毕业设计普定县猴场乡民族煤矿采区设计方案

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1、普定县猴场乡民族煤矿采区设计方案设 计： 任 刚二0一0年二月49 / 50文档可自由编辑打印第一章 矿井概况1交通位置 隶属关系都格河边煤矿位于贵州省六盘水市北东部，矿区地理坐标：东经10559391060024，北纬262203262308，直距六盘水市区约28Km，煤炭运输十分方便。行政区划属六盘水市水城县都格乡管辖。（见交通位置图）都格河边煤矿行政区划属六盘水市水城县都格乡所辖；为私营企业。2矿井现状都格河边煤矿于1997年开始进行矿山建设，设计年产原煤3万吨/年。煤矿矿区范围由8个拐点组成，面积1.1756K，准采标高由13851330m。矿井采用斜井开拓，矿井共掘有三条井筒，一条主

2、斜井、一条副斜井一条回风斜井。主井井口坐标：X：1988，风井井口坐标：X：1985，主要开采1#、9#、18#、26#煤层，走向长壁采煤法开采。3开采的指导思想 根据现场的实际情况，从经济、科学、安全的角度去考虑，使得矿井的投入小，见效快，收益高。设计重点是：规范工艺、优化系统、提高工效、强化安全、注重职业卫生、注重环保、使用先进的设备和仪器。第二章 采区地质概况一、地形地貌1地形地貌采区地表属中山斜坡地形，溶蚀侵蚀沟谷地貌，地形起伏较大。多为林地及灌木林，冲沟较开阔。地势呈西高东低，采区内最高标高1616m，最低标高为1339m相对高差277m左右。2、地质概况 （1）地层区内出露地层从上

3、至下分别为：第四系（Q）：零星分布于老地层上部或地势低凹处，不整合于老地层之上，为残坡积土、冲积粘土及表层土，厚03m。上二叠统龙潭组（P3L）：为本区含煤地层，由灰、浅灰，灰黑色薄至中厚层粉砂岩，泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、夹燧石灰岩，泥灰岩，炭质页岩及煤层等组成。厚约348m。本区龙潭组（P3L）共含煤10-15层，全区可采煤层为1#、9#、18#、26#煤层，另有数层为不可采或局部可采煤层。1#、9#、18#、26#煤层为本矿区准采煤层。A、黄金段（C1d1）：分布在矿区外围的西部，岩性为深灰、灰黑泥岩夹少量泥灰岩及钙质泥岩。地层厚约2225M。（2）构造矿井位于蔡官向斜北西翼

4、。在矿区西北部有一区域性大断层F1通过，倾向北西，倾角50，为逆断层，断距约200米，对矿山开采影响不大。地层产状：倾向南东，倾角2530，平均28。矿区内未发现破坏性断层，构造复杂程度为中等类型。无陷落柱和火成岩侵入现象。3）煤层及煤质(1)煤层A、含煤岩系特征上二叠统龙潭组（P3L）为本矿区的含煤地层，厚约348m左右，含煤1015层，可采煤层目前得知为1#、9#、18#、26#煤层，属较稳定型煤层，总体倾向南东，倾角2530，平均28。1#、9#煤层变化不大，全矿区范围内均可采，含煤地层自上而下为：龙潭组（P3L）含煤地层：上部：以粘土岩为主，夹燧石灰岩，泥质灰岩，泥灰岩以及少量粉砂岩，

5、炭质粘土岩；中部：以中细粒岩屑砂岩，粉砂岩为主，夹粉砂质粘土岩，炭质页岩及煤层；下部：以燧石灰岩，粉砂岩、粘土岩及少量炭质页岩为主。B、可采煤层矿区内主要可采煤层1#、9#、18#、26#煤层，现分别叙述如下：、18#煤层：位于龙潭组（P3L）中部，距上覆地层长兴组（P3c）底部燧石灰岩120130m，下距9#煤层20m左右。是矿区内的可采煤层，据邻近矿区永顺煤矿地质资料，18#煤层3.5m，平均厚3m，无夹矸，厚度变化不大，属较稳定性煤层。煤层直接顶板为粘土岩、炭质粘土岩等较软岩石，厚03.4m，其上覆老顶燧石灰岩厚3.5m，部分地区灰岩直接与煤层接触。底板为粉砂质粘土岩。在矿界内，地表出露

6、高程为1470m左右，深部埋深高程1305m，相对高差165m左右。、1#煤层：位于龙潭组（P3L）中部，上距9#煤层20m左右，据邻近矿区，同厂沟煤矿地质资料，9#煤层厚2.52.8m，平均厚2.6m，局部有0.25m的夹矸，煤层直接顶板为粉砂质粘土岩，粉砂岩，厚02.7m，上覆老顶为灰岩，厚3.55m，大部分地区煤层直接与老顶接触。煤层直接底板为粘土岩，粉砂质粘土岩，粉砂岩，厚4.5m。稳固性较好。全区可采煤层。在矿界范围内，地表出露高程为1445m左右，深部埋深高程1280m左右，相对高差165m左右。、9#煤层：位于1#煤层之下，上距9#煤层约55m左右，煤层厚2.53.0m，平均厚度

7、2.7m。有二至三层夹矸，平均每层夹矸厚0.05m左右。向煤层倾斜方向深处，夹矸层数逐渐减少。煤层较稳定。直接顶板为泥灰岩及粉砂岩，直接底板为粉砂岩，泥质粉砂岩。在矿界范围内，地表出露高程为1405m左右，深部埋深高程1240m左右，相对高差165m左右。可 采 煤 层 特 征 表 表11煤层编号煤层稳定性厚度（m）层间距倾角结构顶底板岩性（m）（）顶板底板M8较稳定1.5-1.65无夹矸粘土岩、碳质粘土岩粉砂质粘土岩1.5M9较稳定0.8-0.9上距M8煤层20m5局部有0.25m的夹矸粉砂质粘土岩、粉砂岩粘土岩、粉砂质粘土岩、粉砂岩0.8M14较稳定1.0-1.5上距M9煤层55m5有0.

