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1、离柳焦煤集团兑镇煤矿回采工作面开放式漏风治理方案与安全措施山西离柳焦煤集团有限公司太原阁瑞矿山工程技术有限公司二九年六月六日方案编制人员 姓名单 位职称职务李安民山西离柳煤焦集团有限公司高工副总经理马昌明山西离柳煤焦集团有限公司高工副董事长辛立旺山西离柳煤焦集团有限公司高工总经理助理王益青山西离柳煤焦集团有限公司通风处高工处长田殿璞山西离柳煤焦集团有限公司兑镇煤矿高工矿长樊建明山西离柳煤焦集团有限公司兑镇煤矿工程师技术矿长史鹏飞太原阁瑞矿山工程技术有限公司副教授邢玉忠太原阁瑞矿山工程技术有限公司教授系副主任赵益芳太原阁瑞矿山工程技术有限公司教授王 飞太原阁瑞矿山工程技术有限公司副教授王 毅太原
2、阁瑞矿山工程技术有限公司讲师刘赫男太原阁瑞矿山工程技术有限公司讲师卢春雷太原阁瑞矿山工程技术有限公司工程师王跃明太原阁瑞矿山工程技术有限公司高工李金龙太原阁瑞矿山工程技术有限公司工程师宋丽强太原阁瑞矿山工程技术有限公司研究生范红伟太原阁瑞矿山工程技术有限公司研究生目 录一、离柳兑镇煤矿概况51、井田概况52、工作面概况71) 工作面位置及井上下关系72) 煤层83) 煤层顶、底板84) 地质构造83、采煤方法91) 采煤方法与巷道布置92) 采煤工艺103) 工作面顶板控制10二、存在问题12三、治理措施13四、工作面开区均压方案设计151方案设计的原则152方案设计153、均压风机选型计算1
3、64、均压风机的校核计算18五、工作面均压通风安全技术措施20六、二氧化碳的检查与监测221、工作面预防二氧化碳日常检测221) 二氧化碳传感器安设位置及要求222) 人工检测二氧化碳的要求232、矿井监测系统的管理23七、相关规定261、二氧化碳的相关规定262、规程中关于辅助通风机的相关规定282、规程中有关均压的相关规定28一、兑镇煤矿概况1、井田概况山西离柳焦煤集团有限公司兑镇煤矿位于吕梁市孝义市兑镇镇，属吕梁市国营煤矿。矿井始建于1978年，1986年竣工试生产，1988年经山西省煤炭厅组织验收合格投产。矿井设计能力90万吨/年，2004年矿井核定生产能力90万吨/年。井田位于吕梁山
4、区，为侵蚀低山丘陵地貌。井田内主要开采煤层为9、10、11号煤层。其中10号、11号煤层为合并层。9#煤层厚度1.352.01m，平均1.59m，9#煤层大部分已被小煤窑破坏。10#和11#煤层上距9#煤层0.501.80m，煤层厚度6.099.91m，为井田稳定可采煤层。各煤层特征如表1-1所示。表1-1 煤层特征表煤层编号厚度（m）层间距（m）顶板岩性底板岩性91.352.011.590.501.80 0.9K2灰岩泥岩10、116.099.918.01泥岩铝土泥岩矿井开拓方式为斜井单水平双翼分区式。井筒特征如表1-2所示。矿井820水平运输大巷采用DTL100/63/90型皮带输送机运煤
5、，轨道大巷采用CTE5/6G 型蓄电池电机车牵引1t 矿车运矸运料。 运输顺槽选用ST-40P型吊挂皮带运煤，轨道顺槽使用调度绞车运料。矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。主扇型号为BD-8-22轴流式对旋风机，电机功率为2200kw，一台工作，一台备用。表1-2 井筒特征表井筒斜长（m）倾角净断面积(m2)支护方式安装设备备注主斜井47816199.8料石砌碹DX800型钢绳芯胶带输送机运煤兼作进风井和安全出口副斜井368223012.6料石砌碹2JK-2.5/20型双滚筒绞车牵引1t矿车升降物料及矸石兼作进风井和安全出口人行斜井2912511.2料石砌碹人员升降、进风回风斜井2
6、4017308.03料石砌碹BD-8-22轴流式对旋风机全矿回风兼作安全出口根据山西省矿井瓦斯等级鉴定报告，山西离柳焦煤集团有限公司兑镇煤矿瓦斯绝对涌出量为1.71m3/min，瓦斯相对涌出量为0.7m3/t，二氧化碳绝对涌出量3.75m3/min，二氧化碳相对涌出量为1.54m3/t，属瓦斯矿井。根据山西省煤炭工业局综合测试中心煤层煤样的检验报告， 10+11#煤尘均具有爆炸危险性，煤层自燃倾向性自燃等级为级，均属自燃煤层。矿井排水系统为矿井井下设有3个水仓，容积3000m3，安装有3台200D435型离心式水泵，1台工作，1台备用，1台检修；配有排水管2趟，工作面涌水通过采区排水系统排到采
