10203规程()

会审综合意见
开采技术论证
目录
会审综合意见
开采技术论证
第一章概况
第一节工作面设臵及井上下关系 (05)
第二节煤层 (05)
第三节煤层顶底板 (06)
第四节地质构造 (07)
第五节水文地质 (09)
第六节影响回采的其他因素 (10)
第七节储量及服务年限 (11)
第二章采煤方法
第一节巷道布臵 (12)
第二节采煤工艺 (13)
第三节设备配臵 (15)
第三章顶板管理
第一节支护设计 (18)
第二节工作面顶板管理 (19)
第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制 (20)
第四节矿压观测 (23)
第四章生产系统
第一节运输 (24)
第二节一通三防与安全监控 (25)
第三节供水排水 (34)
第四节供电 (34)
第五节通讯照明 (35)
第五章劳动组织和主要技术经济指标
第一节劳动组织 (36)
第二节作业循环 (36)
第三节主要技术经济指标 (37)
第六章煤质管理 (38)
第七章安全技术措施
第一节一般规定 (40)
第二节顶板 (41)
第三节防治水 (45)
第四节爆破 (45)
第五节一通三防与安全监控 (49)
第六节运输 (51)
第七节机电 (51)
第八节其它 (61)
第八章灾害应急措施及避灾路线 (62)
第一章概况
第一节工作面位臵及井上下关系
国投塔山煤矿﹢1075水平综采工作面及井上下关系，见表1。

表1工作面位臵及井上下关系表
第二节 煤 层
综采工作面开采煤层情况。

见表2
表2 煤 层 情 况 表
第三节 煤
层 顶 底 板
表3 煤层顶底板情况表
附图1：2#层10203工作面综合柱状图
第四节地质构造
构造形态
10203工作面位于井田北东部，大致呈一单斜构造，煤层有微波状起伏，煤层南东部较高，北东部较低，工作面高差23m。

断裂情况
10203工作面位于煤田直立倒转地层西侧，受区域地质构造影响，断裂构造较为发育，造成煤层顶板相对破碎。

两条顺槽和切眼在掘进过程中共揭露9条正断层，落差0.5～4.3m（详见表4：工作面断层位臵、产状一览表及工作面平面图和剖面图），预计分别向工作面内延伸、切割。

对回采有不同程度的影响，其中F4和F8断层落差不仅大于采高,而且将煤层断失，根据位臵和产状分析，推断F4、F8为同一条断层，沿煤层倾向横切工作面，回采时对生产影响较大。

表4 工作面断层位臵、产状一览表
三、岩浆岩陷落柱和河流冲刷带等
本工作面未发现岩浆侵入体和陷落柱，仅在回风顺槽里程（从107胶带巷右帮算起）1488.9m处见一河流冲刷带，深度为0.1～1.0m，宽度为15.0m，对回采有一定程度的影响。

附图2：10203工作面平面图
10203工作面剖面图
第五节水文地质
一、奥灰岩溶水
根据区域水文地质资料综合分析，奥灰岩水位标高为1140～1180m，比工作面煤层底板（标高为1022～1045m）高118～135m。

实际工作面煤层地板与奥灰岩层之间的岩距在102～130m之间以及结合10201工作面的实际开采情况，推断正常情况下奥灰水对工作面回采没有影响。

二、顶板砂岩裂隙水
10203工作面两顺槽掘进时，都有顶板砂岩裂隙水涌出或滴淋，正常水量1～3m3/h,断层处明显增大，涌水量为15～20 m3/h。

三、上覆采空区水
10203工作面之上235～275m为四老沟矿开采的侏罗系大同组14号煤层采空区,再向上32～37m为侏罗系大同组11号煤层采空区(1949年前旧采空区)。