8、1-0.15m的夹矸泥灰岩、粉砂岩粉砂岩、泥质粉砂岩煤层编号分析水灰分挥发分（Vdaf%）硫分发热量（Wf%）（Ad%）（Sqg%）（MJ/kg）M81.717.357.822.62-2.8326.72.72 M91.817.688.082.84 21.1M140.8517.868.082.4330.614）瓦斯、煤尘爆炸性和煤的自燃倾向性瓦斯：根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字（2007）488号），“对六盘水市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，六盘水市都格河边煤矿全矿井绝对瓦斯涌出量为1.06m3/min，相对涌出量为8.87 m3/t；二氧化碳全矿井绝对涌出量为0.29 m

9、3/min，相对涌出量为2.43 m3/t。煤层自燃和爆炸性：根据贵州省煤田地质局实验室2005年10月24日提交的贵州省煤田地质局实验室六盘水市西秀区都格河边煤矿自燃倾向性、煤尘爆炸性鉴定报告，该矿井煤层自燃等级为类，属不易自燃煤层；煤尘无爆炸危险性。井田内无地温异常现象，属地温正常矿井。5）采区水文地质特征矿井涌水量因该采区为本煤层第三个采区，上有两个采空区，上覆开采煤层采空区水有隔水层且距离较远，所以本采区主要水源为断层裂隙水和顶板基岩裂隙水。根据临近矿井经验估计，最大涌水量为10 m3/h，最小涌水量2 m3/h，正常涌水量在5 m3/h。第三章 采区储量及生产能力第一节 矿井工作制度

10、由于本采区全部设计为走向长壁采煤后退式采煤方法，运输采用机械运输（皮带和刮板输送机），所以主要生产系统工作制度同回采工作面和掘进工作面而定，采煤工作面采用“三。八”制，即三班生产，三班准备。掘进分三班，循环掘进。辅助工种同采煤作业同时进行。第二节 采区储量采区设计可采储量(1)、地质资源量：（122b）+（332）+（333）=107.5万吨；(2)、工业资源/储量（122b）+（332）+（333）0.8=86万吨(3)设计资源/储量工业资源/储量永久煤柱损失永久煤柱损失包括防水煤柱、井田井境煤柱、公路煤柱及地面建（构）筑物煤柱等。根据采区开采技术条件及建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与

11、压煤开采规程的有关规定，采区边界留设20米保护煤柱；主要井巷保护煤柱取20米；公路煤柱留设20米。永久煤柱损失（122b）2.19万吨，（333）24.05万吨。采区设计资源/储量工业资源/储量永久煤柱损失=86-9.476.6万吨本采区开采范围内M14煤层为薄煤层，设计采区回采率85%。采区内大巷煤柱在采区收尾后予以回收。煤柱损失及储量计算汇总表煤层资源、储量类别资源、储量(万吨)永久煤柱（万吨）保护煤柱（万吨）工业资源量(万吨)设计利用资源量(万吨)采区回采率可采储量(万吨)境界煤柱公路煤柱村寨保护煤柱工业场地井巷煤柱M14合计122b209.433356107.58676.685%65.

12、11第三节 采区生产能力 根据煤层赋存条件，采煤工作面可以采用普通机械化采煤一、采煤工作面长度采用100米，方对拉面的形式同时推进，日进尺3米。二、采煤工作面的生产能力=100（面长）*3（日进尺）*1.2（煤厚）*1.4（容重）=504吨/日。三、采区生产能力，包括采煤工作面能力和掘进工程煤，掘进出煤一般为采面的10%，即采区生产能力为504*25*11+50.4*25*11=15.246万吨/年。 第四节 采区服务年限 采区服务年限为：采区可采储量*采区采出率/采区生产能力，该采区的服务年限约在4年。 第四章 采区方案设计 第一节 采煤方法的选择 采煤方法的确定煤层倾角6，无大的断层影响采

13、区布置，顶板条件较好，根据过去的经验，故采用成熟的应用较广泛的采煤方法，即采用走向长壁后退式采煤方法。第二节 采区巷道布置1、 主下山布置：因地层倾角较缓，走向长度约在1100米，采区内还有一村庄需留煤柱，故采用分两翼开采，主运输和回风下山布置在采区中部。2、 联络巷：因分两翼，联络巷根据运输方便，每个工作面上下道分别和主副巷连接，便于通风和运输管理。3、 工作面长度：两翼工作面长度各为450500米。第三节 经济技术方案比较 该采区有两种方案可供选择，即单翼和双翼开采，根据技术和经济分析，采用两翼开采比较合理。 方案技术经济比较表 表2-3-1序号项目方案一（两翼）方案二（单翼）工程量投资（

14、万元）工程量投资（万元）一掘进准备工程11046米85012246930二优点两翼开采，运输系统距离短，机械事故率低，采掘接续连续，风量配置容易，电耗少。单翼开采，系统简单，工作面走向长，服务年限长。三缺点通风系统复杂，工作面服务年限短，掘进率高。通风距离长，风量配置难度大。运输战线长，事故率高。五结论通过技术经济比较分析认为，推荐方案一。第四节 巷道掘进 一、巷道断面 本采区均为全煤岩巷，主要大巷采用半圆拱型，工作面上下巷为矩形 主运输巷为3*2.2m2，回风巷为2.6*2.0m2，工作面运输巷为2.8*1.8m2，工作面回风巷2.6*1.8m2。 二、掘进施工 掘进速度，根据巷道岩性为半煤

15、岩，正常工序打眼-放炮-出矸-支护-延溜，掘进每班可进行两个循环，3米，日进尺平均在8米，每月可进200米。掘进安排，两条主巷一次施工到底，然后后退式方面回采 三、支护形式 因顶板岩性较好，主副巷和工作面均采用锚杆支护，间排距可以放宽至1 .5米。 四、采区工程量和投产工期计算表 工程名称工程量/m施工天数工期备注主巷开拓10231531月1日6月5日回风巷10231531月1日6月5日首采面布置11001656月7日8月20日两道同时掘进即该采区在施工八个半月后可进行试采，进而投入生产。第五章 采煤工艺第一节 落煤、装煤、运煤落煤及运输方式回采工作面采用爆破落煤配电煤钻（MZ1.5型）打眼，

