目

錄

第一章概

況............................................................4

第一節工作面位置及井上下關系........................................4

第二節煤層.........................................................4

第三節煤層頂底板.................................................5

第四節地質構造....................................................5

第五節水文地質....................................................6

第六節影響回采的其他因素.............................................6

第七節儲量及效勞年限.................................................7

第二章采煤方法........................................................8

第一節巷道布置....................................................8

第二節采煤工藝....................................................8

第三節設備配置...................................................11

第三章頂板控制.......................................................13

第一節支護設計...................................................B

第二節工作面頂板控制................................................14

第三節礦壓觀測...................................................14

第四章生產系統.......................................................15

第一節運輸.......................................................15

第二節“一通三防”與平安監控..........................................15

第三節排水.....................................................24

第四節供電.....................................................24

第五節通信照明...................................................32

第五章勞動組織和主要技術經濟指標........................................33

第一節勞動組織...................................................33

第二節作業循環...................................................33

第三節主要技術經濟指標..............................................34

第六章煤質管理.......................................................35

第七章煤礦職業衛生管理措施..............................................36

第八章平安技術措施......................................................39

第一節一般規定...................................................39

第二節頂板.....................................................40

第三節防治水....................................................41

第四節“一通三防”及平安監控..........................................42

第五節運輸.......................................................42

第六節機電......................................................44

第七節支護平安技術措施..............................................45

第八節支巷掘進、回采平安技術措施...................................46

第九節貫穿平安技術措施.............................................48

第十節防止煤層自燃平安技術措施....................................48

第十一節防止片幫煤傷人及片幫煤處理平安技術措施....................49

第十二節其它.......................................................49

