325工作面放顶煤开采设计方案

1 325 工作面放顶煤开采设计方案 1 方案设计编制依据、原则及要求 制依据 依据煤业有限公司复采二区采区设计说明书和相邻工作面开采技术资料。 制原则及要求 以保证安全生产为前提，符合煤矿安全规程的有关技术管理规定，最大限度回收煤炭资源，实现矿井安全高效开采。 2 方案设计 作面概况 作面位置 、周边 关系 及开采情况 325 工作面位于二采区西北部，面积约 11800采储量 吨。工作面边界：北至采面设计停采线，与皮带机巷留设 20 米保护煤柱，南以层保护煤柱为界，东以隔离煤柱为界与 324 工作面采空区相邻，西邻原 3212 采空区。工作面上部及四周大部为采空区，工作面标高为：155m。 水平名称 采区名称 二采区 地面标高（ m） +下标高（ m） 面的相对位置 南距沙河（季节性河流） 80m，地表无任何建筑物 2 回采对地面设施的影响 目前地表主要为农田，预计本工作面回采对地面影响不大 井下位置和相邻关系 北至采面设计停采线，与采区皮带机巷留设保护煤柱 20 米 ，南以以隔离煤柱为界与 324采空区相邻 325面 走向长度 197m 倾斜宽 (m) 60 面积（ 11800 形地物 此工作面地面标高 +地形平坦，高程差异很小。地表为农田，无任何建筑物。 作面参数、开采技术条件及煤层赋存特征 作面参数 325 工作面平均长度 60m，倾斜长度 197m，煤层平均厚度 采技术条件 1、瓦斯： 2011 年瓦斯等级鉴定结果：绝对瓦斯涌出量为 m3/对瓦斯涌出量为 t，矿井绝对二氧化碳涌出量为 m3/对二氧化碳涌出量为 m3/t。 2、煤尘： 2012 年 6 月 27 日经煤炭科学研究总院沈阳研究院煤尘爆炸性鉴定报告知 ,我矿现开采的 3 煤层具有爆炸性，爆炸指数 3、煤的自燃倾向性：根据自燃倾向性鉴定结果，属于类自燃， 自然发火期范围为 102243 天 。 4、地温：我矿井下平均温度 19 22，属于正常温度。 5、煤与瓦斯突出：矿井开采至今，没发现煤与瓦斯突出现象。 6、 冲击地压 ：根据井下采场和 巷道实际情况无冲击地压，从煤层顶底板岩性和矿井开采深度分析，不存在冲击地压灾害。 层赋存特征 1、产状：走向 W，倾向 E，倾角平均 9。 2、厚度：根据地面钻孔勘探数据资料，该采区煤层实际厚度在 3 间。采区原采面沿 3 上 底板只采过 I 分层，局部采过 层， 3 下煤未开采，现普遍煤厚达到 上。 3、结构：简单结构煤层。 4、煤质：气煤号，中灰特低硫，原煤发热量 5 、煤层顶底板赋存特征： （ 1） 3 上 煤顶板：直接顶为灰色泥质细砂岩， 含带羊齿等植物化石，裂隙发育，易冒落，厚 平均 4 米左右， f=4,老顶为全区稳定发育的灰白色中粗砂岩，巨厚层状，见水易粉化，厚几米至几十米， f=6。 （ 2） 3 上 煤底板：即 3 下 煤顶板，为灰色粘土质粉细砂岩，相变为粘土岩，根据掘进巷道揭露本工作面 3 上 、 3 下 之间夹矸厚度在 间，抗压强度降低，在推采过程中易随顶煤下落。 本工作面为 3 下 煤开采，原上分层已回采，顶板为冒落的 3 上 顶板岩石胶结而成，原分层开采铺设的假顶已被破坏，所以本工作面顶板的特点是岩石易松动、破碎，容易下沉。 （ 3） 3 下 煤均厚约 层倾角在 7 10之间， f=层为气煤，多为条带状的半亮煤、半暗煤及暗淡煤。颜色多为黑色及褐黑色，条痕为褐色，光泽暗淡，断口呈贝壳状及不平整状。条带状及线理状结构，波层状构造。煤质坚硬、性脆，节理较发育，裂隙内有次生方解石脉充填。 （ 4） 3 下 煤底板：一般为粘土质中细粒砂岩，厚 质、钙质胶结，斜层理发育，含植物根部化石， f=6。 煤层顶、底板岩性特征表见表二。 表二 顶底板名称 岩石名称 平均厚度 m 岩性特征 老顶 中粗砂岩 8 灰白色、中粗砂岩，致密坚硬，裂隙发育，易冒落，厚层状，成份以石英为主，长石次之，局部含少量水。 直接顶 细（粉）砂 4 深灰色、灰黑色，泥质胶结，水平层理发育，含带羊 4 岩 齿等植物化石。 伪顶 直接底 中细砂岩 13 灰 土质胶结，致密坚硬，含植物根部化石。 老底 量情况及采煤工作面年生产能力 积计算 因煤层倾角小于 15 ，故以煤层水平投影面积 计算，其计算范围为：西南至 切眼，西北至材料道，东南至溜子道，东北至停采线。 