16、3#煤矿安全许用炸药爆破，瞬发电雷管进行起爆。工作面使用刮板运输机运输；运输斜巷采用皮带运输机运输，运料采用调度绞车提升矿车运输。第二节 工作面支护1. 支护形式。单体液压支柱（柱高2.5米）配合金属铰接顶梁，齐梁齐柱形式，一梁一柱后定位700/300进行支护顶板。单体支柱支护强度验算1.）采用经验公式计算支护强度。Pt=9.81*h*r*k =(9.81*1.2*2.5*4)Kn =117.72Kn/式中Pt-工作面合理的支护强度Kn/ h采高 r顶板岩石的密度k工作面支柱应支护的上覆岩层厚度与采高之比，一般为4-82）.参考临近工作面观测资料，最大平均支护强度208.5Kn/。3）.选择工

17、作面支护强度。根据以上计算和观测数据，208.5220.725，因此工作面支护强度应大于220.725kN/。4）.支柱实际支撑能力。Rt=kg*kz*kb*kh*ka*R =(0.99*0.95*0.9*1.2*.10*250)Kn =268.04kN式中Rt支柱实际支撑能力 Kg工作系数 Kz增阻系数 Kb不均匀系数 Kh采高系数 Ka倾角系数 R支柱额定工作阻力5）.工作面合理的支护密度 n=Pt/Rt =117.72/268.04 =0.44棵/式中n支柱的支护密度，棵/取基本支架的柱距1.0m。符合要求2. 支护质量和布置。支护打成一直线，排距1000、柱距1000，偏差均不超过10

18、0；端面距不大于300.新暴露的顶板要及时支护。支柱钻底量大于100时要穿铁鞋，初撑力不得低于90KN，不足的要进行二次补注液。煤层变化时，必须及时更换适应采高的支柱，防止支柱超高或压死。不得使用折损的坑木，损坏的顶梁和失效的支柱，一旦发现立即更换。第三节 采空区处理 工作面采空区采用全部垮落法处理。具体步骤正常生产期间采用“三.四”排管理，即“见四回一”。顶板管理参数表项目阶段控顶距/m初撑力/（kN.棵-1）放顶步距/m顶底板移近量/（mm.m-1）端面距/mm最大最小初次放顶43901100300正常回采43901100300 回柱放顶方法（一）回柱方式采用人工的方法进行回柱。（二）回柱

19、顺序 打水平销卸载拉柱回收铰接顶梁。（一） 操作方法1. 准备工作。（1） 备齐回柱工具（卸载把手、手锤、水平销、牵引绳等）。（2） 认真检查从煤壁到采空区顶板支护情况，改正不正规支架。（3） 清理维护好后路，连续打紧35棚水平销。2. 技术要求。（1） 回柱顺序由下向上，从采空区向煤壁逐棚回收，严禁提前摘梁盗柱或进入采空区作业。（2） 分茬时，尽可能将断层或顶板破碎带分一茬，拉茬应尽可能在顶板条件较好、支护较可靠的安全地带，并注意移溜补齐柱后方可回柱；如回柱顶板，支护歪斜，需先进行维护，确认安全后，方可回柱。（3） 正常回柱放顶，拉茬距离不得小于15m；回柱与打眼平行作业最小安全距离不得小于

20、15m；回柱与移溜平行作业最小安全距离不得小于30m，回柱与装药爆破不得平行作业。（4） 回柱放顶至少两人一茬，一人回柱放顶，一人观察顶板及支护情况，两人都应站在支架牢固的斜上方安全地点作业。（5） 实行全承载支护，回出的支护及时垂直顶底板整齐的支撑在材料道采空区侧顶板处，顶梁站靠整齐，材料码放整齐，确保人行道畅通。回柱后局部悬顶超过沿走向5m、倾向20m（面积大于100）不落冒时，必须进行强制放顶。第四节 生产技术管理劳动组织和主要经济技术指标 一.循环作业：（一）循环方式：1.每循环进度1.0m； 2.一昼夜一循环。（二）作业形式：两采一准 （三） 循环作业图表（见图表）。 二.劳动组织：

21、1.综合作业组2.劳动组织表劳动组织表（班）序 号工 种采煤班辅助工掘进班出勤出勤出勤1回 采 工8机电维修22打 眼 工2通风263放 炮 员1巷修325溜 子 工2运输材料426准 备 工皮带工548看 泵 工119送 饭 工1110班 长1111合 计161617主要经济技术指标表序号名 称单 位数 量备 注1工作面走向长度m5002工作面倾斜长度m1003工作 面 倾角64工作 面 采高m1.25循环进尺m1.06循环 产量t1687日循 环数个18回 采 率%979日循 环 产量t50410日循 环 进尺m111生产 方式两采一准12月 产 量t1260013可采 日期月514回采

22、效率t/工4.715炸药 消耗/循环8417雷管 消耗发/循环280循环作业图表 采区主要技术经济指标表序号名 称单 位数 量备 注1采区走向长度m10002采区倾斜长度m11003 倾角264煤层平均厚度m2.55采高m2.26工作面长度m5007同时生产工作面个18回 采 率%859采区月产量t380010采区生产能力wt/a1511采区工业储量万吨8612可采储量万吨65.113采区服务年限年4.7采区机电设备配备表掘进设备配备表序号设备名称型 号主要技术参数单位数 量使用备用合计1煤电钻MZ-1.2电压127V、1.5kW台2132凿岩机YT24耗风量2.8m3/min台2133局扇Y

23、BT-11风量2.84.0m3/S、N=2*5.5kw台2244探水钻TXU-75额定电压380V、N=4kW台115发爆器FMB-100每次引爆电雷管100发个6286调度绞车JD-11.4台227液压锚杆机MYT140配套电机YB160m-4，电压380/660台118潜水泵BQW-15/50A额定电压380V、N=2.2kW台119砼喷浆机ZP-II耗风量6m3/min台11采煤工作面设备配备表设备名称规格型号单位数量主要技术参数备注煤电钻MZ2-12台2额定电压660/127V额定功率1.2kW工作面刮板输送机SGW-40A部2额定电压660V额定功率40Kw输送量100t/h链速0.