第九章災害應急措力恒及避災路線............................................50

第一章概況

胸

工

位

水平名稱一水平米區名稱三采區瞽

井

系

地面標高m工作面標高m關

表1工作鮑鬟圈西部下纏系表高東低，南高北低，地面無大的建筑物，只有

地面相對位置

少數民間小道，地面全部為草木覆蓋。

回采工作面范圍內地面地勢西部較高，地表地勢向東北方向傾斜。

回采對地面

地面無建筑物或者積水坑，局吾隋楊柳也工作面西部有蘇家壕至石疙臺

設施的影響

公路通過，回采過程中假設煤柱留設不合理，采空區塌陷或者冒落對公路

情況

和會有一定影響。

該工作面位于礦界與下組煤回風巷之間，北鄰下組煤回風大巷，西鄰4采

井下位置及與四

區回風巷，東鄰4801炮采工作面。

鄰關系

312運順

左翼工作265.5~312運順左312運順左

12041313.8

走向面330.5傾斜翼工作面翼工作面

面積

長度長度

2

312運順215?/m

運順右運順右

/m右翼工作/m31231226653.4

95

面265.5翼工作面翼工作面

第一節

工作面位置及井上下關系見表1。

第二節煤層

工作面煤層情況見表2。

士.煤層情況表

煤層厚度〔m〕5.6~6.4煤層?結構單一煤層煤層傾角（。）0?2

開采煤層2。硬度<4煤種長焰煤穩定程度穩定

1.煤層近水平，傾向SW。煤層局部有薄層灰質夾肝，厚度0.05—0.2m

不均等變化。

2.該工作面煤層厚度整體穩定，僅局部區域可能受原生沖刷影響，煤層

厚度略有變化。工作面靠近斷層處因受斷層和節理發育的影響，大斷層

煤層厚度及結

以西100米范圍內煤層內生裂隙發育且被方解石填充，煤層砸過程中

構變化綜述

容易出現離層或片幫，容易引起煤層頂板冒落。

3.連采面回采區域煤層頂板向下范圍內層理發育，層理面明顯，

連采過程中容易出現離層。

工作面煤層頂底板情況見表3o

頂底板名稱巖石名稱厚度〔m〕特征

老312左翼粉砂巖、細砂巖10?14

厚層狀構造，巖石風化裂隙發育。地質構

頂312右糜3腌領底板，1青況表?5

造

直312左翼4m?6m

蠹灰應頻一粒

接結構，

頂312左翼粉砂巖、細砂巖5m?10m

偽頂泥巖0m?0.3m灰黑色，富含植物化石。

泥巖、粉砂質灰黑色，層理明顯。遇水易軟化，富含植物

偽底0-0.3

泥巖化石。

直接底粉砂巖、砂巖8~11灰色成分以石英長石為主，水平層理。

第四節

附圖1：工作面地層綜合柱狀圖。

1、工作面整體構造簡單，中部略有起伏變化。工作面東部回風巷和運輸巷末尾揭

露采區大斷層，其產狀：283。（65°>推測斷層落差10—13米。對該工作面有一定影響。

2、大斷層以西一定范圍內節理比較發育，煤層內生裂隙大都為方解石填充，局部

地段煤層頂板較破碎，并發育有離層。

第五節水文地質

一、含水層

本區位于礦區西部，地形南高北低，地形相對平緩，地面無大的建筑物，也無大的

湖泊、河流等地表水體，潛水局部主要接受大氣降水補給。含水層為直羅組裂隙潛水、承

壓水［J2Z）,一般厚度25?40m,含水層主要為灰白色砂礫巖、粗中粒砂巖為主，次為粉砂

巖及泥巖，鉆孔涌水量0.293?0.506L/S，富水性弱。水質類型為HCO3-Ca,或HCO3-Ca-Mg

型水，礦化度210?370mg/L。含水層頂部覆蓋一層較厚的亞砂土和黃土，厚度5?45m；

底部覆蓋一層粉砂巖、泥巖及砂質泥巖，厚度10?25m；分別對含水層頂底形成隔水層。

二、涌水量

通過對之前工作面的涌水量觀測與統計，結合本區具體地質地形情況采用經驗比較法

預測本區正常涌水量為0.1?5n?/h'最大涌水量為15m3/ho

第六節影響回采的其他因素

本區2-2聘膜洽量甚微，靛喇責〔gy〕含氮氣^0.36?8.86mm，3

甲烷0?0.23mm3,重燒含量0。自然瓦斯成分中，氮氣占93。?100一、影響回采

瓦斯及CO2

%，二氧化碳占。?6.50%，甲烷占0-7.00%，煤層瓦斯分帶屬二氧的其他地質

化碳一氮氣帶。瓦斯的局部聚集仍有瓦斯爆炸的潛在威脅性。情況〔表4〕

測試說明，本區-媒層火焰長度均大于，巖粉用量在?

煤層爆炸指2400mm60%

75%之間，計算得出的煤層爆炸指數在15%以上>屬于有爆炸性危險

數

性的煤層。

煤的自燃本區煤層復原樣著火點與氧化樣著火點之差值在12~42c之間，均屬很

傾向性易自燃煤層.

地溫危害結合本區實際采掘情況，本區煤層地溫正常，無地熱危害。

沖擊地壓本區煤層與巖層賦存條件較好，煤層埋藏深度也不深，且煤層頂底板

危害硬度不大，因此采掘活動受沖擊地壓影響較小。

1、工作面回采中過程中頂板假設是較完好或頂板裂隙發育不強，采掘過程中T殳不

表4影響回采的其它地質情況表

二、地質部門建議

會有礦井涌水。但當采掘影響大或是采后頂板塌陷范圍大都會引起礦井涌水，建議回采

前工作面排水設施、設備必須齊備、充足。

2、工作面煤層靠近斷層附近伴生小節理發育，局部地方煤層頂板比較破碎，離層

和片幫可能對回采有一定影響，建議在該區域回采時加強工作面頂板管理和支護工作。

3、該回采區域煤層爆炸指數較高，屬易爆煤層，煤塵爆炸將是開采中的一大災害

隱患，建議開采過程中采取切實有效的防塵、降塵措施，防止因煤塵富集而發生事故。

4、連采過程中，注意探頂、底煤，觀測煤層厚度變化情況。如果遇到沖刷區，注

意觀測沖刷區范圍，提前留設煤層頂煤厚度，防止出現連采冒頂的情況。

5、連采過程中注意煤層頂底板控制，防止破底傷頂以致巖石混入煤里影響煤質。

6、工作面回采時做好防治水日常管理工作。

第七節儲量及效勞年限

一、儲量

〔一〕工作面工業儲量

312左翼工作面工業儲量約為33.73萬噸，312右翼工作面工業儲量約為21.76萬噸，

312工作面工業儲量約為55.49萬噸.

