煤矿采煤规程(放顶煤).doc

第一章 矿井概况矿井位于宁阳县堽城镇境内，开采范围由采矿许可证12个拐点坐标连线圈定为界，截至2010年底保有资源储量333.7万吨，可采储量166.8万吨，服务年限9.3年。矿井现采用一对斜井单水平上下山开拓方式，走向长壁后退式采煤法；主斜井提升煤矸和材料及设备，副斜井安装架空乘人装置运送人员，水平大巷采用蓄电池机车运输。矿井按照设计要求现共布置3个掘进工作面、1个回采工作面，即主副下山联络巷、3100采区回风下山、-110m辅助水平水仓、3102采煤工作面。采煤工作面采用炮采工艺，使用悬移支架支护顶板，单体液压支柱配合铰接顶梁进行加固，全部跨落法管理顶板。矿井自2008年11月实施技改，于2010年12月13日由技改矿井变为生产矿井，生产能力由6万吨/年变更为12万吨/年。一、提升系统主斜井安装JTP-1.6型矿用提升绞车一部，电动机功率130KW，采用串车1吨U型矿车，担负矿井煤炭、矸石、材料和设备提升任务。副斜井安装架空乘人装置，担负人员上下井任务；以上两井筒提升各类保护装置齐全，正常使用安全有效，满足矿井安全生产的要求。二、通风系统矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式，主、副斜井进风，立井回风。主要通风机房安装两台4-72-11No16B型离心式通风机，1台工作，1台备用;矿井进风量为1769m3/min，总回风量1788m3/min，负压780Pa，等积孔1.3m。 三、排水系统 -26m水平中央水泵房安设3台200D433排水泵，配用YB315M2-4型160kw防爆电动机，水泵扬程136m，流量288m3/h。敷设排水管219mm无缝钢管2趟，沿主井筒直排地面，水仓容积为1520m3。-26m标高以上的水被开采16.17层煤时使用的总回风巷截住，沿水沟流入-26m水平水仓，涌水量18 m3/h。-26m水平以下的水经采空区底板流入到下部采空区。为抽排16、17煤采空区内的积水，在-55m标高两井筒之间设立了辅助泵房，泵房内安设1台DA1-1507型水泵，配YB315M2型132kw防爆电动机，水泵扬程191m，流量162m3/h，沿副井直排地面；安设2台DA1-1503型水泵配YB250M-2型55kw防爆电动机，扬程81米，敷设两趟排水管159无缝钢管沿暗斜井至-26m水平,水仓容积960m3。-26水平以下的3煤采空区积水利用原葛石矿主井安设DAF-150型水泵两台，现排水水位标高稳定在-125m。四、供电系统矿井双回路供电：电源一回路引自石屯降压站6KV，另一回路来自茅庄降压站6KV。以上两回路分别引入地面变电所6KV两段母线。井下双回路供电，高压直接下井。供电系统中的漏电保护、过流保护、保护接地等齐全灵敏可靠，并根据规程要求进行检修和试验，保证井下供电安全。五、调度通讯系统2002年10月安装2台HJP-80型交换机，装机容量80门，与茅庄电信分局连接，井下安装KTH-111防爆电话24部，实现井下电话网络覆盖。2009年3月安装了KT321-F井下无线通讯系统，设立基站4个，手机21部，覆盖了全矿井，通讯快速可靠，满足矿井安全生产和调度通讯的要求。2010年9月安装KXY-127井下语音广播系统，本系统包括2台主机和6台防爆音箱等，通过该系统实现了“三分钟通知到井下所有人员”的要求，大大提高了矿井应急处置能力。六、防尘系统为做好井下各施工地点的防尘工作，地面设有260m3的和210m3备用静压水池，井筒及主要巷道内敷设直径108mm无缝钢管作为防尘管路，直径57mm防尘管路敷设到各作业地点用于洒水降尘。七、压风系统2008年3月在地面建设压缩空气站，安装一台KG75A/0.8型单螺杆式空气压缩机和2台型号3L-10/8活塞压缩机；额定容积流量为10m3/min，额定工作压力为0.8Mpa。矿井主压风管路敷设1084型无缝钢管，支管敷设573无缝钢管，供风到达采掘工作面，能够满足安全生产的需要。八、安全监测监控系统2005年1月矿井装备一套KJ76N型煤矿安全监测监控系统，安装有两台302B型主机，一台运转、一台热备用。于2008年11月安装了型号为KJF33的矿井瓦斯巡检智能管理系统，目前运行效果良好。监测监控系统已与宁阳县煤炭工业管理局联网，安全监控系统数据能通过网络实时传输到上级主管部门。该系统对甲烷浓度、设备运行状况、风门开停状况、机电硐室温度、水仓水位、风速、局扇运行状况、主扇风速、负压变化等情况实施时时监测监控。第二章 方案设计编制依据一、采区设计说明书及批准时间采区设计说明书名称为3100采区设计说明书，批准时间为2010年2月。