采区回采规程文字部分

1、保存单位： 编 号： 辽源矿业（集团）有限责任公司梅河煤矿四井采 煤 作 业 规 程工 作 面 名 称 ：10103-2区施 工 单 位 ：采煤段 编 制 人 ：采 煤 段 长 ：生产井长技术主管安全井长机电井长监察站长机电段长通风段长编制日期：呈报日期：批准日期： 执行日期： 1. 地质说明书1.1.工作面位置、范围、面积以及与四邻和地表的关系表： 采区名称10103-2区水平名称-300水平地面标高+335.5m+346.8m井下标高-298.8m-306.5m走向/倾斜（m）500m/26m 面积（m2）13000m2地面的相对位置采区相对地表部分为：农田、回填区域、西太平水库，该水库在

2、采区影响范围内；东部有一条小路，路边有一条海龙水渠。回采对地面的影响回采时会导致地表塌陷，要求地表沉陷区必须及时回填，如有积水，必须及时排放，严禁地表水导入井下，造成溃水等事故。井下位置与四邻关系该区位于-300水平，顶部为10101-2区旧采迹；底部为待发展区；对应左侧、右侧、上侧无采区；对应下侧为F2地质断层和井田边界。1.2.工作面实见地质构造的概况，实见或预测落差大于三分之二的采高断层向工作面内部发展变化：本区无褶曲，为单斜构造，产状为倾向：105140，倾角：5580/68，以下为断层情况表：断 层 情 况 表断层名称走向()倾向()倾角()性质落差对回采区域的影响F33812882

3、正不祥回采时，对工作面有一定影响F24813870正不祥回采时，对工作面有一定影响F5621630665正4.5m回采时，对工作面有一定影响F573144468正14m回采时，对工作面有一定影响F583487872逆13.3m回采时，对工作面有一定影响1.3 .煤层厚度、煤层结构和煤体结构情况，及其向工作面内部变化的规律： 本区煤体结构为原生结构，以下为煤层情况表：煤层厚度（m）1340/26.5煤层结构复 杂煤层倾角（）5580/68开采煤层12 层 煤煤 种长 焰 煤稳定程度较 稳 定煤层情况描述：煤厚变化较大，15、16剖面线之间煤层厚度为37m，614剖面线之间煤层厚度为1340m之间

4、，从712剖面线平均煤层厚度为32m，6剖面线后煤层厚度逐渐变小。1.4.煤层顶板岩性、厚度，裂隙发育情况： 煤层顶、底板情况表：顶、底板名称岩石名称厚 度特 征基本顶无无红褐色、灰褐色至黑色块状泥岩，断口贝壳状，含油及植物化石。硬度：f=2.0；易冒落，无涌水现象，裂隙不发育。直接顶泥岩大于20m伪 顶无无直接底泥岩大于40m灰白色砂岩，灰褐色至黑色块状泥岩，底板不易冒落，；岩石硬度:f=2.0；无涌水特征，裂隙不发育。老 底无无附图：工作面地层综合柱状图1.5.预测岩浆岩体、冲刷带、陷落柱等的位置及其对正常回采的影响；本区无岩浆岩体、无冲刷带、无陷落柱等因素对采区造成影响。1.6.预测工作

5、面瓦斯涌出量：工作面瓦斯情况表瓦 斯绝对瓦斯涌出量3.47m3min （其中风排量2.15m3/min，抽放量1.32m3/min）根据上层预测CO2无煤尘爆炸指数53.66；有煤尘爆炸性煤的自然倾向性类，属容易自燃煤层自然发火期26个月地温危害无1.7.预测工作面正常涌水量和最大涌水量：1.7.1、涌水量正常涌水量: 16m3/h 最大涌水量: 30m3/h1.7.2、含水层（顶部和底部）分析：上覆第四纪地层中的砂砾岩层含水，随采区开采冒落裂隙进入采空区内。采区上部对应地表的东侧为西太平水库，现地表拦水坝已加固，没有发现裂隙和下沉，水库水没有倒流现象。对采区上部塌陷区已进行回填，春秋季节要加

6、强采区上方低洼处采取回填及抽排水等措施，保证采区上方无积水。要加强地表巡查工作，发现裂隙和下沉，要及时回填，防止积水沿裂隙进入采区。1.7.3、其它水源的分析：本区由于是分层开采，周围不存在旧巷，本区水源主要是来自于上部旧采迹，回采过程中，对上层旧采迹打探放水钻，制定专门设计。1.7.4、水文地质预防措施：回采时对存水区域进行巡视，地表安设排水泵及排水沟，保证地表无积水， 每个安设地点必须有备用泵，防止地表下沉坑内积水导入井下，出现溃水溃泥事故。每天对地表塌陷区及西太平水库情况进行巡视观测并有记录，如有塌陷等异常情况立即汇报调度室及工程师。 1.7.5工作面过旧巷、旧采迹：本区为原始煤段开采，