工作面可采儲量

312左翼工作面可采儲量約為16.02萬噸，312右翼工作面可采儲量約為10.48萬噸，

312工作面可采儲量約為26.5萬噸.

二、工作面效勞年限

工作面效勞年限約為4個月。

第二章采煤方法

第一節巷道布置

一、采區巷道布置概況

312左翼工作面共布置13條支巷，支巷正常長度為120m。312右翼工作面共布置13

條支巷，支巷正常長度為95m0

312工作面運輸巷長度為330.5m，巷道斷面為5.2mx3.6m。

312工作面回風巷長度為265.5m，巷道斷面為4.6mx3.4m。

附圖2：工作面及巷道布置平面圖。

第二節采煤工藝

一、采煤工藝

連采工作面的采煤包括支巷掘進和支巷回采。

㈠、掘虹Z

1、落煤工序：

選用12CM15-10D型連采機完成落煤工序。

1）掘進工作面循環進度：最大空就防Um，最小空頂距為1m＞循環進度為limo

嚴格按正規循環作業，循環進度為11m＞最大空頂距不能超過Um。如果頂板狀況不

好、頂板煤巖層裂隙發育，頂板易跨落，執行短掘短支，必要時掘1m支1m。無地質構造、

無裂隙、無離層、無滑面發育、無頂板淋水、無礦壓顯現、無片幫、煤層不松軟、頂煤留

在1.2m?1.5m。工作面錨桿支護質量符合要求并緊固到規定扭矩、巷道工作面工程質量符

合要求。當班班長和連采機司機必須時刻注意觀察頂板狀況，如在掘進過程中發現上述條

件不完全滿足時，那么及時退機支護，防止發生冒頂事故。

連采機截割循環、截割方式：

掘進巷道前，司機開動連采機調整在巷道前進方向的左側，并以激光中心線確定位置，

開始向正前方煤壁截割，這一工序過程稱為切槽，切槽工序完成后退出連采機，調整連采

機到巷道另一側，并以激光中心線確定位置，開始割剩余局部，這一工序過程稱為采垛工

序。將連采機倒至一條支護完好的巷道內（無空頂），首先將連采機截割頭調整至巷道頂板，

將截割頭切入煤體，然后逐漸調整截割頭高度，從上向下切割煤體，當截割頭割到煤層底

板時，連采機稍向后退，進行拉底，使巷道底板平整，并裝完余煤，再將連采機截割頭調

整在巷道頂板，接著進行下一個截割循環。連采機完成從頂板至底板再到頂板這一過程就

稱一個截割循環，每進行一個截割循環工作面向前推進約L2m。這種截割循環反復進行，

直至掘進進尺達Um，然后通過掃幫，直至到達巷道設計要求，掃幫時仍然按照前面提到

的截割循環反復進行，直至最大空頂距到達Um。為了確保設備、人身平安和煤質，提高

掘進效率，在截割過程中必須留底懈進，〔如頂板狀況不好，可f瞬現場實際情況進行

整沿煤底板掘進），堅持正規循環作業。然后將連采機倒至下一條巷道進行掘進（重復以上

工序），同時在上一循環掘進的巷道內進行錨桿支護，這種循環掘進與支護反復進行。

2、裝煤工序：

連采機采用自裝煤方式。連采機上裝有收集頭機構和中部輸送機。連采機截割時，煤

落入收集頭機構，通過耙爪連續運轉，將煤耙入中部運輸機轉運到等候在連采機后面的梭

車。

運煤工序：

工作面采用梭車運煤。梭車往返于連續采煤機和給料破碎機之間，將連續采煤機采出

的煤運至給料破碎機上，再由破碎機轉運至膠帶輸送機運出。

4、清理浮煤工序：

采用防爆鏟車清理巷道中的浮煤、淤泥，清出的浮煤必須上系統，禁止亂倒。清出的

淤泥或肝石先排至指定地點，確保巷道干凈、暢通。

5,各工種之間的配合：

在正規循環作業中，連采機司機應在梭車停穩接煤時立即開機裝煤或割裝煤，梭車空

車盡可能及時運行到連采機后面等待裝煤，以提高連采機的工作效率，梭車嚴格按照規定

的空、重車行走路線行走（靠支巷前進方向的左幫行走）；連采機退出后，錨桿機便立即進

入進行支護作業；破碎機司機應保證梭車及時卸煤、破碎、拉出，不影響生產。總之，各

工種作業人員應互相協調盡可能安排平行作業，充分利用工時，提高生產效率，特別要堅

持正規循環作業，確保工作面平安生產和設備高效運轉，從而實現穩產、高產。

三、回采工藝

1、支巷回采遵循‘掘二采一"的原那么，即回采時后一條支巷必須與312回風巷貫穿，待

第一條支巷回采結束后，掘進第三條支巷。每3條支巷為一組，每2組支巷中第1組支巷

的第3條支巷與第2組支巷中第1條支巷留設15米煤柱。

2、相鄰支巷口與支巷口之間的中心距離為14.4m，支巷間煤柱垂直寬度為9m，采碉

與支巷成35。角回采，回采深度為Um（由采碉開口中心量至采碉里端中心），每刀煤回采寬

度為3.3m。蘇家壕煤礦通往石疙臺的公路周圍15米的范圍不可回采，防止采空區塌陷，

損壞公路。

3、支巷掘進高度為4.0m，寬度為5.4m。