重 根据生产矿井地质报告， 3 下 煤容重 t/ 量 Q=m d s 式中： 万 t) m3 11800计算， Q=吨，工作面回采率按 93%计算，可采储量 吨。 煤工作面年生产能力 0h*r*b*n*N*c（万 t/a） 式中： 万 t/a 60m； 5 d，取 330d； %，一般取 矿井设计规范取 93%。 经计算， t/a），工作面服务年限： a）。 质构造 层情况以及对回采的影响 根据相邻工作面实际揭露和原回采资料分析，工作面南部为落差较大的 照规范要求严禁在断层 保护煤柱内掘进。从上分层回采工作面实际揭露的地质构造分析，预计此工作面地质构造较为简单，对工作面回采影响较小。 断层情况表 断层名称 走向（） 倾向（） 倾角（） 断层性质 断层落差 (m) 对回采的影响 W 0 正 250 小 曲情况以及对回采的影响 本工作面内无褶曲。 他因素对回采的影响（陷落柱、火成岩等） 本矿井田范围内无陷落柱、火成岩 。 文地质 及水害评价 水层 板含水层 3 上 煤顶板砂岩 厚度 灰白色中粒砂岩，有时为细及粗粒砂岩，致密坚硬，裂隙不发育，成分以石英为主，斜长石次之，斜长石多因次生蚀变而高岭石化，构成灰白色。其单位涌水量 q 为 含水层的含水性、富水性极不均匀，补给量少，初见水量大，易于疏干。 6 板含水层 三灰位于太原组上部，厚约 3 4 米，层位稳定，全区发育，致密坚硬。三灰为裂隙承压水，以静储量为主，易于疏干。工作面下距三灰 45 50灰为弱含水层，在本矿东区揭露均无水，无三灰突水危险。 奥陶系石灰岩简称奥灰，其岩 性为褐灰色、灰白色，厚层状，夹有薄层灰绿粘土岩，多见缝合线，裂隙发育，一般被方解石充填，少量未被充填裂隙发育成小溶洞，属溶穴裂隙承压水。工作面下距奥灰约 160m 左右，由于工作面距离奥灰较远，远大于安全隔水层厚度，因而无奥灰突水危险。 表水的补给关系 工作面地表向东南 80m 有沙河通过，该河为季节性河流，只有大气降水对该河流补给，对开采无影响。 空水 本采区为上行开采方式，通过对已推采的 321、 322、 323、 324 工作面资料分析，在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了超前探放水，均未 发现老空积水现象。但为确保推采安全，必须在工作面低洼处设置临时水仓，并配备一台排水泵备用。 水层 隔水层主要是：第三系粘土质砂岩、石盒子组粉砂岩、煤系中砂质泥岩、泥岩等，均能起到隔水作用。 害评价 该工作面水文地质简单， 直接充水水源为顶板砂岩水，易于疏干，与其它含水层无直接补给关系，对回采影响较小。底部含水层对本工作面的回采无影响。预计该工作面正常涌水量为 h，最大涌水量 h，本工作面 在掘进过程中按规定采用钻探方法进行了探放水，未发现老空积水现象，在相邻的 321、 322、 323、 324 工作面的采掘过程中也未 7 发现老空积水现象。但为确保采掘安全， 工作面仍需要配备一台排水泵备用。 水煤（岩）柱的计算与留设 325 回采工作面 3 下 煤底板下距奥灰约 152 米，大于安全隔水层厚度，均为安全开采煤层，无奥灰突水危险。 底板安全隔水层厚度计算： 1、突水系数法 根据公式 P/(式中： 突水系数 P 水压值， M 隔水层厚度， m； 底板破坏深度， m。 根据开采深度，水压最大值为 板破坏深度 要满足突水系数 M P/m） 2、安全隔水厚度法 t 安 =L（ +h t 安 隔水层的安全厚度， m L 工作面最大控顶距， m r 煤层底板岩层容重， t/p 隔水层岩石的抗张强度， t/ 隔水层底板承受的水压， t/m2 h 底板破坏深度 ,m 取： L=r=2.5 t/=400 t/08 t/m2,h=算后得出 t 安 =以，根据安全隔水厚度法和突水系数法计算结果可知，要保证安全 8 开 采，其安全隔水层厚度必须大于 325 工作面 3 下 煤与奥灰间距约为 152m，大于等效隔水层厚度 合安全可采距离要求。 作面 巷道布置 料道、溜子道、切眼、停采线等位置的确定及依据 作面 材料道、溜子道、切眼 材料道根据留设保护大巷煤柱范围确定；溜子道位置根据 25工作面留设区段煤柱确定；切眼位置根据断层保护煤柱范围确定。 