瓦斯治理技术方案及安全技术措施.doc

矿井瓦斯治理技术方案及安全技术措施
（2023年度）

矿井名称：新疆准南东煤矿
编制单位：安通部
编制日期：2023年2月15

措施名称：矿井瓦斯治理技术方案及安全技术措施
编 制 人：

审

核
单 位
审 批 意 见
审 批 人
审批日期
生产技术科

机电科

调度室

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

总工程师

矿 长

审 批 记 录
2023年度矿井瓦斯治理技术方案及安全技术措施
根据2023年度矿井采掘布局及实际，为保证矿井采掘工作面安全顺利生产，特编制2023年度矿井瓦斯治理技术方案及安全技术措施。
第一节 矿井概况
一、概况
新疆准南东煤矿位于乌苏市南东50km处，行政区划属乌苏市管辖。煤矿与312国道通过长46km的简易公路相连，自312国道向西26km可到奎屯市，向西46km可到乌苏市，向东37km可到沙湾县，外部交通条件较为便利。
井田位于天山北麓山前低中山区，地形坡度5°～27°，总体地势南高北低。海拔高程+1650m～+1725m，相对高差80～160m。沟谷与山岭相间呈自北西向东、东南方向延伸。
矿井采用主斜井、副斜井进风，斜风井回风（两进一回）的中央并列式通风，矿井斜风井重要通风机为抽出式，一用一备，重要通风机型号FBCDZNO19型重要通风机，额定功率2×110KW，电机型号YBF2-315L2-8，转数740r/min，风量1600~4920m3/min，风压2300~600Pa，额定电压380~660V。
二、矿井瓦斯情况
2023年瓦斯、二氧化碳鉴定成果，煤瓦斯绝对涌出量最大为：1.09m3/min。二氧化碳相对涌出量约为：1.1m3/t。
三、煤层自燃倾向性、爆炸性
经鉴定：A4煤层具有爆炸性，为自燃煤层，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃发火期51天；
四、气象及地震
井田一带气候属中温带大陆性干旱气候。气温变化于-29.1℃～32.4℃，年平均气温3.4℃～4.3℃；6～8月为夏季，其中7、8月间气温最高，年最高气温32.4℃；11月份至来年3月份为冬季，1月份气温最低，年最低气温-29.1℃。年最大降雨量554.5mm，年平均蒸发量为1411.91mm。最大降雪厚度0.3m。6月和9月多雨，常有雹、雨交加，引发山洪，冰雹直径可达0.5～2cm。9月底10月初开始降雪，次年3月底4月初消融。最大冻土深度1～1.2m。4～5月为多风期，风向西北，多为2～4级，最大可达七级。
根据《中国地震动参数区划图》（GB18306－2023），该区地震动峰值加速度为0.30g，地震动反映谱特性周期为0.40s。地震基本烈度为Ⅷ度。
第二章 矿井瓦斯治理技术方案及安全技术措施
根据矿井2023年生产规划、安技改及采掘接替需要，2023年计划掘进巷道为E1141准备工作面开切眼、二水平上部车场段、+1400m进料联巷、+1420m运送上山、+1150m运送上山、+1400m煤仓、+1150m井底水仓、+1150m井底水仓、+1150m回风上山下段、W2241首采面上顺槽与W2241首采面下顺槽。
第一节 通风系统治理方案
一、矿井通风现状
矿井采用主斜井、副斜井进风，斜风井回风（两进一回）的中央并列式通风，矿井斜风井重要通风机为抽出式，一用一备，重要通风机型号FBCDZNO19型，额定功率2×110KW，电机型号YBF2-315L2-8，转数740r/min，风量1600~4920m3/min，风压2300~600Pa，额定电压380~660V。
矿井严格执行《煤矿安全规程》有关通风系统的管理规定，建立了独立完整的通风系统，矿井按规定设立专用回风巷，采区进、回风巷贯穿整个采区，各用风地点风量均达成或超过设计规定，没有无风、微风、循环风现象。
矿井现工作面（W1141综放工作面），采用一源一汇的“U”通风，掘进工作面采用压入式通风。
二、通风系统
矿井重要通风线路为：
