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1、目 录 第一章 概 况 4 第一节 工作面位置及井上下关系 4 第二节 煤 层 4 第三节 煤 层 顶 底 板 5 第四节 地 质 构 造 5 第五节 水 文 地 质 6 第六节 影响回采的其他因素 6 第七节 储量及服务年限 7 第二章 采 煤 方 法 8 第一节 巷 道 布 置 8 第二节 采 煤 工 艺 8 第三节 设 备 配 置 11 第三章 顶 板 控 制 13 第一节 支 护 设 计 13 第二节 工作面顶板控制 14 第三节 矿 压 观 测 14 第四章 生 产 系 统 15 第一节 运
2、 输 15 第二节 “一通三防”与安全监控 15 第三节 排 水 24 第四节 供 电 24 第五节 通 信 照 明 32 第五章 劳动组织和重要技术经济指标 33 第一节 劳 动 组 织 33 第二节 作 业 循 环 33 第三节 重要技术经济指标 34 第六章 煤 质 管 理 35 第七章 煤矿职业卫生管理措施 36 第八章 安全技术措施 39 第一节 一 般 规 定 39 第二节 顶 板 40 第三节 防 治 水 41 第四节 “一通三防”及安全监控 42 第五节 运 输 42 第六节 机
3、 电 44 第七节 支护安全技术措施 45 第八节 支巷掘进、回采安全技术措施 46 第九节 贯通安全技术措施 48 第十节 防止煤层自燃安全技术措施 48 第十一节 防止片帮煤伤人及片帮煤解决安全技术措施 49 第十二节 其 它 49 第九章 灾害应急措施及避灾路线 50 第一章 概 况 第一节 工作面位置及井上下关系 工作面位置及井上下关系见表1。 表1 工作面位置及井上下关系表 水平名称 一水平 采区名称 三采区 地面标高 m 工作面标高 m 地面相对位置 位于
4、井田西部，地形西高东低,南高北低，地面无大的建筑物，只有少数民间小道，地面所有为草木覆盖。 回采对地面 设施的影响 情况 回采工作面范围内地面地势西部较高，地表地势向东北方向倾斜。地面无建筑物或者积水坑，局部有杨柳地.工作面西部有苏家壕至石疙台公路通过，回采过程中若煤柱留设不合理，采空区塌陷或者冒落对公路和会有一定影响。 井下位置及与四邻关系 该工作面位于矿界与下组煤回风巷之间，北邻下组煤回风大巷,西邻4采区回风巷，东邻4801炮采工作面。 走向长度 /m 312运顺左翼工作面 265.5～330.5 倾斜长度/m 312运顺左翼工作面 120 面积/㎡ 3
5、12运顺左翼工作面 41313.8 312运顺右翼工作面 215～265.5 312运顺右翼工作面 95 312运顺右翼工作面 26653.4 第二节 煤 层 工作面煤层情况见表2。 表2 煤 层 情 况 表 煤层厚度（m） 5.6~6.4 煤层结构 单一煤层 煤层倾角(°) 0～2 开采煤层 2-2 硬度 ≤4 煤种 长焰煤 稳定限度 稳定 煤层厚度及结构变化综述 1. 煤层近水平，倾向SW。煤层局部有薄层灰质夹矸，厚度0.05—0.2m不均等变化。 2. 该工作面煤层厚度整体稳定，仅局部区域也许受原生冲刷影响，煤层厚度略有变化。工
6、作面靠近断层处因受断层和节理发育的影响，大断层以西100米范围内煤层内生裂隙发育且被方解石填充，煤层采掘过程中容易出现离层或片帮，容易引起煤层顶板冒落。 3.连采面回采区域煤层顶板向下0.8-1.8m范围内层理发育，层理面明显，连采过程中容易出现离层。 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 顶底板名称 岩石名称 厚 度（m） 特性 老 顶 312左翼 粉砂岩、细砂岩 10～14 灰色灰白色成分以石英长石为主，细粒结构，厚层状构造，岩石风化裂隙发育。 312右翼 粉砂岩 3～5 直接顶 312左翼 粉
7、砂岩 4m～6m 灰色灰白色成分以石英长石为主，局部风化破碎，裂隙发育。 312左翼 粉砂岩、细砂岩 5m～10m 伪顶 泥岩 0m～0.3m 灰黑色，富含植物化石。 伪底 泥岩、粉砂质泥岩 0~0.3 灰黑色，层理明显。遇水易软化，富含植物化石。 直接底 粉砂岩、砂岩 8~11 灰色成分以石英长石为主，水平层理。 附图1：工作面地层综合柱状图。 第四节 地 质 构 造 1、 工作面整体构造简朴，中部略有起伏变化。工作面东部回风巷和运送巷末尾揭露采区大断层，其产状：283°∠65°，推测断层落差10—13米。对该工作面有一定影响。 2、 大断层以西一
