瓦斯治理方案

瓦斯治理方案第一节通风系统治理方案一、采掘部署合理1、采区水平布置矿井沿倾向分为二个水平开拓，其中第一水平为+1375m；第二水平为+1300m；+1300m以下尚有可采储量96.3万t，采用采区下山开采。沿走向分为2个采区：F13断层以西为一采区，采区走向长约600m；F13断层以东为二采区，采区走向长约400m。设计移交一水平的一采区，二采区不在本治理方案之内。我矿在1375水平10＃上山布置1143回采工作面一个；1375水平6＃上山布置1133掘进工作面一个。两个工作面的回风分别经过9＃上山和1＃上山汇至1454水平经专用回风井至地面。2、煤层开采顺序采区内各煤层开采顺序为自上而下进行，即先采上层，后采下层。采区内先采上区段，后采下区段。对倾斜分层的C4煤层，则先采上分层，再采下分层。1143上分层工作面采完后由1133上分层工作面接替，1143下分层工作面由1133下分层工作面接替。各分层间考虑留设煤皮假顶，必须待假顶胶结、形成再生顶板后才能开采下分层。3、采煤方法矿井有可采煤层四层，编号分别为C2、C3、C4、C5，其中C2煤平均厚1.88m，含夹矸0～4层；C3煤平均厚1.17m,含夹矸0～2层；C4煤平均厚6.88m,含夹矸0～5层；C5煤平均厚2.30m，含夹矸0～3层,各煤层倾角基本一致，约27°～35°，但根据我矿多年巷探开采看，可采C3煤层、C3煤层，C2、C5煤层不可采。可采煤层属倾斜、薄～中厚煤层，按照设计要求，我矿采用走向短壁采煤法，全部冒落法管理顶板，改变了过去水平分层巷柱式采煤及下行风的落后采煤方法。首采区C4煤层厚6.9m，倾角32º，设计采用倾斜分层采煤法。分层采高2.2m。改变过去落后的水平分层穿巷式采煤法。4、回采工艺1、工作面采用放炮落煤，人工攉煤，工作面采用溜槽板运煤，运输顺槽采用刮板输送机运煤。外注液式单体液压支柱配合铰接顶梁支护顶板，棘轮回柱器回柱放顶。2、支柱选型依据采煤方法：走向长壁后退式采煤法。采煤工艺：炮采。每个回采工作面长度：60m。回采工作面采高：2.2m。顶板管理方式：全部垮落法。支柱类型：外注液式单体液压支柱。5、采区生产系统1.运煤系统1143上工作面的煤（经铁溜槽自溜）→1143上工作面运输机巷（经刮板输送机）→溜煤眼→溜煤下山→+1375mC4煤运输巷→+1375m石门→+1375m主（立井）车场→主立井（提升机提升）→地面。2.排矸系统1133上工作面的矸石（经铁溜槽自溜）→1133底大巷→+1375mC4煤运输巷→+1375m一采区石门→+1375m运输巷→+1375m（暗斜井）车场→提升暗斜井→上部车场→+1510m运输石门→副斜井井底车场→副斜井→地面排矸场。3.通风系统（1）1143工作面通风系统副斜井、立井→+1375m石门→+1375m运输巷（4煤）→+1375m4煤层运输巷→1143运输底大巷→回风上山→1143上工作面运输巷→1143上回采工作面→9＃回风上山→+1454m4煤回风巷→+1454m石门→内斜井→+1510m回风平巷→副斜井井底车场→副斜井→引风道→地面。（2）1133工作面通风系统副斜井、立井→+1375m石门→+1375m运输巷（4煤）→+1375m3煤层运输巷→1133运输底大巷→1133回风上山→1133上掘进工作面→1＃回风上山→+1454m4煤回风巷→+1454m石门→内斜井→+1510m回风平巷→副斜井井底车场→副斜井→引风道→地面。二、通风可靠1、矿井通风现状整合前两矿均有独立的通风系统，从提升斜井进风、回风斜井回风。原跑马山立井刚完成+1375m水平的开拓工程，两矿的通风方式均为机械抽出式。2、通风方式及通风系统根据矿井整合后的开拓布置方式，该矿一水平为分区式通风，二水平为中央并列式通风。矿井主要通风线路为：副斜井→+1510m车场→+1510m运输石门→提升暗斜井→+1375m石门→+1375m运输大巷→+1375m4煤运输巷→4煤轨道上山→1143工作面运输巷→联络巷→1143上工作面运输机巷→1143上工作面开切眼→1143上工作面回风巷→煤门→联络石门→+1454mC4煤层回风巷→+1454m回风石门→内斜井→+1510m回风绕道→回风斜井→引风道→地面。（详见通风系统示意图KGC1001—171—1）。