副斜井→+1400m井底车场→+水仓联巷→W1141综放工作面运送顺槽→W1141综放工作面→W1141综放工作面回风顺槽→回风上山→重要通风机→地面
副斜井→+1400m井底车场→回风联巷→回风上山→E1141回风顺槽外段（局扇）→E1141回风顺槽掘进工作面→进料联巷→回风上山→重要通风机→地面。
副斜井→+1400m井底车场→+1400m运送巷（局扇）→E1141运送顺槽掘进工作面→回风联巷→E1141回风顺槽外段→回风上山→重要通风机→地面。
三、通风设施
（一）井下通风设施布置
1．重要进、回风巷之间的每个联络巷中，必须砌筑永久性风墙；需要使用的联络巷及风井安全出口，必须按设计安设两道连锁的正向风门和两道反向风门。+1520m车场至少设立两道连锁的正向风门和两道反向风门。
2．采空区必须及时封闭。必须随采煤工作面的推动，逐个封闭通至采空区的联通巷道。工作面开采结束后，必须在所有与采区相通的巷道中设立密闭墙，所有封闭采空区。
3．控制风流的风门、风墙、风窗等设施必须可靠。不应在倾斜运送巷中设立风门；假如必须设立风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门的安全措施。
回风上山构筑一道永久调节窗，E1141回风顺槽外段（通回风上山）构筑两道永久调节风门；
（二）保证风流稳定
1.在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通风构筑物，并随生产的进度进行及时调节补充，风门设立闭锁装置。保证各用风地点的风量，风速符合《煤矿安全规程》的规定，保证风流稳定。
2.及时清除巷道的杂物和障碍，尽量避免在重要进回风巷道内停放矿车，堆放材料及其它物品，保证风流畅通。2023年，对回风上山（下段）进行扩修，保证通风断面；
3.E1141运送顺槽、E1141回风顺槽等掘进工作面均为独立通风。
四、风量计算及分派
（一）W1141综放工作面
1.工作面概况
W1141综放工作面井下位于11采区西部，南部与上区段1493水平采空区留设垂高12米的隔离煤柱，东部距离副井900m。工作面地面位于副斜井筒以西，地表附近范围为山区，地表覆有少量植被，地面无建筑物及保护物。
工作面所采为A4煤层，为中厚～特厚煤层，煤层厚度为2.6～5.71m，平均厚度为3m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底；无夹矸层，为较稳定煤层。
W1141综采工作面地质构造较为简朴，煤（岩）层走向近东西，倾向由南向北倾斜，倾角45°，煤（岩）层趋势为南高北低。断裂、褶曲、裂隙等构造不发育；根据地质资料分析，煤层位于背斜的北翼、无断层穿过，对正常的回采工作无影响。
2.本煤层邻近已采块段的瓦斯涌出量
根据邻近采区已采块段资料：A404工作面标高+1493m，回采期间相对瓦斯涌出量0.16～0.33m3/t，绝对瓦斯涌出量最大0.41m3/min；A402工作面煤层底板标高为+1523m，相对瓦斯涌出量0.12m³∕t～0.3m³∕t，绝对瓦斯涌出量最大0.36m³/min；
3.瓦斯来源分析
W1141综放工作面井下位于11采区西部，南部与上区段1493水平采空区留设垂高12米的隔离煤柱，东部距离副井900m。工作面地面位于副斜井筒以西，地表附近范围为山区，地表覆有少量植被，地面无建筑物及保护物。
W1141面在回采过程中，工作面瓦斯涌出重要有三个来源：一是工作面煤壁及落煤的瓦斯涌出；二是采空区瓦斯涌出；
4.瓦斯涌出量预测
根据AQ1018-2023《矿井瓦斯涌出量预测方法》规定，该面采用记录法核算瓦斯涌出量。
工作面相对瓦斯涌出量与开采深度的关系可由公式（1-1）表达。
（1-1）
式中：
－工作面相对瓦斯涌出量，m3/min；
－开采深度，m；
－瓦斯风化带深度，m；
=-（-2）
－相对瓦斯涌出量随开采深度的变化梯度，m/(m3·t-1)；
根据A404工作面、A402工作面标高差及相对瓦斯涌出量推算开采深度的瓦斯变化梯度a，见公式1-2。.