7、无旧巷影响回采。1.8.工作面煤炭资源/储量：工作面尺寸表：采区名称采区走向（m）工作面长度（m）煤层厚度(m)工作面回采率10103-25002613.293%工业储量=设计工作面长度倾向长度煤层厚度1.4 Q=L设L倾M1.4=5002613.21.4 =24(万吨)可采储量=工作面长度倾向长度煤层厚度1.493%Q=L设L倾M1.493%=5002613.21.493% =22.3(万吨)工作面月产量=工作面产量设计月推进度 Q月产=Q产L月推=0.048（万t）60(m)=2.88（万t）工作面服务年限=可采储量/工作面月产量T服=Q可/ Q月产可采储量/工作面月产量 =22.3（万T

8、）/2.88（万t） =7.7（月）1.9.地热、冲击地压和煤自燃危险程度等：本区无地热 、无冲击地压和应力集中区，煤自燃危险程度小，对工作面无大影响。1.10.针对存在的地质问题应注意事项及建议：（1）风道沿煤层底板掘进压力较大，煤岩接触较破碎，煤层倾角较大，回采时要加强上端头支护管理，防止发生冒顶事故。（2）溜道沿煤层顶板掘进压力较大，煤岩接触较破碎，煤层倾角较大，距F58和F2断层较近，回采时加强下端头支护，防止发生冒顶事故，同时要防止F58和F2断层导水和瓦斯等有害气体涌出。（3）在初采期间及整个回采过程中，要采取有效措施进行探放水工程的施工，防止溃水、溃泥事故的发生。（4）采前及整个

9、回采过程中加强瓦斯抽放及采空区管理工作。2.图纸1、地质平面图（1：1000）4张2、地质剖面图（1：1000）15张3、井上下对照图（1：2000）1张4、煤层顶底板综合柱状图1张5、水平切面图1张 工 程 师： 地质提报人： 水文提报人： 日 期： 年 月 日2 采煤方法工作面设计主要内容表：采 煤 方 法走向长壁（后退式）自然垮落人工水平分层综采低位放顶煤工作面长最小16m最大31m平均26m落 煤 方 式采煤机割煤低位放煤工作面倾角 最小4最大6平均5一循环进度0.6m采（放）高采高3.3 m,放煤高度9.9 m,采放比1:3采放高度13.2m,作 业 方 式边采边准采 煤 机MGD1

10、50-NW1顶 板 管 理架后自然垮落工作面运输机前、后部采用SGD180型刮板运输机支 护 形 式ZF4000/18.7/33放顶煤支架ZFG4800/18/30过渡支架顺槽运输机SGW-40T型刮板运输机2.1 巷道布置2.1.1采区设计、采区巷道布置情况说明采区走向、倾向长，工作面倾角，两道及开切眼布置方式，支护方式，断面，管线。 1、走向长：500m 2、倾向长：26m 3、工作面倾角：最小4最大7平均5 4、两道及开切眼布置：风道沿煤层底板走向布置，溜子道沿煤层顶板走向布置，开切布置在距-300大巷（距712米位置）。 5、支护方式：溜道采用锚网4m支护，净断面10.68m2。风道采

11、用3.2m4节40型钢棚支护，净断面8.4m2。开切采用锚网6.0 m或6.02.4m圆木及钢支护。工作面液压支架型号为：ZF4000/18.7/33综采工作面断面为1317 m2 。 6、液压管线、电缆、消火管路、压风管路、注氮管路沿溜子道布置（见附图），防尘、抽放管路、瓦斯监控仪器电缆沿风道布置（见附图）。2.1.2 工作面平面图: 2.1.3工作面纵、横剖面图单位：mm 2.1.4 工作面纵、横剖面图 2.2 采煤工艺2.2.1 采煤方法选择依据：1、本区开采的12层煤属于急倾斜煤层，且层理、节理、裂隙发育容易冒落，适宜采用综采放顶煤采法开采。2、根据本区上部用倾斜分层开采经验实践，综采

12、放顶煤采了很多层。开采时、严格执行“六不放煤”制度，做到均匀放煤。2.2.2 采煤工艺：1、回采工艺及支护形式。回采工艺: 机组割煤推溜移架低位放顶煤。工作面采用ZF4000/18.7/33放顶煤支架支护。过渡支架采用ZFG4800/18/30放顶煤支架支护。使用MGD150-NW1单滚筒采煤机割煤。2、采煤机进刀方式及进刀方式图采煤机进刀方式：采用中部斜切进刀（详见采煤机进刀方式图及说明）机组进刀方式（绘制进刀方式图）落煤：简述落煤方式下端头采用爆破落煤方式，工作面采用MGD150-NW1型单滚筒采煤机割煤和ZF4000/18.7/33型液压支架低位放顶煤。3 顶板管理3.1 支护设计3.1

