带在联络巷处运煤至3#煤皮带巷，经3#煤皮带巷皮带运至3#层煤仓，再由主井固定式皮带运至地面。
附:
3#煤集中主运大巷平面布置图。
第二节支护设计
一、巷道规格
3#煤集中主运大巷断面设计为矩形:
S净＝宽4000mm×高2600mm=10.4m2；
S毛＝宽4200mm×高2700mm=11.34m2
二、支护
（一）、临时支护
如顶板破碎可先打超前锚杆。
必须使用前探梁作为临时支护，具体要求：
采用两根长5m的Ф3寸钢管做前探梁，用前探梁吊环将前探梁固定于永久支护下居中两侧的锚杆上，用两块2500×150×50mm的松木板搭设到前探梁上用大木楔接顶进行临时支护。
前探梁随掘进前移必须移至工作面迎头。
采用前探梁临时支护时具体要求如下：
1）支护时采用前探梁、吊环、木板共同支护，前探梁采用两根3m长，Ф100mm钢管做前探梁。
用前探梁卡固定于永久支护下居中两侧的锚杆上用两块松木板进行临时支护。
2）吊环使用矿自制，木板规格：
长2500×宽150×厚50mm。
3）前探梁的固定方式用吊环固定，两根钢管之间间距1.8m，每根套环间隔为1.5m。
4）前探梁随掘进前移并必须移至工作面迎头煤壁。
用前探梁卡固定于永久支护下居中两侧的锚杆上用一块松木板进行临时支护。
5）利用掘进后预留的加深眼直接插入前探梁，另一端用牢柱绳套进行固定，固定要紧贴顶板并铺设点焊网。
若前探梁支护局部不接顶，必须用板梁背实接顶。
质量要求和注意事项：
1）用大木楔（规格为：
长500×宽200×厚150mm）刹紧木板接顶。
2）施工前必须排除迎头活矸、危岩、伞檐，确保施工安全。
3）吊环使用时不得在锚杆失效的锚杆上吊挂。
4）吊环的螺口必须与锚杆丝杆相吻合，不得出现空洞现象，否则不得使用前探梁进行支护。
5）人员必须站在支护好的地点前窜前探梁，严禁空顶作业。
附：
前探梁支护示意图
（二）、永久支护
1、巷道顶压计算
Q=4ra²/3f=4×2.5×2.6²/3×4=5.63T/m
式中:
Q—巷道顶压 ｒ—岩石容重，取2.5T/m³
f—普氏系数，取4a—巷宽之半，取2.4m
2、支护参数计算
（1）锚杆长度：
L=N（1.1+w/10）=1×（1.1＋5.2/10）﹦1.62m
（2）锚杆直径：
d=L/100=1600/100﹦14mm
式中：
L—锚杆长度
N—岩石稳定性系数，取1.0
W—巷道最大跨度，取4.8m
3、永久支护设计及材料的选择
3#煤集中主运大巷永久支护采用锚、网、索全断面联合支护。
顶板锚杆间排距：
1000×1000mm，顶板5根锚杆，顶部锚杆采用Φ18×2000mm左旋螺纹锚杆，托盘采用弧形托盘，规格为长×宽×厚=150×150mm×10mm；帮部锚杆采用Φ16×1600mm普通圆钢锚杆，托盘为平托盘，锚杆间排距为1200mm×1000mm，顶部、帮部全部挂网支护，顶板采用Φ5mm钢筋网，网格100mm×100mm，网幅1200mm×2200mm，帮部采用10#铁丝菱形网，网格50×50mm，网幅1000×10000mm，网与网之间用14#铁丝绑扎，压茬搭接100mm，双股拧绕三圈相连，连接时要将网片拉紧，顶部在锚杆支护前先进行联网，在临时支护的掩护下按中线打第一根锚杆，锚固后上紧托盘压紧钢筋网。
锚杆按照第一根锚杆距顶板300mm依次向下布置，锚杆均使用配套标准螺母紧固，锚杆外露长度在30mm—50mm之间，每根锚杆使用1根K2335、1根MSZ2360树脂锚固剂，锚固力顶锚杆和帮锚杆均不少于50KN。
锚索采用直径为Φ17.8mm×6000mm的高强低松弛钢绞线，间排距：
2000×3000mm，托盘采用300×300×10mm铁托板。
锚固方式为端锚。