（1-2）
式中：－瓦斯带内2水平的开采深度，m；
－瓦斯带内1水平的开采深度，m；
－在深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t；
－在深度开采时的相对瓦斯涌出量，m3/t；
把相关数据带入公式1-1、1-2计算：该面回采期间相对瓦斯涌出量为：0.26～0.40 m3/t。
根据该区域实测及记录法预测，W1141工作面回采期间相对瓦斯涌出量为0.26～0.40 m3/t。
按日产1700吨（该面计划日均产1417吨，富裕系数1.2）计算。W1141综放工作面回采期间绝对瓦斯涌出量0.30m³/min～0.48m³/min。工作面回采期间瓦斯治理重要采用风排治理。
工作面采用“U”型通风，地面→副斜井→+1400m井底车场→煤仓联巷→W1141运送顺槽→W1141综放工作面→W1141回风顺槽→斜回风井→地面
5.风量计算
（1）按气象条件计算：
Qcf=60×70%×vcf×Scf×kch×kcl（m3/min）
式中 vcf—采煤工作面的风速，m/s。W1141进风流最高温度15℃，按采煤工作面进风流的最高温度从表1-1中选取；取1.0 m/s
Scf—采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，m2；根据ZFB500Q支架参数最大有效断面15.8m3，最小有效断面10.8m3；kch—采煤工作面采高调整系数，具体按表1-2取值；
kcl—采煤工作面长度调整系数，具体按表1-3取值；
70%—有效通风断面系数；
60—单位换算产生的系数。
Qcf=60×70%×1.0×13.3×1.2×1.0（m3/min）
=670（m3/min）
表1-1 采煤工作面进风流气温与相应风速
采煤工作面进风流气温／℃
采煤工作面风速／（m·s-1）
＜20
1.0
20～23
1.0～1.5
23～26
1.5～1.8
26～28
1.8～2.5
28～30
2.5～3.0
表1-2 kch—采煤工作面采高调整系数
采高／m
＜2.0
2.0～2.5
＞2.5及放顶煤工作面
系数（kch）
1.0
1.1
1.2
表1-3 kcl—采煤工作面长度调整系数
采煤工作面长度／m
系数（kcl）
＜15
0.8
15～80
0.8～0.9
80～120
1.0
120～150
1.1
150～180
1.2
＞180
1.30～1.40
（2）按照瓦斯涌出量计算：
Qcf=100×qcg×kcg=100×0.48×1.2=58（m3/min）
式中 qcg—采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，m3/min。取0.48 m3/min
kcg—采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数。通常机采面可取1.2～1.6，取1.2
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）按照二氧化碳涌出量计算：
Qcf=67×qcc×kcc=67×0.81×1.2=65（m3/min）
式中 qcc—采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取0.81m3/min；
kcc—采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数。取1.2
67—按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5％的换算系数。
（4）按工作人员数量验算：
Qcf≥4Ncf≥4×44≥176 m3/min
式中 Ncfi—采煤工作面同时工作的最多人数；取44人
4—每人需风量，m3/min。
（5）按风速进行验算：
①验算最小风量：
Qcf≥60×0.25Scb≥60×0.25×11.06=166（m3/min）
Scb =lcb×hcf×70%=6.59×2.6×70%=11.06（m2）
②验算最大风量：
Qcf≤60×4.0Scs≤60×4×7.56=1814（m3/min）
Scs=lcs×hcf×70%=5.99×1.6×70%=7.56（m2）
式中 Scb—采煤工作面最大控顶有效断面积，m2；
lcb—采煤工作面最大控顶距， m；取6.59m
hcf—采煤工作面最采高， m；取2.6 m
hcf1—采煤工作面最采高， m；取1.6 m
Scs—采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；
lcs—采煤工作面最小控顶距，m；取5.99m