8、定范围内节理比较发育，煤层内生裂隙大都为方解石填充，部分地段煤层顶板较破碎，并发育有离层。 第五节 水 文 地 质 一、含水层 本区位于矿区西部，地形南高北低，地形相对平缓，地面无大的建筑物， 也无大的湖泊、河流等地表水体，潜水部分重要接受大气降水补给。含水层为直罗组裂隙潜水、承压水（J2Z),一般厚度25～40m，含水层重要为灰白色砂砾岩、粗中粒砂岩为主，次为粉砂岩及泥岩，钻孔涌水量0.293～0.506L/s，富水性弱。水质类型为HCO3-Ca,或HCO3-Ca-Mg型水，矿化度210～370mg/L。含水层顶部覆盖一层较厚的亚
9、砂土和黄土，厚度5～45m；底部覆盖一层粉砂岩、泥岩及砂质泥岩，厚度10～25m；分别对含水层顶底形成隔水层。 二、涌水量 通过对之前工作面的涌水量观测与记录，结合本区具体地质地形情况采用经验比拟法预测本区正常涌水量为0.1～5m3/h，最大涌水量为15m3/h。 第六节 影响回采的其他因素 一、影响回采的其他地质情况（表4） 表4 影响回采的其它地质情况表 瓦斯及CO2 本区2-2煤层瓦斯含量甚微，每克可燃质（gγ）含氮气为0.36～8.86mm3，甲烷0～0.23mm3，重烃含量0。自然瓦斯成分中，氮气占93.0～100％，二氧化碳占0～6.50％，甲烷占0～7.00％，
10、煤层瓦斯分带属二氧化碳－氮气带。瓦斯的局部聚集仍有瓦斯爆炸的潜在威胁性。 煤层爆炸指数 测试表白，本区2-2煤层火焰长度均大于400mm，岩粉用量在60%～75%之间，计算得出的煤层爆炸指数在15%以上，属于有爆炸性危险性的煤层。 煤的自燃 倾向性 本区煤层还原样着火点与氧化样着火点之差值在12~42℃之间, 均属很易自燃煤层. 地温危害 结合本区实际采掘情况，本区煤层地温正常，无地热危害。 冲击地压 危害 本区煤层与岩层赋存条件较好，煤层埋藏深度也不深，且煤层顶底板硬度不大，因此采掘活动受冲击地压影响较小。 二、 地质部门建议 1、 工作面回采中过程中顶板若是较完好或
11、顶板裂隙发育不强，采掘过程中一般不会有矿井涌水。但当采掘影响大或是采后顶板塌陷范围大都会引起矿井涌水，建议回采前工作面排水设施、设备必须齐备、充足。 2、 工作面煤层靠近断层附近伴生小节理发育，部分地方煤层顶板比较破碎，离层和片帮也许对回采有一定影响，建议在该区域回采时加强工作面顶板管理和支护工作。 3、 该回采区域煤层爆炸指数较高，属易爆煤层，煤尘爆炸将是开采中的一大灾害隐患，建议开采过程中采用切实有效的防尘、降尘措施，防止因煤尘富集而发生事故。 4、 连采过程中，注意探顶、底煤，观测煤层厚度变化情况。假如碰到冲刷区，注意观测冲刷区范围，提前留设煤层顶煤厚度，避免出现连采冒顶的情况。
12、 5、 连采过程中注意煤层顶底板控制，避免破底伤顶以致岩石混入煤里影响煤质。 6、 工作面回采时做好防治水平常管理工作。 第七节 储量及服务年限 一、储量 （一）工作面工业储量 312左翼工作面工业储量约为33.73万吨，312右翼工作面工业储量约为21.76万吨，312工作面工业储量约为55.49万吨. 工作面可采储量 312左翼工作面可采储量约为16.02万吨，312右翼工作面可采储量约为10.48万吨，312工作面可采储量约为26.5万吨. 二、工作面服务年限 工作面服务年限约为4个月。 第二章 采 煤 方 法 第一
13、节 巷 道 布 置 一、采区巷道布置概况 312左翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为120m。312右翼工作面共布置13条支巷，支巷正常长度为95m。 312工作面运送巷长度为330.5m，巷道断面为5.2m×3.6m。 312工作面回风巷长度为265.5m，巷道断面为4.6m×3.4m。 附图2：工作面及巷道布置平面图。 第二节 采 煤 工 艺 一、采煤工艺 连采工作面的采煤涉及支巷掘进和支巷回采。 （一）、掘进工艺 1、落煤工序： 选用12CM15-10D型连采机完毕落煤工序。 1） 掘进工作面循环进度：最大空顶距为11m，最小空顶距为1m，循环进度为1