13、.1 工作面支架计算：一、工作面支架选择依据：1、依岩石重量法推算综采工作面支架设计支护强度Wz: Wz=H岩rK=26.4251.1=726KN/m3=0.726MPa 平均支护强度=17.6251.1=484KN/m3=0.484MPa式中：H岩上覆岩层厚度（m）按8倍采高考虑 即：取最大3.3m8=26.4m 平均2.2m8=17.6m R岩石平均容重取25KN/M=m3 K老顶动载系数取1.1取Wz=0.735MPa（ZF4000/18.7/33型液压支架支护强度0.735 MPa）液压支架设计支护强度大于岩石重量，能支撑住上部岩层。2、依综采工作面支架支护强度确定支架工作阻力 F=W

14、zS=0.7354.653=3420KN式中：F支架工作阻力KN Wz 支架支护强度 MPa S支架支护面积：顶梁长3.254m宽1.43m=4.653m2ZF4000/18/33型液压支架工作阻力F=4000KN4000KN3420KN 所选支架的工作阻力符合要求。3、液压支架主要技术参数1支架型式四柱支撑掩护式低位放顶煤高度mm1870-3300宽度mm1430-1600运输尺寸（长宽高）mm557014301870初撑力 P=28MPaKN3516.8工作阻力 P=31.8 MPaKN4000中心距mm1500支护强度MPa0.735底板比压MPa1.39操纵方式本架操纵泵站压力MPa3

15、0总重量T15.2适应煤层倾角度352立柱型式单伸缩机械加长杆 4个缸径/柱径/加长杆径mm200/185/156行程mm1240初撑力KN879.2工作阻力 P=31.8MPaKN1000所以本支架支护强度完全符合采场压力3.1.2 乳化液泵站：（一）泵站选型、数量：MRB125/31.5乳化液泵一台使用、一台备用（二）泵站设置位置：-300大巷（三）泵站使用规定：、泵站司机经过培训考试合格并持有合格证后方可操作机器。、泵站运行中声音是否正常，有无漏液现象，压力是否符合要求，卸载阀是否灵活准确。、必须使用乳化液配比仪检查乳化液配比浓度，随时补充乳化液，使液面保持在液标2/3以上，液压箱不能敞

16、盖工作。乳化液配比为3%-5%。、观察泵体温度变化，不得超过65，观察润滑油耗量，及时补充油量。、泵站司机必须保证泵站正常运转，泵站压力不得低于30Mpa。3.2 工作面顶板管理3.2.1 正常工作时期顶板支护方式、概况、棚距、柱距、铺网、链网等。工作面采用: ZF4000/18.7/33放顶煤支架型液压支架支护顶板;液压支架中心距15001700mm;最大控顶距：6150mm;最小控顶距:5550mm3.2.2 正常工作时期的特殊支护形式1、煤帮出现超宽时，俩道花角淌货时，要及时伸出前梁，用锚链或铁丝将园木、钢或大柈锁牢在前梁网子上，用单柱升园木、钢或大柈托起金属网护住顶板，用木柈将顶板封严

17、，打好靠帮单柱，单柱要栓牢吊丝。2、也可铺单层或双层金属网，然后用单柱升大柈托起金属网护住顶板。单柱要栓牢吊丝。3、也可铺单层或双金属网，然后用单柱升大柈托起金属网护住顶板。单柱要栓牢吊丝。作面上端头采用钢做梁，液压单柱做腿支护，上端头一组或二组，即2对4根兀钢前部长3.5m后部2.4m或1对2根钢长4.2m要交替迈步前移。下端头采用自移式端头2组4架支护，支架总长度为8.5m，前部顶梁长度为4.3m后部顶梁长度为3.9m。端头支架上每根横梁采用兀钢做横梁. 横梁间距为不能大于0.4 m。当工作面遇拐点调向、加架子准备期间或压力异常增大等特殊情况时，上端头可适当增加钢的组数（即上端头可变为两组

18、即4对8根钢)，但必须成对使用。而且每根钢梁下要保证“一梁三柱”顶板压力大时增加单柱为“一梁四柱”单柱支护。4、当采煤工作面遇拐点调整方向情况下，下端头可以增加一组2对4根以上钢支护。随液压支架的前移，钢梁要交替迈步前移。5、除做为人行信道和横跨干线溜子地点外，其它地点钢间距不准大于0.4m宽，每超宽或减少0.4m都要相应增加或减少一组钢梁支护。6 、随工作面逐渐向前推进，上端头木梁下钢必须根据上端头的宽度情况进行增减，必须保证上端头有一对钢支护，钢间距大于0.5m增加一对钢。 3.2.3 回柱放顶与其它工序并行操作的安全距离：1、工作面放煤时必须在采煤机工作地点的上下10以外进行。2、机组割