24、86m/s机巷刮板输送机SGW-40T部1额定电压660V额定功率40kW输送量150t/h链速0.86m/s机巷胶带输送机SDJ-30部1额定电压660V额定功率30kW输送量630t/h带速1.9m/s乳化液泵站XRB2B台2额定工作压力20.35MPa额定流量820L/min电动机功率55kW第四节 安全技术措施 、防尘措施1综合防尘措施为改善井下劳动条件，保证井下工人的身体健康，在“预防为主”的综合防尘方面采取如下措施：1) 在采掘工作面、装载点、转载点、提升运输等井下作业地点，均设自动喷雾洒水装置，以控制各产尘点的粉尘。2) 掘进工作面采取湿式钻眼，配备湿式除尘风机，并设置水幕净化空

25、气。3) 及时调整和控制各巷道风速，防止因风速过小而不能及时带出空气中的浮尘和风速过大重新杨起落尘。4) 定期清扫和刷洗巷壁上的煤尘，并用石灰水粉刷。5) 必要时，采掘工作面配备呼吸性粉尘测定仪，光电煤尘测定仪，用以检测井下空气，及时发现粉尘浓度情况，以便采取防止措施。2个体防护采掘工作面的工人按煤矿安全规程规定佩戴防尘口罩、防尘帽及空气呼吸器等。3回采、掘进工作面除尘1)回采工作面中打眼、爆破落煤、装载、放顶等工序产粉尘量较大，是主要产尘源，是除尘的重点。2）炮采工作面采用湿式钻眼，使用“水炮泥”。爆破前后冲洗煤壁，爆破时应喷雾洒水，装煤时洒水。掘进工作面降尘措施必须符合，安全规程第17条和

26、150条规定。3）工作面装载点采用喷雾洒水。4）放顶时，加强通风，保证工作面风速在0.25m/s以上的排尘风速，但不得超过4m/s，最优排尘风速为1.52m/s。5)在含尘浓度较高的风流所通过的回风平巷和掘进巷道中，设置水幕，净化风流。6）矿井综合防尘措施、防爆措施及组织与管理制度，必须列入矿井灾害预防和处理计划中去，由矿长每年组织编制与实施。7)开采有爆炸危险性煤层的矿井，井下必须设置有预防和隔绝煤尘爆炸的措施，设置按规程第155条规定执行。8)矿井每周至少检查一次煤尘隔爆设施的安装地点、数量、水量及安装质量是否符合要求。4转载及运输防尘主要措施1）煤从工作面的刮板运输机运到运输斜巷后，先后

27、经采区运输下山、运输大巷、最后再沿主斜井将煤炭运至地面。上述巷道均应设置喷雾洒水。2）装煤矿车应保持完好，防止矿车漏煤。3）定期对井下的采掘工作面、回风巷等巷道进行冲洗。冲洗巷道由顶棚、两帮、巷道底部顺次进行，两帮冲洗还包括背板等落尘在内。4）煤从工作面的刮板运输机运到运输斜巷的矿车时，应喷雾洒水。5）在所有的转载点设置喷雾洒水装置。6）在主斜井、运输大巷、运输下山等防尘洒水管路中，每隔100m设一个三通阀门，在工作面进、回风斜巷每隔50m设一个三通阀门，以便接管冲洗巷道。二、隔爆措施隔爆措施是防止爆炸由局部扩大为全矿性的灾难所采取的措施，使灾害损失减至最小。根据规程规定，开采有煤尘爆炸危险煤

28、层的矿井，隔绝煤尘爆炸传播可采用喷雾洒水，撒布岩粉、隔爆棚(水栅、岩粉棚)等措施。都格河边煤矿生产能力较小（15万t/a )加之撒布岩粉不易掌握和实施，故本矿可采用喷雾洒水和设置隔爆水槽棚的措施。矿井采用隔爆水槽棚隔爆。水槽棚用硬质易碎、聚氯乙烯和聚氨脂塑料制成。水槽棚内盛满水置于距顶板100150mm处。其隔爆作用在于当井下发生爆炸时，爆风压力将水槽崩翻并破碎，瞬间水分散于巷道空间内形成水雾，由于水的比热比较岩粉大5倍，隔热效果好，利于消灭火焰，从而阻止煤尘爆炸火焰的传播使火害事故范围控制在最小。隔爆水槽总水量按巷道断面计算。取400Lm2。隔爆水槽的形状为倒梯形，规格取80L。隔爆水槽在巷

29、道内布置形式：采用置放式。水槽棚中心间距为1000mm。水槽棚设置总长度为30m。水槽内水中混入5的煤尘后，即应换水。隔爆隔水槽设置地点：回采工作面运输斜巷、回风斜巷、运输大巷、回风大巷、主斜井和回风井。三、瓦斯防治措施本矿属高瓦斯矿井，瓦斯防治是煤矿灾害防治的重点：瓦斯爆炸必须同时具备三个条件：瓦斯浓度：瓦斯与空气混合成的瓦斯浓度在爆炸极限范围内，5%16%；高温热：高温热源存在时间大于瓦斯的引火感应期，在正常大气条件下瓦斯在空气中的点燃温度为650750；一定量的氧气：这三个条件缺一不可。瓦斯空气混合气体中的氧浓度不低于12%，这一条件在生产矿井中是始终具备的，所以预防瓦斯爆炸的措施，就是