14、1m。 严格按正规循环作业，循环进度为11m，最大空顶距不能超过11m。假如顶板状况不好、顶板煤岩层裂隙发育，顶板易跨落，执行短掘短支，必要时掘1m支1m。无地质构造、无裂隙、无离层、无滑面发育、无顶板淋水、无矿压显现、无片帮、煤层不松软、顶煤留在1.2m～1.5m。工作面锚杆支护质量符合规定并紧固到规定扭矩、巷道工作面工程质量符合规定。当班班长和连采机司机必须时刻注意观测顶板状况，如在掘进过程中发现上述条件不完全满足时，则及时退机支护，防止发生冒顶事故。 连采机截割循环、截割方式： 掘进巷道前，司机开动连采机调整在巷道前进方向的左侧，并以激光中心线拟定位置，开始向正前方煤壁截割，这一工
15、序过程称为切槽，切槽工序完毕后退出连采机，调整连采机到巷道另一侧，并以激光中心线拟定位置，开始割剩余部分，这一工序过程称为采垛工序。将连采机倒至一条支护完好的巷道内（无空顶），一方面将连采机截割头调整至巷道顶板，将截割头切入煤体，然后逐渐调整截割头高度，从上向下切割煤体，当截割头割到煤层底板时，连采机稍向后退，进行拉底，使巷道底板平整，并装完余煤，再将连采机截割头调整在巷道顶板，接着进行下一个截割循环。连采机完毕从顶板至底板再到顶板这一过程就称一个截割循环，每进行一个截割循环工作面向前推动约1.2m。这种截割循环反复进行，直至掘进进尺达11m，然后通过扫帮，直至达成巷道设计规定，扫帮时仍然按照
16、前面提到的截割循环反复进行，直至最大空顶距达成11m。为了保证设备、人身安全和煤质，提高掘进效率，在截割过程中必须留底煤掘进，（如顶板状况不好，可根据现场实际情况进行调整沿煤底板掘进），坚持正规循环作业。然后将连采机倒至下一条巷道进行掘进（反复以上工序），同时在上一循环掘进的巷道内进行锚杆支护，这种循环掘进与支护反复进行。 2、装煤工序： 连采机采用自装煤方式。连采机上装有收集头机构和中部输送机。连采机截割时，煤落入收集头机构，通过耙爪连续运转，将煤耙入中部运送机转运到等候在连采机后面的梭车。 运煤工序： 工作面采用梭车运煤。梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运
17、至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。 4、清理浮煤工序： 采用防爆铲车清理巷道中的浮煤、淤泥，清出的浮煤必须上系统，严禁乱倒。清出的淤泥或矸石先排至指定地点，保证巷道干净、畅通。 5、各工种之间的配合： 在正规循环作业中，连采机司机应在梭车停稳接煤时立即开机装煤或割装煤，梭车空车尽也许及时运营到连采机后面等待装煤，以提高连采机的工作效率，梭车严格按照规定的空、重车行走路线行走（靠支巷前进方向的左帮行走）；连采机退出后，锚杆机便立即进入进行支护作业；破碎机司机应保证梭车及时卸煤、破碎、拉出，不影响生产。总之，各工种作业人员应互相协调尽也许安排平行作业，充足运用工时，提高生产效
18、率，特别要坚持正规循环作业，保证工作面安全生产和设备高效运转，从而实现稳产、高产。 三、 回采工艺 1、 支巷回采遵循“掘二采一”的原则，即回采时后一条支巷必须与312回风巷贯通，待第一条支巷回采结束后，掘进第三条支巷。每3条支巷为一组，每2组支巷中第1组支巷的第3条支巷与第2组支巷中第1条支巷留设15米煤柱。 2、 相邻支巷口与支巷口之间的中心距离为14.4m，支巷间煤柱垂直宽度为9m，采硐与支巷成35°角回采，回采深度为11m(由采硐开口中心量至采硐里端中心)，每刀煤回采宽度为3.3m。苏家壕煤矿通往石疙台的公路周边15米的范围不可回采，防止采空区塌陷，损坏公路。 3、 支巷掘进高
19、度为4.0m，宽度为5.4m。 4、支巷采用单翼后退式回采，支巷回采时，采硐与采硐之间留设1.3～3.1m的小煤柱护顶（采用不均匀布置），假如顶板有构造或其它特殊地质条件以及压力显现严重时，必须及时调整小煤柱的尺寸到3～5m。支巷回采时必须按由里向外的顺序进行后退回采，回采5个采硐后再对前面4个采硐及相应支巷段进行拉底，拉底后底煤厚度为≤0.5m。拉底后必须用防爆铲车及时清理采硐及支巷浮煤，清理完浮煤以后，不得在采硐内停留或二次进入采硐内回采，严禁任何人进入采空区。 附图3：连采机进刀方式示意图、正规循环截割11m与支护顺序图 附图4：支巷回采示意图 二、工作面
