第一章 概 况
第一节 工作面位臵及井上下关系
工作面位臵及井上下关系见表1
表1 ： 工作面位臵及井上下关系表
第二节 煤 层
工作面煤层情况见表2
：
表2： 煤层特征情况
附图1：工作面地质综合柱状图
第三节 煤层顶底板
工作面煤层顶底板情况见表3：
表3：煤层顶底板情况表
第四节地质构造
煤层平均厚度6.0m，煤层走向北东方向，煤层倾角20～50，煤质较软，层理一般，节理发育，赋存稳定，工作面所圈定区域无任何地质构造，煤层顶底板岩性均为砂岩，砂质泥岩，无对回采不利因素。
第五节水文地质
水文地质条件较简单，涌水来源主要为3号煤层上覆砂岩、粉砂岩等裂隙水，此含水层主要以静水量为主，在掘进时，该裂隙水将通过锚杆、锚索孔、煤岩裂隙而渗入巷道。预计掘进时单巷涌水量为0-0.2m3/h。一般无水害威胁。但在雨季要注意检查地面是否有塌陷及裂缝，发现后及时充填，减少降水和采空区积水涌入工作面造成水害威胁。
第六节影响采煤的其它因素
影响采煤的其它情况表4
表4 ：影响采煤的其它情况表
第七节储量及服务年限
一、循环产量：
1、开采程序为采底放顶煤,采高2.0米，放顶煤厚4米,循环进度为0.6米，切眼为110米，生产班推进度1个循环，检修班为半班生产半班进行检修。
2、循环产量=(循环进度×工作面长度×机采采高×容重×底煤回采率)+（循环进度×放顶煤长度×顶煤高度×容重×顶煤回采率）=（0.6×110×2.0×1.44×100%）+[0.6×（110-7.5）×4×1.44×85%]=492T
日产量=循环产量×日循环数=492×2.5=1230T
月产量=日产量×月生产天数（取28天）=1230×28=34440T
二、储量及服务年限
1、工作面可采储量=可采长度×工作面长×煤层厚度×容重=（638×110×6×1.44）=60.6万吨
2、工作面服务年限=可采长度/日进度=638/1.5=425天
第二章采煤方法
3#煤层赋存稳定，且倾角较小，煤层的层理、节理裂隙发育，直接顶可以
随采随落，为达到安全、高产、高效等目的，工作面采用倾向长壁式放顶煤采煤方法，全部垮落法管理顶板。
第一节巷道布臵
一、总述
工作面采用U+u四巷布臵，即辅助进风巷、运输顺槽、回风顺槽和辅助回风巷。运输顺槽、回风顺槽、切眼勾通形成采煤系统。3101采煤工作面与北部、西部矿界留设20m保安煤柱，附近无采空区。
附图2：工作面巷道布臵图
二、巷道形状与断面规格
3101工作面辅助进风巷、运输顺槽、回风顺槽及辅助回风巷均采用钢棚支护，断面为梯形，辅助进风巷（运输顺槽）上毛宽3.605m，上净宽3.40m，下毛宽4.22 m，下净宽4.00m，毛高2.31m，净高2.20m，S掘=9.04m2，S净=8.14m2。
回风顺槽（辅助回风巷、外切眼）上毛宽2.80m，上净宽2.40m，下毛宽3.60 m，下净宽3.20m，毛高2.40m，净高2.20m，S掘=7.68m2，S净=6.16m2。
内切眼采用锚网支护，断面为矩形，净高2.5m，净宽5.0m，净断面积为
12.5m2。
三、巷道支护方式与支护材料
3101工作面辅助进风巷、运输顺槽、回风顺槽、辅助回风巷、外切眼均采用11号钢棚支护，内切眼材料（1、锚杆及钢带：锚杆采用等强度螺纹钢锚杆，直径为20mm、长度为2400mm，锚杆均使用配套标准螺母紧固。锚杆托盘规格为130mm×130mm×8mm。2、锚索：锚索采用φ17.80mm，长度7.3m（锚到稳定岩层为1m）的钢绞线配合锁头、托盘制作；其中锚索有效长度为为7m，
外露部分为0.3m，每排锚索3根。3、树脂锚固剂直径为23mm，每卷长度为350mm，型号为MSK2335、SMZ2360）。
四、停采位臵
3101工作面距采区回风巷50m处为停采线。
附图3、3101工作面位臵及巷道布臵示意图。
第二节采煤工艺
一、采煤工艺：
采煤工艺流程为：斜切进刀—正常割煤—推出护帮板—跟机移架—推前部输送机—放顶煤—拉后部输送机—移转载机—回端头，完成一个循环。
附图4：回采工艺流程图
二、采煤工艺流程介绍：
1、采煤机割煤方式及运行顺序
采煤机采用两端头斜切进刀双向割煤的割煤方式，其割煤顺序如下：