4、支巷采用單翼后退式回采，支巷回采時，采嗣與采胴之間留設1.3?3.1m的小煤柱

護頂〔采取不均勻布置〕，如果頂板有構造或其它特殊地質條件以及壓力顯現嚴重時，必須

及時調整小煤柱的尺寸到3?5m。支巷回采時必須按由里向外的順序進行后退回采，回采

5個采碉后再對前面4個采碉及相應支巷段進行拉底，拉底后底煤厚度為W0.5m。拉底后必

須用防爆鏟車及時清理采碉及支巷浮煤，清理完浮煤以后，不得在采碉內停留或二次進入

采碉內回采，嚴禁任何人進入采空區。

附圖3：連采機進刀方式示意圖、正規循環截割Um與支護順序圖

附圖4：支巷回采示意圖

二、工作面正規循環生產能力

巷道掘進時按正常段循環進度Um計算：

〔1〕掘進時，澹不進尺為Um＞生產班每班完成2個循環，檢修班完成1個循環，全

天完成5個循環，掘進進尺55m。

〔2〕按高4m、寬5.4m計算，掘進日產量55x4x5.4x1.25=1485⑴

〔3〕每月按30天生產時間算，掘進月產量：1485x30=44550〔t〕

〔4〕支護品架設數量計算方法及要求：

所有支護材料在隊內要有根底臺帳，規格型號、供貨渠道、數量及合格證等要有記錄，

否那么不予使用。

支護品架設數量每掘100m消耗錨桿400套，樹脂400支。

回采時：

[1]回采時，循環進尺為Um，按高4.5mx寬3.3m計算，每循環可出煤204.19t，每

班正常生產時生產班可回采4個循環，出煤816.75t；

每循環產量計算45x3.3x1.25x11-204.19〔t〕

〔2〕生產班每班回采4個循環，全日可回采8個循環，可出煤1633.52to

回采日產量計算:204.19x8=1633.52〔t〕

〔3〕每月按30天生產時間算，全月回采時可出煤490056。

回采月產量計算：1633.52x30=49005.6〔t〕

每月的煤量以掘進回采循環比為7：5計算，那么每月掘進17.5天，回采12.5天，因而

每月產量如下：(1485x17.5+1633.52x12.5)=46406.5⑴

每月正常生產率按90%計算，可產煤41765.853

第三節設備配置

此次回采，采用連采機及其配套設備進行回采。選用壹臺12cMi5-10D型連采機來完

成割煤和裝煤工序，選用壹臺CMM25-4四臂型錨桿機完成錨桿的打0艮和安裝工作，采用

循環錨桿支護的掘、支工藝進行施工。選用壹臺PZL460-150型履帶式給料破碎機完成煤

的破碎與轉載工作。選用SASCII20型梭車將連采機采出的煤轉運至破碎機，破碎機運出

的煤通過Dsj-1000膠帶輸送機運出。選用壹臺防爆鏟車來完成材料、設備的運送和搬移以

及巷道浮煤

技術特征主要參數技術特征主要參數

外形尺寸的清理等工

11050x3300x2100mm輸送機寬度762mm

(長X寬嚷'r作。從而形成

截割滾筒置徑一

1120mm息功率553Kw

連采機掘進

截割寬度3300mm電壓1140V

截割頭轉速50轉/分米IWJ2.675?4.6m回采工作面

行駛速度最大0.33m/s溜子擺動角度±45°

割煤、裝煤、

工作傾角范圍±17°總重量58.3T

采煤能力15~27T/min生產廠家美國久益公司運煤、支護、

材

技術特征主要參數技術特征主要參數

料、設備搬移

外形尺寸回轉外半徑6294mm

8890x3050x1310mm

以及巷道浮

(長X寬X掣A(g回轉內半徑2463mm

額定電百;AQC1P0型檜生豐再特考博

最大載重13.6T煤清理等工

輸送電機功率18.9KW行走電機功率2x22Kw

序全部機械

卸載時間28s總質量19T

行走速度空、重8、7.2Km/h生產廠家美國久益公司化作業的施

工方法。各設備參數見下表。

表7PZL460-150型履帶式轉載破碎機主要技術特征表

技術特征主要參數技術特征主要參數

外形尺寸泵站電機功75Kw

9144x3632x965mm

(長X寬X高)泵站電機電壓660V

給料斗容積6.51m3破碎電機功率75KW

履帶行走速度15.32m/min破碎電機電壓660V

輸送能力460T/h重量28.08T

刮板速度0.46m/s生產廠家太原煤科院

技術特征主要參數技術特征主要參數

運懶昉600T/h運輸帶規格1000x8mm

運輸距離表8Dsi-1換例如膠帶輸書湖;^觴表2m/s

主電機型號JSB-90液力偶合器YL-500

主電機電壓660V傳動滾筒直徑630mm

主電機功率160Kw傳動滾筒個數2個

主電機轉速1475r/min整機重量93.5T

序號設備名稱規格型號臺數功率(KW)