30、防止瓦斯积聚后浓度达到爆炸界限和预防高温热源的出现。（一）防止瓦斯积聚的方法1加强通风通风是防止瓦斯积聚最基本、最有效的措施。本矿井的通风系统是一个安全可靠的、完整的、独立的通风系统。矿井主要通风机是矿井的“肺脏”，选用足够能力的矿用防爆抽出式风机，能有效地排出矿井瓦斯。主要通风机、局部通风机等通风设备、设施和通风构筑物要按标准安装好、构筑好、维护好，确保其实用和有效。回采工作面和掘进工作面采用独立通风系统。在生产过程中，采空区的巷道应做到随采随闭，杜绝漏风。采区结束后，至多不超过一个月必须把所有通向采空区的巷道封闭起来。矿井投入生产后，按分别法计算矿井需风量，并按实际供风量核定矿井产量。主要

31、风路上应设有测风站。建立测风制度，每10天进行一次全面测风。对采掘工作面和其它用风地点，根据实际需要随时测风，将每次测风结果记录并写在测风地点的记录牌上，并根据测风结果调节风量。贯通巷道要编制专门安全措施，两巷道贯通20米前，停止一个工作面作业，做好调整通风系统的准备工作。贯通时，由专人在现场统一指挥，停掘的工作面保持正常通风，设置栅栏及警标，经常检查风筒的完好状况和工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，立即处理。掘进的工作面每次爆破前，派专人和瓦斯检查工共同到停掘的工作面检查工作面及其回风流中的瓦斯浓度，瓦斯浓度超限时，先停止在掘工作面的工作，然后处理瓦斯，只有在2个工作面及其回风流

32、中的瓦浓度都在1.0以下时，掘进的工作面方可爆破。每次爆破前，2个工作面入口派专人警戒。贯通后，停止采区内的一切工作，立即调整通风系统，待风流稳定后，方可恢复工作。局部通风机由专人负责管理，保证正常运转；局部通风机和启动装置安装在进风巷道中，并距掘进巷道回风口不得小于10米；局部通风机安装地点到回风口间的巷道中的最低风速大于0.15米；风筒采用抗静电、阻燃风筒；局部通风机要有可靠供电；严禁使用1台局部通风机同时向2个以上（含2个）作业的掘进工作面供风；局部通风机不得随意停风，因检修、停电等原因停风时，要撤出人员和切断电源。矿井必须有可靠的双回路供电，一路断电即合上另一路开关，以保证井下供电的连

33、续性。所有通风设施必须建立巡回检查、检修、维护制度。2及时处理积聚瓦斯从采掘工作、生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚。当发生瓦斯积聚时，必须立即处理。这是矿井日常瓦斯管理工作的重要内容，是预防瓦斯爆炸事故的关键工作。井下任何一处瓦斯积存都可能成为爆源，因此必须及时安全地处理好，不留任何隐患。主要方法： 加大瓦斯积聚地点的风速和风量，按矿技术负责人批准的安全措施排放积聚瓦斯。强制冲淡瓦斯到允许浓度后排到回风流中。 切实加强瓦斯排放、巷道贯通和盲巷管理工作，排放瓦斯和巷道贯通要认真编制安全措施并执行有关规定。瓦斯排放采用逐段排放法，严格控制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

34、.5%，且回风系统内停电撤人。井下盲巷和临时停风地点设置密闭和栅栏，定期检测瓦斯和氧气浓度，并严禁任何人违章进入。 局部通风机恢复通风前，首先要检查瓦斯，当在局部通风机及其开关附近10米内风流中的瓦斯浓度不超过0.5%时，方可人工启动局部通风机进行瓦斯排放；若停风区域瓦斯浓度超过3%时需请救护队协助排放。 回风瓦斯浓度超过0.75%时，需查明原因，进行处理；采掘工作面回风流中瓦斯浓度超过1.0时，停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理；采掘工作面及其他作业地点风流中瓦斯浓度达到1.0时，停止用电钻打眼；爆破地点附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.0时，严禁爆破；采掘工作面及其它作业地点风流中、

35、电动机或其开关安设地点附近20米以内风流中的瓦斯浓度达到1.0时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理；采掘工作面及其他巷道内，体积大于0.5m3的空间内积聚的瓦斯浓度达到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；对因瓦斯浓度超过规定被切断电源或因停电、检修等原因而断电的电气设备，当附近20m内瓦斯浓度降到l.0以下时，方可通电启动。 临时停工地点不得停风；停风区要切断电源，设置栅栏，揭示警标，禁止人员进入，并向矿调度室报告；停工区瓦斯浓度达到3%，不能立即处理时，在24小时内予以封闭；停风区恢复通风、排放瓦斯和送电时，要有安全措施，必要时应采取封闭抽放瓦斯等措施

36、。 开启密闭必须制定专门的安全措施，并由矿长审批同意后，由专职人员严格按启封密闭措施执行。3 加强瓦斯检查 建立严格的测风制度和瓦斯巡回检查汇报制度。瓦检员、安全员、测风员必须经过市以上煤炭管理部门的培训，合格后持证上岗。 建立矿井瓦斯监测监控系统，在采掘工作面配备足够的瓦斯探头、瓦斯断电仪。 配备足够数量的通风安全检测仪表，并按期送国家授权的安全仪表计量检验单位进行校检。 矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘队长、通风队长、工程技术人员、班长、电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测报警仪。瓦斯检查员必须使用光学甲烷检测仪。安全员必须携带便携式甲烷检测报警仪或光学甲烷检测仪。 加强水仓位置的瓦斯检查

37、，每班不少于一次。 采、掘工作面的瓦斯浓度检查次数为每班至少3次；在瓦斯涌忽高忽低、变化异常的地点，应加强检查的力度。 瓦斯检查员要认真填写瓦斯检查牌板。要求做到瓦斯检查“三对口”即瓦斯牌板记录、瓦斯检查手册和瓦斯汇报记录相符合。 瓦斯浓度超限时，瓦斯检查员有权责令现场人员停止工作，并组织撤到安全地点。突出危险工作面应配备专职瓦检员，跟班经常检查瓦斯。通风值班人员必须审阅瓦斯班报，掌握瓦斯变化情况，发现问题，及时处理，并向矿调度室汇报；通风瓦斯日报必须送矿长、矿技术负责人审核并签字。建立严格的风量、风速、瓦斯及其它有害气体的检制度。瓦检员、安全员、测风员必须经过县以上煤炭管理部门的培训，合格后