由于开采年代久远,积水情况不详,根据矿井地质报告,四老沟矿在封闭井下火区时,曾向采空区注入12万m3泥浆水。

2005年2月～2006年11月补充勘探6个钻孔,即T1、T2、T3、T2006-1、T2006-2、水2006-1钻孔，钻孔揭露采空区未有积水。

四、小窑情况
大同市南郊区鸦儿崖乡官窑村窑沟煤矿和南郊区供销煤矿均位于井田北东部，10203工作面的东面。

窑沟煤矿开采侏罗系14号煤层，井田面积为0.0924km2，开采煤层标高1300～1320m，采煤方法：刀柱短壁，采宽8m，留煤柱5m。

2006年元月11日调查，有工作面1个，在生产过程中未见涌水，工作面无积水，南郊区供销煤矿开采侏罗系7号煤层，
现均已停产。

综合上述水文地质情况分析，10203工作面充水水源主要为煤层顶板砂岩裂隙水，预计回采过程中工作面正常涌水量为5 m3/h，最大涌水量为35 m3/h。

第六节影响回采的其它因素（见表5）
一、瓦斯
根据2008年山西省安全监督管理局瓦斯鉴定结果：
CH4相对涌出量为2.55 m3/t,CO2相对涌出量为3.39 m3/t，CH4绝对涌出量为0.729 m3/min，CO2绝对涌出量为0.968 m3/min，本矿井属地瓦斯矿井。

二、煤尘
煤尘爆炸下限浓度20g/m3,煤尘云最低着火温度780o C,煤尘层最低着火温度230 o C，煤尘有爆炸危险性。

三、煤的自燃
煤的吸氧量0.50cm3/g，煤的自然倾向性等级为Ⅱ级，属自燃煤层。

四、地温
根据钻孔资料和综合队日常检测，工作面温度20.5 o C。

五、地压
从两条顺槽和一条切眼情况分析，矿压显现不明显，正常。

表5 影响回采其它地质情况表
第七节储量估算
一、工作面参数
胶带顺槽长（从1075胶带大巷右帮算起）：1954.986
回风顺槽长（从1075回风大巷右帮算起）：
1883.071+42.806=1925.877m
工作面切眼长：128.914+114.530=243.444m
工作面长（从保安煤柱线算起）：1841.033m～1887.337m，平均：1864.185m。

工作面倾斜宽：112.791m～239.288m
储量计算一览表
第二章采煤方法
采用走向长壁后退式采煤方法。

第一节巷道布臵
一、采区设计、采区巷道布臵概况
本采区采用三条巷布臵，一条为1075专用回风巷，用于回风；一条为1075运输巷，主要用于煤炭运输；一条为1075辅助运输巷，用于进风、运输人员、材料、设备等。

在大巷北部10201工作面西侧布臵10203工作面。

二、工作面运输巷
10203工作面运输巷断面规格为5.0m×2.9m，采用锚杆＋网，地质破碎带加锚索联合支护。

锚杆排间距为0.9m×0.9 m用于运煤、进风，电气列车处铺设临时轨道，随工作面前移，轨道及电气列车也随之前移。

三、工作面回风巷
规格为4.8m×2.9m，采用锚杆＋网，地质破碎带加锚索联合支护。

锚杆排间距为0.9 m×0.9 m，用于回风、运料。

四、工作面开切眼
10203工作面切眼规格为6.8 m×2.9m，采用锚杆、网、锚索联合支护。

锚杆排间距为0.9 m×0.9 m，三排锚索，排间距为1.5 m×2.0 m，用于稳装综采设备。

五、联络巷
10203回风顺槽与10205回风顺槽相连，运料时，通过10205回风顺槽进入10203回风顺槽至工作面。

附图3：工作面位臵及巷道布臵平面图。

第二节采煤工艺
一、采煤工艺
该面采用单一煤层一次采全高走向长壁式全部跨落法的综合机械化采煤法采煤。

采用MG400/940—WD型机载交流变频调速销轨式采煤机割煤，利用机组滚筒叶片和运输机铲煤板将煤自行装入运输机，SGZ900/800型双中链可弯曲刮板运输机运煤，ZZ7000/18/37型双伸缩支撑掩护式液压支架支护顶板。

