1801工作面设计201204120002

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1、贵州五轮山煤业有限公司1801综采工作面设计2012年4月目 录一、工作面地质概况1二、巷道布置3三、采煤方法和主要技术参数 3四、回米工艺4五、工作面主要设备选型及总体配套5六、生产系统7七、专项设计8八、矿压观测27九、煤质计量与管理28十、劳动组织和主要经济技术指标294一、 安全技术要求29十二、 附表及附图 35（一） 附表（共 3 张，附后）356（二）附图（10张，另册）39一、工作面地质概况1、工作面并上下对应位置概况煤层名称8煤层水平名称+1330采区名称一分区工作回名称1801综米工作面地面标图(mD+1806.4 +2051.1工作回标高(项+1300+1460+1928

2、.75+1380地面位置本工作用地回相对应位置在大平十小腰栖村东南方1可。井下位置及四邻采掘情况1801综米工作面为首米工作面；西北开切眼位于 F逆断层煤柱 线；东北面运输顺槽与1803工作面相邻；西南位于浅部四小采区内； 东南以大巷保护煤柱线为界。回采对地面设施影响本工作面对应地面无建筑物设施与积水区，回来对地面无影响。走向长(m )395倾斜长 (平均m )163面积(m2 )643852、工作面煤层赋存条件及煤质特征煤层情况煤(矿)层 总厚(m)1.0 2.0煤层结构较简单煤层倾角-12 271.618 0可米指数1变异系数(%)19.45稳定程度较稳定1801工作面回米8煤。8煤，黑色

3、，碎块状，半亮煤，含一层炭质泥岩夹什，煤层结构0.10.2 (0.050.2 ) 1.01.8 ,内生裂隙发育，沉积较稳定。平均厚度1.6m,煤层厚度变化不大，煤层普氏硬度 f=34。煤层坚固性系数为0.9。MadAdVdafQnet - arFCdafStdY工业牌号1.18%16.97%6.92%35.39MJ/kg%2.07%mmWY038煤为中灰、中高硫、高变质的无烟煤，动力用煤，发电用煤，煤粉锅炉用煤及 民用煤。3、含煤地层及水文地质条件(1)含煤地层本矿井为二叠系、上二叠统、龙潭组地层。矿井总体上为一走向近南北、倾向东的单斜构造，发育有次一级宽缓褶曲并伴有一定数量的断层，构造复杂程

4、度中等，主采8煤层为较稳定煤层0(2)工作面涌水量预计该工作面位于一分区下部，为一单斜构造，总体形态为西北高东南低，开采8煤相邻全部为实体煤，回采过程中的直接充水水源为8煤顶板砂岩水。回采过程中无老空水和8煤底板砂岩水对回采水害隐患的影响。(3)涌水量预计方法及预计涌水量1801回采综采工作面为首采工作面；西北开切眼位于F逆断层煤柱线；东北面运输顺槽与1803工作面相邻；西南位于浅部四小采区内；东南以大巷保护煤柱线为界。且高抽巷和煤 层顺槽掘进过程中工作面基本未见出水现象。 五轮山井田与附近中岭煤矿水文地质条件类似， 该矿在回采第一个工作面时工作面涌水量最大 20 m3/h,因此，采用类比法预

5、计五轮山矿1801 工作面回采过程中，最大涌水量约 25m3/h,正常涌水量约5m3/h。4、其它开采技术条件根据抚顺煤科院提交的五轮山煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告：8煤实测瓦斯压力最大值高达3.0MPa, A P为16.4, f最小值0.52,煤层原始瓦斯含量14.47m3/t , 8煤有 煤与瓦斯突出危险。根据贵州大学矿业学院提交的 五轮山矿井煤层瓦斯基本参数的测定研 究报告，8煤瓦斯压力最高为1.15MPa,煤层瓦斯含量为11.67m3/t。8煤的透气性系数为 0.00002-0.1061m2/(MPa2.d),钻孔瓦斯流量衰减系数为 0.1757-1.0531d-1 。由以上数据可以

6、看出，五轮山矿井一期工程首采的8煤瓦斯压力大，瓦斯含量高，煤层透气性差；根据现场实际施工情况，8煤瓦斯难以抽放，瓦斯抽放后，部分地区煤层瓦斯含 量仍然高于8 m3/t ,存在炮后瓦斯超限等不利于首采工作面安全高产高效生产的现象。因此，在生产过程中应加强矿井瓦斯的检测监控，以防瓦斯聚集发生事故。煤 尘无爆炸危险。煤的自燃煤层无自然发火倾向。地 温+1330水平地温非含煤地层地温梯度低，一般小于3c /100m,含煤地层地温梯度高，一般大于3C/100m,出现地温异常。地 压8煤层不具有冲击地压倾向性。本工作面中工作面煤层可采指数为 1,煤层倾角1227 ,平均18。为高瓦斯矿井， 煤层有突出危险