3、通风设施（一）井下通风设施布置1、主要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必须按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。2、采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推进，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设置密闭墙，全部封闭采空区。3、控制风流的风门、风墙、风桥、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运输巷中设置风门；如果必须设置风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。（二）确保风流稳定1、根据设计水平划分，一水平为+1375水平，二水平为+1300水平，北采区提升井按设计为二水平+1300水平采区的回风井，为确保一水平风流的稳定，报废北采区现在的回风井，保留现在的提升井，变为进风井，故一水平采区（+1375水平）形成三进一回的通风系统，因北采区没有布置采掘工作面，所以在+1375水平分配风量中，分配80—90m3/min的风量，稀释巷道中的各种有害气体，详见图Ⅰ―Ⅱ。2、在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，风门间应尽可能设置闭锁装置。确保各用风地点的风量，风速符合《煤矿安全规程》的规定，确保风流稳定。3、及时清除巷道的杂物和障碍，尽量避免在主要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，确保风流畅通。4、掘进通风及硐室通风掘进工作面、绞车硐室均为独立通风。三、风量计算及分配1、矿井需风量计算由于该矿一水平的服务年限较长，而二水平开采时的通风系统将由分区式变为中央并列式，通风系统变化较大，此外，该矿为多年生产矿井，采用分别计算法计算矿井需风量：Q＝（∑Q采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K漏式中：Q——矿井所需风量总和，m3／min；ΣQ采——回采工作面需风量之和，m3／min；ΣQ掘——掘进工作面需风量之和，m3／min；ΣQ硐——硐室所需风量，m3／min；ΣQ它——其它用风量地点所需风量之和，m3／min。K漏——漏风系数，取1.2。（一）ΣQ采的计算1．按采煤工作面的瓦斯涌出量计算（1）工作面瓦斯涌出量qc=q相·A采/（24×60）式中：q相——矿井相对瓦斯涌出量8.06（m3/t·d）A采——工作面日产量273（t）Qc=8.06×273/（24×60）=1.526（m3/min）这个数据是矿井的瓦斯涌出量，已包含有采煤、掘进工作面的瓦斯涌出量，也包含有工作面丢煤、采准巷道预排、采空区、围岩、邻近层的瓦斯涌出量等。由于地质报告未提交各煤层的瓦斯含量，煤矿也未测定各煤层的瓦斯含量及压力，采、掘工作面的瓦斯浓度等重要数据缺失较多，可靠性不高。鉴于本矿为扩建矿井，+1375m水平又是新开水平，为安全起见，设计以瓦斯鉴定报告的数据为基础计算采煤工作面的瓦斯涌出量，并以此计算回采工作面的需风量。（2）采煤工作面所需风量：Q采=100·qc·Kc式中：qc——工作面绝对瓦斯涌出量（取qc＝1.526m3/t）Kc——备用风量系数（取Kc=1.5）Q采=100×1.526×1.5=228.9m3/min2.按采煤工作面温度计算Q采＝n×60×Vc×Sc×Kj式中：n——回采工作面数量，1个；Q采——采煤工作面数量需要风量，m3／min；Vc——回采工作面适宜风速，m/s；Sc——回采工作面平均有效断面，按最大和最小控顶距有效断面的平均值计算，m2；Sc＝3.7m2Kj——工作面长度系数，取1.0；Q采＝1×60×Vc×Sc×Kj＝1×60×1.5×3.7×1.0＝333m3／min3.按炸药使用量计算Q采＝25Ac式中：Q采——采煤工作面数量需要风量，m3／min；Ac——采煤工作面一次使用最大炸药量，取1.5kg；Q采＝25Ac=25×1.5=37.5m3／min4.