二、工作面地质说明书及批准时间工作面地质说明书名称为3102采煤工作面地质说明书，批准时间为2010年5月。三、矿压观测资料断层附近围岩应力集中，巷道压力较大。3102工作面放顶煤开采方案设计编制以3100采区设计、3100采区地质说明书、3102工作面地质说明书为依据，3102工作面放顶煤开采必须保证安全生产，符合煤矿安全规程和煤矿设计规范及煤矿安全技术操作规程的有关规定，最大限度回收煤炭资源，提高煤炭回采率，实现安全高效开采。第三章 概况第一节 工作面位置及井上下关系3102采煤工作面为3100采区首采工作面，位于该采区西南部。3102采煤工作面边界为：西南至矿界，东北至3102采面工作面设计停采线原测量点运21点。可采面积29400m2，基础储量15.5万吨，可采储量14.4万吨。具体位置、周边关系及开采情况如下表一所示。表：工作面位置及井上下关系 水平名称-26m水平采区名称3100采区地面标高（m）+78井下标高（m）0-26地面的相对位置位于井田西南部，地表均为农田，无任何建筑物。回采对地面设施的影响对应地面无任何建筑物，所以无任何影响。井下位置和相邻关系位于井田西南，西部到边界煤柱，以东为3100采区运输下山保护煤柱。走向长度（m）420倾斜宽(m)70面积（m2）29400第二节 煤 层本工作面设计为复采3煤层，通过地质资料及掘进巷道实际揭露情况，如下表所示表： 煤层情况表煤层厚度（m）3.9煤层结构复采煤层倾角（）725开采煤层3煤层煤种气煤稳定程度稳定煤层情况描述3102采煤工作面回采煤层为山西组3层煤位于山西组下部，根据掘进巷道实际揭露3102采煤工作面煤层倾角725，f=1.5。属简单结构厚煤层。煤层走向大致为210230，倾向300320。3层煤属山西组气煤，多为条带状结构的半亮半暗煤型煤。颜色为黑色及褐黑色，光泽暗淡，条痕为褐色，贝壳状及不平整状断口，条带状及线理状结构，薄层状构造。煤质坚硬，性脆，节理不太发育，裂隙内有次生方解石脉充填。其煤质稳定，属中灰/特低硫煤。本采面为我矿复采原葛石矿留下的遗煤，复采时煤质相对降低，剩余煤层赋存稳定，全区可采。第三节 煤层顶底板表： 煤 层 顶 底 板 情 况 表 顶底板名称岩石名称厚 度特 征顶 板中粗砂岩或细砂岩24m左右原葛石矿采动后，3煤层以上的顶板冒落的岩石填充采空区，重新胶结成再生顶板。再生顶板上部为灰色中粗砂岩，中下部为细粉砂岩，岩石松软，破碎、容易冒落。底 板粉细砂岩互层4-19m平均13m左右灰至暗灰色，含根部化石。 附图：工作面煤岩层综合柱状图第四节 地质构造根据3102采面上下顺槽揭露情况，共揭露正断层2条，落差在1.0-2.5m之间，局部煤层波折起伏，产状发生变化，对工作面的回采有一定影响。表： 断层产状及断层控制程度一览表 断层名称走向（）倾向（）倾角（）断层性质落差m对回采的影响F128719775正2.5有F1-127618675正1.0无附图: 工作面运输平巷、回风平巷、采面切眼平面图第五节 水文地质根据开拓揭露，该采煤工作面运输巷和回风巷均已出现淋水点，但运输巷涌水量不大，约为0.6m3/h，回风巷涌水量约为5m3/h，3煤顶板砂岩裂隙水主要通过采动裂隙进入工作面。1、地表水：井田内仅在井田北部有一季节性河流。年降水量平均在710mm，在雨季河流对第四系潜水有补给作用。矿区西部有一引汶干渠，基本常年无水。2、含水层井田内含水地层共有5层：第四系砂层孔隙潜水、山西组三层煤顶板砂岩裂隙弱含水层、第三层石灰岩中等含水层、第十下层石灰岩含水层、奥陶系石灰岩含水层，其中对3100采区有影响的含水层为第四系沙层孔隙潜水、山西组三层煤顶板砂岩裂隙弱含水层。1）、第四系砂层孔隙潜水全区除台里北、八里庙北无砂层分布外，其它地区都有不同厚度的沉积，层次有14层，厚度1.513.0m，其沉积规律由东向西逐渐增厚，层次增多。据民井简易抽水试验资料，单位涌水量1.0611.861l/s.m，矿化度小于0.5g/l,为重碳酸钙钠型水，水位埋深1.05.0m。属含水丰富、补给面广的强含水层。2）、山西组三层煤顶部砂岩裂隙弱含水层山西组3煤层顶板砂岩累计厚度约20m，以灰白色中砂岩为主，其次为灰色细砂岩，3煤层与3下煤层之间则为厚度10m左右的灰白色中砂岩。为砂岩裂隙型承压含水层，单位涌水量为0.0741l/s.m，矿化度为0.79g/l,水质类型HCO3CLSO4-NaCa。该含水层为3煤层开采时的主要直接充水含水层。3煤层分层开采后，顶部砂岩冒落、裂隙发育，采空区充水、含水。目前，我矿利用原葛石矿的主副斜井进行排水，根据抽排水情况分析，3100采区的正常涌水量为40m3/h。