7、，煤层有自然发火倾向，属田类不易自燃发火煤层。二、巷道布置1、工作面巷道布置1801综采工作面的两顺槽相互平行，与轨道大巷保护煤柱夹角 90。南侧的顺槽作为 回风顺槽，与1801综采工作面运输顺槽巷中至巷中的距离为 168m北侧的顺槽为运输顺槽， 两顺槽均沿8煤底板布置，该面切眼垂直两顺槽布置于 F21断层保护煤柱以外，设计停采线 位于大巷保安煤柱处，垂直于两顺槽，距工作面切眼 395m2、巷道的断面参数及支护形式(1)回风顺槽：1801工作面回风巷，设计断面为8.4m2,顶板采用锚(索)网联合支护， 巷道两帮采用锚网联合支护，巷道断面为 3.0 x 2.8m,该巷道主要担任工作面回风任务，辅

8、 以运料及行人巷道的断面参数及支护形式(2)运输顺槽采用锚网带支护，矩形断面，上净宽 4000mm?下净宽4000mm 净高3000mm净断面 积12m?;巷道顶部铺联金属菱形网，按照700mm勺间距锚固梯形钢带，每排梯形钢带打 7根 20X 2400m的全螺纹锚杆，沿巷中每隔2.4m在梯形钢带之间加打两根锚索；帮部铺联金属 菱形网，按照800mm勺排距锚固20X 2400mm(勺全螺纹锚杆，每排每帮均匀布置 4根锚杆。 在局部煤层破碎等特殊区域采取复架工字钢棚的联合支护形式。(3)开切眼1801切眼断面规格为6.0 X2.4m,采用锚(索)网联合支护，切眼长 163米。三、采煤方法和主要技术

9、参数1、采煤方法倾斜长壁综合机械化全部垮落法采煤方法。2、主要技术参数(1)作业制度根据初步设计调整确定的原则，采用“双九一六制”作业制度，即每天三班作业，其中 二个班生产，一个班检修，生产班生产9小时，检修班检修6小时。(2)工作面尺寸要素1801综采工作面走向推进长度 395m,倾斜长163m 煤厚：1.02.0m,平均1.6m。(3)储量工业储量：395X 163X 1.6 X 1.48=15.2 万 t;可采储量：15.2 X95%=14.5万 t。(4)生产能力及可采期期循环进尺：0.6m；循环产量:163 X 1.8 X 1.48 X 0.60 = 260.5t ;日产量:260.

10、5 X 2X 2= 1042t;月产量:1042 X30X 0.85 = 2.66万1(月生产不均衡系数取85%);可采期：14.5 + 2.66 = 5.45 月。四、回采工艺1、采煤工艺(1)循环工艺流程采煤机由运输机机头进刀一由机头向机尾割煤一移架一推移输送机。(2)工艺说明割煤：割煤方式为双向割煤，往返一次割两刀，端头自开缺口斜切进刀，螺旋滚筒自动装 煤，斜切进刀长度不小于30m截深0.6m。2、顶板管理8煤直接顶为泥质粉砂岩或细砂岩，直接底为灰黑色炭质泥岩。根据临矿监测资料，预 计本面直接顶初次垮落步距为 510m老顶初次垮落步距为 2040m,周期来压步距为10 20m顺槽支承压力

11、超前影响范围预计为 3050m(1)工作面顶板管理工作面安装108架液压支架，型号为ZZ4200-12/24,采煤机割煤后采取立即支护方式支 护顶板。(2)端头及顺槽顶板管理顺槽内除特殊区段采用架棚与锚网联合支护外，均为锚网支护。运顺总超前支护距离为30m在超前工作面煤壁20m范围内采用3.5m的冗型钢梁配合单 体液压支柱支护顶板，每根 冗型钢梁下打三根单体液压支柱，即“一梁三柱”组合形式，在 超前工作面煤壁20m30m范围内采用采用3.5m的冗型钢梁配合单体液压支柱支护顶板，每 根冗型钢梁下打二根单体液压支柱即“一梁二柱”组合形式。回顺总超前支护距离为40m其中超前工作面煤壁20m处起至顺槽

12、端头切顶线架设2.8m 冗型钢梁配合单体液压支柱支护顶板，每根 冗梁下打三根单体液压支柱，？即为“一梁三柱” 形式，在超前工作面煤壁 20m-40m范围内采用架设2.8m冗型钢梁配合单体液压支柱支护顶 板，每根冗梁下打二根单体液压支柱，？即为“一梁两柱”形式支护顶板。工作面两端头各采用2根5m金属冗型钢梁配合单体液压支柱支护顶板，每根冗型下打4 根单体液压支柱交错迈步前移支护顶板。要求架设的金属顶梁与巷道顶网用铁丝连接，并用木料接顶严实，单体必须拴绳防倒， 并使用硬连接连接牢固。回、运顺端头切顶线与支架后立柱平齐(由于施工工序影响，运顺 切顶线拖后转载机机尾的距离不得大于一个拉移步距)，密集切

13、顶支柱柱距为500mm当两巷 局部区域内压力增大，顶板下沉明显时，需加密支护。五、工作面主要设备选型及总体配套1、液压支架本工作面选用中部支架为 ZZ4200-12/24型液压支架 (1)主要技术特征支撑高度：1.22.4m中心距：1500mm操作方式：本架操作型号：ZZ4200-12/24宽度：13501590mm额定工作阻力：4200kN(2)工作面支架支护强度验算:Pt=N9.8 XHX T =8X9.8 2.0 2.6 =407.68 (kN/m2)0.41 MPa0.8MPa式中：Pt一要求的支架支护强度(kN/m2)N一采高的倍数,一般取68,这里取8;卜一工作面采高，取2.0m；