采线 为最大限度地回收煤炭资源，减少煤炭资源损失，同时又要留足护巷煤柱，减少巷道维修， 按照建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程的相应条款的规定要求，参考以往工作面停采线位置，确定留设 20m 煤柱作为工作面停采位置。 附图 一 ： 325 采煤 工作面巷道布置图 道断面形状、几何参数及支护形式 材料道、溜子道均 采用 11#矿用工字钢支护，材料规格： ， 护规格：上宽 宽 高 许误差 巷道采用梯形断面， 荒断面积 断面积 用 塑料网铺顶，塑料网规格 扣相连 ， 20 公 分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。 切眼 采用 11#矿用工字钢支护，材料规格： ， ；支护规格：上宽 宽 高 许误差 距 道 亦 采用梯形断面， 荒断面积 断面积 用 塑料网铺顶，塑料网规格 扣相连， 20 公 分系一死扣，网铺平拉紧，杜绝网兜，板梁、木楔腰邦背顶，顶五帮三。 煤方法及工作面装备 9 煤方法、生产工艺等内容 1、采煤方法 工作面采用 走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，悬移支架配合单体液压支柱与背铺塑料网 支护顶板。落煤方式为 钻眼爆破落煤，人工 攉 煤，可弯曲刮板输送机 接力 运煤 。 2、采煤工艺过程 打眼 清理工作面 移溜子 放炮 联网探梁 攉煤 移架剪网放顶煤补网 清理工作面。 工作面平均煤厚 高 顶煤 放比 1:作面 最大控顶距 小控顶距 顶步距 3、采煤工艺 悬移支架 炮采放顶煤。 4、落煤方式及要求 本工作面采用走向长壁后退式采煤方 法，落煤方式为放炮落煤。采用风煤钻 打眼，木炮棍装药，黄泥、水炮泥封孔， 矿用电容式发爆器引爆，使用二级煤矿许用乳化炸药，煤矿许用瞬发电雷管进行正向装药爆破落煤。（打眼时沿工作面自下而上依次打眼，炮眼布置均为五花眼，眼距 眼、腰眼、底眼的深度分别为 用一次打眼，分次装药，分次爆破的操作程序，串联自下而上依次爆破，不准欲留隔离炮，一次分段开帮的长度不能超过 5m，放炮间隔距离不少于 5m。 采煤工作面放炮母线必须使用专用小电缆，放炮拉 线长度 不小于 50m，其距离从 最 近 的炮眼算起。 开帮高度为 顶煤高度 放比 1： 环步距 移支架支护顶板，顶网以上的顶煤靠顶板压力和支架撑力破碎下落剪网放出。放顶煤采用连剪连放顺序折 10 返补放方式，采用倒 T型剪网口形式，长 400 400网口距底板 300采用爆破与人工装煤相结合，工作面运煤采用 刮板输送机，溜子道采用 刮板输送机及 皮带运输机联合运输。 作面设备总体配套 1、液压支架的主要技术特征 支架选用： 5/27 型悬移支架 支架长度： 2260撑高度： 撑宽度： 630架步距 :800撑力： 作阻力： 1200撑强度： 600KN/板比压： 、端头支护主要技术特征 矿用 11#花边型钢，长度 4 对 8 根 铰接顶梁型号 ，一梁一柱 单体支柱型号 00。 3、液压支架支护强度验算 （ 1）经验计算支护强度 据公式： 式中： h - 采高 2.0 m； 11 r - 顶板岩石容重 2.5 t/ （ 2）参考同煤层矿压观测资料 最大平均支护强度 = 209（ kN/ （ 3）选择工作面支护强度 kN/209（ kN/,因此工作面支护强度应大于 kN/ （ 4）支护设备选择 工作面选用 5/27 型悬移支架，共 50 70 架，上下两端头采用单体支柱配铰接顶梁及矿用 11#花边型钢及端头悬移支架进行支护。 根 据 工 作 面 条 件 与 支 架 适 应 条 件 对 照 表 可 以 看 出 ， 选 用5/27型悬移支架，在满足顶板管理支护强度需要的同时，也能满足底板比压值要求。 通过对比、验算，证明选用 5/27型悬移支架能满足要求。 工作面条件与支架适应对照表 项目 工作面条件 支架适应条件 采高 角 3 不大于 35 煤厚 5m 硬度 大 板比压 于 护强度 kN/ 600（ kN/ 顶板种类 二级二类 4、运输设备 刮板运输机 5部 ：型号 机功率： 152 五部 12 运输能力： 70t/h 刮板链速 /秒 溜槽尺寸：宽 400度 1200高度 1802)其它辅助运输设备 选用： 型号： 拉力： 径： 绳速： s 绳容量： 400m 滚筒直径： 550型尺寸： 1100 765 730、气动钻机： 材料道和溜子道各配一台 风煤钻，用于打眼爆 破落煤。 