38、持证上岗。4分源治理瓦斯分源治理瓦斯就是针对瓦斯来源的特征（涌出规律与涌出量）采取相应的措施。矿井瓦斯涌出的区域可分为回采工作面、掘进工作面和采空区。瓦斯来源分析是分源治理的基本依据。要同时测定矿井各回采工作面、掘进工作面和采空区的瓦斯涌出量，得到矿井瓦斯涌出量表及周期性动态。（1）采空区采空区要及时封闭，随采煤工作面的推进逐个封闭通至采空区的连通巷道。采空区瓦斯涌出特点是：随着停采时间的延长，涌出量渐减；地面大气压力变化必然引起矿井井下大气压力相应变化，对瓦斯涌出有着密切关系，其涌出量会随之波动，气压降低时涌出量增大。因此大气压力变动季节，应加强对采空区瓦斯的观测与管理。（2）掘进工作面瓦斯

39、涌出主要是煤层自身释放出的瓦斯和断层、裂隙构造带涌向掘进巷道的瓦斯。掘进区局部冒顶积存的瓦斯，可在支架顶梁处安设导风板冲淡瓦斯或用充填黄土的方法处理。掘进工作面随着巷道的延长，风筒应及时加接，保证压入式风筒出风口距迎头的距离（lp）应小于或等于压入式通风的有效射程，即lplj=（45） m式中：S掘进巷道净断面积 m2风筒离掘进工作面迎头距离，一般不大于5米。（3）回采工作面回采工作面的瓦斯涌出特性与涌出量是回采工作面治理瓦斯的基础。矿井回采工作面采用爆破落煤，放炮时出现瓦斯涌出高峰，峰值可分为两部分：Q1和Q2。Q1包括入风携带的瓦斯，煤壁涌出的瓦斯和采空区涌出回采工作面的瓦斯等，这些是与采

40、煤产量无直接关系的涌出。Q2与每次放炮的孔深、孔数，爆破区长度，煤的破碎程度及本煤层瓦斯含量有关。这些参数越高，瓦斯涌出量峰值就越大。Q2是与煤产量直接有关的瓦斯涌出。回采工作面瓦斯涌出的治理。回采工作面采用“U”形通风系统，这种系统具有漏风小的优点，但在工作面上隅角附近由于采空区涌出的瓦斯大部分在这里集中，同时在此处风速低，风量不足，容易积存瓦斯而超限。处理措施：在工作面上隅角附近设置木板隔墙或帆布风障、风帘，迫使一部分风流流经上隅角，将积存瓦斯冲淡，并排出。对于首采面上隅角要控制产量，加强上隅角瓦斯管理，防止邻近层瓦斯涌出，造成上隅角和回风斜巷瓦斯超限。设置瓦斯超限报警仪，瓦斯达到1.0%

41、时，声光报警。顶板附近瓦斯层状集聚处理。若回采工作面风速未能保证设计风速而小于0.25m/s，则容易使瓦斯浮于巷道顶板附近，形成一个比较稳定的带状瓦斯层，这即是瓦斯的层状集聚。处理办法是保证回采工作面的设计风速，使瓦斯与风流能充分地紊流混合，冲淡及排除。（二）防止瓦斯引燃引爆防止瓦斯引燃引爆的原则，是对一切非生产必须的热源，要坚决杜绝。生产中可能产生的热源，必须严格管理和控制，防止它的产生或限制其引爆引燃瓦斯的能力。1. 矿井实行入井检身制度，严禁携带烟草和点火物品下井，严禁穿着化纤衣服。2. 进风井的铁门必须安设合理，井筒及采掘巷道需采用不燃性材料支护。3. 井下电话选用本质安全型电话，并使

42、用矿用电话电缆。4. 普通型携带式电气测量仪表，只准在瓦斯浓度小于1.0%以下的地点使用，并时时监测使用环境的瓦斯浓度。5. 在进风巷（新鲜风流）中需要进行电焊、气焊和喷灯焊接时，每次必须制定安全措施，严禁在回风巷道中进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。6. 井下严格禁止使用灯泡取暖和使用电炉。7. 井口房及通风机房周围20m内禁止使用明火。8. 井下电气设备的选用要符合安全要求；井下不得带电检修、搬迁电气设备（包括电线、电缆）；井下防爆电气设备的运行、维护和修理工作，要符合防爆性能的各项技术要求。9. 井下供电做到:无鸡爪子、无羊尾巴，无明接头；有过电流和漏电保护，有接地装置；电缆悬挂整齐，设备

43、摆放整齐，硐室清洁整齐。10. 掘进工作面实行“两闭锁”（风电、瓦斯电闭锁）和“综保”掘进配套设备。11. 防止机械摩擦火花和冲击火花的产生，采取安设过热保护装置、使用难引火性合金工具（如使用铵铜合金工具等）等措施。12. 高分子聚合材料制品，如风筒等，容易因摩擦而积聚静电，当其静电放电时，可能引燃瓦斯、煤尘或发生火灾。因此井下应采用抗静电、阻燃的聚合材料制品，其内、外两层表面电阻都必须大于3108，并应在使用过程中保持此值。13. 放炮要遵守下列规定：(1) 采、掘工作面都必须使用取得产品许可证的三级煤矿许用炸药和煤矿许用雷管。使用煤矿许用毫秒电雷管时，最后一段的延期时间不得超过130毫秒。