生产工艺过程如下：
割煤→移架→推移刮板输送机。

具体工艺如下：
1、采煤机割煤、装煤
采煤机采用双向割煤，往返一次进两刀，采煤机进刀方式采用
两端头斜切进刀，进刀段长度40m，割刀时前滚筒沿顶板开采，后滚筒割底刀，两滚筒旋转方向相背，煤壁要割平直。

2、移架
该面支架均为本架手动操作，移架工作按采煤机前进方向依次进行，移动步距0.8m。

在顶板完整，压力不大的情况下，滞后采煤机后滚筒4～6架，若顶板破碎或来压时，滞后采煤机前滚筒2～3架，并承载移架，一次移到位，若移架速度赶不上机组牵引速度时，可放慢采煤机牵引速度或停机。

移架过程中应随时调整支架，架移好后，及时升紧，并呈一直线，各操作手把及时打至“0”位。

3、推移刮板输送机
推移刮板输送机滞后移架6～15m，刮板输送机弯曲段长度不小于15m，并保持弯曲段圆滑，移过的刮板输送机必须保持平、稳、直。

附图4：采煤机斜切进刀示意图
二、工作面正规循环生产能力
W=L×S×h×γ×c
式中W-工作面正规循环生产能力，t；
L-工作面平均长度，m;
S-工作面循环进尺，m;
h-工作面平均采高，m;
γ-煤的容重t/m3 ,取1.4；
c-回采率，95%
W=240×0.8×3.2×1.4×95%＝817（t)
第三节设备配臵
一、机电设备技术参数，见表6
表6 机电设备配备表
二、液压支架技术参数
工作面配备：ZZ7000/18/37支撑掩护式支架158架， ZZ8000/18/37A 型端头支架2架，ZZ8000/18/37B型端头支架2架。

表7 液压支架参数表
三、主要设备布臵
1、10203皮带巷：SZZ900/315型转载机一部，PCM200型锤式破碎机一部，DSJ120/120/2×250型胶带输送机一部。

2、10203皮带巷末端处布臵一列电气列车，主要向工作面设备提供电源和动力：KBSGZY-1250KVA/3300移动变压器一台，KBSGZY-1250KVA/1140移动变压器一台，KBSGZY-1000KVA/1140移动变压器一台，组合开关三台，喷雾泵两台，乳化液泵两台，QBZ80/660馈电开关两台，回柱绞车两部，用于牵引电气列车。

附图5：综采工作面设备布臵示意图
第三章顶板管理
第一节支护设计
一、工作面的支护设计
（一）、液压支架支护强度验算
1、经验计算支护强度：
依据公式P1＝9.81×h×r×k
＝9.81×3.2×2.5×8
＝627.84 KN/m2
=0.628Mpa
式中:
P1—工作面合理支护强度
h—采高
ｒ—顶板岩石平均容重，取2.5t/m3
k—工作面支架应该支护的上覆岩层厚度与采高成正比，一般取4—8，本次验算取8。

2、支护设备选择：
本工作面已选用ZZ7000/18/37型支撑掩护式液压支架，其额定支护强度为0.94—0.98MPa。

ZZ8000/18/37A型和ZZ8000/18/37B型端头液压支架，其支护强度大于ZZ7000/18/37型支撑掩护式液压支架支护强度。

P1＝0.627Mpa＜P额 P额＝0.94—0.98MPa
根据工作面条件与支架适应条件对照表（表7）可以看出，工作面支护强度大于顶板来压强度，所以ZZ7000/18/37型支撑掩护式支架适合本工作面使用，本工作面倾斜长度为240m，上端头使用2架ZZ8000/18/37A型过渡液压支架，工作面布臵158架ZZ7000/18/37型液压支架，下端头使用2架ZZ8000/18/37B型过渡液压支架，从皮带运输巷到回风巷依次编号为1-162号支架。

表8工作面条件与支架适应条件对照表
二、乳化液泵站
（一）泵站型号、数量
乳化液泵站型号为BRW-315/31.5，数量为2台；乳化液箱一台，即两泵一箱，进液管路为38 mm高压胶管。