20、正规循环生产能力 巷道掘进时按正常段循环进度11m计算: （1）掘进时，循环进尺为11m，生产班每班完毕2个循环，检修班完毕1个循环，全天完毕5个循环，掘进进尺55m。 （2）按高4m、宽5.4m计算，掘进日产量:55×4×5.4×1.25=1485（t） （3）每月按30天生产时间算，掘进月产量：1485×30=44550（t） （4）支护品架设数量计算方法及规定： 所有支护材料在队内要有基础台帐，规格型号、供货渠道、数量及合格证等要有记录，否则不予使用。 支护品架设数量每掘100m消耗锚杆400套，树脂400支。 回采时: （1）回采时，循环进尺为11m，按高4.5m×
21、宽3.3m计算，每循环可出煤204.19t，每班正常生产时生产班可回采4个循环，出煤816.75t； 每循环产量计算:4.5×3.3×1.25×11≈204.19（t） （2）生产班每班回采4个循环，全日可回采8个循环，可出煤1633.52t。 回采日产量计算:204.19×8=1633.52（t） （3）每月按30天生产时间算，全月回采时可出煤49005.6t。 回采月产量计算：1633.52×30=49005.6（t） 每月的煤量以掘进回采循环比为7：5计算，则每月掘进17.5天，回采12.5天，因而每月产量如下:(1485×17.5+1633.52×12.5)=46406.5
22、t） 每月正常生产率按90%计算，可产煤41765.85t。 第三节 设 备 配 置 本次回采，采用连采机及其配套设备进行回采。选用壹台12CM15-10D型连采机来完毕割煤和装煤工序，选用壹台CMM25-4四臂型锚杆机完毕锚杆的打眼和安装工作，采用循环锚杆支护的掘、支工艺进行施工。选用壹台 PZL460-150型履带式给料破碎机完毕煤的破碎与转载工作。选用 SASC1120型梭车将连采机采出的煤转运至破碎机，破碎机运出的煤通过Dsj-1000胶带输送机运出。选用壹台防爆铲车来完毕材料、设备的运送和搬移以及巷道浮煤的清理等工作。从而形成连采机掘进回采工作面割煤、装煤、运煤、支护、材料
23、设备搬移以及巷道浮煤清理等工序所有机械化作业的施工方法。各设备参数见下表。 表5 12CM15-10D型连采机重要技术特性表 技术特性 重要参数 技术特性 重要参数 外形尺寸 (长×宽×高) 11050×3300×2100mm 输送机宽度 762mm 截割滚筒直径 1120mm 总 功 率 553Kw 截割宽度 3300mm 电 压 1140V 截割头转速 50转/分 采 高 2.675～4.6m 行驶速度 最大0.33m/s 溜子摆动角度 ±45° 工作倾角范围 ±17° 总 重 量 58.3T 采煤能力
24、15～27T / min 生产厂家 美国久益公司 表6 SASC1120型梭车重要技术特性表 技术特性 重要参数 技术特性 重要参数 外形尺寸 (长×宽×高) 8890×3050×1310mm 回转外半径 回转内半径 6294mm 2463mm 额定电压 1140v电源 最大载重 13.6T 输送电机功率 18.9KW 行走电机功率 2×22Kw 卸载时间 28s 总质量 19T 行走速度空、重 8、7.2Km/h 生产厂家 美国久益公司 表7 PZL460-150型履带式转载破碎机重要技术特性表 技术特性 重
25、要参数 技术特性 重要参数 外形尺寸 (长×宽×高) 9144×3632×965mm 泵站电机功 泵站电机电压 75Kw 660V 给料斗容积 6.51m3 破碎电机功率 75 KW 履带行走速度 15.32m/min 破碎电机电压 660V 输送能力 460T/h 重 量 28.08T 刮板速度 0.46m/s 生产厂家 太原煤科院 表8 Dsj-1000型胶带输送机重要技术特性表 技术特性 重要参数 技术特性 重要参数 运送能力 600T/h 运送带规格 1000×8mm 运送距离 1000m 运送带速度
26、 2m/s 主电机型号 JSB-90 液力偶合器 YL-500 主电机电压 660V 传动滚筒直径 630mm 主电机功率 160Kw 传动滚筒个数 2个 主电机转速 1475r/min 整机重量 93.5T 表9 工作面其他电器设备特性表 序号 设 备 名 称 规格型号 台数 功率(KW) 1 局部通风机 FDBY-№6.0/18.5×2 2 2×18.5 2 潜水泵 QBS-15/30 3 4 3 激光指向仪 YHJ-800A 2 4 移动变电站 KBSGZY-1000/6/1.14 1