每根锚索使用1根K2335、3根MSZ2360树脂锚固剂，外露长度不大于300mm，锚固力不小于100KN。
注：
当顶板遇到破碎带时，顶板及两帮的空顶距支护不得大于1m，正常顶板空顶距支护不得大于2m。
锚索根据作业现场揭露煤岩实际情况进行加密或补打，巷道必须严格按照《煤矿井巷工程质量检验评定标准》施工，当遇大断层或构造带时需加强支护时另编写安全补充技术措施。
附：
3#煤集中主运大巷断面图
三、巷道永久支护质量规定
项目
质量标准（mm）
部位
巷道规格及名称（mm）
巷道全宽
0～+100
0～-50
空顶距支护不得大于0.9m
上
4200
中
4200
下
5000
巷道净高
0～±50
左、中、右
2600
锚杆布置
±100
锚杆
1000*1000
锚杆安装
≥75°
人工安装
锚索布置
±100
锚索
3000
锚索安装
±3°
人工安装
工业卫生
严格执行一个“重视”、两个“齐”、三个“无”、四个“一条线”、五个“净”、六个“文明”的规定
四、安装工艺
1、打锚杆眼
打眼前，首先按照中腰线严格检查巷道断面规格，不符合作业规程要求时先进行处理；打眼前要先敲帮问顶，仔细检查顶帮围岩情况，找掉活矸、浮煤，确认安全后方可开始作业。
锚杆眼的位置要准确，眼位误差不得超过100mm，角度误差不得大于15°。
锚杆眼深度应与锚杆长度相匹配，严格按照锚杆长度打眼，眼深比锚杆长度短30-50mm。
2、安装锚杆
安装前，用扫眼器将眼内岩煤粉清扫干净，先装入1支K2335型树脂锚固剂，然后连续装入1支MSZ2360型树脂锚固剂,把锚杆插入锚杆眼里，使搅拌器顶住树脂锚固剂，利用锚杆杆体将树脂药卷轻送到孔底。
按此顺序一支一支的装入树脂锚固剂。
然后锚杆外端头套上铁丝网、托盘、螺帽，用专用套筒卡住螺冒，杆尾通过搅拌器与钻机机头连接，升起钻机，开动风动锚杆机，使锚杆机带动杆体旋转将锚杆旋入树脂锚固剂，对锚固剂进行搅拌，搅拌旋转时大于35秒，顶推1分钟下缩钻机。
直至锚杆锚固后，方可撤去风动锚杆机，然后利用钻机拧紧螺母，使锚杆预紧力不小于150KN/M。
锚固力不小于50KN。
12分钟以后，再次拧紧螺冒给锚杆施加预紧力，使锚杆锚固力达到设计要求。
掘进前锚杆空顶距最大不超过900mm。
3、安装锚索
打完眼后按下列程序安装锚索：
1、组装锚索。
按设计长度截取钢绞线，用钢刷除去钢绞线表面浮锈，锚索不注浆时在自由段涂防锈油脂。
2、安装、锚固锚索
1）检查锚索眼孔质量，不合格的及时处理。
2）把锚索末端套上专用驱动头、拧上导向管并卡牢。
3）将树脂药卷用钢绞线送入锚索孔底，使用两以上树脂锚固剂时，应按快、中速顺序自上而下排列。
4）用锚杆机进行搅拌，将专用驱动头尾部六方插入锚杆机上，一人扶住机头，一人操作锚杆机；边推进边搅拌，前半程用慢速后半程用快速，旋转约40秒。
5）停止搅拌，但继续保持锚杆机的推力约1分钟后，缩下锚杆机。
3、树脂锚固1小时后进行张拉千顶紧上托盘工作，上好锚索托梁，用张拉千斤顶张拉锚索达到设计锚固力100KN。
第四章施工工艺
第一节施工方法
一、施工方法：
巷道掘进采用EBZ—200H型悬臂式掘进机沿煤层底板坡底截割并自行装煤的施工方法。
掘进机后沿巷中铺设溜子，掘至80m后安装SJ800/2×65KW皮带。
支护采用MQJ—120锚索钻机打装顶板锚杆及锚索，掘进机后局部撒煤采用人工清理，工作面掘进机蟹爪耙装出煤，清底。
第二节施工工艺
一、工艺流程
┏割煤┑┏永久支护┑
准备→┿进料┼→敲帮问顶、临时支护→→下一循环
┗出煤┙┗－验收－┚
准备工作包括设备检修和交接班
二、进刀方式
EBJ—200TP型悬臂式掘进机割煤进刀方式采用底部掏槽，自开缺口，直接进刀方式，进刀后自下而上完成中部切割，然后进行刷帮扫底。
附：