3、采空区积水：本矿井从对老空积水进行排放以来，目前已排放到-120m标高以下，本工作面作业水平为-26m水平，经掘进该工作面运输巷和回风巷揭露均未发现采空区低洼地段或老巷内局部积水，但回采时必须加强防治水意识。4、断层水：根据井下实际揭露的两条断层也不倒水，对矿井构不成威胁。5、钻孔水：本井田因是复采区域，原3煤顶板已冒落，钻孔已被破坏，通过揭露和对比原钻孔位置无出水现象。在现阶段开采时，3100采区出水大多表现为3煤顶部出现少量滴水、淋水，对回采该块段煤层影响较小。因此，该工作面水文地质情况较为简单，但在施工过程中仍应坚持“预测预报、有疑必探、先探后掘、先治后采”的探放水十六字方针，发现顶板淋水增大或有其它异常现象，要立即停止施工，撤出所有受水威胁地点的人员，及时报告矿调度室，待采取措施后再施工。第六节 影响回采的其它因素一、影响回采的其它地质情况：表： 影响回采的其它地质情况表 瓦 斯矿井相对涌出量0.93m3t，绝对涌出量0.17m3/min，低瓦斯矿井。二 氧 化 碳矿井相对涌出量1.26m3t，绝对涌出量0.23 m3/min，低二氧化碳矿井。煤 尘具有爆炸危险性，爆炸指数为41.14。 煤的自然倾向性煤层有自然发火倾向。地 温 危 害无冲击地压危害无二、冲击地压和应力集中区:无冲击地压和应力集中区，所以对本工作面的开采没有威胁。第七节 储量及服务年限一、储量基础储量：15.5万吨可采储量：回采率为93%，可采储量为14.4万吨。二、工作面服务年限工作面的服务年限 =可采推进长度/月设计推进长度 =420/(0.8130)=17.5个月第四章 采煤方法第一节 巷道布置一、巷道布置概况：回采工作面采用走向长壁布置，顶板管理采用全部垮落法。采用悬移支架支护顶板。采面设计两条主巷道，一条为回风巷，担负行人、运料、回风等生产任务，一条为运输巷，担负运煤、进风等生产任务。工作面回风巷、运输巷均采用11#矿用工字钢支护，支护规格：上宽2.0m，下宽2.6m，净高2.0m，棚距0.8m。巷道采用梯形断面，净断面积4.6m2。水泥板背顶帮，棚腿间使用撑木固定（水泥板规格：1m0.2m0.05m, 撑木规格：0.77m0.08m0.06m）。三、采煤面切眼3102工作面切眼沿3煤层底板布置，梯形工字钢支护，支护规格：上宽2.0m，下宽2.6m，净高2.0m，断面积4.6m2，棚距1.0m。附图三：工作面位置及巷道布置图第二节 采煤工艺一、采煤方法的选择及工艺1、根据我矿煤层赋存情况、煤层厚度、支护材料及集团公司金阳煤矿开采经验，本工作面采用走向长壁后退式悬移支架放顶煤采煤方法，全部跨落法管理顶板。2、回采工艺其工艺流程为：注液打眼煤壁爆破挂网伸前探梁出煤移输运机移架注液剪网放顶煤补网堵放煤口清理工作面3、回采工艺简述（1）、煤壁爆破后，攉净采面落煤，再移运输机、移架，最后剪老塘网，由上到下出顶煤。（2）、出煤：采用爆破落煤和人工攉煤相结合。（3）、运煤：工作面及顺槽采用SGB38830B型刮板输送机运煤。（4）、移输送机：人工移工作面输送机。（5）、移架：采用分段交错迈步前移支架的方法。（6）、剪网放煤：由上而下多轮、分段、顺序、等量放煤法。4、回采工艺参数及采高的确定（1）、工艺参数a、开采厚度：平均开采厚度3.9m。b、工作面开采厚度2.0m，放顶煤厚度1.9m。c、采放比1：0.95。d、循环放顶步距0.8m，工作面循环进度0.8m。（2）、采高的确定悬移支架要求合理支护高度为2.0m，故采高定为2.0m，放顶煤高度平均1.9m。5、放顶煤方法及要求（1）、放煤口参数放煤口剪成“ ”形，且放煤口最低点不得超过后部输送机溜槽0.5m。放煤口竖边长0.4m，横边长0.3m，间距1.2m。（2）、剪网放顶煤要求a剪网高度禁止超过要求，严禁在支架顶部放顶煤，放煤口位置应在支架后方。b放煤前或移架前，必须把顶煤砸坏的网或因移架被破坏的网，联好补严。c放煤前必须对支柱进行注液。d放煤时每组不得少于2人，一人观察顶板并洒水灭尘，一人剪网放煤。e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。f放煤中，若遇有大块煤堵网时，应用长把工具扒出，并用大锤砸碎。严禁采用爆破的方法处理。g放煤过程若发现支架不稳、顶板来压、喷雾装置失效等情况时，必须立即停止放煤，按规定处理后方可继续放煤。h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。i出现矸石及时联网封口。5、打眼爆破方法：煤层正常时，采用MSZ-1.2矿用煤电钻，湿式打眼，水炮泥封孔爆破，使用矿用二级乳化炸药，毫秒延期电雷管，反向装药，放炮使用FD100D-A矿用隔爆型起爆器。