19、煤、移架子期间，架前严禁有行人或作业。3、扫货工在扫零米端头浮货时、必须在机组上行10m以外方可作业。要离开移架地点5m以外，扫货工扫煤帮货时，离修理支架地点、放煤地点、调架地点5m以上。4、机组割煤和移架子间距不得小于10m。3.3 矿压观测3.3.1 矿压观测目的：采煤工作面及掘进施工期间巷道矿山压力观测是定量研究开采工程中矿压显现规律。为现场管理提供完善准确的资料，指导工程实践，解决施工生产问题。3.3.2 观测设备： 1、锚杆测力计 2、XYJ-60型圆图仪 3、SDLY型顶板离层仪 4、DZ-WC1型初撑力测力计 5、ZLY型数显检测仪3.3.3观测方法及内容：1、段对负责在上、下端

20、头，风道、溜子道超前支护单柱各安装一台初撑力测力计，每小班各测一次，对初撑力达不到标准11.5MPa的要重新升压，做好记录上报有关人员。2、段队负责在两道超前支护各安设一台圆图压力记录仪、工作面每10盘架子安设一台圆图压力记录仪，24h进行观测，段队负责更换和保存圆图仪压力纸，做好记录，段队相关人员应会读取圆图仪压力值随时掌握液压支架工作阻力情况，监测矿压上限值为40MPa，超过40MPa时，要汇报井主任工程师，超过45MPa时要汇报矿有关领导，超过60MPa时要汇报集团公司。3、段队负责采在10103-2层工作面安设ZLY型数显检测仪，工作面每10盘架子安设一台ZLY型数显检测仪，段队相关人

21、员应会读取ZLY型数显检测仪值随时掌握液压支架工作阻力情况并作好记录每月绘制压力变化曲线，监测矿压上限值为40MPa，超过40MPa时，要汇报井主任工程师，超过45MPa时要汇报矿有关领导，超过60MPa时要汇报集团公司。4、段队负责安设锚杆测力计，锚网支护巷道岩巷每50米100米安设一组，煤巷每100米200米安设一组，段队负责观测锚杆测力计数值并做好记录上报有关人员，距工作面最近的离层仪每三天观测一次，工作面200米范围内每7天观测一次，工作面向后200米外每14天观测一次，根据现场实际情况适当加密。5、段队负责安设顶板离层仪，锚网支护巷道岩巷每50米100米安设一组，煤巷每100米200

22、米安设一组，段队负责观测顶板离层仪数值并做好记录上报有关人员，距工作面最近的离层仪每三天观测一次，工作面200米范围内每7天观测一次，工作面向后200米外每14天观测一次，根据现场实际情况适当加密。6、段队应采用十字布点法观测，锚网支护巷道每50米设一观测站。煤巷开挖两个月内（自迎头向后不小于300米）、岩巷开挖两个月内（自迎头向后不小于150米），每2天观测一次，之后每周观测一次，段队应知道巷道变形极限值（上下极限变形量500mm，左右极限变形量500mm）段队负责观测围岩移近量变化数值并作好记录上报有关人员。四、注意事项1、技术组负责管理矿压观测设备及各种仪器，段队负责对各种仪器和设备的安

23、装和使用及维护，丢失或损坏矿压仪器设备的段队，按原价两倍赔偿。2、技术组负责矿压观测设备及各种仪器管理台帐，根据要求及时填写台帐，并要定期根据段队所观测、观察到的资料进行矿压分析，并写出分析报告。3、井口班子成员必须能看懂矿压观测仪器的压力数据，以便及时指导井下生产。安装观测设备的采煤工作面，排长、值班段长以上的干部能看懂矿压观测仪器的压力，以便随时调整。 4 生产系统4.1 运输4.1.1 运输设备及运输方式（一）运煤设备及装、转载方式（用文字叙述运煤设备及装、转载设备，运输轨道的名称、型号、长度等，由工作面到井上。运料运输方式设备型号运输路线主提升绞车JK-2.5/2.0-20副井绞车道防

24、爆柴油机车CCG6.0/600E+55运输大巷主提升绞车JKB-2.51.7PT暗副井绞车道防爆柴油机车CCG6.0/600E-300运输大巷出煤刮板溜子SGW-40T10103-2层溜道吊挂皮带SPJ-800-300集中皮带、穿层皮带倾角皮带DTC/80/20/250暗主井皮带道吊挂皮带SPJ-800+55罐笼皮带道吊挂皮带SPJ-800+75折反皮带道倾角皮带STJ800/2202主井皮带道（二）辅助运输设备及运输方式（用文字叙述内容）由-300大巷用SPJ-800型吊挂皮带-240-300暗主井皮带-180-240暗主井皮带+55-180 DTC/80/20/315强力皮带+55折返皮带

25、立煤仓+75折返皮带运STJ800/2220大倾角皮带由大倾角皮带运到洗煤厂。4.1.2 移溜方式（一）工作面待机组割完帮后，搬动推溜子的手柄将溜子推出。（二）干线溜子每推进23条帮，干线溜子缩尾一块。（三）待工作面推进干线溜子只有20m时，进行改系统。1、将干线溜子断开，用起重机向前将溜头拽20m。2、将前一台溜子断开，溜尾向前拽20m各与原溜子对好，搭接好。3、走向推进20m后，两段溜子合气；之后再缩皮带设溜子形成两段溜子互相倒替。以后各台皮带、溜子都如此。4.2“ 一通三防”与安全监控4.2.1 通风系统（一）、通风路线：主、付井+55大巷暗主、付井-300大巷-300集中皮带道1010