1局部通風機FDBY-N26.0/18.5x222x18.5

2潛燧丁作面苴伸翩接■殍魯翰正表34

3激光指向儀YHJ-800A2

4移動變電站KBSGZY-1000/6/1.141

5移動變電站KBSGZY-500/6/0.691

6風機專用移變KBSGZY-315/10/0.691

7真空電磁啟動器QJZ-315/1140〔660〕1

8饋電開關KBZ-200/11401

9饋電開關KBZ-400/11401

10風機開關QBZ-30/6602

11照明綜保ZBZ-4.02

12水泵開關QBZ-303

技術特征參數技術特征參數

外形尺寸6270x3400x5100電壓等級1140V

總功率W1011晚fM25-4型礦庠四臂OO中酬寧術特件兼3mm

機重43T最大爬移坡度12°

油箱容積576L行走速度35m/min

支護高度2.0~4.887m生產廠家太原煤科院

附圖5:連采工作面設備布置示意圖

第三章頂板控制

第一節支護設計

本工作面選用錨桿支護。由于錨桿支護作用原理及受力狀態的復雜性，錨桿支護參數

的解析計算多以工程類比法及經驗并結合理論計算來確定錨桿支護參數。這里按懸吊理論

計算錨桿參數。

一、錨桿的長度計算：

L=KH+L1+L2

式中：L一錨桿長度，m；

H——冒落拱高度，m；

K——平安系數，一般取K=2；

L1一錨桿錨入穩定巖層的深度，一般可按經驗取為0.3m；

L2一錨桿在巷道中的外露長度〔鋼帶厚度+托盤厚度+螺母厚度+0。2?005〕，L2

取0.07m。

冒落拱高度按下式估算，即

H=B/2f

式中：B——巷道寬度，取5.4m：

f—普氏巖石鞏固性系數，查巖石鞏固性分級表取f=4。

H=B/2f=5.4/〔2x4〕=0.675m

L=KH+L1+L2=2x0.675+0.3+0.07=1.72m

類比我隊在之前施工過程中支護的實際情況，應選擇(pl6x2100mm一次性緊固錨桿。

二、錨桿的間、排距計算：

a=〔Q/KHy〕1/2

式中：a——錨桿的間、排距，m；

Q---錨桿的設計錨固力，50kN；

K--平安系數，取2。

H--冒落拱高度，H取0.675m；

Y--被懸吊巖石的重力密度,取Y=21kN/m3。

a=〔Q/KHy〕1/2=(50/[2x0.675x21])1/2=1.33m

根據以往經驗，故支巷錨桿間、排距選為1.2mxl.0m。

附圖6：支巷支護斷面示意圖。

第二節工作面頂板控制

一、正常工作時期頂板支護方式

正常工作時期，支巷頂板采用錨桿支護，采碉與采碉間留設L3?3.1m的支撐煤柱。

二、特殊支護方式

過地質構造時，采取特殊支護方式，支巷頂板采用錨桿、網片聯合支護，每采3條支

巷留設15m的隔離煤柱，在工作面運輸巷與回風巷各砌筑一道密閉。

三、特殊時期的頂板控制

回采時，采碉間留設3?5m的大煤柱；回采結束后，兩組支巷間砌筑防爆密閉。

第三節礦壓觀測

一、礦壓觀測內容

使用312運輸巷與312回風的頂板離層儀，定期觀測頂板下沉量。

二、礦壓觀測方法

每掘進兩條支巷，在后一條支巷開口處安設一臺頂板離層儀，每周觀測一次頂板離層

儀的數值，如發現異常，每天進行觀測一次，到達警戒值時，采取特殊支護。

第四章生產系統

第一節運輸

一、運輸設備及運輸方式

（一）運煤設備及裝、轉載方式

工作面采用梭車運煤。梭車往返于連續采煤機和給料破碎機之間，將連續采煤機采出

的煤運至給料破碎機上，再由破碎機轉運至膠帶輸送機運出。

（二）輔助運輸設備及運輸方式

工作面運料，人員上、下班利用防爆車運輸。

二、運煤路線

運煤路線：工作面的煤-312膠帶運輸巷一三采區集中運輸巷-209-2皮帶運輸巷一盤

區膠運巷一主膠運大巷一地面煤倉。

三、輔助運輸路線

輔助運輸路線：地面一副斜井一盤區輔運-209-1輔運巷一三采區集中運輸巷-313運輸順

槽-312連采工作面

附圖7：運輸系統示意圖。

第二節“一通三防〃與平安監控

一、通風系統

〔一〕通風;^JW安設位置

連采機工作面支巷掘進采用局部通風機壓入式通風，支巷回采時是礦井全負壓通風。

本工作面設置兩臺局部通風機，局部通風機設在312膠帶運輸巷口，局部通風機安設

距掘進巷道入風口不得小于10m，全風壓供應該處的風量必須大于局部通風機吸入的風量，

防止發生循環風（具體詳見通風系統圖）。風筒采用直徑800mm的柔性膠質風筒，風筒均

用8#鐵線吊掛在順槽前進方向頂板靠幫一側錨桿上，風筒接口嚴密，逢環必掛，吊掛平直，

風筒不得落地。

I、風量計算

1.按戢后甬出量計算：

Qi=100qk=100x0.3lx2=62m3/mino

式中：QiT?進工作面所需要的風量；

qT進工作面回風流中瓦斯的絕對涌出量，瓦斯為0.31m-3/min;

k—瓦斯涌出不均衡通風系數，低瓦斯礦井取2.0。

2.按工作面每班工作最多人數計算：

Q3=4n=4x24=96m3/min。

式中：4一每人每分鐘需風量>m3/mino

3.巷道掘進時所需風量：

Q掘=1.34Q局1=250x2x1.34=670nrVmin。

式中：IT進工作面局部通風機數量；

4.按風速進行驗算：

〔1〕按最低風速計算，工作面的最小風量：

Q312回風正15S=15x21.6=324m3/min。

支巷貫穿后回采時所需風量為：324m3/minx3=972m3/min

〔2〕按最高風速計算，工作面的最大風量：

Q高<240s=240x21.6=5184m3/min。

5.確定工作面風量、風速：

根據上述工作面貫穿后支巷的風量取最大值為972m3/min，故工作面配風量為

972m3/min。

工作面風速計算:

V=Q6/60S=972/60X21.6=0.75m/s

局部通風機選型

經計算，

型號^W[Kw]風量(m^min)全壓〔pa〕最高全壓效率(%)噪聲dB(A)

選用型

FBDY順.0/372x18.5250-500440-550080<95

號

為FBDYN6.0/18.5x2對旋隔爆軸流式局部通風機即可滿足支巷

掘進時的通風要求，其主要技術參數為：

風筒出風口距工作面最大距離一般為巷道斷面積開平方的4?5倍，由于本礦井屬低瓦

斯礦井，加之連采機設有噴霧裝置和除塵風機，錨桿機本身有吸塵裝置，因此，風筒出風

表11局部通風機技術參數表

IIL風筒出口與掘進工作面的最大距離

口距工作面的最大距離〔不超過第一循環渦流區的范圍〕按巷道斷面積開平方計算：即：

L=5x21.6l/2=23.2m；故風筒出風口距支巷掘進頭的最大距離確定為23m。

〔二〕通風路線

新鮮風流一副井口一輔運大巷一盤區輔運巷-209-1運輸巷一三采區集中運輸巷一

312膠帶運輸巷（313回風巷〕一工作面；

工作面乏風流-312回風巷一三采區集中回風巷一總回風大巷t立風井t地面。

〔三〕通風設施

本工作面局扇在313運輸巷與三采區集中運輸巷岔口附近設置局部通風機2臺；312

膠帶運輸巷安設風筒60節。

二、瓦斯防治

（一）瓦斯檢查（設點、次數）

瓦斯檢查點設置在312工作面及其周圍巷道〔支巷掘進時迎頭30-50米范圍內〕，檢

查每班不少于2次。

〔二〕瓦斯監測

1、掘進支巷時在支巷口往里15m范圍內設置一組甲烷傳感器，傳感器距頂板不得大

于300mm，距巷道壁不得小于200mm，報警B斯濃%，斷電:Of濃%，在滯局?