风煤钻机技术参数： 额定压力 额定转矩 30定转速 800r/孔直径 35气管直径 量 10、乳化液泵站 泵站及管路选型、数量 13 乳化泵选用 0两台。 主要技术参数如下 : 型号 : 0 公称流量 :80L/ 公称压力 :20 电动机型号 :率 :37机转速 1470r/ 轴 转速 517r/液管 路选用直径 10压胶管和直径 25无缝钢管，耐压45 泵站设置位置 泵站安设在 道巷内，距离采面 300m。 泵站使用规定 要保证泵站压力大于 化液浓度 2%要加强高压管路与泵站的维修 ,杜绝系统的漏液。 它工作面设备总体配套 胶带输送机： 1 部，选用 D）型带式输送机综合保护装置。 单体液压支柱： 00 型单体液压支柱（工作阻力 2500480棵， 50 棵备用。 铰接顶梁 ：选用 铰接顶梁 140 棵， 20 棵备用。 辅助设备：选用 U 型矿车和材料车运送材料、设备。 通讯：在工作面材料道安装防爆电话一部，型号 班队长 14 配有 移动电话一部，保证井上下通讯。 产系统 炭运输系统 工作面人工攉煤配合 子道使用 煤通过 带运输机运至 仓，通过暗斜井绞车配合一吨矿车运至 场，再通过 50型架线电机车配合一吨矿车到延伸底车场提升上井。 运输系统路线： 325 工作 面 325 工作 面 溜子道 皮带上山 带机巷 斗 主下山 巷 延伸 地面。 助运输系统 辅助运输系统 :地面 延伸 巷 主下山 风巷 道巷 325 工作 面 材料道 工作面料场 附图二： 325 采煤工作面运输系统图 尘供水系统 矿井在地面建永久性的静压水池，水池容积为 220尘管路由 4 寸管路自地面供至 平，经 巷、 副下山至 平，然后由两路 2寸防尘管路经 100皮带机巷供往 325采煤工作面材料道、溜子道和工作面。 工作面运输、溜子道 供水管路 直径不得小于 2 寸， 每隔 50m 设一个三通阀门 ，并分别安装水质过滤器。 井下所有运煤转载点必须安装完善的喷雾装置，采煤工作面进回风巷、主要进风大巷及进风斜井必须安装自动净化风流水幕，距上下出口不超过30m, 采煤工作面回风巷至少安设两道，进风巷安设一道，水幕应封闭全断面，自动开停、灵活可靠，雾化好，使用正常。 15 附图三： 325 采煤工作面防尘系统图 风系统 1、压风 自救装置应符合矿井压风自救装置技术条件（ 要求，采用的设备和材料，应取得产品合格证；相关入井设备取得矿用产品安全标志，电器设备必须符合防爆要求。 2、压风自救系统主要组成：空气压缩机、送气管路、阀门、汽水分离器、压风自救装置（包括减压、节流、消噪声、过滤、开关等部件及防护袋或面罩）。 3、空气压缩机设置在地面井口房附近。 机内房安装两台 定风量为 10m3/定风压为 动机额定功率为 55 4、压风自救系统的主管路不小于 100掘工作面不小于 50 5、压风自救系统零、部件的连接应牢固、可靠，不得存在无风、漏风或自救袋破损长度超过 5 6、井下压风管路要采取保护措施，防止灾变破坏。 7、加强压风自救系统的维护和管理，定期检查系统运行状况，发现问题及时处理，确保系统运行可靠、安全稳定。 8、加强现场安全管理监察，重点监察地面压风泵站、系统功能运行情况，以及井下管路、阀门安装地点、数量、运行情况等。 9、矿井压风自救系统，设备有产品合格证，有系统保护断油、断水、超温等保护装置，安全阀、压力调节器安全可靠，定期检 验机油标号闪点不低于 215 。 10、 325工作面 压风管路的末端距工作面不得大于 30米，并设置供气阀门，间隔不大于 200 米。 16 11、 主送气管路应装集水放水器。在供气管路与自救装置连接处，要加装开关和气水分离器。压风自救系统阀门应安装齐全，阀门扳手要在同一方向，以保证系统正常使用。 12、 压风自救装置的操作应简单、快捷、可靠。避灾人员在使用压风自救装置时，应感到舒适、无刺痛和压迫感。压风自救系统适用的压风管道供气压力为 帕；在 帕压力时，压风自救装置的供气量应在 100 150 升 分钟范围内。压风自救装置工作时的噪声应小于 85 分贝。 13、 压风自救装置安装在采掘工作面巷道内的压缩空气管道上，设置在宽敞、支护良好、没有杂物堆的人行道侧，人行道宽度应保持在 以上，管路敷设高度应便于现场人员自救应用。 