7、区水仓，由采区水仓排水到大巷，经大巷水沟排至中央水仓，再通过水泵排到地面水处理厂；地面有1000m3和400m3两个静压水池直接向井下供水，静压水由静压水管路向各工作面供水。井下大巷及运输机转载点装有防尘洒水设施，主要巷道悬挂隔爆水袋。矿井供电电源来自兑镇110kv变电站供矿区35kv变电所双回路供电，井下6kv供电电源来自离柳焦煤集团35kv变电所，双回路供至四采区变电所。矿井安全监控系统为KJ-90NB型监控系统，并建有井上下通讯系统。矿井现有两个综采放顶煤回采工作面，三个掘进工作面。2、工作面概况1) 工作面位置及井上下关系41103工作面位置及井上下关系如表1-3所示。表1-3 411
8、03综采工作面位置及井上下关系一览表水平名称820水平采区名称四采区地面标高10501100井下标高842.321865.5地面相对位置该面南部为梁上庄村庄保安煤柱线，工作面中部有一关闭竖井【孟家庄煤矿新主井】（X=4102960，Y=19551140） 回采对地面的影响地表大面积塌陷井下位置及与相邻关系41103工作面北接三条四采区集中巷，南邻梁上庄村，西为已采完的41101工作面，东为已采完的41105工作面。走向长度（m）1027倾斜长度（m）135面积（m2）1386452) 煤层采煤工作面开采煤层情况如表1-4所示。表1-4 工作面开采煤层情况一览表地层年代煤层编号煤层厚度（m）层间
9、距（m）倾角稳定性煤层结构容重tm3顶底板岩 性普氏系数f系统组顶板底板石炭系上统太原组91.681.508稳定简单1.4石灰岩泥岩f1.52石炭系上统太原组10+118.4908稳定复杂1.35泥岩泥岩f1.523) 煤层顶、底板工作面地层情况如图1-1所示。开采煤层顶底板情况如表1-5所示。表1-5 开采煤层顶底板情况一览表顶底顶底板名称岩石名称厚度（m）特征伪 顶炭质泥岩0.20.4随采随落老顶K2石灰岩6.47（平均）坚硬，可以悬露很大的面积，到一定步距，随放顶煤自行跨落。直接底粘土泥岩0.83.0厚度和质量变化大，遇水膨胀4) 地质构造由地质精查报告和已掘巷道证实，该区域內的煤层成单
10、斜构造（西高东低），小型波状起伏较为发育。图1-1 工作面地层综合柱状图3、采煤方法1) 采煤方法与巷道布置采用走向长壁后退式综采放顶煤的采煤方法。工作面巷道布置如图1-2所示。图1-2 41103工作面巷道布置示意图2) 采煤工艺该工作面采用走向长壁后退式综采放顶煤采煤工艺，采用200-型双滚筒采煤机，具体采煤工艺流程如下：斜切进刀割煤移架拉后溜返空刀推前溜斜切进刀割煤移架返空刀推前溜放顶煤拉后溜。3) 工作面顶板控制工作面采用全部跨落法控制顶板，采空区顶板随支架前移自行跨落充填。最大控顶距为4.3m，最小控顶距为3.7m，放顶步距为1.2m。支架操纵方式采用本架操纵，滞后于采煤机后滚筒6米
11、依次顺序移架，及时支护顶板，移架一次到位。如图1-3所示。图1-3 41103工作面支护布置示意图二、存在问题矿井井田范围内9号煤层大部被小煤窑采用刀柱法私挖乱采破坏，9号煤层采空区的连通范围、采空区与地表的构通情况、采空区内积水和积气等情况均不明。本矿在回采10、11合并层时，由于其顶板为层厚0.5m1.8m的泥岩，放顶煤工作面在推进过程中经常要构通9号煤层采空区，此时，工作面漏风非常严重，进风顺槽、回风顺槽均出风，工作面中部无风，其中：进风顺槽出风约600m3，回风顺槽出风约1100m3。显然，工作面属开放式漏风。工作面在向工作面漏风的同时，大量有害气体窜入，主要是CO2，其次有少量的CO