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；
根据上述计算，W1141综放工作面回采期间配风应不低于670m³／min。最大配风量不得超过1814m³／min。
6.监测监控
为切实做好该面的监测监控工作，由调度室在W1141综采面安设甲烷传感器，安设温度传感器，一氧化碳传感器及风速传感器。
上隅角(T0)甲烷传感器安设在上隅角距充填带不大于0.8m，距顶不大于0.3 m，距巷道壁不小于200mm，报警点为≥0.8%、断电点为≥1.3%、复电点为<0.8%；断电范围为W1141工作面及回风巷道中所有非本质安全型电器设备。
工作面(T1)甲烷传感器安设在距工作面上出口10m内，距顶不大于300mm，距巷道壁不小于200mm，报警点≥0.8%，断电点为≥1.3%，复电点为<0.8%；断电范围为W1141工作面及回风巷道中所有非本质安全型电器设备。
工作面回风(T2)甲烷传感安设在W1141回风顺槽距联巷口以西10m～15m，报警点≥0.8%、断电点≥0.8%，复电点为<0.8%；断电范围均为工作面及回风巷中所有非本质安全型电器设备。
一氧化碳、温度传感器安设在W1141工作面上出口10m以内，风速传感器安设在距联巷口以西10m～15m，距顶不大于300mm，距巷道壁不小于200mm，一氧化碳传感器报警值≥24PPM，温度传感的报警值≥30℃，风速报警值≥4m/s。
（二）E1141回风顺槽
E1141回风顺槽位于一采区东翼，东部和北部为未采动的实体煤，南部为采空区。E1141综采工作面上顺槽开口位置位于W1141综采工作面专用回风巷迎头位置，向东翼掘进施工，设计方位角 63°27′25″。
A4煤层：为中厚～特厚煤层，煤层厚度为0.26～8.71m，平均厚度为5.13m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底；无夹矸层，为较稳定煤层。
1.通风、瓦斯情况
通风系统：副斜井→+1400m井底车场→回风上山→E1141回风顺槽（局扇）→E1141回风顺槽掘进工作面→进料联巷→回风上山→地面，局部通风机采用压入式供风，掘进巷道局部通风距离为980m。
瓦斯：根据邻近掘进巷道掘进期间瓦斯涌出量，最大绝对瓦斯涌出量0.07～0.35m3/min，该巷掘进期间绝对瓦斯涌出量取0.07～0.35m3/min，瓦斯防治采用风排。
2.风量计算
（1）按工作面同时作业最多人数计算：
Q1=4n=4×30=120m3/min
式中：4—每人每分钟应供应的最低风量，m3/min；
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取30人。
（2）按瓦斯涌出量计算
Q2=Qh×Kh/Cp=0.35×1.5/0.8%=66.63m3/min
式中：Qh—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；预计掘进过程中瓦斯绝对涌出量：0.07～0.35m3/min。
Kh——工作面瓦斯涌出不均衡系数， k取1.5；
Cp——掘进工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%，Cp取0.8%。
（3）按照二氧化碳涌出量计算：
Q 掘=67qhKh=67×0.30×1.5=30 m3/min
式中：Q掘——掘进工作面迎头需风量，m3/min；
qh——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min，取0.30m3/min；
Kh——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，取1.5；
67——掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。
（4）按风速进行验算：
每个半煤岩巷、煤巷掘进工作面的最小风量：Q掘≥15×Smax=15×10.92=164m3/min
按最高风速验算
每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最大风量：Q掘≤240Smin=240×11.32=2717m3/min
式中：S掘——掘进工作面巷道断面积。最大取11.32 m2，最小取10.92m2
根据瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、最低允许风速、最高允许风速、同时工作最多人数计算，掘进工作面需风量不得低于164m3/min。
（5）局部通风机选择