打眼时沿工作面自下而上依次打眼，炮眼布为三排五花眼，采用一次打眼，一次装药，一次爆破的操作程序，一次分段开帮的长度不能超过8m。煤层松软时：为避免放炮对煤层顶板的震动、煤壁的影响和破坏，严防片帮、漏顶现象的发生，工作面采用人工处理（镐刨、扦子捣）和放松动炮相结合的落煤方式采煤。4 、爆破说明书：项目炮眼名称炮 眼 布 置炸 药雷 管封 孔距离m角度（O）间距m进度m炮眼长度m循环个数一次起爆个数种类每眼装药量Kg循环用量kg种类段数循环用量个水炮泥个封孔长度m距顶板距底板炮眼角仰俯角顶眼0.301.770仰5101.00.80.8708煤矿许用乳化炸药0.1510.5毫秒延期电雷管170700.5腰眼1.01.07001.00.80.87080.1510.5270700.5底眼1.70.3070俯 10151.00.80.87080.22515.75370700.5每循环炮眼数(个)210每循环总药量(kg)36.75每循环雷管数（个）210每循环水炮泥数（个）2105、炮眼布置设计、炮眼布置图、炮眼装药结构图2、装药量计算表项 目单位顶眼腰眼底眼合计循环炮眼个数个707070210每 孔 装 药 量克150150225525循 环 用 量公斤10.510.515.7536.75三、工作面正规循环生产能力3102工作面：W=LShrC=700.83.91.3593% =274tW-工作面正规循环生产能力，tL-工作面推进长度，mS-工作面循环进尺，mh-工作面设计采高，mr-煤的容重，t/m3c-回采率，%六、劳动组织和循环作业方式1、作业方式采用“三八”制循环作业方式，班间检修。采用边采边准备的方式，各专业工种必须在安全距离以外进行分段平行作业。2、劳动组织工作面每班有两名带班队长负责组织生产，配有安检员、电机车司机、刮板输送机司机、移架工、电工、打眼工、放炮工等相关工种的操作人员若干名，全工区出勤合计78人。3102工作面人员配备见劳动组织图表工 种一班二班三班合计打眼工3339放炮工1113移架工66618攉煤工88824输送机司机2226泵站司机1113队长2226安检员1113机电维修工1113电机车司机1113合计26262678第二节 主要经济技术指标序号项 目单 位3102工作面1工作面长度m702采 高m23煤层生产能力tm22.164循环进度m0.85循环产量t2746月循环数（循环率）个（）307月进度m248日产量T2749月产量t722010在册人数人9811出勤人数人7812出勤率8013回采工效率t 工3.514坑木定额m3 万t5015液压支柱丢失率016金属顶梁丢失率017铁鞋丢失率018火药定额kg万t243119单位成本元t20煤层牌号气煤21含矸%322灰分%1923落煤装煤机械化程度50主要经济技术指标表 第第三节 设备配置工作面设备配置表序号设 备 名 称型 号数 量1馈电开关BKD9-40022皮带输送机SPJ-65013煤电钻综保Zz8L-2.5-24防爆开关QBZ-8055煤 电 钻MSZ-1.226刮板运输机SGB38830B27瓦斯断电仪T48乳化液箱RX-64019乳化液泵RBW80/202第五章 顶板管理第一节 支护设计一、液压支架支护强度计算1、经验计算支护强度Pt= kghr= 69.82.02.2 =258.72（kNm2）式中：Pt-支护强度k-4-8系数，根据本矿实际条件取6g-9.8h-采高，取2.0r-容重，本矿取2.2 (2)支架工作阻力计算：P= Pt (L1+L2+a)B=258.72(2.46+ 0.8+0.2)1.1=985(KN)式中：: Pt：支架支护顶板所需的支护强度KN/m2 258.72L1:支架长度m 2.46 L2:前伸梁长度m 0.8 a:支架的梁端距m 0.2 B:支架的支护宽度m 1.12、支架选择：根据以上计算结果，选用ZH1800/16/24型悬移支架，其工作阻力为1800KN，大于计算所需工作阻力985KN，能满足采煤工作面顶板支护强度需要。通过以上数据对比，选用ZH1800/16/24型悬移支架，能满足采煤工作面支护强度要求。ZH1200/16/24型支架主要技术参数如下：见附图：工作面支架布置图。名称单位参数备注支架高度m1.6-2.4支架长度m2.46不含前伸梁的长度支架中心距mm1100支柱直径mm100支柱数量根4支柱提缸力KN24移架步距mm800支架工作阻力KN1800支架初撑力KN600泵站压力18 Mpa整架重量kg900包括双体支柱4棵泵站压力Mpa18工作液浓度2-3%前伸梁行程mm800前伸梁数量2工作面条件与支架适应条件对照表 表8-2-2项目工作面条件支架适应条件采高2.0m1.62.4m倾角725035煤厚2.25m1.87m煤硬度1.51-4底板比压38MPa26.5Mpa顶板种类二级二类二、支护材料及支护参数1、支护材料工作面采用ZH18001624 型悬移支架配合DH22/300100S型单体液压支柱支护顶板。