附图四： 325 采煤工作面压风系统图 水系统 1、设备选型 该工作面水文地质较简单，预计该工作面正常涌水量为 h，最大涌水量为 h。 工作面须配备一台排水泵，型号 量 50m3/h，扬程 50m，满足排水需求。 2、 排水系统路线 工作面积水经二采区泄水巷，排至 仓，再经二级排水，即依次经过 仓、 仓，最后排至地面。 附图五： 325 采煤工作面排水系统图 风系统、风量计算 1、通风系统 该采煤工作面进风由二采区皮带机巷经 325 溜子道供给，通风系统较为简单。为保障 325 采煤工作面的供风需要，在二采区联络巷安设了两道 17 能够闭锁的调节风门。 上述风门、调节风窗等通风设施均设有专人管理，定期检查、维修，确保完好和正常使用。 工作面新鲜风流：地面 主斜井 巷 主下山 二采区皮带上山 325溜子道 工作面 工作面乏风流：工作面 325 材料道 道巷 副下山总回风巷 风井 地面 2、工作面需要风量计算 每个采煤工作面的实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员和爆破后的有害气体产生量等规定分别计算，然后取其中的最大值。 工作面同时工作的最多人数为 33 人；瓦斯绝对涌出量为 氧化碳绝对涌出量为 面空气温度为 19 ；采面平均面长为 60m；采高平均为 均控顶距为 按采煤工作面气象条件进行计算： 60 70% m/ 采煤工作面的风速，采煤工作面进风流的温度与对应风速调整系数取值（见附表 1）；温度 19，采煤工作面风速取 m/s）； 采煤工作面的有效断面积，按最大和最小控顶有效断面的平均值计算，取 2 ； 采煤工作面采高调整系数，查表采高 放顶煤 调整系数取 325 采 煤工作面实际采高平均为 （见附表 2）； 采煤工作面面长调整系数， 325 采煤工作面面长 60m，调整系数取 附表 3）； 18 0 70% . 66 21. 2 41 m/表 1： 采煤工作面进风流温度与对应风速调整系数 采煤工作面进风流气温（ ） 采煤工作面风速（ m/s） 1584(A) 故 325 溜子道主干选此电缆符合要求。 3、 325 材料道 供电线路两相最小短路电流（第一部小绞车电源处）： 5 子道第五部溜子两相短路电流： 06)26602 2222)2( 灵敏度校验： 8(m i n A 用最小短路电流校验，灵敏度满足要求。 电缆热稳定性校验： 0(1 38 325 溜子道供电线路三相最大短路电流（ 325 溜子道入口总开关电源处）： . 1 400 0 5 325 溜 子 道 入 口 总 开 关 电 源 处 三 相 短 路 电 流 ：501)6603 2222)3(1 此电缆 20时每厘米电阻为： 此电缆允许短路电流由 CC t+ ( 1+ ( 公式求得： 10+501+5 =103(A) 2501(A) 故 325 材料道主干选此电缆符合要求。 综上所述， 325工作面供电设计满足要求。 附图九： 325采煤工作面供电系统图 灾路线 1、火灾、 有害气体、 瓦斯 及 煤尘爆炸避灾线路 工作面 工作面溜子道 二采区皮带上山 带机巷 主下山 平 大巷 斜井 地面 0(1 39 2、水灾避灾路线 工作面 325工作 面 材料道 325工作面溜子道 道巷 副下山 平 大巷 斜井 地面 附图 十 ： 325采煤工作面 避灾路线图 3 安全技术措施 风、综合防尘、防治瓦斯措施 风措施 1、每班交接班时，由当班队长负责全面检查与工作面相关联的通风设施是否正常，如发现通风设施异常，应及时汇报调度室和通防部以便得到及时处理。 2、当班队长接班后应及时全面检查工作面运输、溜子道的有效通风断面是否正常，如发现浮煤淤积影响正常通风时，必须及时采取扩大巷道断面的措施进行处理。 3、工作面在正常推采过程中，必须保障上下安全出口超前支护区段内的有效通风 断面满足通风的要求。 4、工作面在正常放炮开帮时，应及时清除采煤上下端头安全出口处的落煤以保障采煤工作面正常通风的需要。 5、通防部通风管理人员应及时检查维修工作面相邻的通风设施，保障风流稳定、设施可靠。 6、通防部通风管理人员应及时测定工作面的风量，合理控制采煤工作面及进、回风巷道内的风速，保障风速符合煤矿安全规程的相关要求。 7、工作面在收尾撤面时，首先在支架间套木棚，支架每撤除 5 40 在老空侧打一木垛，并禁止人员穿行，以保持工作面全风压通风。 