14、丫一顶板岩石容重，取2.6t/m 30故所选工作面支架能够满足工作面顶板管理的要求。2、采煤机选用MG170/410-W国电牵引采煤机，其主要技术参数如下：采高：1.52.92m滚筒截深：0.6m牵引速度：07m/min装机总功率：410kW电压：1140V卧底量：167mm滚筒直径：1.4m3、刮板输送机选用刮板输送机型号：SGZ-764/400输送量：900t/h链速：0.97m/s电机功率：2X200kW电压：1140V4、转载机选用SZZ- 764/160型转载机，其主要技术参数如下：输送能力：1000t/h电机功率：160kW电压：1140V链速：1.47m/s5、破碎机选用PLM-

15、 1000型破碎机，其主要技术参数如下：破碎能力：1000t/h电压：1140V最大输入块度：700X 700mm出口粒度：300mmz下电机功率：110kW6、可缩胶带输送机选用SSJ- 63/2 X 75型皮带一部，其主要技术参数如下：带宽：1000mm运输能力：630 t/h带速：2m/s电机功率：2X75kW电压：1140V7、乳化液泵及喷雾泵乳化液泵选用型号BRWW200/31.5两台，两泵一箱，输液管路选用高压胶管，耐压35MPa 以上。主要技术参数如下：乳化液泵选用型号BRW200/31.5公称流量：200L/min公称压力:31.5MPa电 压：660v功 率：125kw设备布

16、置见1801综采工作面设备布置图。六、生产系统1、运煤系统1801工作面一 1801运输顺槽一 1801运输顺槽溜煤眼一 +1330胶带大巷一主斜井一地面。2、辅助运输系统(1)回风顺槽侧地面一一副井一井底车场 +1330轨道大巷一 1801回风顺槽一 1801工作面(2)运输顺槽侧地面一一副井一井底车场一 +1330轨道大巷一 2号联络巷一 +1330胶带大巷一1801运顺联络巷 1801运输顺槽 1801工作面3、通风路线新鲜风流：地面一主(副)井一 +1330胶带大巷(井底车场、2号联络巷)一 1801运顺 联络巷一 1801运输顺槽一 1801工作面。乏风流：1801工作面一 1801

17、回风顺槽一 1801回风联络巷一总回风大巷一风井一地面。4、排水路线本工作面由于是俯斜开采，工作面的水流向1801运输顺槽至1801运顺低洼点后经17.5kw水泵排到+1330轨道大巷水沟，流经中央水仓后排到地面。1801回风顺槽的水流经1801 回风顺槽到1801回顺低洼点沉淀池后排到+1330轨道大巷水沟，流经中央水仓后排到地面。1801运输顺槽排水路线：1801运输顺槽一 1801运顺低洼点一 +1330轨道大巷一一井底 水仓。5、工作面通讯、人员管理及照明系统(1)通讯1801工作面装备一套TKT200型通讯、控制系统，可用于工作面内及运输顺槽的扩音通 信、设备闭锁控制等。系统控制主机

18、设在设备列车上，并在转载机头、转载机尾、工作面内 均设置扩音闭锁电话，工作面内每 10架支架安装一台扩音闭锁电话。1801运输顺槽控制台和运输顺槽转载机尾各安装一部同号电话， 1801回风顺槽运输机 尾和1801回风顺槽中部各安装一部同号电话，1801运顺皮带头安装一部电话，1801回风顺 槽无极纯头安装一部电话，以上电话均可以独立通话，并能与地面调度室联系。运输顺槽皮带头通过语音电铃与工作面控制台联系，也可通过电话联系；1801回风顺槽无极纯绞车机头、机尾、和中部通过电铃信号进行联系。(2)通讯线路详见1801工作面通讯系统图。(3)人员管理矿井装备有井下人员安全管理系统，在本工作面的两顺槽

19、内设置人员定位读卡器，可随 时监视工作面工作人员的位置，配合系统上位软件，实现工作面人员管理的自动化。(4)照明工作面、移动变电站、转载机头和溜煤眼处均安装隔爆照明灯。6、支架安装、撤除路线支架安装路线：地面一副井一井底车场一 +1330轨道大巷一 1801回风顺槽一 1801工作面 切眼。支架撤除路线：1801工作面停采位置一 1801回风顺槽一 +1330轨道大巷一 十1330井底车 场一副井一地面。7、避灾路线(1)瓦斯、煤尘爆炸及火灾避灾路线采面事故地点 1801运输顺槽一 1801运顺联络巷一 十1330胶带大巷一主斜井一地面。(2)水灾避灾路线采面事故地点一 1801回风顺槽一 +

20、1330轨道大巷一 2号联络巷一 十1330胶带大巷一主斜 井一地面。七、专项设计1、防突、通风、防灭火、除尘1.1防突(1)工作面概况1801工作面为五轮山矿井首采工作面，位于一盘区北翼，南以井筒保护煤柱为界，北以 断层(H=1015m为界。工作面回采范围是1801运顺与回顺之间的8号煤层，设计走向长 约400m倾斜宽约166m煤层平均厚度1.8m,可采储量17万t,煤层较稳定，顶板为泥岩、 粉砂岩，底板为泥岩，顶板泥岩为不稳定岩层。采煤工作面采用刮板输送机运输，运输顺槽 采用胶带输送机运输，工作面顶板采用型号为ZZ4200/12/24的液压支架支护，采用倾斜长壁 后退式采煤法，综采一次采全