（1）、当采煤机割至工作面端头时，其后的输送机槽已移近煤壁，采煤机机身处尚剩余15m的底煤；
（2）、调换滚筒位臵，前滚筒降下、后滚筒升起并沿输送机弯曲段反向斜切进刀，斜切进刀完成后将机尾推向煤壁；
（3）、再调换两滚筒上下位臵，重新返回割三角煤；
（4）、将三角煤割掉，煤壁割直后，再次调换上下滚筒，返程正常割煤，完成一个割煤循环。
附图5：采煤机进刀方式示意图
2、采煤机割煤质量要求
（1）、严格控制割煤高度，最高不能超过 2.1（2.0＋0.1）m，最低不能
低于1.6m，进刀深度为0.6m。
（2）、控制采煤机牵引速度，防止压溜、涌煤事故发生，保持割煤过程中的顶底平整。
（3）、为维护煤壁煤顶的稳定性，在采煤机割煤后，立即伸出前探梁支护新暴露顶板。必要时可用单体柱加π型梁支护易冒落处。
（4）、应及时调整采煤机的割煤速度或采取暂停割煤等措施，来配合放顶煤工序的完成。
（5）、采煤机割煤时，必须严格按照采煤机安全操作规程的要求进行操作。
3、移架
（1）、移架工艺
工作面采用追机移架，随着采煤机割煤，按顺序移架，移架步距为0.6m。为了及时支护顶板，当采煤机后滚筒割过之后，落后于采煤机后滚筒3～4架，追机顺序移架。
（2）、移架质量要求
①必须严格按移架安全操作规程进行移架，其移架的过程是缩支架后部尾梁→伸出支架后部插板→降支架立柱→以前输送机为支点，用移架千斤顶移架→升起支架立柱，给予支架额定的初撑力。
②为保证拉架时不致将前部运输机后拉，在移架时，应将邻架的推移千斤顶手把打在推溜位臵。
③当煤壁片帮较深(≥0.6m)或顶板破碎时，应超前移架支护顶板。
④在移架时，必须使工作面支架保持成一条直线，其直线误差不得超过±50mm。
4、推前部输送机
（1）、推前部输送机工序
推前部运输机在移架工序之后，滞后采煤机后滚筒15m追机进行，除斜切进刀段外，每次推进度应保持0.6m，弯曲段长度不小于15m，割煤和推运输机保持平行作业。
（2）、推前部输送机质量要求
①每次推进应保持0.6m的推进度，并与煤壁平行成一直线，其直线误差应在±30mm以内。
②为了减少输送机在弯曲段的磨损，提高其寿命，在推移输送机时，必须要保持采煤机之后的弯曲段长度不得小于15m。
③输送机必须单方向推移，严禁从两头向中间推移。
④为防止卡死输送机，停机时严禁推溜，但推移机头、机尾时必须停机作业。
⑤为了保证在推运输机时操作顺利，不致发生飘底、啃底现象，在推运输机时，应同时使用3个千斤顶一起推。
⑥完成推移输送机后，必须及时清扫散落在电缆槽内、输送机与液压支架之间等处的浮煤，并且把煤和矸石一起装入运输机内。
5、放顶煤
（1）、放顶煤工序
放煤方式采用单轮顺序放煤，采煤机割煤后，滞后4～5架开始顺序放煤，见矸停止，完成全工作面的放煤工序。放煤步距0.6m。为了有利于端头管理，放煤范围为除上、下端头各三组支架(过渡支架)外的所有支架。当采煤机割第二刀煤时在工作面采、放平行作业。
（2）、放顶煤工艺要求
①放煤工作是在采煤机割煤后进行，放煤步距要保持0.6m。
②放煤时，先收回放煤插板，并操作尾梁千斤顶，使尾梁摆到适当位臵，以便能使顶煤直接流入后部运输机。放煤时，采用多轮顺序放煤，即：每架支架第一轮放1/3,第二轮放2/3，可多次反复地摆尾梁使大块煤破碎，便于放尽。见顶板矸石停止放煤，并伸出插板封住顶板矸石，使矸石不能滑入后部运输机，最后完成放顶煤工作。
③放煤时，必须注意后部运输机中运煤量的情况，可以从放煤量和放煤时间进行控制，使运输机不致于超负荷输送，达到能均匀输送的目的。
④放煤时，必须同时进行喷雾防尘，以保证工人身体的健康。
6、拉后部输送机
拉后部输送机的工序是在放煤工序结束之后进行；在拉后输送机之前要仔细清扫洒落在煤溜与支架间的煤块和矸石，在拉架时，要用装在运输机上的铲煤板将煤块和矸石铲入溜槽内。在必要时，可以往返操作运输机的推拉千斤顶，将运输机两侧的浮煤铲入溜煤槽内。
拉后部输送机的操作及注意事项与推前部输送机的要求基本相同。
7、移转载机，回端头
当下隅角滞后放顶线2.0m时，必须移转载机回端头。
三、工作面正规循环生产能力
?