①风筒有效风量率
按直径800mm、供风长度870m计算
P效＝（1－L800×P100′÷100）×100％
＝（1-870×2.6％÷100）×100％
＝77.38％
式中：P效———风筒有效风量率，％
L800———Φ800风筒供风长度（m），风筒长度取870m
P100′———800风筒风筒百m漏风率，2.6％
柔性风筒百米漏风率表
通风距离（m）
<200
200～1000
>1000
P 100（％）
≤10
≤3
≤2
②局部通风机吸风量计算
根据风筒的有效风量率，计算局部通风机的吸风量
Q局吸＝Q掘/P效＝164÷77.38％=212m3/min
式中 Q局吸——局部通风机的吸风量，m3/min。
Q掘——掘进工作面风量，m3/min
③局部通风机选择
根据局部通风机需要吸风量Q 需吸，选用合适的局部通风机。

局扇型号
局扇功率KW
风量m3/min
最高全压效率％
比A声级[Db(A)]
FBDNO6.0
2*18.5
450-300
≥82
≤25
FBDNO6.0
2*22
580-250
≥82
≤25
FBDNO6.3
2*30
630-420
≥82
≤25
根据以上风量计算和掘进期间瓦斯涌出量情况，选用二台FBDNO6.0/2*18.5KW局扇供风，以保证一台使用，一台备用。根据风量及通风距离(约870m)，选择使用Φ800mm的风筒，风筒必须是胶质阻燃抗静电型风筒。
（6）局扇前风量校核
Q掘需=Q局吸+15S=350+15×8.39=476m3/min
Q掘需----掘进巷道局扇前全风压需要风量，m3/min
Q局吸----风机吸风量，取350m3/min。
S----局部通风机与掘进巷道回风口之间巷道断面，取8.39m2。
所以，根据计算，掘进工作面风量不低于164m3/min，掘进巷道局部通风机前全风压需要风量不低于476m3/min。
3.监测监控
掘进工作面甲烷传感器T1距迎头不大于5m，掘进工作面回风甲烷传感器T2距回风点10～15m，设在非风筒侧。
断、复电瓦斯浓度及断电范围
（1）报警值：T1≥0.8%CH4，T2≥0.8%CH4。
（2）断电值：T1≥1.3%CH4，T2≥0.8%CH4。
（3）断电范围：T1、T2——掘进巷道内所有非本质安全型电气设备。
（4）复电值：T1<0.8%CH4，T2<0.8%CH4。
（三）E1141运送顺槽
E1141运送顺槽该巷道开口位于+1400主、副井绕道内，以东800米处至东翼井田边界，西以主井煤仓为界，上部为A404炮采工作面采空区，相隔斜距140米，下部为二水平未开拓区。
A4煤层：为中厚～特厚煤层，煤层厚度为0.26～8.71m，平均厚度为5.13m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底；无夹矸层，为较稳定煤层。
E1141综采工作面运送巷掘进工作面地质构造较为简朴，煤（岩）层走向近东西，倾向由南向北倾斜，倾角45°，煤（岩）层趋势为南高北低。断裂、褶曲、裂隙等构造不发育；根据地质资料分析，煤层位于背斜的北翼、无断层穿过，对正常的掘进工作无影响。
1.通风、瓦斯情况
通风系统：主斜井→+1400m井底车场→+1400m运送巷（局扇）→E1141运送顺槽掘进工作面→E1141运送顺槽外段→E1141运送顺槽回风联巷→→E1141回风顺槽外段→回风上山→地面，局部通风机采用压入式供风，掘进巷道局部通风距离为820m。
瓦斯：根据邻近掘进巷道掘进期间瓦斯涌出量，最大绝对瓦斯涌出量0.07～0.35m3/min，该巷掘进期间绝对瓦斯涌出量取0.07～0.35m3/min，瓦斯防治采用风排。
2.风量计算
（1）按工作面同时作业最多人数计算：
Q1=4n=4×41=164m3/min
式中：4—每人每分钟应供应的最低风量，m3/min；
n—掘进工作面同时工作的最多人数，取41人（本队35人，加测气员、监测员及管理人员6人）。
（2）按瓦斯涌出量计算
Q2=Qh×Kh/Cp=0.35×1.5/0.8%=66.63m3/min
式中：Qh—掘进工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min；预计掘进过程中瓦斯绝对涌出量：0.07～0.35m3/min。
Kh——工作面瓦斯涌出不均衡系数， k取1.5；
Cp——掘进工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%，Cp取0.8%。
（3）按照二氧化碳涌出量计算：
Q 掘=67qhKh=67×0.22×1.5=22.11 m3/min
式中：Q掘——掘进工作面迎头需风量，m3/min；