進頭51n范圍內巷道風筒出風口對面設置一組甲烷傳感器和一氧化碳傳感器，傳感器距頂

板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，報警瓦斯濃生1%，斷電瓦斯濃度N1.5

%，復電濃度＜1%。斷電范圍：工作面及其回風巷內全部非本質平安型電氣設備。

2、312回風巷中，甲烷傳感器設置在距貫穿支巷往外00m的位置，距頂板不得大于

300mm，距巷道壁不得小于200mm，報額斯濃繪1%，斷電膜覺矍1.5%，復電濃度＜

1%；一氧化碳傳感器、溫度傳感器、風速傳感器設置在距風橋10?15m的位置，一氧化碳

報警濃度為N24ppm。

3、連采機和錨桿機上都掛設一臺便攜式瓦斯檢查儀，報警瓦斯濃度N1%。

4、當瓦斯超限必須按以下規定處理，并向礦調度室及通風科匯報。

℃工作面進風流中的瓦斯濃度超過0.5%,回風流中的瓦斯濃度超過1%或二氧化碳濃度

超過1.5%時，所有人員必須停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理。

C工作面及其他作業地點風流中，電動機或開關安設地點附近20m以內風流中的瓦斯

濃度到達1.5%時，必須停止工作，撤出人員，切斷電源，進行處理。

t工作面及其他巷道內，體積大于0.5m3的空間內積聚的瓦斯濃度到達2.0%時，附近

20m內必須停止工作，撤出人員，采取措施，進行處理。

C對因瓦斯濃度超過規定而被切斷電源的電器設備，必須在瓦斯濃度降至0.5%以下時

方可開通電開機。

C工作面回風流中二氧化碳濃度到達1.5%時，必須停止工作，撤出人員，查明原因，

制定措施，進行處理。

〔三〕防止瓦斯積聚的措施

1、局部通風機；支巷掘進時禁用擴散通風；臨時停工地點，不得停風，否那么必須切斷

電源，設置柵欄、懸掛警示牌，禁止人員入內。停風區內瓦斯到達3%時，不能立即處理，

必須在24小時封閉完畢；對不用的盲巷、廢巷要及時封閉；井下風機禁止帶病運轉，不得

隨意停開，因停電、檢修等停止的局扇，開啟前，首先應由瓦檢員檢查風機開關附近10米

范圍內的瓦斯，停工區瓦斯符合要求前方可由風機工重新起動局扇；加強風機管理，風筒

吊掛平直、風筒斷開應及時接好，破口處應及時補綴，井下不能及時補綴的風筒應拿上地

面進行修補；工作面風筒口末端距工作面不準超過23m。

2、瓦斯檢查做到實時用甲烷檢測報警器監控瓦斯含量、井下瓦斯牌板、瓦檢員記錄本、

瓦斯報表“三對口"，杜絕空班漏檢和瓦斯超限作業；瓦檢員必須持證上崗。

三、綜合防塵系統

〔一〕防塵管路系統

312膠帶運輸巷安設一趟消塵管路，每隔50m設一組三通閥門。

312回風巷安設一趟消塵管路，每隔100m設一組三通閥門。