21、高，全部跨落法管理顶板，预计最大日产量为2500t o沿采煤工作面走向有条落差21m的断层，顶板岩Tt为砂质泥岩，8号煤层为突出煤层，目 前主要通过打抽放钻孔对煤层瓦斯进行抽放，即分别在运顺和回顺向煤层打顺层钻孔进行瓦 斯抽放，另外沿煤层顶板掘出运顺抽放巷和回顺抽放巷，对邻近层瓦斯和本煤层瓦斯进行抽 米。(2)煤层概况抚顺煤科院提交的五轮山煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告：8煤实测瓦斯压力最大值高达3.0MPa, AP为16.4 , f最小值0.52 ,煤层原始瓦斯含量14.47m3/t , 8煤有煤与瓦 斯突出危险。根据贵州大学矿业学院提交的五轮山矿井煤层瓦斯基本参数的测定研究报告 8煤瓦斯压

22、力最高为1.15MPa,煤层瓦斯含量为11.67m3/t。8煤的透气性系数为 0.00002-0.1061m2/(MPa2.d),钻孔瓦斯流量衰减系数为 0.1757-1.0531d-1 。由以上数据可以看出，五轮山矿井一期工程首采的8煤瓦斯压力大，瓦斯含量高，煤层透气性差；根据现场实际施工情况，8煤瓦斯难以抽放，瓦斯抽放后，部分地区煤层瓦斯含 量仍然高于8 m3/t ,存在炮后瓦斯超限等不利于首采工作面安全高产高效生产的现象。(3)瓦斯地质地质构造及分布特征1801工作面布置在8#煤层中，沿走向煤层分布不均匀有逐渐变薄趋势。煤层平均厚度 1.8m,煤以黑色块状半亮煤为主，有 03层夹什，煤层

23、较稳定，顶板为泥岩、粉砂岩，底板 为泥岩，顶板泥岩为不稳定岩层。根据地质钻孔和和抽放钻孔资料分析可以看出在1801工作面的运输顺槽、回风顺槽和切眼位置存在断层，见表1-1。表1-1 1801工作面断层情况表序号位置性质倾角（度）落差（米）1运输顺槽8海占场附近正断层3600.62运顺抽放巷5#钻场附近正断层281.5 1.83回风顺槽4#f 6港占场中问逆断层18 314回风顺槽14#钻场附近逆断层3700.65切眼1#钻场附近逆断层46切眼回顺迎头位置逆断层5602.3 2.5地质构造对瓦斯赋存的影响断裂构造对瓦斯赋存的影响，断裂构造破坏了煤层的连续完整性，使煤层瓦斯运移条件 发生变化。有的

24、断层有利于瓦斯排放，有的断层抑制瓦斯排放而成为逸散的屏障。前者称为 开放型断层，后者称为封闭型断层。断层的开放性和封闭性取决于下列条件：断层属性和 力学性质，一般张性正断层属开放型，而压性或压扭性逆断层通常具有封闭性；断层与地 表或与冲击层的连通情况，规模大且与地表相通或与冲击层相连的断层一般为开放型；断 层将煤层断开后，煤层与断层另一盘接触的岩层性质有关，若透气性好则利于瓦斯排放； 断层带的特征、断层带的充填情况、禁闭程度、裂隙发育情况等都会影响到断层的开放性或 封闭性。另外，断层的空间方位对瓦斯的保存或散逸也有影响。一般而言，走向断层能够阻 隔瓦斯沿煤层倾斜方向逸散，而倾向和斜交断层则把煤

25、层切割成互不联系的块体。其中位于运输顺槽8号钻场附近的两条断层为正断层。一条断层倾角为 28 ,落差为 1.6m。另一条断层倾角为36。，落差为0.8m。位于在工作面推进至此位置时应提前做好瓦斯 抽放的工作。巷道推进过程中在工作面东北角，运顺切眼位置发现一条可能存在的延伸至工作面断层。该断层倾角约为70 ,延伸至工作面260左右，高差为21米。该断层的出现会使1801工作 面分为上下两块。给工作面推进带来难度使成本增加。而且在该断层内会积聚瓦斯，采煤过 程中要提前对该区域进行重点消突。附：1801工作面断层情况图。(4)安全系统通风系统1801采煤工作面已形成全负压通风，工作面采用上行式通风，

26、符合突出矿井采面工作面通风要求，1801运输顺槽进风，1801回风顺槽进风，形成一进一回的 U形通风方式。新鲜风 流从主、副斜井进入1330水平胶带大巷，至1801运输顺槽再进入采煤工作面，乏风由采煤 工作面一 1801回风顺槽一 1801回风顺槽回风联络巷一总回联络巷一回风斜井排出地面。工作面设计供风量1440m3/min,风速2.86m/s ,目前进风量为1600m3/min,在满足工作面风速不 超标的情况下，应最大限量的提高工作面供风量，以满足排放瓦斯的要求。在1801回顺设有两道反向防突风门，风门保持常闭状态，以满足防突需求。附：1801采面通风系统图、监测监控及人员系统矿井采用KJ9