合防尘措施 1、工作面喷雾、洒水、冲 刷煤帮的供水压力不得小于 2水量必须满足防尘需要。 2、 工作面做到 “ 逢采必注，不注不采 ”的煤层注水原则 。 单孔注水量应使该钻孔预湿煤体的平均水分含量增加大于或等于 者煤体含水分大于 4%。具体 煤层注水措施为： （ 1）工作面推采前，利用钻机或岩石电钻自运输、溜子道沿切眼平行方向向工作面内施工注水孔。 （ 2）超前动压长壁注水孔的角度与煤层倾角一致，其深度一般情况下不得小于工作面切眼长度的 1/2。 （ 3）超前动压长壁注水孔的间距一般情况下不得大于 10M，如遇断层或特殊情况经总工程师、生产矿长批准可适当 调整注水孔间距。 （ 4）工作面短壁注水孔的深度不得小于 1M,间排距不得大于 5M。 （ 5）工作面短壁注水压力应不小于 2壁注水压力应不小于20 （ 6）工作面必须认真填写煤层注水记录表，将注水孔的数量、深度、注水压力、注水量等逐一填写清楚，形成一套完整的煤层注水资料每月月底前交公司通防部存档。 3、 在 工作面 上下平巷距安全出口 50m 范围内健全净化水幕，确保喷雾效果良好。 4、 工作面必须采用湿式打眼，水封爆破，放炮前后放炮地点 30m 范 41 围内必须洒水降尘，出煤时必须洒水。 5、工作面各转载点都必须敷设防 尘供水管路，并安设阀门和喷雾 设施，做到运洒并行。 6、工作面放炮时，必须安装有能够喷射到放炮地点的高压喷雾装置。喷雾装置的雾化效果应保证良好，放炮时必须及时开启高压喷雾装置。 7、 工作面运输、溜子道内应设专人定期清除电缆、水管、设备表面上的煤尘，防止煤尘积聚。 8、 采面支架间距 15m 设一处移动喷头 ,移架、降柱时 ,必须用移动喷头降尘。要求喷雾嘴完好不堵塞 ,无水或喷雾装置损坏时，必须停止作业。 9、 工作面运输、溜子道中应安设净化风流的水幕，其中回风风流中不少于两道，在工作面放炮时必须开启，进风巷不少于一道，为常 开水幕，水幕距工作面上下出口必须保持在 30围内，每道水幕喷雾喷头不少于 4 个，且雾化良好覆盖全断面，两巷水幕均随工作面的推进而向外移动。 10、 工作面放炮地点 30 米范围每次放炮前必须冲刷一次煤帮、顶底板及老塘，其他巷道每旬必须冲刷一次。每次冲刷煤帮或巷道都必须及时填写巷道煤尘冲刷记录备查。 11、 工作面必须合理调节控制好工作面及运输、溜子道内的风速、风量，严禁工作面及两巷风速超限。 12、加强宣传和教育制度，提高职工的个体防护意识，教育和监督接尘人员配带好防尘口罩等个人防护用品。完善劳动保护用品的发 放和管理制度，加强职工个人防护。 绝瓦斯煤尘爆炸措施 42 1、工作面材料道、溜子道必须按煤矿安全规程和 防尘规范要求安装隔爆水槽，安装质量必须符合煤矿安全规程和防尘规范要求。 2、工作面材料道、溜子道隔爆水槽的安装应符合下列 要求： （ 1） 首列隔爆水槽排距工作面距离必须保持 60于 60 米时必须 外 挪。 （ 2） 隔爆水槽排间距为 棚区长度不小于 20m。 （ 3） 隔爆水槽应安装在巷道的直线部分，与巷道交叉口，拐弯处的距离应保持 50特殊情况例外。 （ 4） 隔爆 水槽的容 水 量根据巷道断面计算不得少于 200L/ （ 5）隔 爆水槽内不得存有煤块、矸石等杂物，水量应充足，吊挂应平整，挂钩方向应正确。 （ 6） 隔爆水槽应设专人管理，及时补足隔爆水槽内的水量。 治瓦斯措施 1、工作面材料道、溜子道风流中出现瓦斯浓度超过 二氧化碳浓度超过 ，瓦斯检查员必须按煤矿安全规程第 136 规定，及时通知采煤工作面作业人员停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。并及时向矿调度室和通防部汇报。 2、工作面风流中瓦斯浓度达到 ，必须停止打眼；爆破地点附近 20m 以内风流中的瓦斯浓度达到 ，严禁爆破。 3、工作面风流中及材料道、溜子道内的电动机或其开关安设地点 20，瓦斯检查员必须按煤矿安全规程第 43 138 规定，及时通知采煤工作面作业人员停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 4、工作面风流中及材料道、溜子道内体积大于 空间内积聚的瓦斯浓度达到 ，附近 20m 内必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 5、工作面风流中的二氧化碳浓度达到 ，瓦斯检查员必须按煤矿安全规程第 139 规定，及时 通知工作面作业人员停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。 