qh——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，m3/min，取0.22m3/min；
Kh——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，取1.5；
67——掘进工作面回风流中二氧化碳的浓度不能超过1.5%的换算系数。
（4）按风速进行验算：
每个半煤岩巷、煤巷掘进工作面的最小风量：Q掘≥15×Smax=15×12.6=189m3/min
按最高风速验算
每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面的最大风量：Q掘≤240Smin=240×12.6=3024m3/min
式中：S掘——掘进工作面巷道断面积。取12.6m2
根据瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、最低允许风速、最高允许风速、同时工作最多人数计算的风量选择需风量不得低于189m3/min。
（5）局部通风机选择
①风筒有效风量率
按直径800mm、供风长度870m计算
P效＝（1－L800×P100′÷100）×100％
＝（1-870×2.6％÷100）×100％
＝77.38％
式中：P效———风筒有效风量率，％
L800———Φ800风筒供风长度（m），风筒长度取870m
P100′———800风筒风筒百m漏风率，2.6％
柔性风筒百米漏风率表
通风距离（m）
<200
200～1000
>1000
P 100（％）
≤10
≤3
≤2
②局部通风机吸风量计算
根据风筒的有效风量率，计算局部通风机的吸风量
Q局吸＝Q掘/P效＝189÷77.38％=244m3/min
式中 Q局吸——局部通风机的吸风量，m3/min。
Q掘——掘进工作面风量，m3/min
③局部通风机选择
根据局部通风机需要吸风量Q 需吸，选用合适的局部通风机。
局扇型号
局扇功率KW
风量m3/min
最高全压效率％
比A声级[Db(A)]
FBDNO6.0
2*18.5
450-300
≥82
≤25
FBDNO6.0
2*22
580-250
≥82
≤25
FBDNO6.3
2*30
630-420
≥82
≤25
根据以上风量计算和掘进期间瓦斯涌出量情况，选用二台FBDNO6.0/2*18.5KW局扇供风，以保证一台使用，一台备用。根据风量及通风距离(约870m)，选择使用Φ800mm的风筒，风筒必须是胶质阻燃抗静电型风筒。
（6）局扇前风量校核
Q掘需=Q局吸+15S=330+15×10.2=483m3/min
Q掘需----掘进巷道局扇前全风压需要风量，m3/min
Q局吸----风机吸风量，取330m3/min。
S----局部通风机与掘进巷道回风口之间巷道断面，取10.2m2。
所以，根据计算，掘进工作面风量不低于189m3/min，掘进巷道局部通风机前全风压需要风量不低于483m3/min。
（四）+1400m中央变电所需要风量计算：
发热量大的机电硐室，应按照硐室中运营的机电设备发热量进行计算：
（m3/min）
式中
—机电硐室中运转的电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值计算），kW；取40KW
—机电硐室发热系数。按表取值；取0.02
—空气密度。一般取=1.20kg/m3；
—空气的定压比热。一般可取=1.0006KJ/(kg·K)；
—机电硐室的进、回风流的温度差，0.5
机电硐室需要风量应根据不同硐室内设备的降温规定进行配风；采区小型机电硐室，按经验值拟定需要风量或取60～80m3/min；选取的硐室风量，应保证机电硐室温度不超过30℃，其他硐室温度不超过26℃。
机电硐室发热系数（）取值
机电硐室名称
发热系数
空气压缩机房
0.20～0.23
水泵房
0.01～0.03
变电所、绞车房
0.02～0.04
根据计算，+1400m中央变电所配风不低于150 m3∕min。
（五） 其他
其他用风巷道的需要风量，应根据瓦斯涌出量和风速分别进行计算，采用其最大值。
按瓦斯涌出量计算
Qrl=133qrg·krg
=133×0.30×1.3=52 m3/min
式中：
qrg—其他用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，m3/min；
krg—其他用风巷道瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取1.2～1.3；
133—其他用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算的常数。