（二）、泵站位臵
泵站位于10203皮带巷电气列车处。

（三）、泵站使用规定
1、启动泵站前，应首先检查各部位有无损伤，各连接螺栓是否紧固、润滑油要正常、液位适当，乳化液浓度3%～5%，各种保护齐全可靠，运行方向为正向。

2、泵在启动后，要注意监听泵的运行状态，如有异常要立即停泵处
理，严禁反向运转。

3、再开泵时必须得到呼叫停泵人的命令后方可开泵。

开泵前，必须向工作面发出开泵信号收到开泵信号后方可启动。

4、检修泵时必须把开关停电闭锁。

5、泵的泄载阀整定值不超过31.5 Mpa，供液压力不低于30 Mpa，严禁随意调整安全阀的整定值。

6、根据运输巷的地质条件，适当调整泵的倾角，始终让泵处于水平状态。

7、加强液压系统的清洁卫生，泵箱过滤器要定期清洗，乳化液泵箱每月清洗一次，坚持使用乳化液自动配比装臵，每次配液后要检测乳化液浓度，各种胶管液压元件应保持清洁，严禁泵箱随意敞口。

第二节工作面顶板管理
一、正常工作时期顶板支护方式
该工作面顶板岩石级别为软～中硬岩石，确定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采空区。

最大控顶距5.681m，最小控顶距4.881m，放顶步距为0.8 m。

工作面内采用及时移架支护，即采煤机割过后及时移架伸出护帮板，移架在采煤机割过后4-6架进行，超出或发生片帮、冒顶时，必须停止割煤。

二、正常工作时期的特殊支护形式
1、如果顶板破碎，必须采用及时支护形式，即采煤机前滚筒割过后
及时带压移架，并伸出护帮板。

2、如果工作面片帮达到0.8 m时必须超前支护，即移架在割煤之前进行。

三、回柱放顶与其他工序平行作业的安全距离
1、回工作面上、下端头单体液压支柱前，必须维护好附近支架，附近支架不得移动，并处理好活煤矸，认真执行敲帮问顶制度，清理好退路，保证后路畅通。

2、回工作面上、下端头单体液压支柱时，应先回端头单体液压支柱，再前移端头支架。

3、回柱方法，用单体卸液手把远方操作，由里向外，由上向下，先柱后梁。

4、回柱时要有专人观察顶板情况，无异常情况时，方可进行回柱工作。

回柱时要慢试慢回，严禁猛回。

四、特殊时期的顶板控制
初次放顶（见《10203工作面初次放顶措施》）、过断层、顶板破碎、来压、应力集中区以及停采前的顶板管理另行编制专项措施。

第三节运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制
（一）、运输巷、回风巷的超前支护
回风巷超前支护范围为工作面煤壁线向外25m，为双排单体液压支柱，进风巷超前支护范围为转载机左侧10m，右侧20m，采用DW35—
300/110X型单体液压支柱配合1.2m长铰接顶粱，超高处采用DW40—180/110X型单体液压支柱代替DW35—300/110X型单体液压支柱。

顶粱必须与单体液压支柱采用防坠设施固定（顶梁必须用8#铅丝与顶网相连，单体支柱必须用防倒绳，连接必须牢固），所有单体液压支柱卸液口均指向采空区，单体液压支柱之间都必须使用拉杆连接，固定必须牢固、可靠，首排支柱距煤壁不得大于1.2 m。

1、10201运输巷超前支护，柱距为1.2 m，两排单体液压支柱平行支在转载机两侧，西侧距转载机边缘0.3 m处，东侧距转载机电机边缘0.3m处，西侧10根，东侧20根，共支设30根单体液压支柱。