=γ
W?
?
?
c
h
S
L
式中L——工作面长度，m；
S——采煤机截深，m；
h——煤层高度，m；
γ——煤的密度，t／m3；
C——工作面煤炭采出率。
W=110×0.6×6×1.44×93％=530 t
(一)循环产量
1.工作面机采产量
110×0.6×2×1.44×100％=190.08t
2.放顶煤产量
(110－7.5)×0.6×4×1.44×85％=301.104 t
(二)日循环数
根据正规循环作业图表,确定循环数为2.5个。
（三）日产量
492×2.5=1230t
（四）月产量1230×28=34440 t
第三节设备配备
一、回采工作面主要机械设备配备表见表5：表5:
二、液压支架技术参数
工作面配备：ZF3200/16/24型放顶煤支架87架；ZF3200/16/24型过渡放顶煤支架6架。
支架参数表
附图6：工作面设备布臵示意图
三、主要设备布臵
1.3101运输顺槽：DSJ-800/2×55型带式输送机1部，SZB-730/75型转载机一部。
2.3101运输顺槽：KBSGZY-1000/10移动变压器1台，QBZ200/1140磁力起动器5台, ZBZ-2.5照明信号综合保护1台，BRW200/31.5乳化液泵2台,各种低压开关、排水泵。
第三章顶板控制
第一节工作面顶板控制
一、工作面支架布臵
3101工作面为轻型综放工作面，采用ZF3200/16/24端头过渡液压支架和ZF3200/16/24型液压支架进行支护，工作面共布臵87架基本架（包括6架过
渡架）。
工作面综采放顶煤采用一刀一放，截深0.6米，放煤步距为0.6米，工作最小控顶距为Lmin=3200mm，最大控顶Lmax=3200+600=3800mm，支架中心距
1.25m。
二、乳化液泵站
（一）泵站型号、数量
3101工作面配乳化液泵型号为BRW200/31.5，2台。
（二）泵站设备位臵
位于开切眼350米距离，运输顺槽与辅助进风巷一联巷内。
（三）泵站使用规定
1.开泵前，应首先检查齿轮箱和滴油池里油质、油位是否符合标准，泵体各部位螺丝是否紧固，各管路连接是否正常，乳化液配比是否达到标准，确保无误后方可送电开机。
2.开泵时，要首先点动试车1次，无其它异常情况后，再启动持续开泵。
3.司机严禁离开岗位，如果离开则必须停止设备运转。
4.液压泵运转过程中，不能出现窜、漏液现象。
5.泵站压力≥30MPa，压力表必须完好，指示准确。
6.泵站管路必须悬挂整齐，磨损严重的管路应及时更换，更换管路时要护好管头，防止杂物进入泵体。
7.乳化液配比浓度达到3～5%，使用专用油桶和油抽子，液箱上必须使用过滤网。
8.更换管路或检修泵体时，必须要从开关上停电挂牌，并对系统卸载之后再进行处理。
9.泵站在运转过程中，若出现异常声音，震动较大，压力、温度持续升高
或打压不正常等特殊情况，应该立即停泵检查，认真分析处理。
三、初次放顶及步距放顶
（一）初次放顶
工作面初次放顶具体措施详见制定的《3101综放工作面初采初放安全技术措施》。
（二）步距放顶
3#煤层3101工作面顺槽长778m，倾向110m，煤层厚度平均6.0m，直接顶
为灰黑色，夹薄层泥岩，局部有粗粉砂岩，可见植物化石碎片。根据顶板岩石性质及周边矿井矿压观测结果，确定直接顶初次放顶步距为20m范围内；老顶初次垮落步距在30—35米范围内；老顶周期来压步距在15—20米范围内。
（三）特殊时期的顶板控制
过断层、顶板破碎、来压以及停采前的顶板管理另行编制专项措施。
第二节运输顺槽、回风顺槽及端头顶板控制
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
上端头超前支护采用3000mmπ型钢梁配合DZ25-250/100型液压单体支柱支护，排距为800mm，每根π型钢下至少支三根单体液压支柱（即“一梁三柱”），巷道压力大时增加超前支护长度或补强支护，支护距离不小于20m。