6、为防止巡回检查的瓦斯检查人员空班和漏检，通防部应充分发挥矿井瓦斯巡检智能管理系统的功能，加强对瓦斯检查人员的管理。 治煤层自燃发火措施 1、生产技术部应优化开拓布局，近距离煤层或厚煤层分层开采的下分层采煤工作面的进回风巷、切眼、停采线不得外错布置。 2、工作面在正常推采期间，应根据煤层自燃发火期和煤层“三带”宽度严格按设计的推进速度进行推采，保证工作面月进度不小于 20m。 5、工作面在正常推采过程中应加强工作面及两巷浮煤的清理，及时将进回风巷和采煤工作面维护顶板使用的木料回收干净。 6、工作面在正常推采过程中必须提高煤炭回收率，移架前将浮煤回收干净。在下隅角设挡风帘，减少向采空区漏风。 7、工作面在正常推采期间，应保障消防管路及闸阀完好，确保采煤工作面一旦发生火灾事故时灭火用水。 8、工作面停采前，应对停采线附近的煤柱压注阻燃剂（如氯化镁）， 44 以防止煤炭自燃。 9、 工作面在回撤期间，应首先将采煤工作面上的浮煤、易燃物彻底清除干净。 10、 工作面 回撤结束后，一周内将采煤工作面的进回风巷进行永久密闭。 密闭施工时应掏槽至硬底，硬帮用不燃 性材 料砌 筑。防火密闭墙应在同一地点间隔 1m 左右 砌筑 两道， 每道墙体厚度不得小于 中间用黄土充填，防火密闭墙应 预 留注浆孔，位于回风侧的防火密闭墙还应留有观察孔 。 防火密闭墙所在巷道底板有积水或可能出现积水时，砌筑密闭墙时必须设有反水槽或反水管，无水流流出时应保证反水槽或反水管不漏风。 11、通防部通风管理人员每旬对各采空区的永久密闭进行一次全面检查，并认真填写检查记录。检查内容应包括密闭外的巷道支护状况，密闭墙内外的温度、瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等。 12、通防部应根据井下各采空区密闭的检查情况，会同调度室、生产技术部及时编制维修计划，以便及时对失修的密闭或巷道及时进行维修。 治水措施 矿井认真贯彻执行“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的防治水原则，采取“探、放、堵、截、排”等综合治理措施， 1、坚持防治水隐患排查治理制度，做好采掘工作面水文地质预测预报，定期进行水害分析。 2、采掘工作面或其他地点发现有煤层变湿、挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、 水叫、顶板来压、片帮、淋水加大、底板鼓起或产生裂隙出现渗水、钻孔喷水、底板涌水、煤壁溃水、水色发浑、有臭味等透水预兆时， 45 应当立即停止作业，报告矿调度室，并 发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。在原因未查清、隐患未排除之前，不得进行任何采掘活动。 3、发生突水事故后，现场人员除向调度室汇报外，并在班组长和老工人的指挥下，根据水压、水量的大小，应及时加固工作地点的支护，要迅速抢救，就地解决，堵住出水点，以免事故扩大，如果情况危急，水势很猛，无法抢救，则应有组织地避开水头压力，迅速撤到事故区域上水平或地面，切勿进入透水水平以下的独头巷道。 4、调度室接到突水报告后，应立即启动矿井重大灾害应急救援预案，立即向总工、公司领导、局领导汇报，并通知救护队及有关单位进行 抢救，同时根据出事地点和可能波及的区域，通知有关单位撤离出危险区域。 5、机运工区应定期检修各级水泵，使之完好。突水后，启动全部排水设备，尽可能将水引入水仓，全力以赴排水。 6、突水事故发生后，应首先检查井下人员，如发现井下人员被堵，必须采取一切有效措施进行抢救，同时查清水源，组织力量和排水设备进行排水。如水源补给量大，经强有力的排水，不能将水排净时，则应先堵住涌水通道，截住补给水源，然后排水，并制定出排水安全措施。 7、采区水仓定期清挖，排水设备及排水管路保持完好，并且达到煤矿安全规程规定。 顶 煤和防止煤壁片帮措施 顶煤措施 1、顶网以上的顶煤靠顶板压力和支架撑力破碎下落剪网放出，放顶煤采用连剪连放顺序折返补放方式。 