26、3-2层溜道10103-2层工作面10103-2层风道10103-2层专用回风道10101-2层风道10101-2层回风立眼10101-1层回风道-300+55水平边界回风总排+55+270水平回风上山立井地面主、付井+55大巷暗主、付井-300大巷-300集中皮带道10103-2层溜道10103-2层工作面10103-2层风道10103-2层专用回风道10101-2层风道10101-2层回风立眼原10101-1层皮带上山-300水平回风大巷-300+55水平边界回风总排+55+270水平回风上山立井地面（二）、风量计算:计算公式风量（m3/min）1、按瓦斯涌出量计算：Q = 100qk41

27、72、按炸药量计算：Q = 25A193、按人数计算：Q = 4N1924、按工作面温度、风速计算Q 60VS3555、决定风量417说明:q采煤工作面瓦斯绝对涌出量 , 取3.47m3/mink采煤工作面瓦斯涌出不均匀系数，取1.2m3/minA采煤工作面一次爆破的最大炸药量,取0.75kgN采煤工作面同时作业最多人数,取48人；V采煤工作面风速,取0.5m/s；S采煤工作面平均断面，取11.81m2；3、风速校核：Q小S大V小60=12.80.2560=192m3/min；Q大S小V大60=10.82460=2597 m3/min；Q小417Q大4、决定风量：417m3/min附：通风系统

28、图(见附图)4.2.2 防治瓦斯（一）、瓦斯检查（人员配备、检查次数、交接班地点、交接班行走路线、负责区域）1采区配备2人专职瓦斯检查员检查瓦斯。1人负责工作面，1人负责工作面外围。2检查员每班必须全面认真对本辖区进行三次以上巡回检查瓦斯，发现问题要及时处理汇报。3工作面瓦斯检查员必须在距工作面30m范围内密码现场交接班，工作面外围瓦斯检查员必须距工作面30m范围外密码现场交接班。4瓦斯检查员交接班行走路线：工作面接班瓦斯检查员+55付井车场+55大巷+55暗付井车场-300暗付井车场-300大巷-300集中皮带道10103-2层溜道10103-2层工作面10103-2层风道交接班地点工作面外

29、围瓦斯检查员+55付井车场+55大巷+55暗付井车场-300暗付井车场-300大巷-300集中皮带道10103-2层溜道10103-2层联络道10103-2层风道交接班地点5、瓦斯检查员负责区域：工作面瓦斯检查员负责10103-2层工作面及风、溜道距离工作面30m范围内；工作面外围瓦斯检查员负责10103-2层风、溜道距离工作面30m范围外。（二）、瓦斯监测（系统及设备型号，设备及传感器安装位置，报警、断电值及复电值，断电范围）1、系统及设备型号煤矿安全监控系统KJ-19N。D:监控分站型号KJ19-F。T0、T1、T2、T3、T5、：甲烷传感器型号GJC4（N）。TCO：一氧化碳传感器型号G

30、TH500。TW：温度传感器型号GWD-40。TV：风速传感器型号KGF2。TF：风门传感器型号KJ19-32。TKn：馈电传感器型号KGT-36。To2：氧气传感器型号GYT-25。2、设备及传感器安装位置1）、上隅角设置甲烷传感器T0、距工作面10-15米设置甲烷传感器T1、上隅角设置氧气传感器To2。2）、在距回风巷末10m15m位置设置回风甲烷传感器T2、温度传感器TW、一氧化碳传感器TCO、在采区测风站设置风速传感器TV 。3）、采区架道或回风巷道临时安设电气设备时在上行风侧10m15m处设置甲烷传感器T5。 4）、在采煤溜道下沙口加设氧气探头3位置To2。5）、在溜道距工作面10m

31、位置设置溜道甲烷传感器T3。6）、在专用回风道设置专用回风道甲烷传感器T2。7）、在被控开关电源侧设置馈电传感器TKn。 8）、在采区联络道设置风门传感器Tf。3、报警值、断电值、复电值、断电范围T01.0% CH4报警，T01.5% CH4断电，T01.0% CH4复电。T11.0% CH4报警，T11.5% CH4断电，T11.0% CH4复电。T21.0% CH4报警，T21.0% CH4断电，T21.0% CH4复电。T30.5% CH4报警，T30.5% CH4断电，T30.5% CH4复电。T51.0% CH4报警，T51.0% CH4断电，T51.0% CH4复电。TW30报警，