2、10201回风巷超前支护，柱距为1.2 m，两排单体液压支柱平行均匀支在回风巷中线两侧，距巷中0.9 m，共支设50根单体液压支柱。

3、所有单体液压支柱都必须支在实底上，初撑力不得小于50KN，超前支护范围内严禁堆放闲散设备及杂物，起伏不平处用木料接实顶板。

（二）运输巷、回风巷的加强支护
工作面两巷采用锚网支护方式，在断层处加锚锁，漏顶区域采用U 型棚支护方式。

二、工作面安全出口的管理
（一）、支护形式
工作面上采用2架ZZ8000/18/37A、B型液压支架支护工作面端头的顶板，下端头采用2架ZZ8000/18/37A、B型液压支架支护工作面端头的顶板，两端头支架外侧顶板采用单体液压支柱配合1.2m长π型花边钢梁支护，单体采用DW35—300/110X型，柱距1.2m，超高处采用DW40—
180/110X型单体液压支柱代替DW35—300/110X型单体液压支柱，支设范围为放顶线到煤壁线，工作面端头支架距煤帮小于0.8m时，不进行支护；端头支架距煤帮0.8～1.5m时，平行巷道均匀支设一排单体液压支柱，共8根。

端头支架距煤帮1.5～2.5m时，平行巷道均匀支设两排单体液压支柱，共11根；端头支架距煤帮2.5m以上时，平行巷道均匀支设三排单体液压支柱，共14根。

其中在切顶线位臵必须支设2根关门柱。

（二）、质量要求
1、单体液压支柱必须支在实底上，并迎山有力，初撑力不得小于90 KN，不得出现空载支柱。

2、支柱纵横成线，偏差小于±100mm，卸液口均指向采空区。

3、所有单体液压支柱都必须上齐防倒装臵，π型钢梁，与单体柱之间必须使用防坠设施。

4、两端头要求无浮煤、杂物，行人宽度不得小于0.8m。

（三）、与其它工序之间的衔接关系
1、采煤机距两巷40m时，超前范围及两端头处严禁人员行走、工作或停留。

2、采煤机端头斜切进刀时，严禁支、回单体支柱。

3、端头支架前移与回端头单体液压支柱严禁平行作业，应先回出单体液压支柱再进行端头支架前移作业，回单体时，应先支后回。

三、支护材料的使用数量和存放管理
1、工作面必须备有（16cm直径以上）长4.0m的坑木30根；1.2m 长规格为0.12×0.12m2刹顶木30根；DW35—300/110X型单体液压支柱
20根；DW40—180/110X型单体液压支柱20根，长4.4、4.6m的11#工字钢梁各10根；长Ф20×1200mm棚环20根；物料分类整齐存放在运料巷距工作面70m外的安全地点。

2、备用物料不能影响通风、行人、运料，保证随时都可以投入使用。

3、备用物料仅作为工作面有异常情况时使用，不得另作它用。

附图6：10201工作面、运输巷、回风巷及端头支护示意图
第四节矿压观测
一、矿压观测内容
矿压观测内容主要有：液压支架阻力观测、两巷超前、端头范围内单体支柱阻力观测，以及支护质量动态监测。

根据观测结果对工作面顶板活动规律、来压特征，工作面支架受力特点、片帮深度、工作面顶板、采空区顶板冒落状况，以及工作面两巷压力变化情况及超前影响范围，进一步了解煤、岩层力学参数等基础数据。

二、矿压观测方法
（一）工作面的矿压观测
工作面每架安装一组YHY60型压力表，监测支架立柱的阻力情况。

每班员工在操作支架时都要将支架升紧，确保支架的初撑力。

再布臵三个区域五条观察线，及安装在1、11、21、31、41、51、61、71、81、91、101、111、121、131、141、151、161架处各安装一组KBJ-60III-1矿用数字压力计分机。

由矿压观测工每日对压力表进行数据采集，并对
两端头的单体液压支柱采用单体测力计进行监测、记录。

（二）、巷道的矿压观测
矿压观测工还要对两巷的单体液压支柱的阻力观察，采用单体测力计进行监测并记录。

将观察到的记录交生产技术部，经整理后，将矿压观测资料提交矿生产作业会通报，以便本队行政领导及技术人员及时掌握工作面情况，并及时在班前贯彻落实，同时由本队采取相应措施。