下端头超前支护采用3000mmπ型钢梁配合DZ25-250/100型液压单体支柱支护，排距为800mm，每根π型钢下至少支三棵单体液压支柱（即“一梁三柱”），巷道压力大时增加超前支护长度或补强支护，支护距离不小于20m。
（二）运输巷、回风巷的加强支护
运输巷、回风巷巷道在掘进期间支护采用双钢棚支护，并进行锚索补强。在回采期间巷道顶板压力显现明显，下沉量大时，采用工字钢配合单体柱补强支护.
二、工作面安全出口的管理
（一）支护形式
工作面两端头安全出口不得低于1.8m，人行道宽度不得小于0.7m，单体液压支柱行程不得小于150mm。工作面回出的背板、锚网等一切杂物都要及时运出工作面超前支护段，并分类堆放整齐，定期出井回收。下端头采用3架ZF3200/16/24端头过渡液压支架和3米π型钢梁支护，上端头采用和工作面同类型的支架支护，超前支护采用DZ25-250/100单体液压柱配合3米π型钢
梁一梁四柱3排支护，支护长度不少于20m。当上、下隅角处采空区压力过大时，必须加密支护并采用戗柱加强支护。
（二）支、回柱质量控制标准
1.两巷超前支护单体柱必须成一直线，其偏差不超过±100mm，初撑力≥90kN。
2.单体柱符合完好标准，失效柱严禁使用。
3.端头老空控顶应控制到后部输送机后1m范围。
4.上下两顺槽每班由专人负责检查支护情况，当矿压显现超过支护范围时，应根据现场实际顶板破碎下沉、巷道变形严重的程度，可沿走向或倾向支设工字钢棚，一梁四柱，支倾向棚时，进入超前支护段时，可作为上下顺槽的超前支护形式，但排距不大于800mm。
5.端头切顶线支设的密集支柱并打戗柱，防止大矸石窜出或将支柱推倒，柱间距不大于0.5m，坚持先支后回制度，回密集柱前，按端头回柱步距支好超前排密集支柱（排距不大于0.8m），超前排密集柱中间留有0.5～1.0m的出口，以利于后排密集柱的回撤。后排密集柱回撤完毕，前排密集柱中间出口处补支单体柱，使其间距不大于0.5m。
6.端头回柱原则上与支架后尾梁齐，超前或滞后此支架位臵不得超过0.8m，回柱时必须保证3人以上，有专人进行安全监护一人扶柱并观察顶板变化，一人扶钢梁或铰接梁，一人操作注液枪，将支柱缓慢升起，且升柱时要将单体柱三用阀嘴调整到指向巷帮方向，当柱帽接触到顶板时，由操作注液枪的人继续操作，另两人撤到3.0m以外的安全地点，使支柱逐渐达到初撑力。严禁将支柱快速升起，以防倒柱伤人，所有支柱都用捆柱绳拴好。
7.单体柱钻底量超过100mm时，单体液压支柱必须穿铁鞋。铁鞋的尺寸为300×300mm。
（三）与其他工序之间的衔接关系
采煤机进两端头时，严格禁止支、回单体液压支柱；禁止人员通过三角区。
三、支护材料的使用数量和存放管理
工作面运输巷、回风巷常备有：1.5m钢梁（圆木）不少20根，DZ25-250/100型单体液压支柱不少20根，料场必须设在超前支护100m之外，物料要分类码放整齐。
第三节矿压观测
一、矿压观测内容
（一）支架支护阻力监测
1、观测目的。通过此项观测，主要了解本采煤工作面顶板运动规律及顶板对支架产生的压力特征，由此可确定顶板初次来压和周期来压强度，掌握综放面的矿压显现规律。
为了掌握本工作面矿压显现规律，在工作面每架支架上分别安装两个压力表以显示支架工作阻力（前柱一个后柱一个）。根据压力表数据显示，当压力表数据超过40Mpa(额定阻力为42.2MPa)时，由队技术人员采取相应措施。
2、观测内容。支架受力：主要是前后立柱受力测定，包括受力时间，工作面推进进度。
3、工作面支护质量监测。工作面每架配备压力表，对液压支架初撑力、工作阻力进行监测，确保工作面支护质量，准确及时地预报工作面顶板来压，确保安全生产。
（二）巷道测区观测
1、观测目的。掌握工作面顺槽在推进期间，巷道压力变化情况及超前影响范围。
2、观测内容。顶底板移近量，两帮移近量。
3、测区位臵。在工作面回风巷和运输巷从开切眼开始至工作面前方150m