12、和甲烷等，严重威胁工人的生命安全。2009年5月18日，本矿41103工作面在全负压通风的情况下，切眼后部顶煤垮落，构通9号煤层采空区，CO2浓度严重超标，致使一名矿工窒息死亡。三、治理措施由于9号煤层采空区的连通范围、采空区与地表的构通情况、采空区内的积气情况均不明，短时间内地面堵漏效果不会明显，加之9号煤层为自燃煤层，如果采用抽排方案，很可能会引起煤层自燃，因此，排除抽排采空区有害气体的方案。根据工作面上覆煤岩垮落规律，和工作面采空区漏风通道相对固定的特点，可以判定采空区有害气体有两个来源：一个是由漏风携带来自工作面采空区上覆老空区以外的地区，一个是来自工作面上覆老空区积存的有害气体，工作
13、面顶板冒落后，老空区二氧化碳下沉进入采空区漏风通道，之后进入工作面。随着工作面的开采，由于老空区的漏风通道相对固定，来自其它地区的二氧化碳会逐渐减少，因此对工作面构成威胁的二氧化碳主要来自工作面上方老空区，所以对工作面上方二氧化碳的分布状况进行钻孔探测意义重大。因此：措施之一：工作面上覆老空区有害气体的探测。老空区的有害气体直接威胁着工作面的安全生产，特别是在老顶突然大面积垮落、工作面气压突然变化等情况下，会突然涌入工作面，造成人员伤亡，最安全的处理方法是在老空区或采空区将有害气体消除，由于9号煤层为自燃煤层，为防止煤层自燃不能采用抽排方案，只能使用二氧化碳吸收剂吸收采空区、老空区的二氧化碳。
14、因此：措施之二：采空区、老空区二氧化碳的有效吸收。工作面与采空区之间存在开放式漏风，由于9号煤层被小窑破坏，造成工作面上覆老空区广泛连通、采空区漏风阻力小、漏风压差大、漏风量大（工作面无措施时，轨道顺槽与皮带顺槽均为回风），大量漏风不但将有害气体带入工作面，还会引起采空区遗煤自燃，要解决工作面开放式漏风的问题，只能采用均压通风技术。四、工作面开区均压方案设计1方案设计的原则可靠的电源系统，可靠有效的工作面通风系统隔离，完善的保障措施。2方案设计方案一：工作面轨道顺槽进风、运输顺槽回风均压通风如附图1所示，在工作面轨道顺槽的进风联络巷中，利用局扇与风门结合，可为工作面增压提供可靠动力，同时在工作
15、面皮带回风顺槽中增设风窗，可稳定增加工作面风压，减少采空区向工作面的漏风、抑制采空区有害气体的涌出。该方案的缺点：皮带顺槽内不能保证有效的隔离；机电设备在回风顺槽内运转，有安全隐患；皮带顺槽末段风流不稳定。方案二：区域均压通风如附图2所示，在四采区集中材料巷中设置局扇与风门，在集中皮带巷中设置调节风窗，提高41103工作面皮带顺槽进风巷的压力，从而提高工作面风流压力。该方案的缺点：不能保证有效的隔离；均压范围大，控风能力受到制约，工作面风流压力的增加量受限制。方案三：工作面皮带顺槽增设煤仓均压通风41103工作面增设煤仓均压方案如附图3所示，在皮带顺槽增设煤仓，自煤仓底部掘联络斜巷与集中皮带巷
16、构通，在工作面皮带顺槽与集中皮带巷间设置风门，皮带顺槽的进风联络巷中，设置局扇与风门，在工作面的轨道顺槽的末端设置调节风窗，以提高工作面风流压力，抑制采空区有害气体涌出。该均压方案可使工作面的通风系统与矿井通风系统隔离，工作面压力的升高程度可控。其缺点是增加了巷道工程量。方案四：皮带顺槽进风、轨道顺槽回风的工作面均压方案如附图4a所示，在41103工作面皮带顺槽的进风联络巷中，利用局扇与风门结合，可为工作面增压提供可靠动力，在皮带顺槽中增设一组风窗，控制流向皮带上山的新风量，同时在工作面轨道(回风)顺槽加调节风窗控制工作面风量，可稳定增加工作面风压，减少采空区向工作面的漏风、抑制采空区有害气体
17、的涌出。该方案的优缺点：不用增加煤仓等岩巷工程量；工作面可稳定增压；皮带等机电设备处于新鲜风流中；部分新风回流到皮带上山，需要选择较大型号的调压风机，风机耗电量较大。通过对工作面各均压方案的分析比较，结合兑镇煤矿的实际情况，决定选择方案四：“工作面皮带顺槽增设煤仓均压通风”。3、均压风机选型计算根据2009年5月1日矿井通风阻力测定报告，41103采面进风阻力分布如表4-1所示。表4-1 41103采面进风阻力分布区段号巷道名称阻力(Pa)39-40行人井10.440-41行人巷道15.541-42行人斜井6.642-43联络巷3.643-4轨道大巷0.54-5轨道大巷19.55-6轨道大巷2