按采煤工作面同时工作最多人数计算Q采＝4nc式中：n——回采工作面数量，1个；Q采——采煤工作面数量需要风量，m3／min；nc——采煤工作面同时工作的最多人数，20个；4——每人每分钟应供给的最低风量，m3／min；Q采＝1×4nc＝1×4×20＝80m3／min根据上面的计算结果，取最大值作为采煤工作面的需风量，即Q采＝333m3／min。5.按工作面风速验算15×Sc≦Q采≦240×Sc（1）工作面最低风速的风量Qmin＝15×3.7＝55.5m3／min（2）工作面最高风速的风量Qmax＝240×3.7＝888m3／min经验算：55.5m3／min<333m3／min<888m3／min，即Qmin≤Q采≤Qmax，可满足采煤工作面的风速要求，由于该矿仅有1个回采工作面，所以ΣQ采=Q采，即采煤工作面的需风量为333m3／min。（二）ΣQ掘的计算设计共有2个掘进工作面保证1个回采工作面正常生产接替，所以矿井需独立供风的掘进工作面为2个。1、按炸药使用量计算Q采＝25Aj式中：Q掘——掘进工作面实际需风量，m3／min；Aj——掘进工作面一次使用最大炸药量，取3kg；Q采＝25Aj=25×3=75m3∕min2、按掘进工作面同时工作的最多人数计算Q掘=4·N掘式中：4——每人每分钟供风标准，m3∕min；N掘——掘进工作面同时工作的最多人数；N掘=14人；Q掘=4×14=56m3∕min≈1m3∕s3、按局部风机吸风量计算Q掘=Qf×I×kf式中：Qf——掘进面局部通风机额定风量，m3∕min。I——掘进面同时运转的局部通风机台数，台；kf——为防止局部通风机吸循环风的风量备用系数；一般取1.2～1.3。Q掘=Qf×I×kf=120×1×1.3=156m3∕min根据上面的计算结果，取最大值作为掘进工作面的需风量，即Q掘＝182m3／min。由于该矿共有2个掘进工作面,所以∑Q掘=2×156m3∕min=312m3∕min。（三）ΣQ硐的计算本矿井需独立通风硐室仅有提升暗斜井绞车房，所需风量为60m3∕min。（四）ΣQ它的计算按（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐）的10%计算：ΣQ它＝（333+312+60）×10%＝70.5m3／min矿井所需总风量Q的计算：Q＝（ΣQ采+ΣQ掘+ΣQ硐+ΣQ它）×K漏＝（333+312+60+70.5）×1.2＝930.6m3／min经计算，矿井需风量为930.6m3／min。矿井的风量分配按设计分风原则，将风量进行按需分配如下：1143采煤工作面340m3/min，1133工作面运输巷掘进面和1133上工作面回风巷掘进面各配风310m3/min，提升暗斜井绞车房硐室配风60m3/min，其它巷道配风250m3/min（包括北采区巷道和其它硐室）。3、矿井负压计算按下列公式计算： h＝Q2/S3+h局（1）R＝α·L·P·／S3（2）式中：H——全矿井风压，Pa。R——井巷摩擦风阻，NS2／m8；α——摩擦阻力系数，NS2／m4；L——井巷长度，m；P——井巷断面周长，m；S——井巷断面积，m2；h局——局部阻力，按全矿风压的10%计算，Pa。计算过程见“矿井通风风压计算表”：表4－1，表4－2。经计算:该矿一水平、一采区投产（容易）时期的风压：891.72Pa，二水平、一采区生产（困难）时期的风压：1415.03Pa。四、等积孔计算A=(1.19×Q)/H(㎡)式中：A—等积孔，㎡；Q—矿井总风量，㎡/s；H—矿井负压，Pa。通风容易时期：A=(1.19×26.71)/891.721/2=1.06㎡通风困难时期：A=（1.19×26.71）/1415.031/2=0.85㎡从以上的计算结果可以看出:该矿在一水平、一采区生产期时的通风属中等难易程度，即中等阻力矿井；当开采至二水平、一采区时的通风属困难程度，即大阻力矿井。