27、0NB监测监控系统，中心站设在调度室，实现连续24小时连续监控井下瓦斯涌出情况，并与上级能化公司联网，传感器稳定性好，可靠性高，具有就地显示数据、 报警、断电等功能，工作电流小，传输距离远。1801采煤工作面甲烷传感器设置情况：上隅角设置甲烷传感器 T0,回风顺槽距工作面小 于10m位置设置甲烷传感器T1,回风顺槽距回风口 10至15m位置设置甲烷传感器T2,所设 传感器均为高低浓度甲烷传感器。T0、T1、T2报警值为二 0.4T0、T1、T2断电值为二 0.8T0、T1、T2 复位值为0 0.39T0、T1、T2断电范围为工作面所有用电设备2011年8月份引进了重庆煤安森科技股份有限公司KJ

28、237型矿井人员管理系统设备现已完成安装并投入使用，下井人员全部安装识别卡，地面主机终端能实时调看井下人员分 布情况和活动轨迹，便于公司对下井人员考勤和管理。附：1801采面甲烷传感器布置示意图1801采面甲烷传感器布置图1801切眼8 煤集中运输巷总用窄北回风大巷+ 133咏平轨道大巷机车充电碉室溜而眼溜而眼+ 133咏平胶带大巷（5）瓦斯抽采系统地面建有永久性瓦斯抽放站，安装高、低负压水环式真空泵各两台。高负压真空泵2BEC52-1BG3-320W台（一台运行，一台备用），最大流量210 m3/min ;低负压真空泵2BEC62-1BG3-270W台（一台运行，一台备用），最大流量310m

29、3/min。现上下顺槽已各安装一路？219mm勺高负压抽放管，抽放本煤层瓦斯，回采前需要在1801 回风顺槽按装一路？ 219mm氐负压抽放管抽放采空区瓦斯，1801回顺抽放巷密闭处安装一路 ? 219mm氐负压抽放管(巷道抽放)抽放采空区及冒落带瓦斯。瓦斯抽采方案及管路布置见五 轮山矿井1801工作面瓦斯综合治理技术方案。(6)压风自救系统五轮山矿井现已建设完成压风自救系统，矿井现安装有GA250P-8.5压风机三台，GA110P-8.5压风机一台，均实现了双回路供电，井下供风压力为0.67MP。供风主管路为250mm勺PE管已由主井敷设至井底车场共1350m分支供风管路为 108mm勺铁管

30、已敷设至 各个掘进工作面及回风斜井，并均按质量标准化安设阀门及三通，各放炮地点、井下安全碉 室(自救带30个)、各掘进工作面按照煤矿安全规程要求安设，并根据巷道的不断建设 与延伸仍在继续完善中。(7)区域综合防突措施区域防突措施8煤经抚顺煤科院鉴定为突出煤层，回采区域8煤按照突出煤层进行管理，直接采取区域预抽煤层瓦斯防突措施，经区域措施效果检验达标后再组织回采。区域防突措施的选择为使1801采煤工作面安全回采，防止煤与瓦斯突出事故，根据采面实际情况，采取在1801回风顺槽和运输顺槽分别往采面施工顺层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯进行区域消突，钻 孔控制整个开采段的煤层。工作面上下两条顺槽掘进期间，往

31、工作面施工顺层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯，由于1801回风顺槽下帮因受皮带安装影响，施工平行钻孔和交叉钻孔条件受到限制，所以采用在已施 工的右帮钻场施工扇形钻孔，在具备施工平行钻孔的位置施工平行钻孔对工作面联合控制。1801运输顺槽按间距2m孔深90m孔径75mm6工顺层钻孔对工作面予以控制，抽放回采 区段煤层瓦斯。两条顺槽施工的钻孔在采面中部实现对接，对空白段及时补孔，现已完成对 采面回采区段顺层钻孔的施工和竣工图纸的绘制，详见1801采面顺层钻孔竣工图。根据贵大研究院提交的煤层瓦斯参数测定报告，8煤抽采半径3m预抽时间不少于15天。 (8)抽放设备及管路根据矿井实际抽放管路铺设，在1801回

32、风顺槽和运输顺槽的抽放支管管径为 ？219mm 抽放设施包括胶管、闸阀、放水器等。密封于钻孔内的抽放管(采用强度较高的4 50mmp管) 和软胶管连接，以避免煤层移动而损坏管路。软胶管为钢丝软管，用抱箍将软胶管和密封于 钻孔内的抽放管扎牢后，通过阀门(可以选用相应尺寸的闸阀)与多通管连接，再连接到抽放 支管。每8个钻孔安设一个多通管，多通管为外径 89mm勺无缝钢管。在修理和更换瓦斯管用 阀门时可切断通路。同时，在抽放支管上设置负压表用于检测抽放负压。每个支管与抽放主 管连接处设流量测定接口，用于测定整个多通管连接的钻孔控制范围内的抽放量和瓦斯浓度。 考虑到8煤顶板有弱含水层，因此，在每个抽放