27、5 移动变电站 KBSGZY-500/6/0.69 1 6 风机专用移变 KBSGZY-315/10/0.69 1 7 真空电磁启动器 QJZ-315/1140（660） 1 8 馈电开关 KBZ-200/1140 1 9 馈电开关 KBZ-400/1140 1 10 风机开关 QBZ-30/660 2 11 照明综保 ZBZ-4.0 2 12 水泵开关 QBZ-30 3 表10 CMM25-4型矿用四臂锚杆钻车重要技术特性表 技术特性 参 数 技术特性 参 数 外形尺
28、寸 6270×3400×5100 电压等级 1140V 总功率 110Kw 底部间隙 0.343 mm 机重 43T 最大爬移坡度 12° 油箱容积 576 L 行走速度 35 m/min 支护高度 2.0～4.887 m 生产厂家 太原煤科院 附图5：连采工作面设备布置示意图 第三章 顶 板 控 制 第一节 支 护 设 计 本工作面选用锚杆支护。由于锚杆支护作用原理及受力状态的复杂性，锚杆支护参数的解析计算多以工程类比法及经验并结合理论计算来拟定锚杆支护参数。这里按悬吊理论计算锚杆参数。 一、锚杆的长度计算： L＝KH+L1+L2 式中
29、L——锚杆长度，m； H——冒落拱高度，m； K——安全系数，一般取K＝2； L1——锚杆锚入稳定岩层的深度，一般可按经验取为0.3m； L2——锚杆在巷道中的外露长度（钢带厚度＋托盘厚度＋螺母厚度＋0.02～0.05），L2取0.07m。 冒落拱高度按下式估算，即 H＝B/2f 式中：B——巷道宽度，取5.4m； f——普氏岩石坚固性系数，查岩石坚固性分级表取f＝4。 H＝B/2f＝5.4/（2×4）＝0.675m L＝KH+L1+L2＝2×0.675＋0.3＋0.07＝1.72m 类比我队在之前施工过程中支护的实际情况，故选择φ16×2100mm一次性紧固锚杆。
30、二、锚杆的间、排距计算： a＝（Q/KHγ）1/2 式中：a----锚杆的间、排距，m； Q----锚杆的设计锚固力，50kN； K----安全系数，取2。 H----冒落拱高度，H取0.675m； γ----被悬吊岩石的重力密度，取γ＝21kN/m3。 a＝（Q/KHγ）1/2＝〔50/（2×0.675×21）〕1/2＝1.33m 根据以往经验，故支巷锚杆间、排距选为1.2m×1.0m。 附图6：支巷支护断面示意图。 第二节 工作面顶板控制 一、正常工作时期顶板支护方式 正常工作时期，支巷顶板采用锚杆支护，采硐与采硐间留设1.3～3.1m的支撑煤柱。 二、特殊支护
31、方式 过地质构造时，采用特殊支护方式，支巷顶板采用锚杆、网片联合支护，每采3条支巷留设15m的隔离煤柱，在工作面运送巷与回风巷各砌筑一道密闭。 三、特殊时期的顶板控制 回采时，采硐间留设3～5ｍ的大煤柱；回采结束后，两组支巷间砌筑防爆密闭。 第三节 矿 压 观 测 一、矿压观测内容 使用312运送巷与312回风的顶板离层仪，定期观测顶板下沉量。 二、矿压观测方法 每掘进两条支巷，在后一条支巷开口处安设一台顶板离层仪，每周观测一次顶板离层仪的数值，如发现异常，天天进行观测一次，达成警戒值时，采用特殊支护。 第四章 生 产 系 统 第一节 运
32、 输 一、运送设备及运送方式 （一）运煤设备及装、转载方式 工作面采用梭车运煤。梭车往返于连续采煤机和给料破碎机之间，将连续采煤机采出的煤运至给料破碎机上，再由破碎机转运至胶带输送机运出。 （二） 辅助运送设备及运送方式 工作面运料，人员上、下班运用防爆车运送。 二、 运煤路线 运煤路线：工作面的煤→312胶带运送巷→三采区集中运送巷→209-2皮带运送巷→盘区胶运巷→主胶运大巷→地面煤仓。 三、辅助运送路线 辅助运送路线：地面→副斜井→盘区辅运→209-1辅运巷→三采区集中运送巷→313运送顺槽→312连采工作面 附图7：运送系统示意图。 第二节 “一通