表4—1矿井移交生产时的通风阻力计算表风路井巷名称支护方式阻力系数α井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)阻力系数(N·S2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)编号起止点实际允许11—2副斜井料石砌碹0.0050185.008.504.500.086316.713.7824.0921510m车场料石砌碹0.005040.0011.809.700.002616.711.780.7231510m运输石门料石砌碹0.005097.008.505.000.033016.713.389.2142—3提升暗斜井锚喷0.0120133.008.505.000.108515.003.0824.425提升暗斜井锚喷0.0120187.008.505.000.152612.002.4821.9763—41375m运输石门料石砌碹0.0050193.008.505.000.065612.002.469.4571375m运输大巷料石砌碹0.0050110.008.505.000.037412.002.465.3984—51375m4煤运输巷矿工钢0.029426.008.154.350.075722.005.1636.6395—131375m4煤运输巷矿工钢0.0294185.008.154.350.538515.003.46121.171013—14联络巷矿工钢0.029410.007.143.140.06787.002.263.32111143上工作面运输机巷矿工钢0.029465.008.154.350.18927.001.649.27121143上工作面开切眼单体支柱0.023580.0010.806.800.06467.001.043.16131143上工作面回风巷矿工钢0.0294100.008.154.350.29117.001.6414.261414—71141工作面运输巷矿工钢0.0294132.008.154.350.384214.003.2475.31151141上工作面开切眼木支架0.023580.0010.807.480.064614.002.149.51161141上工作面回风巷矿工钢0.0294158.008.154.350.459914.003.2490.15177—8回风联络石门矿工钢0.029440.008.154.350.116415.003.4626.20181454m4煤回风巷矿工钢0.0294161.008.154.350.468715.003.46105.45198—91454回风石门矿工钢0.029460.008.154.350.174723.005.3692.39209—10内斜井料石砌碹0.0050133.008.604.500.062825.005.6639.22211510m回风绕道料石砌碹0.0050141.008.505.000.047925.005.01529.962210—11回风斜井料石砌碹0.0050141.008.604.500.066526.715.91547.4723引风道料石砌碹0.005020.007.003.400.017826.717.91512.71小计810.66局部阻力（10%）81.07总计891.72表4—2矿井困难时期的通风阻力计算表风路井巷名称支护方式阻力系数α井巷长度(m)断面净周长(m)净断面S(m2)阻力系数(N·S2/m8)风量Q(m3/s)风速V(m/s)风压h(Pa)编号起止点实际允许11—2副斜井料石砌碹0.0050185.008.504.500.086326.715.9861.5621510m车场料石砌碹0.005040.0011.809.700.002626.712.881.8431510m运输石门料石砌碹0.005097.008.505.000.033026.715.3823.5342—3提升暗斜井锚喷0.0120497.008.505.000.405625.005.08253.4751300m运输石门料石砌碹0.0050615.008.505.000.209118.003.6667.756一采区通风上山矿工钢0.029460.007.143.140.406818.005.76131.8173—41300m4煤运输巷矿工钢0.0294200.008.154.350.582214.003.26114.1182142工作面溜子道矿工钢0.0294160.008.154.350.465