要求所有人员要爱护仪表，严禁敲打碰撞，若放炮时应把仪表保护好，以防损坏。

第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
（一）运煤设备及运输方式
本工作面采用SGZ900/800型刮板输送机从工作面运煤端卸至SZZ900/315型转载机，再运至DSJ120/120/2×250型皮带输送机上。

经1075皮带巷，到井底煤仓，再到主平硐，最后到达地面。

（二）辅助运输设备及运输方式
工作面需要的材料、设备等物资，采用WCQ—3B型防爆无轨胶轮车经10205回风顺槽至10205与10203联巷至10203回风顺槽运进、运出工作面。

二、移溜（转载机、破碎机等）方式
采用支架推移千斤顶推移刮板运输机，移动步距0.8m，推移刮板运输机距采煤机后滚筒不得小于15m，推移方向为自上而下，或自下而上顺序进行。

弯曲段长度不得小于15 m，并保持弯曲段的圆滑。

破碎机已作为转载机的一部分，整体移动，移动时操作推移千斤，将转载机移动到适当位臵。

三、运煤路线
10203工作面煤→10203皮带→1075皮带（2#）→井底煤仓→主平硐→地面。

四、辅助运输路线
地面→主平硐→辅助运输联络巷→1075辅助运输巷→10205回风顺槽→10205与10203联络巷→10203回风顺槽→工作面。

附图7：10201工作面运输系统图
第二节一通三防与安全监控
一、通风系统
（一）风量计算
1、按CH4涌出量计算
Q采=100K瓦×Q瓦=100×0.729×1.25=91.125m3/min
式中Q采---采煤工作面的实际需风量
Q瓦---采煤工作面瓦斯绝对涌出量为0.729m3/min
K瓦—采煤工作面瓦斯涌出量不均匀的备用风量系数取1.25 2、按工作面温度计算
Q采=60v采×s采×k采
=60×1.25×15×1.4
=1575 ( m3/min)
式中：v采——工作面适宜风速;取1.25
s采——工作面有效断面，取15 m2
k采——工作面长度风量系数取1.4
3、按人数计算
Q采=4n+2 Q胶=4×50+2×300=800（m3/min）
式中：4——每人每分钟供给的最低风量
n——工作面同时工作的最多人数；取50人
2——工作面同时工作的胶轮车个数；取2
Q胶——每辆胶轮车最小供风量；取300 m3/min
4、按风速进行验算
15S大 < Q采<240S小
式中：15---巷道允许最低风速m3/min
S大---采煤工作面最大控顶断面积m2
240—巷道允许最高风速m3/min
S小---采煤工作面最小控顶断面积m2
15×15=225m3/min<Q采<240×15=3600 m3/min
根据以上计算，确定工作面供风量 Q采=1575m3/min
工作面风速：V=Q/60S =1575/15×60=1.75m/s
回风巷风速V=Q/60S=1575/4.8×2.9×60=1.89m/s
皮带巷风速:V=Q/60S=1575/5.0×2.9×60=1.81m/s
5、确定工作面实际需要风量
工作面实际需风量为1575m3/min。

（二）通风线路
新鲜风流：
1、地面→主平硐→1075辅助运输联巷→1075辅助运输大巷→10203皮带顺槽联巷→10203皮带顺槽→10203工作面
2、地面→副斜井→辅助运输石门→1075辅助运输大巷→10203皮带顺槽联巷→10203皮带顺槽→10203工作面
污风：
10203工作面→10203回风顺槽→10203回风绕道→1075回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面
二、防治瓦斯
（一）瓦斯检查
1、设专职瓦斯员。