18、8.96-44一采区上山巷道20.244-45一采区上山巷道245-46联络巷0.646-47胶带大巷3.447-48胶带大巷4.948-49胶带大巷249-50胶带大巷79.250-51胶带大巷120.551-52胶带大巷18.852-53胶带大巷1.753-54四采区集中皮带巷4.154-55四采区集中皮带巷8.655-56四采区集中皮带巷18.956-5741103运输顺槽1.357-5841103运输顺槽10.958-5941103工作面7.2合 计389.3工作面进风顺槽的最大通风阻力取为：60 Pa，由表4-1知41103工作面在风量为610m3/min的条件下，工作面漏风阻力(漏
19、风两端能量差)为：490550Pa；根据工作面所需风量和所需风压增量，根据DBKJ系列煤矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机性能参数（如表6-2所示），为41103工作面各选择型号为DBKJ No7.5/255 kW调压风机两台（一台工作、一台备用），风机风量：980630m3/min，全压：18506600 Pa。表4-2 DBKJ系列煤矿用隔爆型压入式对旋轴流局部通风机性能参数一览表型号 电机功率(kw)风量(m3/min) 全压(Pa) 效率(%) 比A声级 No6.021545025044051008025No6.0218.550025063055008025No6.0222550250
20、45060008025No6.323063026046063008025No6.723068026060063008025No6.723773041092063008025No7.1245820550148063008025No7.5255980630185066008025No8.027512506802200710080254、均压风机的校核计算DBJK No7.5/255kw隔爆对旋轴流局部风机在41103工作面实际应用情况。风机进回风压差430Pa，风量830m3/min，工作面漏风20m3/min。由于皮带巷中使用调节风窗时，必然有一定风量通过调节风窗，故选用的增压风机不但要负担工作
21、面的全部风量，还要负担通过调节风窗的风量，因此在选择增压风机时必须要选用较大型号的风机。DBJK No7.5型风机风压特性曲线如图6-1所示。41103工作面需风量544m3/min，DBKJ No7.5/255型风机最大供风量为930m3/min，剩余386m3/min的风量能够满足41103皮带巷调节风窗的漏风。图6-1DBKJ NO7.5/255kw隔爆对旋轴流局部通风机性能曲线五、工作面均压通风安全技术措施1）加强地面查漏、堵漏的工作。2）均压风机与矿井地面主扇应具有相同用电等级和相同的监控等级。3) 均压风机应配置专用开关、专用变压器、专用电缆、专人职守。4）均压风机应配置“双风机、
22、双电源”系统，并能自动切换。5）工作面初、末采时适当降低采高。6）均压风机、风筒、风门每天都要设专人维护，变电所要由专人看管该区总开关。7) 均压风机出现故障时，在另一风机正常运转的情况下，应在8小时内修复或更换。8) 回风顺槽的两个调节风窗应设置为带闭锁装置的两道风门；同时回风顺槽还要设置反向风门两道。9) 随着采煤工作面的推进，测风员每天要对回风巷调节风门上风窗的面积进行调整，以保持工作面的进、回风量基本一致，使工作面始终保持最佳均压效果。10) 进风巷中隔断均压风机进、出风的两道风门，施工质量必须可靠，基本无漏风，同时两道风门间必须有可靠的闭锁装置，严禁两道风门同时打开。11) 均压设施
23、(风门、风筒、风机等)要长期处于完好状态。若出现问题，应及时处理。12)启动均压风机时，先启动进风巷局扇，待局扇运转平稳后，再关闭两合风门，之后调节回风巷调节风窗的调压面积，同时，测定风量、压力，观察瓦斯、二氧化碳浓度变化和涌出量变化。13) 工作面回风顺槽、工作面上隅角、工作面中部、工作面下隅角对有害气体进行监测监控；同时工作面配备人工巡回总和监测。回风巷设置风电闭锁及瓦斯断电仪，停风瓦斯超限时立即报警断电；工作面每班设专职瓦检员1人，通风队跟班队干1人，安全检查员1人，采煤队跟班队干1人，长期在工作面检查巡视，发现异常情况立即切断电源撤人。14）加强工作面矿压观测，在周期来压时，密切注意工