工作面上端头采用4对8根长2.4 mDFB型长托梁，下端头采用4对8根长2.8mDFB型长托梁配合单体液压支柱支护顶板，工作面超前支护使用铰接顶梁抬棚支护，单体液压支柱型号为DW22/300100型，铰接顶梁型号为DJB1000300。2、工作面特殊支护本工作面的特殊支护有端头一梁三柱、走向抬棚、倾斜抬棚、单体斜撑柱、贴帮柱。一梁三柱（长托梁）：上下端头使用的一梁三柱随采面的推采方向交错迈步前移，上下端头各支设4对，每对长托梁两根之间间距不大于20cm，对距不大于70 cm，其支柱初撑力不低于12MPa。倾向抬棚：倾向抬棚是为了防止推倒支架所用的特殊支护，在靠近支架后柱10cm沿工作面倾斜方向支设一排，把工作面支架上下全部铰接，倾向抬棚用单体支柱配铰接顶梁，顶梁必须铰接使用，并将铰接顶梁上的销子紧实。煤层倾角较大及俯采时，铰接顶梁支设的支柱两方向（推采及倾斜方向）上都必须有迎山角（6-8迎山1），底板坚硬时，支柱必须刨出3-5cm的柱窝，支柱钻底大于10cm时必须穿鞋，且要迎山有力；支柱初撑力不低于6.5MPa。走向抬棚：走向抬棚是当架距大，金属网下坠严重时在架间支设，顶梁采用型顶梁，顶梁长度一般在3.2米，所用支柱不得少于两棵。支柱初撑力不低于12MPa。单体斜撑柱：当工作面支架与顶板不平行，变形严重或煤层倾角大于15时支设，用于护架，其初撑力不低于6.5MPa。贴帮支柱：当工作面压力增大时，煤壁片帮时支设，以防片帮伤人，其初撑力不低于6.5MPa。3、支护参数架间距1.1m，支护密度为0.8架m2，最大控顶距3.26m，最小控顶距2.46m，放顶步距0.8m。三、乳化液泵站1、泵站选型、数量乳化液压泵选用RBW80/20型两台，其中一台备用，输液管路选用高压管路，耐压40MPa以上。技术参数为：型号RBW80/20公称流量80L/min公称压力20MPa电机功率37kw电机转速1470r/min曲轴转速517r/min。2、泵站设置位置泵站安设在3102采面回风平巷21点车场内，且安设位置顶板完好，不影响通风、运输和行人的安全地点。3、泵站使用规定乳化液配比采用自动配比方式，要保证泵站压力不低于18MPa，乳化液浓度2%-3%，要加强泵站的维修和高压管路的检查，杜绝系统的窜漏液。第六章 生产系统第一节 运输系统一、运输设备及运输方式1、运煤设备及装煤方式运煤设备使用SGB38830B型可弯曲刮板输送机，采用爆破落煤和皮带输送机装煤相结合。2、辅助运输设备及运输方式工作面需用的材料、设备等物资采用1t矿车和材料车、采用电机车，通过运输平巷运进工作面料场。二、运煤路线 3102工作面3102工作面运输平巷-26m水平运输石门井底车场主井地面附图七：工作面生产系统第二节 通防与监控系统一、通风系统该采煤工作面进风由-26m水平运输石门经工作面运输平巷供给。-26m水平通风系统较为简单，为保障3102采煤工作面的供风需要，分别在3100采区副下山联络巷（小绞车）附近、3101备用采面回风巷、3100副下山三贯通、8煤上山、电瓶车车库附近设置了风门，上述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：主副斜井井底车场-26m水平运输石门-26m水平运输巷工作面工作面乏风流：工作面3102采面回风巷-26m水平回风石门矿井总回回风井地面工作面需要风量计算工作面同时工作的最多人数为30人；瓦斯绝对涌出量为0.06m3/min；二氧化碳绝对涌出量为0.08m3/min；采面空气温度为19；采面平均面长为70m；采高平均为2.0m。 （一）风量计算工作面同时工作的最多人数为30人；瓦斯绝对涌出量为0.06m3/min；二氧化碳绝对涌出量为0.08m3/min；采面空气温度为19；采面平均面长为70m；采高平均为2.0m。 （一）风量计算1、按采煤工作面瓦斯、二氧化碳绝对涌出量计算：Q采1=100q瓦采K采通=1000.061.6=9.6（m3/min）Q采1=67qCO2K采通=670.081.6=8.58（m3/min）式中：qCH4采煤工作面瓦斯绝对涌出量； QCO2采煤工作面二氧化碳绝对涌出量；K采通为采煤工作面瓦斯（二氧化碳）涌出不均匀的备用风量系数取1.6。