瓦斯检查员必须按规定要求对工作面及上、下顺槽及上、下隅角、回风口至少进行2次有害气体检查，将检查结果写在记录牌板和记录手册上。

瓦斯检查员严格执行各项瓦斯管理制度，必须进行现场交接班。

2、每班工作面班长以上干部和单独作业人员必须携带便携仪，以便随时对工作面瓦斯进行监测。

3、所有人员进、出回风巷时，严禁将两道风门同时打开，使风流短
路造成工作面瓦斯超限。

爱护通风设施，若风门关闭不严或通风设施受损时，要及时通知通风区处理。

4、生产过程中出现便携仪或监测探头报警时，必须切断电源撤出工作面所有人员，然后由瓦斯检测员落实工作面及报警点瓦斯情况，确认气体不超限后，方可重新送电，恢复生产。

否则，严禁生产。

5、在生产过程中必须遵循下列原则：
（1）、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，必须立即查明原因，进行处理。

（2）、采区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。

（3）、爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1.0%时，严禁爆破。

（4）工作面中，电动机或其开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。

（5）工作面内，体积大于0.5m3的空间内集聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

（6）对因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降到1.0%以下时，方可通电开动。

（7）、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。

（二）瓦斯监测
(1)监测仪表的型号及数量
10203回采工作面安装3台KG9701A型瓦斯传感器、2台GTH500（B）型CO传感器、1台GW50（A）型温度传感器、2台GTL（A）型机组、皮带开停传感器、2组CGHC风门位臵传感器和1台DJB4型机载式甲烷报警断电仪。

（2）布臵位臵及要求
1、瓦斯、CO和温度传感器应垂直吊挂在10203回采工作面回风巷顶板完好的地方，距顶板不得大于300㎜，距巷道侧壁不小于200㎜，其中1台瓦斯探头应吊挂在距工作面出风口不大于10m处，一台吊挂在距切顶线外0.5 m处，另1组瓦斯、CO和温度传感器应吊挂在距回风巷回风口10m～15m范围内。

2、2台GTL（A）型开停传感器分别安设在机组、皮带电源开关负荷侧的电缆上。

3、2组风门位臵传感器分别安设在10201回采工作面回风巷的2道风门上。

4、1台DJB4型机载式甲烷报警断电仪安设在采煤机上，其电源应取自机载式甲烷报警断电仪专用开关上。

该设备主要用于连续监测采煤机和其它电器设备附近风流中的瓦斯浓度，当瓦斯浓度达到或超过1.0%时，甲烷传感器立即发出声、光报警信号，当瓦斯浓度达到或超过1.5%时，由甲烷传感器输出断电信号控制断电仪立即断电，切断工作面采煤机电源，当瓦斯浓度降低到0.5%以下时，由甲烷传感器控制断电仪自动解锁，恢复采煤机的正常供电，并继续进行监控。

5、信号电缆和动力电缆的敷设
信号电缆和动力电缆应分别整齐地吊挂在巷道同一侧，信号电缆必须位于动力电缆上方0.1m以上的地方。

6、瓦斯传感器的断电浓度及范围
工作面、工作面上隅角瓦斯传感器的断电浓度为CH4≥1.5%，断电范围是回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备，回风口处瓦斯传感器的断电浓度为CH4≥1%，断电范围是回采工作面及其回风巷道内全部非本质安全型电气设备。

7、瓦斯传感器的复电瓦斯浓度
当瓦斯浓度CH4＜1%时，方可人工为断电的设备复电。

8、瓦斯传感器的报警瓦斯浓度
瓦斯传感器的报警瓦斯浓度为CH4≥1%。

9、一氧化碳传感器的报警浓度为≥24PPm。

10、温度传感器的报警值≥30℃。

三、综合防尘系统
（一）防尘管路系统
地面→主平硐→辅助运输联巷→1075辅助运输大巷→10203工作面两巷。

10203工作面两巷静压管路选用直径4英吋的水管，运输巷每隔50m 设一个三通阀门，回风巷每隔100m设一个三通阀门，为方便拆除工作面两巷水管，在进入工作面两巷口处各安装一个阀门。

（二）防尘措施
1、必须严格执行《10203工作面煤体注水设计》,具体内容见通风区编制的《10203工作面煤体注水设计》。