24、作面有害气体涌出的变化。15）制定防灭火综合措施。16）加强灾害演练。17）应急措施工作面在回采过程中配备6-8人的救护队员，在救护队的监护下生产。井下设置吸氧站。工人佩戴压缩氧自救器。六、二氧化碳的检查与监测1、工作面预防二氧化碳日常检测1) 二氧化碳传感器安设位置及要求根据煤矿安全规程和煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范AQ1029-2007的相关规定，二氧化碳传感器的设置如下：(1)二氧化碳传感器应垂直悬挂在巷道下方风流稳定的位置，距底板不得大于500mm，距巷壁不得小于200mm，并应安装维护方便，不影响行人和行车。(2)回采工作面的回风巷与上隅角设置二氧化碳传感器，报警浓度为1%
25、，如图6-1所示。在上隅角设置甲烷传感器T0，工作面设置甲烷传感器T1 、T2、T3，工作面回风巷设置甲烷传感器T4。 图6-1 工作面二氧化碳传感器的设置说明：上隅角、工作面中部、下隅角布置二氧化碳传感器各一个：T0 、T1、T2，报警浓度均为1.0%；回风顺槽距工作面10米内布置二氧化碳传感器一个：T3，报警浓度1.0%；工作面回风巷口布置二氧化碳探头一个，距风巷口1015米，报警浓度1.0%。(3)掘进工作面二氧化碳感器的设置煤巷、半煤岩巷的掘进工作面二氧化碳传感器按图6-2设置：在工作面混合风流处设置二氧化碳传感器T1，在工作面回风流中设置二氧化碳传感器T2；采用串联通风的掘进工作面，
26、必须在被串工作面局部通风机前设置掘进工作面进风流甲烷传感器T3。图6-2 掘进工作面二氧化碳传感器的设置2) 人工检测二氧化碳的要求瓦斯员要在工作面上隅角、工作面中部、工作面下隅角、工作面、回风顺槽、采区主要回风巷人工检查CO2浓度，检查次数同瓦斯检查。每周由通风科人员对工作面上隅角深部（在采空区的回风道由支架的掩护梁向采空区25m）检测CO2和O2等参数。2、矿井监测系统的管理（1) 传感器校对与维护 每15天用标准二氧化碳气样和空气样按调校规程对二氧化碳传感器进行一次调校和更换，并做好调校、更换记录。 矿井通风安全监测仪的安装、调试、维护均由矿监测监控组负责, 工作面日常管理由综采队负责、
27、其它地点由通风队负责,实行挂牌管理。 从事安全测控仪器管理、维护、检修、值班人员应经培训合格，持证上岗。 井下安全使用的分站、传感器、声光报警器及电缆等由所在采掘区的区队长、班组长负责管理和使用。 传感器经过调校检测误差仍超过规定值时，必须立即更换；安全测控仪器发生故障时，必须及时处理，在更换和故障处理期间必须采用人工监测等安全措施，并填写故障记录。（2） 监测系统的管理 煤矿应建立以下二氧化碳帐卡及报表：a.安全测控仪器台帐；b.安全测控仪器故障登记表；c.检修记录；d.巡检记录；e.传感器调校记录；f.中心站运行日志；g.安全测控日报；h.报警记录月报；i.超限功能测试记录；j.安全测控仪
28、器使用情况月报等。 安全测控日报应包括以下内容：a.表头；b.打印日期和时间；c.传感器设置地点；d.所测物理量名称；e.平均值；f.最大值及时刻；g.报警次数；h.累计报警时间等。 电网停电后，备用电源不能保证设备连续工作1h时，应及时更换。 使用中的传感器应经常擦拭，清除外表积尘，保持清洁。采掘工作面的传感器应每天除尘；传感器应保持干燥，避免洒水淋湿；维护、移动传感器应避免摔打碰撞。 煤矿安全监控系统和网络中心应每3个月对数据进行备份，备份的数据介质保存时间应不少于2年。 图纸、技术资料的保存时间应不少于2年。（3）日常检测结果的管理对日常检测结果，通风科每日要对二氧化碳观测点的相关检测内
29、容进行分析、绘制曲线，一旦发现有上升征兆，立即上报相关领导，采取措施，进行处理，以杜绝灾害事故的发生。七、相关规定1、二氧化碳的相关规定1）修复旧井巷，必须首先检查瓦斯，当瓦斯积聚时，必须按规定排放，只有在回风流中瓦斯浓度不超过1.0、二氧化碳浓度不超过1.5、空气成分符合要求时，才能作业。2）井下空气成分必须符合下列要求：采掘工作面的进风流中，氧气浓度不低于20%，二氧化碳浓度不超过0.5%。3）对于串联通风，必须在进入被串联工作面的风流中装设甲烷断电仪，且瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过0.5%，其他有害气体浓度都应符合规程规定。4）矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过0.75%时