截割路线图
三、割煤
先把掘进机置于巷道中部，根据激光指向仪定向，按图示的切割路线由底板向上切割，切割一排锚杆的深度将掘进机后退一定距离，移至一帮适当位置，再进行切割刷帮，保证顶平帮直，在切割过程中完成出煤，然后进行支护。
每循环进尺2000mm，在顶板条件允许的情况下，可以大循环掘进，但最大循环不得超过3000mm，护帮支护滞后迎头顶板支护不得超过2000mm。
在掘进过程中临时支护必须紧跟迎头,如遇到顶板破碎、片帮等条件变化时，及时缩小循环进尺，不得超过1000mm，且顶帮支护必须紧跟迎头。
四、敲帮问顶
在出煤完毕人员进入工作面前，跟班队长要利用长柄工具进行认真的敲帮问顶后，确定无异常情况时方可进入工作面开始进行下一工序。
五、施工说明：
1、施工时严格执行“有掘必探，先探后掘”原则。
2、严格执行“敲帮问顶”，作业前排除迎头活矸、危岩、伞檐，确保安全。
3、遇特殊地质构造时及时与技术科联系,另行编制安全措施。
4、实际揭露煤岩破碎，顶帮部条件差时，应采取措施加强支护，
原支护设计不能确保施工安全时，及时改变合理支护方式，另编支护措施。
第三节装、运岩（煤）方式
一、装、运岩（煤）方式及运输方式：
施工中采用掘进机切割，刮板输送机和皮带输送机运输煤（矸），材料运输人工用平车运至3#煤集中主运大巷开口处，临时码放整齐，由人工运至工作面。
运煤（矸）途径：
掘进机切割落煤→掘进机耙爪→掘进机刮板运输机→桥式皮带机→SJ800/2×40KW皮带机→3#煤皮带巷SJ1000mm皮带机→3#层煤仓→主井固定式皮带→地面。
施工中采用溜子、皮带搭接运输，各转载点应有独立的信号联系。
第四节管线敷设
在掘进施工中所敷设的电缆、风水管路、风筒等均应按断面图中规定的位置要求吊挂牢固整齐。
电缆钩每隔1m一个，电缆垂度不超过50mm，布置在风水管上方，保证距离不小于300mm。
风水管要接口严密，不得出现漏风漏水现象，吊挂高度不小于500mm。
要随掘进迎头前进及时延长，以备迎头正常用风用水。
风筒要严格按质量标准化要求吊挂平直，严禁出现死弯，风筒口距迎头不大于5m。
注：
以上未尽事宜严格按《南阳坡煤矿井下电缆、管线、风筒吊挂统一标准》执行
第五章劳动组织与主要技术经济指标
第一节 劳动组织
采用“三八”工作制，每班掘进一排支护一排，其中早班由大班维护检修90分钟，中夜班由跟班维护工检修维护。
附：
设备及工具配备情况表、劳动组织表
设备及工具配备情况表
序号
设备名称
规格型号
单位
数量
1
掘进机
EBZ200-TP
台
1
2
皮带机
SJ-800
台
1
3
溜子
40KW
台
1
4
转载机
SZ—2D2
台
1
5
局扇
FBDNO7.1（2х22Kw）
台
2
6
锚索机
MQJ-120
部
4
7
铁锹
把
自定
8
风镐
把
2
9
风镐钎子
G10
根
自定
10
钻杆
1m
根
自定
11
风煤钻
部
2
12
麻花钻杆
1m、（2m）
根
自定
劳动组织表
序号
工种
出勤人员
夜班
早班
中班
1
支护工
5
3
3
2
运料工
3
3
3
3
掘进司机
1
1
1
4
转载司机
1
1
1
5
皮带司机
2
2
2
6
刮板输送机司机
1
1
1
7
维护工
3
2
2
8
班长
1
1
1
9
跟班队长
1
1
1
10
合计
18
15
15
说明：
该劳动组织及人员配备可根据施工情况、工程量、进行适当调整。
钻眼工、运料工均为支护工。
第二节循环作业
为保证正规循环作业，迎头施工作业必须根据劳动组织的人员配备，合理安排工序，工序和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。
作业方式：
三八作业制，连续作业方式。