2、按采煤工作面温度计算：Q采1=6070%VS kk=6070%1.05.7221.10.9=238（m3/min）式中：V采煤工作面的风速，按采煤工作面进行风流的温度对应系数，从表3中选取；S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平均值计算，m2;K采煤工作面采高调整系数取1.1。查表采高2.0-2.5m 及放顶煤采面调整系数取1.1；（3102采煤工作面实际采高平均为2.0m，故取1.1）；K采煤工作面面长调整系数；70%有效通风断面系数；60为单位换算产生的系数。 采煤工作面采高调整系数 表1采高（m）2.02.0-2.52.55.0及放顶煤采面系数（K采高）1.01.11.2K采面长采面面长调整系数取1。查表采面面长5080m取0.9。 采煤工作面面长调整系数 表2采煤工作面长度（m）80-150150-200200长度调整系数（K采面长）1.01.01.31.3-1.5 K温采煤工作面温度与对应风速调整系数 表3采煤工作面空气温度（）采煤工作面风速（m/s）配风调整系数（K温）201.01.0020231.01.51.001.1023261.51.81.101.2526281.82.51.251.4028302.53.01.401.60查表采面空气温度为17-20时配风调整系数应1.00-1.10。由于3102采煤工作面实际温度为19，故K温采煤工作面温度与对应风速调整系数取1.0。4、按采煤工作面同时工作的最多人数计算：Q采1=4N采=430=120（m3/min）式中：N采采煤工作面同时工作的最多人数为30人。5、按采煤工作面一次爆破的最多炸药量计算：Q采1=10A采=104.2=42（m3/min）式中：A采采煤工作面一次爆破的最多炸药量为4.2kg。根据相关规定要求，采煤工作面实际需要风量，应按瓦斯绝对涌出量、空气温度、同时工作的最多人数、一次爆破的最多炸药量分别计算，取其中最大值作为采煤工作面配风依据。即Q采1=238m3/min为3102采煤工作面所需风量。6、按风速验算：根据煤矿安全规程允许的最低风速及最高风速进行验算：煤矿安全规程规定，采煤工作面允许最低风速为0.25m/s，即：0.2560=15 m/min；采煤工作面允许最高风速为4m/s，即：460=240 m/min。（Q采1）238（155.72）85.8m3/min（Q采1）238（2405.72）1372.8m3/min式中：15采煤工作面允许最低风速，最低风速为0.25m/s 240采煤工作面允许最高风速，最高风速为4m/s 5.72采煤工作面通风断面。通过计算：85.8m3/min238m3/min1372.8 m3/min。7、3102采煤工作面需要风量确定：Q采需=238m3/min经验算：3102采煤工作面所需风量为238 m3/min，不大于最高和不低于最低所需风量，能够满足3102采煤工作面的所需风量。（二）通风路线3102工作面：地面主副斜井井底车场-26m水平运输石门3102采煤工作面运输巷工作面切眼3102工作面回风平巷-26m水平回风石门总回风巷回风立井地面。附图八:通风系统图二、防治瓦斯本矿属低瓦斯矿井，2010年度矿井相对瓦斯涌出量为0.93m3/t，绝对瓦斯涌出量为0.17m3/min,二氧化碳相对涌出量为1.26 m3/t,绝对涌出量为0.23m3/t。（一）瓦斯检查（设点、次数）1、工作面设瓦斯检查员巡回检查，每隔3-5小时检查一次，每班至少检查两次。2、瓦斯检查点分别设在：工作面、回风隅角高冒处、工作面回风出口以外10m处，取检测结果的最大值记录在手册和牌板上。3、瓦斯检查牌板应设在回风平巷中距工作面煤壁20米范围内，检查结果要及时填写，并及时向有关人员汇报。4、当瓦斯超限时，必须按煤矿安全规程第136、138、139条有关规定处理，并向矿调度室和通防部汇报。5、 “一炮三检”必须由当班瓦检员（安检员）执行；“三人连锁”工作必须由放炮员、班组长瓦检员（安检员）执行。（二）瓦斯监测1、加强对工作面瓦斯的监测，在工作面（距工作面回风巷出口5-10m）及工作面回风巷与采区回风巷风流汇合10-15m处，距顶板30cm处安装安全监测系统的瓦斯传感器，工作面瓦斯报警浓度不得大于0.8%，断电浓度1.5%，复电浓度不大于1%，工作面回风巷与采区回风巷风流汇合10-15m处瓦斯浓度不得大于0.8%，断电浓度1.0%，复电浓度1.0%。断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备，传感器每隔7天调校一次，必要时随时调校。当工作面及其回风巷5-10m处瓦斯浓度大于0.8%，工作面回风巷与采区回风巷风流汇合10-15m处瓦斯浓度达到0.8%时，必须能够自动报警，当瓦斯浓度达到1%时，工作面必须停止用电煤钻打眼；放炮地点附近20米范围内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁放炮。