814.003.2491.2992142上工作面开切眼单体支柱0.023580.0010.806.800.064614.002.149.51102142上工作面回风巷矿工钢0.029460.008.154.351.047914.003.24205.40111375m回风大巷料石砌碹0.0050218.008.505.000.074118.003.6624.01125—61375回风石门料石砌碹0.005090.008.604.500.042525.005.6626.5413通风行人暗斜井锚喷0.0120320.008.505.000.261125.005.08163.20141510m回风绕道料石砌碹0.0050160.008.505.000.054425.005.0834.00156—71510m回风石门料石砌碹0.005075.008.505.000.025526.715.3818.1916回风斜井料石砌碹0.0050141.008.604.500.066526.715.91547.4717引风道料石砌碹0.005020.007.003.400.017826.717.91512.71小计1286.39局部阻力（10%）128.64总计1415.03五、通风设施及降低风阻、防止漏风的措施（一）根据通风需要，安设风门、调节风门；（二）同一井巷内安设两道风门时，必须保证两道门不同时开启，以造成风流短路；（三）勿在巷道内堆放杂物，保证巷道的有效断面；（四）严格按设计掘进、支护巷道，以保护巷道断面尺寸；（五）加强对各种通风设施和巷道的日常管理。（六）对相邻巷道的掘进时，尽量减少放炮震动，同时注意加强支护，防止岩体（或煤体）松动或破碎，以有效防止漏风；（七）加强对各通风设施的管理，对应密闭的地点应采用构筑物或永久密闭装置密闭，以保证满足通风及其它功能需要；（八）加强各通风设施的日常管理，保证设施满足设计和使用功能的需要。第二节防尘供水系统治理方案矿井的地面工业水池通过水泵将清水输送到高位水池，经回风斜井进入井下，向各采、掘工作面和其他各用水点提供用水。工作面和掘进头必须均采用湿式凿岩（煤），同时在井下刮板输送机、和其他转载点设置鸭咀喷雾器喷雾降尘。回风巷、轨道运输巷设洒水器形成喷雾水幕降尘；地面生产系统贮、装、运等起尘点进行洒水降尘。回风巷、轨道运输巷中的消防洒水管路设置三通阀门，定期清扫、冲洗浮煤并运出。调整采掘面、井巷的风速可以减少粉尘飞扬。煤矿应配备粉尘采样器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘采样器等设备。在采区回风巷设置的隔爆水棚。第三节防灭火系统治理方案1、内因火灾预防根据自燃发火期确定防治措施。若煤层自燃发火期超过回采工作面回采煤量的开采时间，应采用采完后打密闭墙、封闭采空区的方法防治煤层自燃。开拓开采方面的措施：①合理的开采布署开采布署应为预防煤层自燃创造基本条件，原则上不设计联合布置、邻带同时开采，避免上、下煤层的采空区和邻带煤层导通后漏风，引起煤层自燃。结合本矿煤层赋存特点，可采用“扒皮式”开采。②合理的开拓布置对煤的自燃要以防为主，尽量简化采区巷道布置，减少辅助性巷道。主斜井、主要运输大巷、集中回风上山、总回风巷和采区石门巷道、材料斜巷均应布置在煤层底板岩性较好的砂岩中。③合理的开采顺序井下采面的开采顺序为下行式，相邻区段尽量少打横穿小眼，并确保横穿小眼不漏风。可实行无煤柱开采，隔离煤柱的留设要考虑防火的要求，且避免煤柱被压裂自燃。煤柱中不得掘进巷道，煤层巷道应全部“揭顶”布置，采用不燃性材料支护。④合理的采煤方法回采工作面采用后退式回采，U型通风方式，采空区漏风小。加快开采进度，减小采空区氧化带面积，加大窒息带面积。采区和回采工作面回采结束后，一个月内必须全部撤出设备，进行永久封闭。根据煤层自燃发火期来确定采区的开采期限，从而确定采区的开采尺寸。2、外因火灾预防进风井筒及井下建筑物，井底车场必须采用不燃材料支护建筑，各水平的井底连接处，主要绞车道同主要运输巷道、回风巷道的连接处，井下机电硐室，都必须用不燃材料进行支护。进风井口必须设置防火铁门，以防止地面火灾波及井下。矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔50m设置支管和阀门。