30、，必须立即查明原因，进行处理。5）采区回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。6）采掘工作面风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，制定措施，进行处理。7）临时停工的地点，不得停风；否则必须切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告。停工区内瓦斯或二氧化碳浓度达到3.0%或其他有害气体浓度超过规程规定不能立即处理时，必须在24h内封闭完毕。8）局部通风机因故停止运转，在恢复通风前，必须首先检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过1.0%和最高二氧化碳浓度不超过1.5
31、%，且符合规程开启局部通风机的条件时，方可人工开启局部通风机，恢复正常通风。9）停风区中瓦斯浓度超过1.0%或二氧化碳浓度超过1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过3.0%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过3.0%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。10）在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其他地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。只有恢复通风的巷道风流中瓦斯浓度不超过1.0%和二氧化碳浓度不超过1.5%时，方可人工恢复局部通风机供风巷道内电气设备的供电和采区
32、回风系统内的供电。11）矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度，并遵守下列规定：a. 采掘工作面二氧化碳浓度应每班至少检查2次；有煤（岩）与二氧化碳突出危险的采掘工作面，二氧化碳涌出量较大、变化异常的采掘工作面，必须有专人经常检查二氧化碳浓度。本班未进行工作的采掘工作面，瓦斯和二氧化碳应每班至少检查1次；可能涌出或积聚瓦斯或二氧化碳的硐室和巷道的瓦斯或二氧化碳应每班至少检查1次。b. 瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。瓦斯浓度超过本规程有关条文的规定时，瓦斯检查工有
33、权责令现场人员停止工作，并撤到安全地点。2、规程中关于辅助通风机的相关规定第一百二十五条 矿井通风系统中，如果某一分区风路的风阻过大，主要通风机不能供给其足够风量时，可在井下安设辅助通风机，但必须供给辅助通风机房新鲜风流；在辅助通风机停止运转期间，必须打开绕道风门。严禁在煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出矿井中安设辅助通风机。第二百三十七条 采用均压技术防灭火时，应遵守下列规定：（一）应有完整的区域风压和风阻资料以及完善的检测手段。（二）必须有专人定期观测与分析采空区和火区的漏风量、漏风方向、空气温度、防火墙内外空气压差等的状况，并记录在专用的防火记录簿内。（三）改变矿井通风方式、主要通风机工况以及井下通风系统时，对均压地点的均压状况必须及时进行调整，保证均压状态的稳定。（四）应经常检查均压区域内的巷道中风流流动状态，应有防止瓦斯积聚的安全措施。2、规程中有关均压的相关规定第一百五十三条 井下所有煤仓和溜煤眼都应保持一定的存煤，不得放空；有涌水的煤仓和溜煤眼，可以放空，但放空后放煤口闸板必须关闭，并设置引水管。溜煤眼不得兼作风眼使用。附图：41103均压通风系统示意图2930