范围内。
二、数据处理
采煤队验收员每班观察和记录每架支架的压力表数据，并每周把数据资料提交调度室，由调度室对原始记录用计算机进行处理，打印成图表并附分析结果上报分管领导，并把结果反馈给采煤队。
第四章生产系统
第一节运输
一、运输设备及运输方式
工作面设备运输采用JD-1.6绞车和轨道运输方式，绞车司机必须经过专门培训后持证上岗。
二、运煤设备及装运方式
工作面采用采煤机落煤、装煤，通过前、后部SGZ-630/2×110型刮板运输机运输至顺槽，顺槽采用SZB-730/75型转载机和DSJ-800/2×55型皮带运输机运输出工作面。工作面浮煤可通过人工将其装入运输机内。
三、运输路线
1、运煤路线：
工作面落煤→工作面前后部煤溜→运输顺槽转载机→运输顺槽皮带→采区运输巷皮带→运输暗斜井皮带→运输大巷皮带→一部皮带→井底煤仓→地面。
2、运料路线：
地面→副立井→井底车场—轨道大巷→轨道暗斜井→3101辅助进风巷→工作面。
附图7：运输系统示意图
第二节 “一通三防”与安全监控
一、通风系统
本工作面采用“U+u ”型布臵方式，即运输顺槽和辅助进风巷进风，回风顺槽和辅助回风巷回风。 （一）风量计算：
据《规程》规定：每个工作面实际需要风量，应按气象条件、瓦斯涌出量、工作人员数量、采煤工作面双“U ”配风验算：
①按气象条件计算
min /48.6270.12.10.2245.485.35.1%7060%70603m k k S v Q cl ch cf cf cf =?????
?
??+???=?????＝
式中：V cf ——采煤工作面的风速，取1.5m ／s ； S cf ——采煤工作面的平均有效断面积，㎡；
K ch ——采煤工作面采高调整系数，放顶煤工作面，㎡； K cl ——采煤工作面长度调整系数，工作面长度110m ，取1.0； 70%——有效通风断面系数； 60——为单位换算产生的系数。 ②按瓦斯涌出量计算
()
min /80.29280.1160.1763m Q Q Q cd cr cf =+=+= ()
min /0.1766.110.11001003m k q Q cg gr cr =??=??=
()
min /80.1166.173.01001003m k q Q cg gd cd =??=??=
式中：q cg ——采煤工作面回风巷风流中平均瓦斯涌出量； 按预测工作面风排瓦斯量的60%计算，
1.83×60%=1.10 m 3/min
cg
q ——采煤工作面辅助回风巷风流中平均瓦斯涌出量，m 3/min ；
按预测工作面风排瓦斯量的40%计算， 1.83×40%=0.73m 3/min
cg
k ——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.6；
100——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。
③按工作人员数量验算
min
/24060443m N Q cf cf =?=≥
式中：N cf ——采煤工作面同时工作的最多人数，取交接班60人；
4——每人需风量，m 3/min 。
④采煤工作面双“U ”配风验算
内“U ”配风量根据以上计算取627.48 m 3/min 。
外“U ”配风量要能满足风排瓦斯和最低风速的要求需要，即最低风速0.25×60×S=92.4 m 3/min ，风排瓦斯需风量116.80 m 3/min 。根据以上要求工作面外“U ”配风量取150 m 3/min 。
⑤按风速进行计算
工作面内“U ”风速
a ）验算最小风量
min /45.9323.625.06025.0063m S Q cb cf =??=?≥ 223.6%700.245.470%l m h S cf cb cb =??=??=
b ）验算最大风量