循环进度2000mm，早班2个循环，8：
00-9:
30点为检修刮板输送机皮带、掘进机、接风水管等，中、夜班各4个循环。
附：
正规循环作业图表
第三节主要技术经济指标
技术经济指标表
序序号
项目
单位
指标
备注
1
在册人数
人
50
2
每循环出勤人数
人
15
3
出勤率
%
95
4
循环进尺
m
2
早班2个循环，中夜班各4个循环
5
月循环
个
250
6
月进尺
m
450
25天/月计算
第六章生产系统
第一节通风系统
一、通风系统
施工过程中，局部通风机安装在副井甩车场联络巷内，采用Ф800mm双反边胶质风筒，共计供风距离：
860m。
（一）、掘进工作面需要风量计算：
1、按工作面工作人数计算：
Q掘=30N=4×30=120m³/min
式中：
N—掘进工作面同时工作人数，取30人；
2、按瓦斯（二氧化碳）涌出量计算：
Q=100×q×k=100×0.82×1.5=123m³/min
3、按掘进巷道最低风速计算：
Q风速=V掘S掘=15×11.34=170.1m³/min
式中：
Q风速—按掘进工作面风速要求计算需要风量，m³/min；
S掘—掘进巷道的断面积，11.34㎡；
V掘—按掘进工作面煤巷最低风速换算系数为15m³/min；
4、按最高风速计算：
Q≤240S=240×11.34=2721.6m³/min
根据以上计算，取Q=170.1m³/min作为该掘进工作面的实际需要风量。
（二）局扇吸风量计算：
Q吸=Q×Pi=170.1×1.04=176.9m³/min
Pi—风筒风量比：
1.04
（三）局扇、风筒选型
由于巷道断面较大，供风长度较远，根据局扇吸风量，选用对旋式2×22KW局部通风机，实际吸风量380—420m³/min。
风筒均选用直径为800mm的抗静电、阻燃、软质风筒。
（四）、局扇型号功率
3#煤集中主运大巷施工掘进采用局扇型号为FB（D）C/Y—2×22KW的局部通风机供风；
（五）、通风方式
3#煤主运大巷施工掘进采用局部通风机压入式通风。
二、安装和使用局部通风机和风筒应遵守下列规定：
（1）、3#煤集中主运大巷局部通风机安装在副井井底车场自动平衡风门处。
（2）、局部通风机必须由专人负责管理，保证正常运转、不准无故停电、停风。
（3）、压入式局部通风机的启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m，全负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最低风速必须符合有关规定。
（4）、风机必须吊挂或放在风机架上，开关必须上架，上仰角度符合要求，通风机高度离地面不低于0.3米，风筒距工作面迎头不大于5m，保证工作面有足够的新鲜风流。
（5）、必须采用抗静电、阻燃风筒。
风筒口到掘进工作面的距离以及混合式通风的局部通风机和风筒的安设，应明确规定。
（6）、风筒吊挂巷道顶板侧，风筒要求平直稳紧，缝环必挂，拐弯处要使用骨架风筒，不准拐死弯，风机连接口及风筒接口要严实不漏风，风量损失符合要求，工作面风筒不落地。
（7）、使用局部通风机供风的地点必须实行“三专两闭锁”，保证停风后切断停风区内全部非本质安全型电器设备的电源。
（8）、启动局部通风机时，不能一次启动，应做到两次启动两次停止第三次正式启动。
三、“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；保证巷道内任何地点有害气体、瓦斯浓度不超限。
四、通风系统：
1、进风路线：
地面→副斜井→3#煤井底车场局部风机→3#煤回风巷→3#煤集中主运大巷→工作面。
2、回风路线：
工作面→3#煤集中主运大巷→3#煤回风大巷→3#煤回风暗斜井→4#煤总回风巷→东竖井→地面。