33、三防”与安全监控 一、 通风系统 （一）通风方式及风机安设位置 连采机工作面支巷掘进采用局部通风机压入式通风，支巷回采时是矿井全负压通风。 本工作面设立两台局部通风机，局部通风机设在312胶带运送巷口，局部通风机安设距掘进巷道入风口不得小于10m，全风压供应该处的风量必须大于局部通风机吸入的风量，避免发生循环风（具体详见通风系统图）。风筒采用直径800mm的柔性胶质风筒，风筒均用8#铁线吊挂在顺槽前进方向顶板靠帮一侧锚杆上，风筒接口严密，逢环必挂，吊挂平直，风筒不得落地。 I、风量计算 1.按瓦斯涌出量计算： Q1=100qk= 100×0.31×2=62m3/min。 式中：
34、Q1—掘进工作面所需要的风量； q—掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，瓦斯为0.31 m3/min; k—瓦斯涌出不均衡通风系数，低瓦斯矿井取2.0。 2.按工作面每班工作最多人数计算： Q3=4n=4×24=96m3/min。 式中：4—每人每分钟需风量，m3/min。 3.巷道掘进时所需风量： Q掘=1.34Q局I=250×2×1.34=670m3/min。 式中：I—掘进工作面局部通风机数量； 4.按风速进行验算： （1）按最低风速计算，工作面的最小风量： Q312回风巷≥15S=15×21.6=324m3/min。 支巷贯通后回采时所需风量
35、为：324m3/min×3=972m3/min （2）按最高风速计算，工作面的最大风量： Q高＜240S=240×21.6=5184m3/min。 5.拟定工作面风量、风速： 根据上述工作面贯通后支巷的风量取最大值为972m3/min，故工作面配风量为972m3/min。 工作面风速计算： V=Q6/60S=972/60×21.6=0.75 m/s 局部通风机选型 经计算，选用两台型号为FBDY№6.0/18.5×2对旋隔爆轴流式局部通风机即可满足支巷掘进时的通风规定,其重要技术参数为： 表11 局部通风机技术参数表 型 号 电动机功率（Kw） 风量(m3/min
36、) 全压（pa） 最高全压效率(%) 噪声dB(A) FBDY№6.0/37 2×18.5 250-500 440-5500 80 ≤95 III、风筒出口与掘进工作面的最大距离 风筒出风口距工作面最大距离一般为巷道断面积开平方的4～5倍，由于本矿井属低瓦斯矿井，加之连采机设有喷雾装置和除尘风机，锚杆机自身有吸尘装置，因此，风筒出风口距工作面的最大距离（不超过第一循环涡流区的范围）按巷道断面积开平方计算: 即：L=5×21.61/2=23.2m；故风筒出风口距支巷掘进头的最大距离拟定为23m。 （二）通风路线 新鲜风流→副井口→辅运大巷→盘区辅运巷→209-1运送巷
37、→三采区集中运送巷→312胶带运送巷（313回风巷）→工作面； 工作面乏风流→312回风巷→三采区集中回风巷→总回风大巷→立风井→地面。 （三）通风设施 本工作面局扇在313运送巷与三采区集中运送巷岔口附近设立局部通风机2台；312胶带运送巷安设风筒60节。 二、瓦斯防治 （一）瓦斯检查（设点、次数） 瓦斯检查点设立在312工作面及其周边巷道（支巷掘进时迎头30—50米范围内），检查每班不少于2次。 （二）瓦斯监测 1、掘进支巷时在支巷口往里15m范围内设立一组甲烷传感器，传感器距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1％，在
38、滞后掘进头5m范围内巷道风筒出风口对面设立一组甲烷传感器和一氧化碳传感器，传感器距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1.5％，复电浓度＜1%。断电范围：工作面及其回风巷内所有非本质安全型电气设备。 2、312回风巷中，甲烷传感器设立在距贯通支巷往外≤10m的位置，距顶板不得大于300mm，距巷道壁不得小于200mm，报警瓦斯浓度≥1％，断电瓦斯浓度≥1.5％，复电浓度＜1%；一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器设立在距风桥10～15m的位置，一氧化碳报警浓度为≥24ppm。 3、连采机和锚杆机上都挂设一台便携式瓦斯检查仪，报警瓦斯浓度≥