32、TCO0.0024%报警，TV6m/s、TV0.25m/s报警，To218.5%报警。T0断采区工作面及其回风巷道内所有非本质安全型电器设备。T1断采区工作面及其回风巷道内所有非本质安全型电器设备。T2断采区工作面及其回风巷道内所有非本质安全型电器设备。T3断采区工作面及其进、回风巷道内所有非本质安全型电器设备。T5断采区工作面及其回风巷道内所有非本质安全型电器设备。4.监测监控断电系统控制图三、束管监测系统1、束管监控系统A5085型。2、接设管路本区干线16芯束管、支线2芯束管，采区铺设2芯束管500m，工作面铺设1芯束管50m。3、抽取路线地面束管监控室16芯束管主井皮带大巷16芯束管-

33、300暗主井大巷2芯束管-300大巷2芯束管10103-2区溜道2芯束管10103-2区风道2芯束管10103-2区工作面2路测点。4、束管监测系统地面束管监测系统A5085。5、接设要求1）在10103-2区风道向工作面砂口埋1芯束管，管头安设滤尘器，另外在采区回风侧巷道悬挂1芯束管，测量空气中一氧化碳等参数。2）在巷道低洼处安设滤水分离器。6、束管监测内容连续监测煤矿井下采空区一氧化碳、甲烷（瓦斯）、乙烯、乙烷、乙炔、二氧化碳、氧气、氮气等气体浓度，经过对自燃火灾标志气体的测定和分析，及时预测预报发火点的温度变化，判断煤面的氧化情况。7、束管监测安全措施1）束管监测工定期进行检测分析和整理

34、有关记录，发现问题及时报告处理。2）管路的铺设要求平、直、稳，接头严密不漏气，不允许管路与带电物接触。3）采区管路在使用前应进行密封检漏试验。4）采空区引管要落地接设，管头设好滤尘器。由采区所埋束管所在单位进行管理。5）待采区测得“氧化三带”后，束管管路可以吊挂在巷道，测量空气中一氧化碳度。四、瓦斯抽放本区地质煤量为25.8万t，经计算本区瓦斯含量为4.66 m3/t，所以本区可以进行安全开采。则需要抽放瓦斯量计算如下：1.采区瓦斯总量计算Q总=地质煤量瓦斯含量25.8万t4.66m3/t=120万m32.风排瓦斯总量计算风排=Q准备期间+Q回采期间Q准备期间=准备天数分钟数风量风排瓦斯浓度1

35、25d1440min357 m3/min0.2%2=25.7万m3 Q回采期间=回采天数分钟数风量风排瓦斯浓度202d1440min411m3/min0.2%=23.9万m3 Q风排=25.7万m3 +23.9万m3 =49.6万m3Q预抽= 36万m33.需要瓦斯抽放量计算Q抽放= Q总-Q风排- Q预抽120万m3-49.6万m3-36=34.4万m3抽放流量计算抽放量m3/min Q抽放回采天数时间36万m3202d1440 min =1.23m3/min4.管路铺设方式10103-2层风道250mm管路-300+270300mm干线管路地面瓦斯泵站，再经排放管路排放到露天。5、 抽放方

36、式、方法本区采用超前预抽、边掘边抽、边采边抽的方式进行抽放，采区采用风道打钻的方法进行抽放。1）打钻方法及要求用岩石钻打114mm，深度为8m26m，方向为风道溜道打在8m、15m架子上。钻孔打完后用100mm 插管插好，并用封孔胶封堵严。每隔2.5m打1个钻孔，一钻钻孔垂直工作面打钻，一钻钻孔与上层底板相透。一钻打本层，每个抽放地点不少2个抽放钻孔和一个备用钻孔。风道钻孔满足不了采区抽放瓦斯需要，可在溜子道打钻，方向溜道风道13m架上，每隔5m打一个钻孔。2）选择抽放设备、设施(1)抽放泵采用地面固定式抽放泵抽放，型号2BEC50,额定流量为160m3/min，电机功率200KW,一台运转，

37、一台备用。(2)钻机型号:KHYD-45,能力煤层80m,岩石5m。(3)抽放负压:0.013Mpa0.015Mpa左右。(4)抽放管路: 10103-2层风道250mm管路550m，150mm管路500m。10103-2层风道预抽150mm管路550 m 10103-2层溜道预抽150mm管路500m。材料PE管。(5)排出路线: 10103-2层抽出瓦斯经10103-2层风道10101-2区风道回风立眼-270边界回风总排-50大巷-50回风上山+55回风上山+120回风上山+170回风上山+220回风上山+270回风上山地面瓦斯泵站，再经排放管路排放到露天。4、钻孔参数如下：抽放钻：风道

38、留台（m）高差（m）平尺（m）倾角（）斜尺（m）1、215.286217.272、213.213.174916.823、215.216.024720.691、215.286217.272、213.213.174916.823、215.216.024720.69、溜道留台（m）高差（m）平尺（m）倾角（）斜尺（m）1213.212.85715.85 1、213.212.85715.85、防煽钻：序号留台（m）高差（m）平尺（m）倾角（）斜尺（m）129.28.944912.182211.210.774615.573 213.212.564419.1129.28.944912.182211.210