附：
3#煤集中主运大巷通风系统示意图。
第二节压风系统
风源来自地面临时安装的螺杆式压风机，地面压风为0.8MPa,掘进迎头锚索机等器具用风风压不小于0.35MPa。
敷设的风管要接口严密，不得出现漏风现象。
风管距迎头20m范围内使用胶管，20m外使用4寸铁管，压风管路要随掘进迎头前进及时延长，以备迎头正常用风。
压风系统：
地面压风机→主斜井、副斜井→1#联络巷Ф108mm压风管→原回风大巷Ф108mm压风管→3煤集中主运回风大巷→工作面
第三节防尘系统
防尘水源来自东竖井静压水仓，用4寸钢管接至迎头，每50m设一个三通阀。
巷道开口处20m范围内设置一道封闭全段面的水幕，掘进迎头的回风口混合风流20m范围内设一道能封闭全断面的常开水幕。
掘进机的外喷雾，各转载点喷雾,迎头掘进机后加强防尘设施，加强人工辅助防尘和个人防护工作，定期冲刷巷帮、湿式打眼、净化风流等综合防尘措施。
防尘系统：
1、自东竖井静压水仓→副斜井→井底甩车场→3#煤回风巷→掘进工作面迎头。
第四节防火系统
巷道掘进采用风动钻机打眼，掘进机割煤，胶带输送机运煤，割煤运输喷雾降尘，防火的重点是防设备、缆线和人为火灾。
1、电器设备、缆线着火时，首先切断电源，用沙子、岩粉灭火。
2、因机械摩擦生热、油脂、纱布或其他因发火灾，可利用身边物件，水管直接灭火。
3、应用控风技术进行风流调节控制火势蔓延。
4、防火系统利用巷道每50m设的三通阀。
另外工作面皮带机头处配备防火砂、灭火工具、水桶，备有2台干粉灭火器。
第五节供电系统
3#煤集中主运大巷施工中电源来自4#中央变电所引出的315KVA的移变由橡套电缆接至KBD-400开关，再接入QBB1风电闭锁用不同平方电缆，经过综合保护开关，供掘进迎头各机械设备用电，电缆要吊挂整齐，电缆钩每1m一个，电缆的垂度不大于50mm。
配电设置在距迎头100m以外的安全地点，必须采用风电闭锁、瓦斯电闭锁、检漏继电器等保护。
供电系统：
315移变→400馈电开关→掘进迎头。
第六节供水系统
供水系统：
供水系统由主井供水管路取水，经主井与3煤联巷，到原回风大巷右帮，采用Φ4寸钢管延至SJ-800皮带尾。
管路每隔50m设一个三通阀门便于撒水冲洗煤、岩尘。
排水系统：
掘进工作面迎头→3#煤井底车场→通往副井排水管→地面
第七节运输系统
运输路线：
掘进后配用SZ—2D2型转载机→可伸缩皮带→溜子→3#煤主运大巷SJ800/2×40KW皮带机→原3#煤主运输皮带大巷→3#煤溜煤眼→4煤溜煤眼主井固定式皮带→地面
运料路线：
地面→副斜井→3#煤井底甩车场→人工搬运至迎头。
附图：
运输路线系统示意图。
第八节通讯系统
一、通讯由矿度调室、项目部调度室统一指挥，井下各个施工地点、要害场所都安装了电话，每个工作面开口和迎头各有一部电话，井上各级领导办公室，区队值班室等要害场所都有电话，相互之间可以随时取得联系。
通讯系统的完善，提高了工作效率，节省很多劳动力。
二、工作面刮板输送机必须安设能发出停止和启动的信号装置，发出信号点的间距不得超过15m。
第九节监测监控系统
矿井的监测监控系统已经完善，监测监控系统包括瓦斯、一氧化碳、二氧化碳、风速、温度和皮带的防跑偏监测，监测监控系统由一个地面控制中心和四个分站组成，地面控制中心设在矿调度室，副井口设有LED显示屏，瓦斯监控系统型号为：
KJ95N，分站型号为：
kjf83a，共设有四个分站，地面一个，井下四个。
井下四个分站分别设在，1号分站在东竖井有11个探头，2号分站设在3#绕道有13个探头，3号分站设在310
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