39、1％。 4、当瓦斯超限必须按下列规定解决，并向矿调度室及通风科报告。 ①工作面进风流中的瓦斯浓度超过0.5%,回风流中的瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，所有人员必须停止工作，撤出人员，采用措施，进行解决。 ②工作面及其他作业地点风流中，电动机或开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯浓度达成1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行解决。 ③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成2.0%时，附近20m内必须停止工作，撤出人员，采用措施，进行解决。 ④对因瓦斯浓度超过规定而被切断电源的电器设备，必须在瓦斯浓度降至0.5%以下时方可开通电开机
40、 ⑤工作面回风流中二氧化碳浓度达成1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明因素，制定措施，进行解决。 （三）防止瓦斯积聚的措施 1、局部通风机；支巷掘进时禁用扩散通风；临时停工地点，不得停风，否则必须切断电源，设立栅栏、悬挂警示牌，严禁人员入内。停风区内瓦斯达成3％时，不能立即解决，必须在24小时封闭完毕；对不用的盲巷、废巷要及时封闭；井下风机严禁带病运转，不得随意停开，因停电、检修等停止的局扇，启动前，一方面应由瓦检员检查风机开关附近10米范围内的瓦斯，停工区瓦斯符合规定后方可由风机工重新起动局扇；加强风机管理，风筒吊挂平直、风筒断开应及时接好，破口处应及时缝补，井下不能及时缝补的风
41、筒应拿上地面进行修补；工作面风筒口末端距工作面不准超过23m。 2、瓦斯检查做到实时用甲烷检测报警器监控瓦斯含量、井下瓦斯牌板、瓦检员记录本、瓦斯报表“三对口”，杜绝空班漏检和瓦斯超限作业；瓦检员必须持证上岗。 三、综合防尘系统 （一）防尘管路系统 312胶带运送巷安设一趟消尘管路，每隔50m设一组三通阀门。 312回风巷安设一趟消尘管路，每隔100m设一组三通阀门。 313运送巷安设一趟消尘管路，每隔100m设一组三通阀门。 （二）防尘措施 连采机运用截割部的喷雾系统以及吸尘通道进行洒水消尘，规定连采机内喷雾装置的使用水压不得小于3MPa，外喷雾装置的使用水压不得小于1.5M
42、Pa。锚杆机有除尘系统，使用效果良好。在皮带的转载点及皮带巷每隔500m设立一道全断面防尘水幕，每道喷雾设有五个喷嘴，安设在巷道顶部。皮带巷严格执行消尘管理制度，每月对巷道消尘不少于3次。应加强粉尘作业场合员工的个体防护，凡是进入粉尘作业场合的员工都应配备个体防护用品。 312胶带运送巷内破碎机卸料端设立一组全断面喷雾，皮带机头转载点处设立一组全断面喷雾。 312回风巷内安设2组喷雾降尘，其中一组距风桥20m范围内，另一组距支巷与312回风巷贯通处不大于50m的地方。 （三） 隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施 1、工作面各处喷雾及水幕要有效地打开使用，且喷雾效果要良好. 2、在312胶带运送巷
43、312回风巷、313运送巷各设立一组隔爆水袋并且定期检查，隔爆水袋安装质量要符合《煤矿安全规程》。隔爆水袋做到经常清刷和充水，保证水量符合规定。根据巷道断面面积计算需要配备隔爆水袋数量如下： 312、313胶带运送巷：5.2×3.6×200÷40≈93（个）。 312回风巷：4.6×3.4×200÷40≈78（个）。 四、 防治煤层自然发火技术措施 （一）监测系统 充足运用束管监控系统，进行预测预报工作。工作面回风巷采空区预先埋设束管，天天对回采工作面采空区内的气体成分进行一次分析。发现温度上升明显、有芳香碳氢化合物、CO浓度超过0.0024%或增长较快时，要及时组织撤人、进行防灭
44、火解决。 （二）综合防灭火措施 312胶带运送巷安设一趟4寸消防水管，消防水管每隔50m安设一个三通阀门，并接好阀门作为消防降尘使用。312 回风巷安设一趟消防水管，消防水管每隔100m安设一个三通阀门，并接好阀门作为消防降尘使用。 工作面设备、油脂存放点每一地点至少配备有一台8Kg干粉灭火器和装满沙子不小于0.2m3的沙箱。 每个循环完毕必须将巷道内的浮煤清净。 1、氮气防灭火 选择氮气防灭火系统作为2-2煤层连续采煤机工作面的防灭火技术措施之一。采用井下移动式制氮装置防灭火系统。 1）、 氮气防灭火系统重要技术参数 （1）注氮防灭火惰化指标 根据《煤矿安全规程》的有关规