33、支管路中安设自动放水器。(9)钻孔抽放负压在保证钻孔封孔质量的基础上，适当提高钻孔抽放负压也对抽放效果有积极的影响。为寻找适合五轮山公司理想的抽放负压， 前期做过负压调整论证，最终确定抽放泵负压为45KPa 时抽放效果相对较好，井下单孔负压在 3545KPa之间，大于18kPa。每个钻孔在施工完后 记录终孔时间，及时封孔接入抽放管道，并记录开始抽放的时间。(10)瓦斯抽放参数测定通过安装在每个钻场抽放支管路上的测流装置，利用瓦斯抽放多参数综合测定仪对瓦斯抽放负压、流量及浓度等进行进行统计，对每天的瓦斯抽放量进行统计，以便对该区域的瓦 斯抽放量进行考察，从而对抽放效果进行预评价。单孔瓦斯浓度利用

34、光瓦进行测定，并记录 当日预抽的钻孔数量和实际抽放的钻孔数量。(11)区域措施效果检验回采区段区域消突钻孔已施工完毕，控制整个回采区段，满足顺层钻孔预抽回采区段煤 层瓦斯要求，经瓦斯抽放后，对抽采瓦斯进行区域预抽效果检验，区域措施效果检验采用煤 层残余瓦斯压力P乍为校检指标，其临界指标值如下：校检指标瓦斯压力P突出倾向单位MPa临界值小于0.74无突出危险大于等于0.74有突出危险利用残余瓦斯压力作为区域措施效果检验指标时操作步骤及注意事项：按照防治煤与瓦斯突出规定的要求，顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进 行检验时若区段预抽煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度或预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措

35、施的采煤工作面长度大于120nt 1801采面长度166m时，则在采煤工作面推进方向每间隔30 50m至少沿工作面布置2个检验测试点。钻孔布置在所在部位钻孔密度小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离 测试点周围的各抽放钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开工作面的排放范围和 预抽超前距。按照上述两条要求，在1801采煤工作面共布置了 30个测压钻孔，间距、孔数满足防 治煤与瓦斯突出规定对采面测压钻孔布置的要求（1801工作面走向长约400m按照防突规 定的要求，需在采面布置1627个检验测试点）。测压钻孔布置详见1801采煤工作面顺层钻孔 竣工图。采用煤层残余瓦斯压力作为效检指

36、标时，必须停止测压钻孔周围抽放半径以内的抽放 钻孔的抽放，并将所有单孔闸阀关闭，经过不小于 1个星期的观测待压力稳定后，如果钻孔控 制范围内煤层的残余瓦斯压力小于0.74Mpa时，则预抽防突效果有效，该区域判定为无突出危 险区，如煤层的残余瓦斯压力大于等于0.74Mpa,则预抽防突效果无效，压力超标点周围半径 100州的预抽区域判定为预抽防突效果无效，该区域仍为突出危险区，必须继续进行区域瓦 斯抽放且直至措施经检验有效。采取区域防突措施后，必须由通防部根据抽放量、钻孔竣工图、抽放时间、实际钻孔 控制范围等对消突范围、消突效果进行评估，达标后编制消突评估报告，然后进行回采。否则需要继续采取措施进

37、行消突直至达标为止。（12）区域验证因为首采面地质较复杂，部分地带有断层存在，为保证局部防突考察的连续性，提高工 作面预测的可靠性和回采安全性，工作面实行连续区域验证，即直接进入局部综合防突措施。为了能够对回采工作面前方煤层的构造情况提前有所了解，由地测部在回采工作面采取超前物探措施，探清前方地质构造情况，在预留不小于1om前物探的前提下回采并严格执行 局部综合防突措施。地测部要将工作面物探结果及时报通防部，便于通防部有针对性的开展 防突工作。（13）局部综合防突措施工作面突出危险性预测根据防治煤与瓦斯突出规定的要求，对采煤工作面突出危险性进行预测时，应沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻

38、孔（工作面长度 166m沿工作面布置1117个预 测钻孔），深度510m孔径42mm测定钻屑量S及钻屑瓦斯解析指标K1值（钻屑指标法）现场作业人员带好防尘口罩，并使用好各种防尘设施，每钻进1m煤孔停下来，便于防突员收集钻屑量和钻屑瓦斯解析指标进行防突考察。钻孔布置如下图所示：1801工作面_WT5rL 一口-151801回顺1801运顺匕91lnl钻孔每钻进1m测定1次钻屑量S,每钻进2m测定1次钻屑瓦斯解析指标K1值（采集孔 口排出的粒径为13mm勺煤钻屑）。预测指标临界化最大钻屑量(SmaX钻屑瓦斯解吸指标K1max危险性Kg/mML/ (g - min1/2)60.5有一个指标达到或超过

39、临界值即为突出危险工作曲660.5有一个指标达到或超过临界值即为突出危险工作曲6 0.5无突出危险工作面只有当校检指标小于临界值，且未发现其他异常情况，则工作面防突措施有效，若检验孔的深度等于措施孔深度，则保留3叫昔施超前距并在采取安全防护措施的条件下回采； 若检验孔深度小于措施孔深度，则预留2m检验孔超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。若校检指标超过临界值或施工过程中发现卡钻、喷孔等突出预兆，则工作面措施无效， 需继续采取措施直至校检达标为止。(16)安全防护措施远距离放炮当工作面因地质条件变化需临时改为炮采或工作面防突措施采用松动爆破时，需要采用 远距离爆破，爆破操纵点设置在1