39、.774615.573 213.212.564419.1此表仅列出一组参数，其余相同或类似。（附图）5、附图附：瓦斯抽放系统示意图4.2.3 综合防尘（一）、防尘水源、供水能力、管路系统1、防尘水源：由地面供水水源井供水2、供水能力：20m3/h。3、防尘管路系统：风道：地面供水水源井主、付井筒+55水平暗主、付井筒-300水平大巷-300集中皮带道10103-2层风道洒水灭尘地点溜道：地面供水水源井主、付井筒+55水平暗主、付井筒-300水平大巷-300集中皮带道10103-2层溜道洒水灭尘地点防尘管路溜子道设在前进方向左帮，风道设在前进方向右帮。管路系统见附图。（二）、防尘方式、方法（煤层

40、注水、湿式凿岩、洒水、喷雾、扫尘等）1、施工段每天对采区两道及边界道进行洒水、灭尘。2、工作面采煤机必须安设内、外喷雾装置，采煤机割煤时，保证安设内外喷雾降尘雾化、好使。3、工作面液压支架和尾梁放货处必须安设喷雾装置，降柱、移架或放煤时，必须保证能够同步喷雾。4、溜子道刮板运输机及皮带转载点处设喷雾降尘。5、采区两道及边界道每班由施工段进行清扫除尘。（三）、管路及防尘设施安设数量（水幕、喷雾）：防尘管路1170m、阀门24个、喷雾5个、水幕4个。（四）、隔爆措施（洒布岩粉、设水棚、水幕、喷雾洒水、水洗巷道等）1、采区风、溜道各按设3组隔爆水袋，距回采工作面上下口、转载点为60160m，每平方米

41、200kg。断面按8.6m2计算，每个隔爆水袋60 kg，一组安设29个隔爆水袋。共安设6组，174个隔爆水袋，在隔爆水袋处安设水袋说明板。水袋吊挂牢固、可靠、翻转灵活。2、风、溜道距工作面1530m位置设置2道水幕。3、工作面采煤机必须安设内、外喷雾装置，采煤机割煤时，保证安设内外喷雾降尘雾化、好使。4、工作面液压支架和尾梁放货处必须安设喷雾装置，降柱、移架或放煤时，必须保证能够同步喷雾。5、溜子道刮板运输机及皮带转载点处设喷雾降尘。6、施工段每五天对采区两道及边界道进行水洗巷道。对个别发生粉尘大的地点每天进行水洗巷道。附：防尘系统示意图4.2.4 防治自燃发火（一）监测系统（束管监测、管路

42、布置方式、监测内容）1、10103-2层使用束管A5085监测系统。2、管路布置方式：在10103-2层风道铺设2芯束管管路，向工作面砂口埋1芯束管，管头安设滤尘器，另外在采区回风侧距工作面1015m处悬挂1芯束管，测量空气中一氧化碳等参数。3、束管气体化验员每天对采区气体成分进行化验，通过化验提前预测采区发火期，在未发火时进行提前防范措施。（二）预测预报方法1、瓦检员每班分三次全面对采区上砂口、采区架子间以及抽放管内进行CO检查和温度检查，在采区内设置自然发火观测站，发现发火隐患要及时向调度室及有关领导汇报，并把检查的煤温、空温、CO及CH4浓度，填写在自然发火观测站的记录板上。2、测温员每

43、天对该区进行发火隐患及温度的检查，发现有超过35以上的高温及时汇报，通风段及时进行消防火处理，杜绝自然发火。3、取气样员每天对该区上砂口进行取气样，送到矿化验室，进行化验，有发火迹象时采取措施进行处理。(三)消防系统能力、管路布置1、消防充填能力为510m3/h，倍限为7.1。2、消防管路布置：风道：管路由东翼消火井+270+55水平管子道-50-270水平回风管子道-300回风架道-300水平大巷-300集中皮带道10103-2层溜道10103-2层联络道10103-2层风道消火灌浆地点。溜道：管路由东翼消火井+270+55水平管子道-50-270水平回风管子道-300回风架道-300水平大

44、巷-300集中皮带道10103-2层溜道消火灌浆地点。消火管路，溜子道吊挂在采区开采方向的右帮，风道吊挂在采区开采方向的左帮。消火管路布置。（四）采取的防灭火措施。（充填、灌浆、移动注浆、注氮、喷洒阻化剂、工作面月推进度等）1、本区设有注浆泵一台，如果该区有发火隐患时对高温点采取插管，利用注浆泵进行注浆处理。2、注氮措施（1）制氮气室地点：原主井绞车房。（2）管路系统：由注氮室架空159mm管路主井皮带道+120水平+120副井通路+120-270水平回风管子道-300回风架道-300水平大巷-300集中皮带道10103-2层溜道采空区。（3）管路规格：干线均为159mm管路，采区溜子道前20