当瓦斯浓度达到1.5%时，必须能自动将工作面及回风流内的全部非本质安全型电气设备断电。工作面此时必须停止工作撤出人员，切断电源，进行处理；电机及其开关附近20米以内风流中瓦斯浓度达到1.5%时，必须停止运转，撤出人员，切断电源，进行处理。通防科负责安全监控系统正常运转维护。瓦斯断电仪、监控系统瓦斯探头，必须每10天对仪器的零点、灵敏度、报警点、断电点进行一次调校，施工单位负责所辖范围内的安全监控系统的使用保护工作。2、便携式甲烷检测报警仪的使用和管理：（1）根据煤矿安全规程第一百四十九条“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、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪”的规定，工作面的爆破工、采煤区队长、班长、流动电钳工下井时，必须携带便携式甲烷检测仪。（2）爆破工在打眼、装药、联线、爆破过程中，必须随身携带便携式甲烷检测报警仪并保持常开状态。（3）流动电钳工在检修电气设备前，必须将随身携带便携式甲烷检测报警仪悬挂在检修电气设备的上方并保持常开状态。（4）瓦斯报警仪一台悬挂在工作面回风隅角，一台用于“一炮三检”。报警仪悬挂位置距离煤壁0.5m，距离顶板0.3m，距离切顶线1m处。如工作面瓦斯浓度超限，应立即停止工作，及时汇报调度室，严格按规定进行处理。（5）工作面所有需要携带便携式甲烷检测报警仪的人员，进入采煤工作面必须按要求携带并正常使用便携式甲烷检测报警仪。否则，按违章作业论处。（6）工作面所使用的便携式甲烷检测报警仪，由通防科负责每间隔7天对便携式甲烷检测报警仪的报警点、灵敏度进行一次标校，保障仪器灵敏可靠。（三）安全监控设备布置情况矿井装备一套经升级改造KJ76N煤矿综合安全监控系统，担负矿井的安全监测、生产监控任务。在3102采面回风巷安装固定式甲烷断电仪（分站）1台，型号KJ76N-F；满足3102采煤工作面安全监控需要。为确保矿井安全生产，工作面的安全监控系统设置、管理应做好以下两个方面的工作。1、甲烷传感器的设置：根据煤矿安全规程第一百六十九条：“低瓦斯矿井的采煤工作面，必须在工作面设置甲烷传感器”的规定和煤矿安全监控系统及检测仪器使用管理规范的有关要求，3102采煤工作面甲烷传感器的安装应符合下列要求：3102采煤工作面的甲烷传感器应不少于四个。四个甲烷传感器分别悬挂在：位于距采煤工作面煤壁小于或等于10m的采面回风风流内的合适位置；位于距采面回风巷10m15m的合适位置；采煤工作面液压泵站处设置一台甲烷传感器；采煤工作面上隅角设一台甲烷传感器。甲烷传感器应垂直悬挂在距顶板不大于300mm，距巷帮不得小于200 mm便于维修且不妨碍正常行人的顶帮完好位置。2、甲烷传感器的管理：工作面、回风口甲烷传感器的报警浓度不得0.8%，回风口断电浓度1.0%，工作面断电浓度1.5%，工作面及回风口复电浓度不大于1%，工作面上隅角甲烷传感器报警浓度0.8，断电浓度1.5%，复电浓度1.5%，断电范围为工作面及其回风巷内的全部非本质安全型电气设备。通防科专职瓦斯检查员负责每班进行一次甲烷传感器比对检查并做好记录；安全监测监控管理人员负责每间隔7天对甲烷传感器的灵敏度、报警点、断电点标校一次，发现问题及时处理。工作面回风风流中的瓦斯浓度大于0.8%时，甲烷传感器必须能够自动报警。工作面必须停止用电煤钻打眼，瓦斯浓度大于1.0%时工作面严禁放炮。工作面回风风流中的瓦斯浓度达到1.5%时，甲烷传感器必须能自动将工作面及回风流内的全部非本质安全型电气设备断电。工作面作业人员此时必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。工作面的非本质安全型的电气设备因瓦斯浓度达到1.5%被固定式甲烷断电仪切断电源时，必须等瓦斯浓度降低到1%以下时，方可人工复电。工作面的作业人员必须确保甲烷传感器完好、使用正常，发现问题及时向调度室和通防科汇报，以便及时得到妥善处理。位于距采煤工作面煤壁小于或等于10m位置的甲烷传感器必须随采煤工作面的推进及时外移，保持合适的间距，防止采煤工作面放炮将甲烷传感器崩坏。3、便携式甲烷检测报警仪的使用和管理同前。三、综合防尘系统（一）防尘供水系统3102工作面防尘用水由地面静压水池经主井供两平巷和工作面用水。 运输平巷供水管路选用2寸水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入顺槽处安装闸门，给防尘水幕和各转载点供水。