按风速验算
一般巷道
Qrc≥60×0.15Src= 60×0.15×10≥90 m3/min
式中：
Qrc—一般用风巷道实际需要风量，m3/min；
Src—一般用风巷道净断面积，m2；
0.15—一般巷道允许的最低风速，m/s。
故一般巷道需风量最低需满足风速验算风量90m3/min；
（六）矿井需风量
由于+1400m中央变电所、+1400m水仓回风串联E1141回风顺槽局部通风机，故需风量核算去除。
Q需=（Q采+Q掘+Q其他）×1.15=（670+959+150+90+90+90）×1.25=2561 m3∕mim
新疆准南东煤矿需风量2561 m3∕mim
五、通风设施及减少风阻、防止漏风的措施
（一）根据通风需要，分别在E1141回风顺槽外段安设两道永久风门（正反向）、回风上山安设一道永久调节窗；
（二）井下所有风门安设风门联锁和开停传感器，必须保证两道门不同时启动，以导致风流短路；
（三）井下通风设施严格按照《煤矿通风质量标准化标准》施工，安通部加强对井下各类通风设施平常管理和维护，保证通风设施完好。各单位加强爱惜，严禁私自破坏连锁绳或同事打开两道风门，严禁打开一道风门长时间（5分钟）不关；
（四）风门前后5m内、两道风门间严禁堆放任何杂物；
第二节 矿井防尘治理方案
准南东煤矿所采A4煤，经检测该煤层具有爆炸性，爆炸指数50.55%。矿井有健全的防尘系统，地面水池300m³，矿井、采掘工作面设有完善的防尘供水系统，在皮带运送巷每隔50m，其它巷道管路每隔100m设一个闸阀。
管路由地面经副斜井、主斜井延至各水平、采区内。在井下所有的重要进、回风巷，采、掘工作面，煤仓放煤口、各转载点等均按《规程》规定敷设防尘供水管路，三通阀门齐全，以供冲洗巷道积尘。
一、坚持实行综合防尘措施。井下所有运煤转载点有完善的喷雾装置，综采工作面进回风巷安设有两道净化水幕，综采支架架前每隔5架安设一组喷雾，不开喷雾不准作业。
二、定期冲刷积尘，重要进回风巷，至少每月冲刷一次积尘，其他至少每七天冲刷一次积尘，一旦出现粉尘堆积及时洒水降尘，严禁煤尘堆综放工作面和掘进巷道必须均采用湿式凿岩（煤），同时在井下刮板输送机、和其他转载点设立喷雾进行降尘。
三、回风上山、主斜井定期进行洒水降尘；运煤生产系统各转载点按规定安设喷雾，运转期间转载点喷雾正常使用，并覆盖落煤。
四、各巷道安全合理进行配风，减少粉尘飞扬。煤矿应配备粉尘采样器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘采样器等设备。
五、在采区回风巷设立的隔爆水棚。
第三节 防灭火治理方案
矿井开采煤层A4煤，经检测自燃倾向性为自燃，自燃倾向性等级为Ⅱ类，自燃发火期51天。根据矿井自然发火规律，矿井自燃发火防治重点加强W1141综采工作面防灭火治理。
一、外因火灾防止
（一）进风井筒及井下建筑物，井底车场必须采用不燃材料支护建筑，各水平的井底连接处，井下机电硐室，都必须用不燃材料进行支护。
（二）矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔50m设立支管和阀门。
（三）矿井必须制定井上下防灭火措施，并对全体职工经常进行防灭火知识的教育。
（四）设立地面、井下消防器材库，地面消防材料库设在井口附近，附近有轨道，井下消防库设在+1400m运送巷内，存放足够的消防器材；
（五）井下使用的矿灯必须符合规定，井口房和通风机房20m不得用烟火或用火炉取暖。井下严禁使用灯泡和电炉取暖。
（六）在井下和井口房，严禁采用可燃材料搭设临时操作间、休息间。
（七）严禁携带烟草及点火物品入井，严禁井下吸烟。
（八）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。假如必须在井下重要硐室、重要进风井巷和井口房内电焊、气焊和喷灯焊等工作，每次必须制定专项安全措施。
（九）防止机械摩擦起火：经常检查设备的运转情况，做好井下设备的维护保养工作，保持运转部位的清洁，及时加注安全可靠的润滑油，使其保持良好的工作状态。
（十）防止爆破引起火灾，严禁不装或少装炮泥爆破，严禁使用矸石、煤粉代替炮泥封堵炮眼，坚持使用水炮泥，严禁放糊炮、放明炮。
（十一）防止电气火灾，井下所有电气设备的选择、安装、使用和维护都必须严格遵守规程的有关规定，应对的选用过负荷继电器、熔化保险器和漏电继电器，以便在电流短路，过负荷或漏电时切断电源。消灭电缆中的“鸡爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。
（十二）井下和硐室内不准存放汽油、柴油和变压器油等，井下用过的润滑油、棉纱布头等，必须集中存放保管在加盖的铁桶内，不准乱扔乱放。