45、米为114mm管路，在10103-1层溜子道管路最低处设一处三通放水阀门、流量计和压力表。（4）在距工作面30m50m处必须安设一个放空三通阀门和一个管路关闭阀门，以防管路氮气浓度不够标准而向采空区供氧。（5）采区上砂口埋设一根束管，利用此管检查采空区内的气体成分的变化。（6）采区观测员佩戴便携式多种气体检测仪，每班对埋设的束管检查三次，并对采区风流中的气体成分进行检查。发现风流中的氧气浓度低于18.5%时，要及时撤出作业人员，停止注氮，汇报有关领导。（7）采区两砂口严禁滞后，上下砂口回棚作业时，观测员必须现场检查氮气、氧气含量。氧气含量低于18.5%停止作业、停止注氮，采取措施处理。处理时，

46、人员不准进入低氧区内。（8）采区上下砂口设签到箱，观测员对砂口处的气体每班不少于三次检查并签到。（9）除注氮系统和有关设备检修时间外，采区连续注氮。注氮管路系统见附图。3、采区下砂口处挡好风障子，每回采10天对零米砂口进行撒阻化剂一次，防止老塘进风。4、工作面月推进度不低于45米。5、采区上下砂口、每月1日用黄泥封堵一次，避免向采空区漏风。附：消防火系统示意图（五）、防火门设计煤矿安全规程第二百四十条规定：开采容易自燃和自燃的煤层时，在采区开采设计中，必须预先选定构筑防火门的位置。当采煤工作面投产和通风系统形成后，必须按设计选定的防火门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。根据

47、以上规定结合我井实际,特编制本区防火门设计。1、防火门施工要求：（1）采煤工作面形成生产和通风系统后，根据现场情况在结束边联络道岔口3米处，风、溜道各彻筑2道间距不小于7m的防火门墙。（2）门墙厚度不小于600mm，门墙周边必须掏槽不小于500mm。（3）防火门墙必须采用料石、沙子、水泥等不燃性材料构筑。（4）墙体四周应掏槽，以见实帮实底为准，砌旋锚喷巷道可不进行掏槽，但墙与料石接茬处必须用水泥灌实。（5）墙体必须无重缝、干缝，灰浆饱满不漏风。（6）防火门采用门口彻设寸板及料石结构，中间采用不燃材料充填封闭。（7）防火门断面符合行人、通风和运输要求。2、防火门施工操作注意事项（1）、按照13的

48、灰、砂比例配制垒砌墙体的水泥砂浆。（2）、将砌墙用的料石用水浸湿，尽量多吸收水分。（3）、用料石砌墙时，竖缝要错开，横缝要水平，排列必须整齐；料石之间要用砂浆抹均；灰缝要均匀一致；墙心逐层用砂浆填实。（4）、墙体封顶要与顶帮接实。如果最后剩余的空间不足一块料石的厚度，应用小块料石填满，再施工至顶部。不得留有空隙。需要搭脚手架时，脚手架要搭设牢固可靠，架上不许堆放过多的材料，取料要相互配合好。（5）、墙体砌实后要勾缝或抹面，水泥砂浆比例为1:1，墙四周要抹裙边，其宽度不少于100mm。要求抹平，打光压实。 （6）、若需要在墙垛中通过电缆线路，在砌墙时要预留孔口孔位或安设电缆孔。（7）、防火门垒砌

49、施工时要充分考虑下一步巷道运输支架等大型设备的空间。（8）、每个工作面防火门既能满足生产要求，又能在出现事故后有效地封闭工作面进回风流。3、其它在距离墙体较近的位置配备足够封闭门口用的料石200块、300mm宽的寸木板100块及足够封闭用的不燃性充填物，并摆放整齐，定期安排人员检查。风道备有一台注浆泵和足够的注浆用的备品。防火门施工严格按照上述设计执行，保证防火门安全可靠，位置合理，以便在矿井发生火灾及煤炭自燃事故时所起到的应有的作用。4、附图 4.3 排水4.3.1 设备选型-300水泵水泵型号MD155-306电动机型号YB2-280S-4管路规格6寸管路趟数2趟-180水泵水泵型号MD1

50、55-3010电动机型号YB2-355M1-4管路规格6寸管路趟数2趟+55水泵水泵型号MD280-439电动机型号YB450M1-4开关柜型号GCKY-1管路规格8寸管路趟数2趟排水路线-300水泵-180水泵+55水泵露天蓄水池预测本区正常涌水量为16m3/小时,最大涌水量为30m3/小时,巷道低洼处积水可用风动潜水泵抽出，由采区水窝子用电动潜水泵将水排到-300干线疏水管，进入-300水仓。4.3.2 排水方式：抽排1、排水设备：MD1553062、管路规格：6寸3、水仓地点：-300水仓4、水仓容积：580m3、370 m34.3.3 疏水路线本采区水由采区两道进入溜道疏水管路，经溜道、-300集中皮带道、-300大巷、-