313運輸巷安設一趟消塵管路，每隔100m設一組三通閥門。

〔二〕防塵措施

連采機利用截割部的噴霧系統以及吸塵通道進行灑水消塵，要求連采機內噴霧裝置的

使用水壓不得小于3MPa，外噴霧裝置的使用水壓不得小于1.5MPa0錨桿機有除塵系統，

使用效果良好。在皮帶的轉載點及皮帶巷每隔500m設置一道全斷面防塵水幕，每道噴霧

設有五個噴嘴，安設在巷道頂部。皮帶巷嚴格執行消塵管理制度，每月對巷道消塵不少于

3次。應加強粉塵作業場所員工的個體防護，但凡進入粉塵作業場所的員工都應配備個體

防護用品。

312膠帶運輸巷內破碎機卸料端設置一組全斷面噴霧，皮帶機頭轉載點處設置一組全

斷面噴霧。

312回風巷內安設2組噴霧降塵，其中一組距風橋20m范圍內，另一組距支巷與312

回風巷貫穿處不大于50m的地方。

〔三）隔絕瓦斯、煤塵爆炸措施

1、工作面各處噴霧及水幕要有效地翻開使用，且噴霧效果要良好.

2、在312膠帶運輸巷、312回風巷、313運輸巷各設置一組隔爆水袋并且定期檢查，

隔爆水袋安裝質量要符合?煤礦平安規程?。隔爆水袋做到經常清刷和充水，保證水量符

合要求。根據巷道斷面面積計算需要配備隔爆水袋數量如下：

312、313膠帶運輸巷：5.2x3.6x200+4g93（個）。

312回風巷：4.6x3.4x200-40=78（個）。

四、防治煤層自然發火技術措施

〔一〕監測系統

充分利用束管監控系統，進行預測預報工作。工作面回風巷采空區預先埋設束管，每

天對回采工作面采空區內的氣體成分進行一次分析。發現溫度上升明顯、有芳香碳氫化合

物、C。濃度超過0.0024%或增加較快時，要及時組織撤人、進行防滅火處理。

〔二〕綜合防滅火措施

312膠帶運輸巷安設一趟4寸消防水管，消防水管每隔50m安設一個三通閥門，并接

好閥門作為消防降塵使用。312回風巷安設一趟消防水管，消防水管每隔100m安設一個

三通閥門，并接好閥門作為消防降塵使用。

工作面設備、油脂存放點每一地點至少配備有一臺8Kg干粉滅火器和裝滿沙子不小于

0.2m3的沙箱。

每個循環完畢必須將巷道內的浮煤清凈。

1、氮氣防滅火

選擇氨氣防滅火系統作為2-2煤層連續采煤機工作面的防滅火技術措施之一。采用井下

移動式制氮裝置防滅火系統。

1）、氮氣防滅火系統主要技術參數

〔1〕注氮防滅火惰化指標

根據?煤礦平安規程?的有關規定和我國制氮設備能力及其它礦井氮氣防滅火的成功

經驗，本礦井注氮防滅火惰化指標選取為：

注氮防火惰化，即注氮后采空區內氧氣濃度不得大于7%；

注氮滅火惰化，即火區內氧氣濃度不大于3%；

注氮抑制瓦斯爆炸，其采空區氧氣濃度指標小于12%；

注入的氮氣濃度不小于97%,且氣源穩定可靠