（十三）严格执行《煤矿安全规程》和有关规定。
二、内因火灾防止
（一）加强预测预报。
1.自然发火标志性气体的拟定：由于煤层在氧化过程中生成众多烷烯类气体，其中一氧化碳（CO）气体浓度变化较明显，且出现乙烯气体后即发展到自燃状态，因此，自然发火标志性气体拟定为乙烯（C2H4），煤层高温氧化标志性气体拟定为一氧化碳（CO），对气体的检测以检查CO、温度为主，必要时要检查CH4、CO2、O2。
2.每班安排瓦斯检查员加强防火标志性气体巡回检测，检测结果向矿调度报告，重要检查地点：架后采空区、上隅角煤体内及回风风流；
3.在工作面上出口以外10m内，安设一台CO和温度传感器，对工作面中的CO气体浓度和温度进行24h连续监测，发现CO超限情况要及时核查、解决。
4.安通部组织管理定期（至少三天）对矿井进行一次全方位防灭火专项普查，重要对高冒、断层、工作面上隅角、工作面采空区及邻近采空区等防灭火标志性气体检测，同时对防灭火管路进行全面的巡回检查，保证防灭火管路的完好和正常使用。
（二）加强上、下隅角管理，减少采空区漏风。采用有效措施使采空区（老塘）冒实，工作面上、下隅角设立挡墙（编织袋装煤堆成墙）或悬挂风障，特别是下隅角由一处增长两处，减少向采空区漏风；
（三）加强通风设施维护，保证通风系统稳定、可靠。定期对该区域进行风量测定及通风系统调查，同时根据W1141综采工作面实际及防灭火情况，及时进行通风系统调整和风量调配，保证安全通风。
（四）合理布置灌浆管路和注氮管路，正常进行交替预埋。根据防灭火标志性气体检测情况，实行阶段性注浆和注氮。
（五）通过采用防止性灌浆、注惰性气体等综合防止措施，及时消除了隐患。
第四节 其他安全技术措施
一、安全监控监测方面的措施
（一）为保证安全监控仪器设备正常运营。安全监控设备必须定期调校、测试，每月至少1次。
采用载体催化元件的甲烷传感器必须使用校准气样和空气气样在设备设立地点调校，便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校，每15天至少1次。甲烷电闭锁和风电闭锁功能每15天至少测试1次。也许导致局部通风机停电的，每半年测试1次。
（二）传感器要垂直悬挂，巷道顶板要坚固、无淋水，不影响行人和行车，安装维护方便。距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。严禁悬挂在风筒口和风筒漏风处。
（三）井下安全监控设备发生故障时，必须及时解决，在故障期间现场瓦斯检查员、班队长必须加强本区域瓦斯巡回检查，发现瓦斯异常，立即采用有效措施进行解决，并及时报告矿调度。
（四）现场瓦斯检查员当班使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差大于允许误差时，先以读数较大者为依据，并报告调度室监测工，采用安全措施，并必须在8h内对工种设备调校完毕。
（五）井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向调度报告。
（六）安全监控中心站必须实时监控所有掘进工作面瓦斯浓度变化及被控设备的通、断电状态，值班人员必须认真监视监视器所显示的各种信息，具体记录系统各部分的运营状态，负责打印监测报表，报矿长和技术负责人审阅，监测中心值班人员接到报警后，值班人员必须立即告知矿调度。
（七）施工单位人员若发现传感仪报警，必须及时撤除巷道内所有的施工人员到进风巷的新鲜风流中，并及时联系瓦检员，经瓦检员检查无安全隐患，并经批准后方可继续进入巷道迎头施工，严禁强行施工。
（八）矿长、矿技术负责人、爆破工、采掘区队长、通风区（队）长、工程技术人员、班长、流动电钳工、瓦斯检查员下井时，必须携带便携仪，对其分管范围内的甲烷进行不间断的监测，如有报警现象(报警点为0.8％)必须进行解决。下井前必须检查便携仪显示数据，假如发现数据显示较大，必须及时更换。
（九）流动电钳工检修机电设备时，必须检查检修地点20m范围内的甲烷浓度，便携仪报警时（0.8%）不得检修。
（十）现场光学瓦斯机、甲烷检测报警仪等仪器测出瓦斯浓度误差不一时，应以现场仪器测得最大数据结果进行解决。
（十一）掘进工作面瓦斯便携仪悬挂在迎头向后非风筒测3m内，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。
（十二）掘进工作面爆破前，将掘进工作面瓦斯传感器移到迎头向后50m以外安全地点悬挂好，距顶板（顶梁）不得大于300mm，距巷道侧壁不得小于200mm。以防爆破崩坏。
（十三）敷设的电缆要与动力电缆保持0.3m以上的距离。电缆悬挂高度应大于矿车和运送机的高度，并位于人行道一侧。电缆不得与