40、801运顺联络巷开口处，距离爆破地点大于 300m回风系 统及工作面停电撤人，爆破 30min后方可进入工作面检查瓦斯及通风情况，无异常后方可恢 复作业。避难碉室中央避难所设在1#联络巷，两边按反向风门的标准设置有向外开启的隔离门，室内净高 大于2m采用锚网喷支护，室内有供人员休息的长凳，设有压风自救袋30个，供水管路直通，备有30min隔离式自救器20台，设有与矿调度室直通的电话 339,可以随时和地面取得 联系。压风自救(1) 压风自救装置安装在工作面巷道内的压风管路上，高度适宜，操作方便，人在自然站立状态下风袋刚好可以搭在肩上；(2) 1801回风顺槽距采面上出口 25m- 40m范围内

41、设置一组自救袋，1801运输顺槽在采 面下出口以外50m- 100m范围内安设一组自救袋，以上两处压风自救袋的数量分别按工作面 最多工作人数确定，压缩空气供给量，每人不得小于0.1m3/min；(3) 1801运顺顺槽和回风顺槽巷道内每隔 50m设置一组压风自救装置；(4)每组压风自救装置可供58个人使用，迎头一组以满足工作面同时最多工作人数 为宜(8组)，平均每人的压缩空气量不少于 0.1m3/min ；(5)通风工区要加强对压风自救设施的检修维护，保证在发生灾害时能够正常使用。防突风门在1801回风顺槽回风口外设置两道反向防突风门，风门处于常闭状态，水沟安设逆反装置。个人安全防护每个入井人

42、员，必须随身携带隔离式自救器，并懂得使用自救器的正确方法，自救器只 能随身携带，不能乱丢乱放。(17)组织管理措施领导小组机职责组长：马新华负责对防治突出管理工作负全面责任，应定期检查，平衡防治突出工作，解决防治突出 所需的人力、财力、物力，保证防治突出工作的实施。副组长：朱本斌、孙道亮、郑本海、邰志清、任相富邰志涛、邰志涛对防治突出工作负技术责任，负责组织编制、审批、实施、检查防治突 出工作；朱本斌、孙道亮负责监督检查，对防治突出工作负直接领导责任。成员：通防部、安监部、调度中心、机电部、地测部、工程部、通风工区、川九项目部 负责监督防突措施在现场的落实、执行及防突卡片、牌板的填写情况。防突

43、工作领导小组每天应对该头得防突情况进行分析，矿总工程师必须认真审批每次实施 的防突报告单，通防部收集整理好该头防突资料并保存。防突日常技术管理A加强地质工作，采面回采前，编制出采面工程平面图、地质预测剖面图，标明地质构 造(如断层、褶曲、煤层倾角及厚度变化)、顺层预抽钻孔施工中出现的动力现象等异常情况， 实际回采位置、各种钻孔(前探钻孔、预测孔、措施孔、检验孔)位置，突出点等。B、加强放炮制度的管理，需要采用爆破时，严格执行“一炮三检”和“三人连锁放炮” 制度。C、回采允许进度应控制在通防部考察、总工程师签发的预测单允许进尺范围内，严禁 超米。D、加强日常瓦斯检查、通风管理，确保完善可靠的通风

44、系统和监测系统处于正常运 行。E、加强支护，防止垮塌引发突出。F、对矿井有关人员进行防突基本知识培训。(18)突出预案突出预兆揭煤前施工单位所有参与揭煤施工的人员要学习揭煤措施且要掌握突出预兆，措施的学 习贯彻要签字备查。I、有声征兆A、煤壁发生震动或冲击，并伴有声响；B、煤层变形发出劈裂声、鞭炮声、机枪声、炮击声或远处雷鸣声，声音一般由远到近，由大到小，先单响，后连响，最后一声巨响，接着便发生突出；C、顶板来压，出现裂缝、发生断裂声，支架被压断，发出折断声。H、无声征兆A工作面压力增大，煤壁塌落，片帮掉渣，煤被挤出、喷出、弹出，局部隆起，顶板下沉，底板鼓起，打眼顶钎、夹钎、喷孔，装药顶炮。B

45、、煤质变软，有时软硬相间，疏松易碎，层理紊乱，光泽暗淡。C、地压活动激烈，工作面瓦斯涌出量大或忽大忽小或呈喷出状，温度下降，空气变冷， 煤壁发凉。D、人在工作面感到头昏发冷。突出预案回采期间一旦发生突出，调度中心必须按以下原则调度。A回采时一旦发生突出事故调度中心要及时命令机电运转工区变电所值班电工立即切断 井下所有动力电源。B、各采掘工作面安检员、瓦检员、班组长必须迅速将工作人员按避灾路线撤到地面。C、调度中心及时通知地面救护队下井救援，迅速进行侦察、探险和抢险救灾工作。D监控室要加强井下瓦斯监测，发现异常情况及时汇报调度中心和通防部。E、调度中心立即通知公司领导和相关单位到调度中心进行指挥