矿井必须制定井上下防灭火措施，并对全体职工经常进行防灭火知识的教育。设置井上消防器材库，消防库设在+1375m石门同内，存放足够的消防器材，井下使用的矿灯必须符合规定，井口房和通风机房20m不得用烟火或用火炉取暖。井下严禁使用灯泡和电炉取暖。在井下和井口房，严禁采用可燃材料搭设临时操作间、休息间。严禁携带烟草及点火物品入井，严禁井下吸烟。井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内电焊、气焊和喷灯焊等工作，每次必须制定专项安全措施。预防机械摩擦起火：经常检查设备的运转情况，做好井下设备的维护保养工作，保持运转部位的清洁，及时加注安全可靠的润滑油，使其保持良好的工作状态。预防爆破引起火灾，严禁不装或少装炮泥爆破，严禁使用矸石、煤粉代替炮泥封堵炮眼，坚持使用水炮泥，严禁放糊炮、放明炮。预防电气火灾，井下所有电气设备的选择、安装、使用和维护都必须严格遵守规程的有关规定，应正确选用过负荷继电器、熔化保险器和漏电继电器，以便在电流短路，过负荷或漏电时切断电源。消灭电缆中的“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。井下和硐室内不准存放汽油、柴油和变压器油等，井下用过的润滑油、棉纱布头等，必须集中存放保管在加盖的铁桶内，不准乱扔乱放。（14）严格执行《煤矿安全规程》和有关规定。第四节瓦斯抽放治理方案鉴于煤矿已安装了一台瓦斯抽放泵，应配备一台同型号同功率的瓦斯抽放泵，并另委托有资质的单位编制瓦斯抽放专项设计。煤矿应严格按照抽放设计、煤矿瓦斯抽放标准（AQ1027－2006）等建设、安装、使用瓦斯抽放系统。建立并完善瓦斯抽放管理制度，配备足够的钻孔设备及人员，加强日常抽放工作，确保抽采达标。第五节其它安全技术措施一、安全监控监测方面的措施针对本矿井的实际情况，除配足安全监控一般设备外，由于我矿C3和C4煤层容易自然，必须配备温度和一氧化碳传感器，并配备红外线便携式测温仪，对重点防范区域，班长配备便携式多参数检测器，进行定时、定点、定人的观测和预报。对井下煤层自燃进行预测预报，以便采取相应的预防措施。二、矿井通风管理措施1、矿井每年在安排生产计划前必须进行矿井通风能力的核定工作，保证矿井不超通风能力生产。2、矿井必须有完整的独立通风系统，改变矿井采区以上通风系统必须制定通风设计和专项安全技术措施，由煤矿企业技术负责人审批。3、生产矿井必须采用机械通风，必须安装2套同等能力的主要通风机，其中1套作为备用，备用主要通风机必须能在10min内启动。生产矿井现有的2套不同能力的主要通风机，在满足生产要求时，可继续使用。主要通风机必须设专职司机看管。每小时填写1次运行记录。主要通风机房必须安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表和直通矿调度室的电话。反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程应悬挂上墙。4、改变主要通风机的工况时，必须有煤矿企业技术负责人批准的安全技术措施。主要通风机必须在合理工况范围内运行。2台及其以上主要通风机联合运转的矿井，要制定相应的通风安全技术措施，报煤矿企业主要负责人审批。5、因检修、停电或其它原因停止主要通风机运转时，必须制定停风安全措施；主要通风机停止运转时，受停风影响的地点，必须立即停止工作、切断电源，工作人员先撤到进风巷道中，并立即向矿调度室汇报，由矿长或矿技术负责人决定全矿井是否停止生产、工作人员是否全部撤出。6、各煤矿企业要从供电系统、机电设备、日常管理方面加强管理，严禁主要通风机和局部通风机的无计划停电停风。主要通风机和局部通风机一旦出现无计划停风停电，必须按事故追查。7、生产矿井主要通风机及其附属装置必须具备反风功能，并每年进行一次反风演习，矿井反风演习报告报煤矿企业和当地煤矿安全监察机构备案。8、矿井必须严格执行测风制度，每10天进行一次全面测风。采掘工作面及其它用风地点应根据实际需要随时测风，测风站必须悬挂记录牌。通风部门应将测风报表报矿长和矿技术负责人。矿井测风报表应计算矿井有效风量率，矿井、采区及采掘工作面绝对瓦斯涌出量，矿井内、外部漏风率等。