2、放煤口必须由队长、安检员、验收员三人指定，绝对禁止随便放 46 煤现象。 3、放煤前必须对支柱进行注液，使支柱达到初撑力。 4、放煤时每组不得少于两人，一人观察顶板并洒水降尘。一人剪网放煤，放煤时严禁卸柱、提柱。 5、当顶板破碎或面前切顶严重时，应控制老塘放煤量，保证老塘内冒落煤矸高度不低于支架的高度，必要时停放老塘煤，严禁将支架放空。 6、采用“丄”字形放煤口，网口距溜槽 上方不超过 30口规格为 4040达到将煤出净的目的，每个放煤口可分两次放煤，待煤出净后，及时将网补好。 7、放煤人员必须站在放煤口斜上方支架完整、牢固处，必须保持退路畅通，一旦出现危险，可迅速撤离至安全地点。 8、禁止在架上方开口放煤，因放煤而造成的支架变形、腿子出窝支柱达不到初撑力等现象及时整改。 9、放煤中，若遇有大块煤堵网时，应用长柄工具扒出，并用大锤砸碎，严禁采用爆破的方法处理。 10、放煤过程中若发现支架不稳、顶板来压、喷雾装置失效等情况 时，必须立即停止放煤，处理后方可继续放煤。 11、煤层倾角较大时，必须按自上而下的顺序放煤，严禁采用自下 而上的顺序放煤。 12、老塘煤应尽可能地放净，但必须在保证煤质的前提下进行。 13、放顶煤与移架的距离不得小于 5 米。 止煤壁片帮措施 47 1、打眼及放炮人员应严格根据煤壁的具体情况，控制打眼的深度和装药量，严禁超宽开采，当工作面煤变薄或出现断层褶曲时，应采取打稠眼、少装药，减少一次开帮长度来控制顶板。加强两端头三角区的维护和支护工作。 2、当面前出现片帮、滑茬、顶板破碎或面前紧贴塑料网时，放炮前必须对面前进行维护，必要时用半圆料在面前下 托棚，并保证一梁二柱。 3、提高联网质量、联网时，网应拉紧，扣扣相连 30一死扣，搭茬合理，防止出现烂网和网兜，出现烂网应及时补好。 4、移架过程中，如发现面前顶板破碎或出现切顶时，必须先维护后移架。 5、加强材料道、溜子道的维修工作，发现断梁、断腿应及时更换或套棚，并将顶、帮腰好。 作面初采和收尾措施 采措施 初采时顶板较完整，顶板下沉量和支柱承载能力小，支架稳定性差，初采时主要是防倒架，为此应加强支架间的横向联系或支设斜支柱，保证支柱达到初撑力。 1、有带班区队长现场指挥，安 排有经验的职工操作。 2、工作面严格沿底板推采，支架严禁抬头，面前开帮时，采用放小炮，用镐刨的方式控制顶板，保证支架抵住实帮，面前空顶超过 30 公分时必须用单体配半圆料有效控制顶板。采面支柱的支护高度控制在 之间，严禁超高现象发生。 48 3、加强支架间的横向联系，下牢连锁托棚，保证支架初撑力符合作业规程的要求，支柱支设角度合适，顶板不平整时，支架上方必须用坑木接实。 4、移溜子前，放炮前，放炮后坚持对支柱进行二次注液，确保支柱达到初撑力，放炮后打变形的支柱及时整改，否则严禁放炮。加强面前联网或老塘联 网补网，防止面前漏矸或老塘矸石滚入工作面。 5、提高工作面端头、上下出口及正巷的支护质量，排形长梁与顶梁有效接触并保证一梁三柱，关门支柱应打正打牢。 6、遇煤壁片帮严重时，及时支设走向抬棚和贴帮支柱、联网探梁进行维护。每班验收员不少于两次对支柱进行量压，将测压结果汇报工区，并记录台帐 ,以便及时掌握压力变化情况，采取措施。 7、加强泵站及液压管路维护，保证泵站压力不低于 尾措施 工作面在临近收尾阶段，出现应力集中，材料道、溜子道和工作面煤壁破坏严重，为保证正常回采，为撤面创造条件 ，特制定如下措施： 1、加强顶板管理，严格执行敲帮问顶制度，当面前顶板出现切顶、片帮或顶板破碎时，应及时对顶板进行维护和支护。 2、坚持正规循环，保证工作面正常推进速度，尽量减少顶板对支架的压力，并由当班质量验收员进行不少于两次的测压，及时掌握压力情况，发现隐患及时处理。 3、打眼人员应根据顶帮的具体情况进行打眼、装药，严禁超宽开采，采高严格控制在 之间，超高部分用木料接实。 49 4、提高工作面支架的支护质量，采面出现的坏支柱、坏抗棚应及时更换，支架的液压配件及支柱钢丝绳应保持完整，并用好防倒绳。 5、加强面前联网和老塘补网工作，严禁出现烂网和网兜，工作面与正巷连网应搭茬紧密，联好防止喷矸。 6、加强支架间的横向联系，用好联锁托棚，支柱角度应适中，达到初撑力。 7、加强工作面浮煤清理，老塘煤必须放净（撤面前两个循环停放老塘煤），并加强老塘