min /6.129339.50.4600.4063m S Q cb cf =??=?≤ 2s 39.5%700.285.370%l m h S cf c cs =??=??=
工作面外“U ”风速
a ）验算最小风量
min /40.9216.625.06025.0063m S Q cb cf =??=?≥
b ）验算最风量
min /40.114816.60.4600.4063
m S Q cb cf =??=?≤
式中：cb S ——采煤工作面最大控顶有效断面积，m 2；
cb l ——采煤工作面最大控顶距，m ；
cf
h ——采煤工作面实际采高，m ；
cs S ——采煤工作面最小控顶有效断面积，m 2； cs l ——采煤工作面最小控顶距，m ；
0.25——采煤工作面允许的最小风速，m/s ； 70%——有效通风断面系数；
4.0——采煤工作面允许的最大风速，m/s 。 则：
工作面外“U ”风速
min /6.1293min /48.627min /45.93333m m Q m cf <=<
工作面外“U ”风速
min /40.1148min /0.150min /40.92333m m Q m cf <=<
通过以上计算及验算，回采工作面需风量取最大值，即
min /48.77715048.6273m Q cf =+=
本3101采煤工作面最后确定取风量840m 3/min （二）通风路线
进风： 主立井→运顺大巷→运输暗斜井 运输顺槽 地面新鲜风流→ → 副立井→轨道大巷→轨道暗斜井 辅助进风巷 →工作面
回风： 回风顺槽
工作面污风风流→ →回风联巷→采区回风巷→回风大巷 辅助回风巷 →地面
附图8：通风系统、瓦斯监控示意图
二、瓦斯防治
（一）、瓦斯检查
1、工作面设专职瓦斯员对工作面顺槽,上隅角和容易积聚瓦斯的地点。每班检查次数不得少于三次，并将检查结果认真填写在瓦斯记录牌上。
2、各班跟班队长、电工必须携带便携式瓦斯报警仪，工作面上隅角设臵甲烷传感器，报警点为0.8%。
3、割煤机司机必须携带便携式，割煤时挂在割煤机上，当瓦斯浓度达到0.8%时，停止割煤，切断电源，撤出人员进行处理，当瓦斯浓度降至0.8%以下时方可作业。
4、必须在采煤机上悬挂机载载传感器,瓦斯报警点为0.8%,断电点为1.2%,断电范围:采煤机电源。
5、上隅角瓦斯管理由当班带班长负责，班组长是上隅角瓦斯管理的第一责任者，发生上隅角瓦斯超限作业，首先追究班组长的责任；机尾工作人员必须经常注意上隅角瓦斯监测仪的示数，当示数接近规定值时，要采用风帘挡风或其它措施减小上隅角瓦斯。
（二）、瓦斯监测
为了确保安全生产，准确有效监测工作面瓦斯浓度，在工作面具体设臵如下安全监测系统：3101运输顺槽机电硐室内设臵KJFT-1型监控分站一台，监控工作面各处瓦斯情况，在运输顺槽开关处设臵开停传感器，用于监测采煤工作面和顺槽煤溜运行情况。
1、工作面上隅角设甲烷传感器T0
报警浓度大于等于0.8%
断电浓度大于等于1.2%
复电浓度小于0.8%
断电范围：工作面全部非本质安全型电气设备。
2、回风顺槽中距工作面不大于10m处设甲烷传感器T1
报警浓度大于等于0.8%
断电浓度大于等于1.2%
复电浓度小于0.8%
断电范围：工作面全部非本质安全型电气设备。
3、回风顺槽距回风口10—15m处设甲烷传感器T2
报警浓度大于等于0.8%
断电浓度大于等于0.8%
复电浓度小于0.8%
断电范围：工作面及其回风顺槽内全部非本质安全型电气设备。
4、辅助回风巷距联络横贯10—15m处设甲烷传感器T3
报警浓度大于等于0.8%
断电浓度大于等于0.8%
复电浓度小于0.8%
断电范围：工作面及辅助回风巷全部非本质安全型电气设备。
5、辅助回风巷距回风口10—15m处设甲烷传感器T4。
报警浓度大于等于0.8%
断电浓度大于等于0.8%
复电浓度小于0.8%
断电范围：工作面及其辅助回风巷内全部非本质安全型电气设备。