9、加强井巷维修，保持巷道设计断面，保证通风畅通和行人安全。10、没有形成负压通风系统的采煤工作面不得回采；严禁在独头巷道利用局部通风机通风回采；采煤工作面必须确保两个安全出口；严禁采煤工作面利用采空区通风（《煤矿安全规程》等有关法规有特殊规定的除外）。11、矿井必须构筑可靠的控制风流的风门、风墙、风窗，进回风井之间和主要进回巷之间的联络巷，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷，必须安设2道正向永久风门和2道反向风门。采区进回风巷之间的联络巷应砌筑永久性风墙，确需行人、通车的联络巷应设置永久风门，永久风门不得少于两道。非自动风门必须互相连锁。永久调节风窗的调节窗应在上部设置，调节板灵活可靠。带风窗的永久风门不得少于两道。永久密闭和临时密闭的质量要符合通风质量标准的要求。12、采煤工作面投产时，必须由矿总工程师组织有关部门对采煤工作面的通风、防尘、监测监控等系统进行验收，不符合规定不准生产。13、掘进巷道在施工前必须在作业规程中编制局部通风设计，掘进工作面拉门时，必须由矿技术负责人组织有关部门对工作面的局部通风装备进行验收。14、采、掘工作面应实现独立通风。如实现独立通风确有困难时，可采用串联通风，串联通风的次数不得超过1次。对于串联通风，必须制定安全技术措施，经矿技术人批准后实施。三、排放瓦斯措施1、主要通风机有计划停止运转前，必须断开进入井下巷道内的水管、轨道、电缆等一切导电体，并在井口设置全断面栅栏。需要排放瓦斯时，必须制定排放瓦斯措施，报企业主要领导和技术负责人审批。2、井下中央变（配）电所，在恢复送电前应由瓦斯检查员全面检查送电区域，只有瓦斯浓度在0.5%以下时，方可送电。3、局扇因故停止运转，不论停风时间长短，在恢复通风前，必须首先检查停风区内的瓦斯和二氧化碳浓度，瓦斯检查员检查瓦斯必须由班组长或安全检查工配合进行。由外向里边走边检查，瓦斯浓度达到3%时，按原路返回。4、当停风区内瓦斯浓度不超过1%（含1%）和二氧化碳浓度不超过1.5%（含1.5%）时，可由瓦斯检查员直接进行排放，但局扇及其开关附近10m以内风流中的瓦斯浓度不得超过0.5%。5、停风区内瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯或二氧化碳浓度不超过3%时，瓦斯检查员必须请示主管领导，由领导提出安全措施，指定专人，控制风流排放瓦斯。6、停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦斯检查员必须向矿调度室汇报，由通风部门制定排放瓦斯安全措施，报矿技术负责人批准，并指派专人进行排放。7、采掘工作面及其它巷道出现体积大于0.5m3，浓度达到2%的局部瓦斯积聚时，由瓦斯检查员立即处理。不能立即处理的瓦斯积聚要汇报矿分管领导，由分管领导提出排放瓦斯措施，指定专人进行排放。附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源。8、排放瓦斯时，应坚持低浓度排放原则，采用控制风量等方法使排放出的风流同全风压风流混合后的瓦斯浓度不超过1.5%，排放风流中瓦斯浓度严禁超过2%；在排放瓦斯之前，凡是排放瓦斯流经区域必须切断电源、撤出人员、设置警戒。9、排放瓦斯坚持低浓度排放原则，必须执行由外向里逐段排放，或采用其它手段控制风流中的瓦斯浓度，严禁一风吹。10、排放密闭区内的瓦斯，瓦斯浓度超过3%时，由矿提出专门的安全措施，经矿技术负责人审查批准后，由矿分管领导现场指挥，矿山救护队协助排放。11、排放瓦斯工作要由外向里依次进行，1个采区内严禁2个瓦斯超限地点同时排放瓦斯。排除串联通风区域的瓦斯时，必须严格遵守排放次序，首先从进风方向第1台局部通风机处开始排放，只有第1台局部通风机送风的巷道内排放瓦斯结束后，且串联风流中的瓦斯浓度降到0.5%以下时，下1台局部通风机方可送电进行瓦斯排放。。第六节其它相关系统治理方案一、通讯系统主要治理方案1、实现地面调度室对井下各工作点及机电硐室点对点通信，井下各工作点之间点对点通信。2、地面各主要管理部门应配置电话，并能保证正常通话，井下发生事故后能及时与总调度和矿领导直接取得联系，以便进