46、抢险。F、各相关单位及时按五轮山煤业有限公司 2012年度矿井灾害预防和处理计划的要 求做好抢险、救灾准备。(19)其他安全技术措施通风瓦斯管理A、完善通风系统，所有人员必须保护好通风设施，严禁人为损坏，保证工作面的供风量,同时加强对通风系统的检查和处理，通防部每周进行一次自检，并将查出的所有问题及其处理意见在安全办公会上汇报。B、加强通风系统管理，建立健全通风设施检查维修制度，加强对通风设施的检查维修， 防止通风设施和通风装置漏风，保证通风系统的合理、稳定、可靠。G加强对通风巷道失修状况的检查，并安排及时处理，同时对巷道维修的情况进行监督 检查，以确保通风系统的畅通。D严格瓦斯管理，严禁瓦斯

47、超限和积聚，加强对采面上隅角瓦斯检查。一旦发现瓦斯超 限或积聚必须及时进行处理，执行好瓦斯超限停电撤人站岗制度，严禁瓦斯超限作业。E、加强瓦斯检查，杜绝空班漏检现象，检查瓦斯次数应符合规程规定。检查瓦斯要 做到手册、牌板、日报（班报）三对口，不得弄虚作假；瓦斯员在现场交接班，并作好记录； 瓦斯超限时，瓦斯员应及时向公司调度和通防部汇报，通防部接到汇报后，必须及时采取措 施处理。F、未经通防部允许，不准随意拆除或损坏栅栏和通风设施。G矿领导及各单位队（部）长、工程技术人员、班组长、放炮员、电钳工、其它单独作业 的人员下井必须携带便携式瓦斯报警仪。H、工作面及其回风系统内的瓦斯变化异常时，瓦斯员应

48、向矿调度室或值班领导汇报，值 班领导接到汇报后应及时组织有关人员，采取有效措施进行处理。I、严格执行瓦斯超限报告制度。地面监控系统一旦发现瓦斯超限，调度室值班人员必须 立即向通防部值班人员和矿值班领导汇报瓦斯超限时间、地点、浓度等情况，并作好汇报记 录。J、通风工区加强采面抽放管理，保证抽放效果，减少风排瓦斯量，杜绝瓦斯超限作业。其他管理规定A、当工作面采用炮采落煤时，要编制炮采安全技术措施，措施中必须明确放炮站岗、撤 人停电范围、站岗警戒位置等。压风自救系统必须完好，并保证能正常使用。B、入井人员必须携带隔离式自救器，班、队长必须携带便携式瓦斯报警仪，上隅角需安 装有便携式瓦斯报警仪。C、炮

49、前炮后必须洒水降尘，回风巷喷雾要打开，防止粉尘飞扬。D电气设备必须有专人负责检查、维护，严禁使用防爆性能不合格的电气设备。E、煤尘必须及时清理，防止煤尘堆积。F、必须制定防煤尘、片帮、冒顶以及瓦斯超限、出现火源、再次发生事故的安全措施。G井下工作人员，必须接受防治突出知识的培训，熟悉突出的预兆和防治突出的基本知 识，经考试合格后，方准上岗。所有入井人员必须熟悉工作地点的避灾路线。H、井下工作人员，必须熟悉施工地点的安全技术措施、作业规程及施工地点应重点注意的安全事项及有关规定，并严格遵照执行1.2采煤工作面风量计算 1801工作面配风量应满足井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦

50、斯浓度不超过1%应按瓦斯(或二氧化碳)涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。(1)按瓦斯涌出量计算(3-1)Q采二100Mq采 xKc式中：Q采一一采煤工作面需要风量，(2)按工作面温度计算采煤工作面的需要风量计算可按下式计算：Q 采=60VsScKi(3-2式中：Vs 回采工作面适宜风速，m/s,按表3-1选取，这里Vs取值为1.8m/s ;Sc回采工作面平均有效断面 m3/minq采一一经抽放后需风排瓦斯量，m3/min；Kc 工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。通常，机采工作面可取1.21.6

51、,这里取Kc=1.6o1801工作面所需风量为:Q=100X 7.2 X 1.6/0.8=1440m3/min。，m2 1801 工作面平均有效断面积为 9.5m2;Ki一一工作面长度系数，按表3-2选取，1801工作面近度为166m故取Ki=1.2 。 贝a =60，Vs ，Sc K = 60 1.8 9. 5 1.2 = 1231. 2mi / min。采煤工作面进风流 气温(C)采煤工作面风 速(m/s)表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表米煤工作助长度(m)工作面长度风量 系数500.8表3-2米煤工作面长度风量系数表1801.30 1.40(3)按最多工作人数计算Q 采=4%(3-

52、3)式中：4每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；nc 采煤工作面同时工作的最多人数，按30人计算。贝U。 = 4nc = 4 乂 30 = 120m / min(4)按风速验算取最大值为1440m3/min,此为设计风量。最小采高2.0m最小控顶距4.2m时，工作面通风断面S最小断面=8.4m2,综采工作面风速 V=Q/S=144O 60+8.4=2.86m/s。工作面配风1440m3/min,工作面风速为 2.86m/s ,则0.25m/s2.86m/s15/1140(660)。1回接1号乳 化泵，2回路接2号乳化泵；3回路接皮带张紧绞车、缩皮带绞车，4回路备用；胶带输送机、 转载机各使用1台QJZ16-200/1140 (660)磁力启动器。660V设备采用了矿用隔爆真空馈电开关，型号为KBZ-200/660;矿用隔爆兼本质安全型真空电磁起动器，型号分别为QJZ-200/660、QJZ-80/6