44、(2) 采、掘工作面采用毫秒爆破。在掘进工作面必须全断面一次起爆，在采煤工作面每组装药必须一次起爆止，并严禁使用2台放炮器同时进行放炮。(3) 炮眼封泥应坚持使用水炮泥，水炮泥以外剩余的炮眼部分，应用粘土封实。(4) 炮眼封泥严禁用煤粉、块状材料或其它可燃性材料。无炮泥或不实的炮眼，严禁放炮。(5) 炮眼内发现异常情况，如温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时，不准装药放炮。(6) 放炮母线、连接线和电雷管脚线必须相互扭紧并悬挂，不得同轨道、金属管、钢丝绳、刮板输送机等导电体相接触。严禁使用固定放炮母线（每次放炮时铺设），放炮母线必须符合标准。(7) 在放炮地点20m内，有矿车

45、、未清除的煤、矸或其它物体阻塞巷道1/3以上时，不准装药放炮。(8) 处理瞎炮（包括残炮）必须在班组长直接指导下进行，并应在当班处理完毕。如果当班未能处理完毕，放炮员必须同下一班放炮员在现场交接清楚。(9) 放炮时，采用正向起爆。(10) 放炮必须严格执行“一炮三检查”（装药前、放炮前、放炮后）和“三人连锁放炮”（放炮员、班组长、瓦检员）制度，严禁采用糊炮、明火放炮和一次装药多次放炮。(11) 爆破工由专职爆破工担任。14. 防止雷电入井的措施：井口安设AZ1A型导体消雷器，消雷器的接地体距井口管、轨、线接地网相互间距在20米以上。所有伸出井口的钢管及钢轨均采用铸型尼龙材料进行两处相互间距为1

46、0米的绝缘隔离，每段铸型尼龙材料长度为1米，对地绝缘电阻在150M左右。所有伸出井口的钢管、钢轨和电缆的铠装铅皮在入井处均接地，接地引入线均采用截面积为25mm2的橡套电缆，引出井口的接地体相互间距在20米以上，接地电阻不得大于2。通讯线路在入井口处装设一组熔断器和避雷装置，其接地电阻不得大于1。 所有伸向密闭区的钢管、钢轨和电缆等必须撤出；并且要和密闭相距20米以上，密闭内外不得有导体连接。 15. 矿灯的管理和使用要遵守下列规定： 矿灯要集中统一管理；每盏矿灯必须编号，经常使用矿灯的人员必须专人专灯。 矿灯应保持完好，出现电池漏液、亮度不够、电线破损、灯锁失效、灯头密封不严、灯头圈松动、玻

47、璃破裂等情况时，严禁发放。发出的矿灯，最低应能连续正常使用llh。 严禁私自拆开、敲打、撞击矿灯。人员出井后必须及时将矿灯交还灯房。 在每次换班2h内，灯房人员必须把没有还灯人员的名单报告矿调度室。 矿灯必须装有可靠的短路保护装置，并装有短路保护器。 井下工作时，若矿灯熄灭必须重新更换后方可工作。 井下所使用的矿灯必须是正规厂家生产的合格产品，并且有检验合格证，严禁不合格的矿灯入井使用。16.防止煤炭自燃引燃引爆瓦斯：煤层自燃是煤层在自身的作用下，发生氧化，释放出大量的热量，释放出的热量若久不能散发，达到着火点温度就发生燃烧。 选择合理的通风系统，回采工作面尽量采用U型通风系统； 留设足够的煤

48、柱； 加强密闭和密闭管理，防止漏风； 清理浮煤，采空区不留遗煤。（三）瓦斯抽放瓦斯抽放是解决瓦斯问题、治理瓦斯灾害的根本途径，瓦斯抽放系统应立足于解决全矿井的瓦斯问题。根据本矿的瓦斯涌出情况，瓦斯涌出量比较大，在设计时应采取综合性的瓦斯抽放手段，特别是高低负压联合抽放瓦斯，以提高抽放效果，从根本上解决瓦斯问题。四、防止煤层自燃发火措施本矿煤层自燃倾向性为类，属不易自燃煤层，应采取以下措施防止煤层自燃发火。1开拓开采方面的措施(1)主斜井利用原有巷道，副斜井、回风斜井布置在煤层顶板岩石中，采用锚喷或砌碹支护，运输、行人、回风大巷等主要巷道均布置在煤层底板岩石中，采用锚喷。这种布置方式减少了辅助性

49、巷道，巷道之间不受支承压力影响及采动影响，采空区易于封闭，减少了煤层的切割。(2)设计采煤方法为倾斜长壁后退式采煤法，全部陷落法管理顶板，这种长壁式采煤法回采率高，巷道布置比较简单，便于加快回采速度，缩短采空区暴露时间。由于本区各煤层顶板及底板岩石强度不大，开采过程中易冒落，空气难以进入采空区，所以采空区自燃危险性较小。(3)提高回采率、加快回采速度提高回采率，加快回采速度，即可提高产量又可以在空间上和时间上减少煤炭的氧化作用既可提高产量又可以在空间上和时间上减少煤炭的氧化作用。生产技术管理人员必须考虑合理的回采速度和合理划分采区，尽量在自燃发火期之前将工作面采完，而且采完后立即按有关规定封闭

50、采空区。(4)当采煤工作面投产和通风系统形成后，在适当位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。当采煤工作面回采结束后，立即进行永久性封闭。(5)在采区开采设计中，设置自燃发火观测站或观测点位置，建立自燃发火预测预报制度，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内，并定期检查、分析整理，发现自燃发火指标超标或达到临界值等异常变化时，立即发出自燃发火预报，采取措施，进行处理。(6)在煤层中掘进巷道时，对巷道中出现的冒顶区必须用不燃材料充填密实。运输（回风）大巷、运输（回风）上山等主要巷道必须采用锚喷或砌碹支护，碹后的空隙与冒落处也必须用不燃材料充填密实，并定期检查。(7) 控制风流