回风平巷供水管路选用2寸水管，每隔50m设一个三通阀门，在水管进入平巷处安装闸门，给泵站及工作面喷雾头和降尘水幕用。（二）防尘方式1、工作面喷雾、洒水、冲刷煤帮的供水压力不得小于2MPa，供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1.5%或者煤体含水分大于4%。3、在工作面上下平巷距安全出口30m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、液压支架和放顶煤采煤工作面的放煤口，必须安装喷雾装置，降柱、移架或放煤时同步连锁喷雾。8、工作面运输、回风平巷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，运输平巷不少于一道，为常开水幕，水幕距工作面上下出口必须保持在30m范围内，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。9、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。10、工作面必须合理调节控制好工作面及运输、回风平巷内的风速、风量，严禁工作面及两巷风速超限。11、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。（三）隔绝瓦斯煤尘爆炸措施1、工作面运输平巷、回风平巷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、工作面运输平巷、回风平巷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60-200m，小于60米时必须外挪。（2）隔爆水槽排间距为1.2-3.0m，水棚区长度不小于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50-75m,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/m2。（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。四、防治煤层自然发火技术措施（一）具体措施1、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。2、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。3、工作面在正常推采过程中必须提高煤炭回收率，将顶煤放净，移架前将老塘侧的浮煤回收干净。4、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。5、工作面停采前，应对停采线附近的煤柱压注阻燃剂，以防止煤炭自燃。6、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。7、工作面回撤结束后，一周内将采煤工作面的运输、回风平巷进行永久密闭。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0.5m，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。附图九：防尘系统图（二）监测系统对工作面回风隅角和回风流中的气体进行人工检查和气体分析，并充分利用安全监测系统，进行预测预报工作，通过对当班安监员测得的数据及时进行分析，发现温度上升明显，有芳香族碳氢化合物，C0浓度超过0.0024%或增长较快时，要及时组织进行撤人，进行防灭火处理。（三）防灭火要求根据煤矿安全规程和矿井防火规范的相关规定要求，3102采煤工作面的防火工作应切实搞好以下两个方面的工作：1、束管防火系统（1）完善工作面的束管防火系统、确保矿井JSG-8型煤矿自然发火束管监测系统正常运行。（2）工作面的束管探头必须悬挂在采煤工作面的回风隅角，并随采煤工作面的推进及时外移。（3）束管防火系统管理人员要做到每7天对工作面回风隅角的空气成分进行一次全面分析，并及时上报分析结果。发现异常或问题必须及时向总工程师报告。（4）工作面回风隅角发现一氧化碳或其它有害气体涌出异常时，束管防火系统管理人员要做到每天24小时不间断地对工作面回风隅角的空气成分进行全面分析，并及时上报分析结果。（5）工作面及井下所有作业人员要保障本辖区内的矿井束管及其附属设施处于完好状态，如发现束管断开或其它设施异常，必须及时报告调度室和通防部，以便及时得到妥善处理。2、