45、定和我国制氮设备能力及其它矿井氮气防灭火的成功经验，本矿井注氮防灭火惰化指标选取为： 注氮防火惰化，即注氮后采空区内氧气浓度不得大于7%； 注氮灭火惰化，即火区内氧气浓度不大于3%； 注氮克制瓦斯爆炸，其采空区氧气浓度指标小于12%； 注入的氮气浓度不小于97%，且气源稳定可靠。 （2）注氮量计算 矿井防灭火注氮量受多种因素制约，重要根据防灭火区的空间大小及自燃限度拟定。按工作面的产量、吨煤注氮量、瓦斯量、氧化带内氧浓度进行计算。 ① 按产量计算防火注氮量 按产量计算的实质就是在单位时间内注氮充满采煤所形成的空间，使氧气浓度降到防火惰化指标以下，可按下面的经验公式计算： Qn
46、[A/(rtη1η2×24)]·(C1/C2－1) 式中：Qn—注氮量，m3/h； A—年产量，取450000t； t—年工作日，取330d； r—煤的容重，1.25t/m3； η1—管路输氮效率，取90%； η2—采空区注氮效率，取70%； C1—空气中的氧浓度，取20.9%；C2—采空区防火惰化指标，取7%。 则Qn=[450000/(1.25×330×0.9×0.70×24)] × (0.209/0.07－1) =143.7 m3/h。 ② 按瓦斯量计算防火注氮量 Qn= 60QcC /（1.0－C） 式中：Qc—工作面通风量，取994
47、m3/min； C—工作面回风流中的瓦斯浓度，取1%。 则Qn=60×994×0.01/（1.0-0.01）=602.42 m3/h。 ③ 按采空区氧化带氧浓度计算防火注氮量 Qn=60Qv(C1-C2)/(Cn+C2-1.0) 式中:Qv—采空区氧化带的漏风量，取12m3/min； C1—采空区氧化带内平均原始氧浓度，取12%； C2—注氮防火惰化指标，取7%； Cn—注入氮气的浓度，取97%。 则Qn=60×12×(0.12-0.07)/(0.97+0.07-1.0)=900 m3/h。 ④. 灭火注氮量计算 扑灭采空区火灾和巷道火灾所需氮气量的多少，重要取决于发火区
48、域的几何形状、空间大小、漏风量、火源范围和燃烧时间的长短等诸多因素。 a. 扑灭巷道火灾 巷道火灾绝大部分是外因火灾，火势发展快，危险性大，易酿成恶性事故，因此必须采用有效措施迅速扑灭。对于巷道火灾，可按巷道空间量及漏风量计算，根据国内经验，扑灭巷道火灾所需氮气量为巷道空间量的1.33～3倍，用氮气灭火抑爆的实际氮气用量为火区封闭空间的3倍。本设计扑灭巷道火灾按巷道空间量的3倍计算注氮量。 b. 扑灭采空区火灾 扑灭采空区火灾在灭火工艺上要比扑灭巷道火灾复杂得多，且所需的氮气量也较大。假如按火区体积的3倍计算注氮量，则在短时间内要向采空区注入大量的氮气，目前普遍采用的方法为:注氮的同时
49、必须加强均压和堵漏，控制火区漏风，并探明火源位置，向火源点范围连续注入一定量的氮气，使氮气长时间流经火源点，导致火源点缺氧而窒息。 对于扑灭采空区火灾，注氮量可按下式进行估算: Qm=Q0C1/C2-Q0 式中：Qm—注氮量，m3； Q0—火区体积，m3； C1—火区原始氧浓度，根据经验取7%； C2—注氮后欲达成的氧气浓度，取3%。 Q0=工作面长度×采高×火区沿煤层的走向长度×回采率 而火区沿煤层走向长度为工作面宽度、次氧化带长度、氧化带长度之和。设计取工作面宽度为7m，次氧化带长度为20m，氧化带长度为70m。 则Q0=200×7.0×97×0.85=115430 m
50、3； Qn=115430×0.07/0.03-83110=153907 m3。 火区惰化时间如取为7d(168h)。 则扑灭采空区火灾所需注氮量Qn=153907/168=916 m3/h。 根据上述①、②、③、④ 对防灭火注氮量的计算结果，按注氮量取最大值的原则，并考虑一定的安全备用系数，拟定本矿井工作面的防灭火注氮量为900m3/h，氮气浓度不小于97%。 2）、注氮工艺系统及设备 连采工作面正常回采期间，防灭火采用拖管间歇注氮方式，根据发火征兆适时注氮。 矿井设计生产能力0.45Mt/a，井下装备一个连续采煤机工作面。工作面需要注氮量900m3/h。 计入输氮管路漏损和海
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