51、的巷道预留出能保证实现通风、防火措施的位置。(8) 由于本矿井按煤层不易自燃设计，根据本矿实际，主要选择喷洒阻化剂防止煤层自燃。 (9) 防火墙上应设注浆管、观测管和排水管。(10) 采取有效措施(如放炮等)，使整个采空区顶板冒落并压实，物别是切眼及停采线、各种煤柱附近，以减少漏风。(11) 对已报废的在煤层中的联络巷、采终线巷道采用压注阻化剂加防火墙的方法防火。防火墙应按照煤矿安全规程设置，以不燃材料构筑，两墙之间以掺阻化剂的泥浆充填实。2通风方面措施在既定的生产条件下，矿井通风网路中漏风的数量与方向往往是煤炭自燃发展过程转化的决定性因素，防火对于通风的要求是：风流稳定，漏风量小和通风网路中

52、的有关区段易于隔绝。(1)矿井设计工作面开采采用后退式回采。工作面开采均采用“U”型通风方式，漏风小。(2)调节风门、风门和风墙应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还要注意避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏风量的增大。(3)防火墙必须由不燃材料构成，必须密实，不能有漏风，并定期检查维修。(4)采取措施，降低采区进回风巷之间两端的负压差，(5)风门与调节风门造成的风压控制在100Pa以下。(6)风门、调节风门之间的距离要留有较大余地。(7)矿井作大的风量调整时，应测定防火墙内气体成分和空气温度。(8)在合适地点设立双向风门，使矿井既可全区实现反风，也可局部实现反风，以防火灾事故扩大。(9)实现风门闭锁

53、。井下风门均安装闭锁装置，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。3、监测方面的措施(1)每周至少检查一次已采区的密闭情况，测定一次采区回风巷道和可能发热地点的温度和风量，并应采取空气试样进行分析，每15天至少检查一次废弃巷道的密闭情况。所有检查、测定、分析结果，都必须记入防火记录簿内。(2)使用ASZ-型(16路)矿用火灾预报束管监测系统，对每个可能发热的地点、防火墙、密闭、采空区、采煤工作面上下斜巷靠采空区部位等可能引发火灾地点进行连续监测。(3)防火检测的测点或站应具有代表性，由矿井防火灾领导小组确定，并且每个采区或回采工作面至少设立两处，此处的巷道至少要有10m长直线段，并符合井下测风站

54、的要求。(4)防火检测时间间隔：采区进、回风流中不大于3天；工作面采空区上隅角不大于3天；采空区回风侧防火墙不大于7天；其它地点不大于15天。五、矿井防治水措施（一）矿井开拓、开采所采取的安全保证措施根据矿井煤层赋存条件和水文地质条件，矿井开拓开采主要采取以下安全保证措施：1针对矿区范围内的老井及小窑情况，矿井生产单位必须采用先进的手段，查清老空区分布范围，留设安全煤柱。精确掌握老窑开采范围，保证防水煤柱的宽度。2按煤矿安全规程规定留设防水煤柱。对于断层，特别是造成煤系地层与含水层对盘或接近的断层，留设足够的断层防水煤柱；露头附近和河流留设防水煤岩柱；禁止巷道进入防水煤柱。3留设采区及井田边界

55、隔离防水煤柱。4对可疑断层及因采动影响而可能导水的断层留设断层防水煤柱。5对巷道开拓及回采所可能遇到的断层提前进行探放水，查明断层的水文地质要素，据此经技术经济比较采取留设防水煤柱、注浆堵水、疏放等措施。6如在勘探中发现有陷落柱，则必须查明陷落柱的水文地质要素(包括陷落柱顶面到达的岩(煤)层高度、陷落柱定位、对煤层开采的影响程度，陷落柱的导水性、水压、预计的涌水量等)，据此经技术经济比较采取留设防水煤柱、井下或地面注浆堵水、井下探放水等措施。7对未封闭好的钻孔根据具体情况采取重封、留设防水煤柱、探放钻孔水等措施。8对于影响采掘的老空水采取探放疏水的措施。9对主要含水层建立地下水动态观察系统，进

56、行地下水动态观测、水害预报，并制定相应的探、防、堵、截、排”综合防治措施。10配备足够数量的探放水设备。11主要巷道尽量布置在隔水层或弱含水层中。12对矿井采掘工程所影响到的各含水层、断层，必须作出水文地质评价，进行提前预报，以便采取相应的防治水措施。13进行群孔抽水试验，掌握各含水层之间、断层与含水层之间的水力联系。3)防水煤柱的留设宽度计算(1)断层防水煤(岩)柱计算方法与计算结果断层导水性预测 根据地质报告，井田断层一般为弱导水断层，富水性不强。应当指出，断层的导水性和富水性是很不均一的，即使是同一断层的不同部位或地段，也往往存在较大差异。根据生产矿井实践经验，回采引起岩层移动，导致局部

57、应力重新分布，极易使断层的导水性增强。未探明的地质构造，严重威胁矿井的安全生产。因此，施工及生产过程中还应从井下应力变化以及开采引起的冒落裂隙带的实际情况，分析断层两盘岩性，采取必要的防水安全措施。断层煤柱留设根据“煤矿安全规程”及“矿井水文地质规程(试行)”，应留设断层防水煤柱，根据“矿井水文地质规程(试行)”附录八，断层上盘防水煤柱留设宽度按下式计算：式中：L一煤柱留设的宽度，m；K一安全系数，取5；M一煤层厚度或采高；P一水头压力kgf/cm2；KP一煤的抗张强度，根据经验暂取4kgfcm2。根据矿井的实际情况，技改后的矿区范围内存在F1断层，必须留设足够的断层防水煤柱。(2) 井田境界煤柱、采区边界煤柱：本井田边界属人为边界，边界留煤柱宽20m。采区边界煤柱：根据经验煤柱宽取20m。（3）采空区煤柱留设：采空区下部和回风巷留设20米的保护煤柱，对煤层的积水需采取探放水的措施，只有确认老采空区没有积水后方能作业。（三）、疏水降压措施1、疏水降压地点、方法的确定由于各含水层含水的不均匀性，增加了开采煤层时突水的危险性。因此矿井生产期间应加强水文地