4802连采工作面作业规程1

目录

第一章概况.....................................................2

第一节工作面位置及井上下关系.......................................2

第二节煤层.......................................................2

第三节煤层顶底板...............................................3

第四节地质构造..................................................3

第五节水文地质..................................................6

第六节影响回采的其他因素............................................4

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..................................................9

第三章顶板控制.....................................................10

第一节支护设计.................................................10

第二节工作面顶板控制..............................................11

第三节矿压观测.................................................12

第四章生产系统.....................................................12

第一节运输....................................................12

第二节“一通三防”与安全监控......................................13

第三节排水...................................................21

第四节供电....................................................22

第五节通信照明.................................................30

第五章劳动组织和主要技术经济指标......................................30

第一节劳动组织.................................................30

第二节作业循环.................................................31

第三节主要技术经济指标............................................31

第六章煤质管理.....................................................32

第七章煤矿职业卫生管理措施............................................33

第八章安全技术措施....................................................36

第一节一般规定.................................................36

第二节顶板...................................................40

第三节防治水..................................................38

第四节“一通三防''及安全监控.......................................39

第五节运输.....................................................39

第六节机电....................................................41

第七节支护安全技术措施............................................42

第八节支巷掘进、回采安全技术措施..................................43

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处理安全技术措施....................46

第十二节其它.....................................................46

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lo

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

位于井田西部，地形西高东低，南高北低，地面无大的建筑物，只有

地面相对位置

少数民间小道，地面全部为草木覆盖。

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。

回采对地面

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

设施的影响

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

情况

和会有一定影响。

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

井下位置及与四

采区回风巷，东邻4801炮采工作面。

邻关系

312运顺

左翼工作265.5〜312运顺左312运顺左

12041313.8

走向面330.5倾斜翼工作面翼工作面

面积

长度长度

312运顺215〜/m2

/m右翼工作/m312运顺右312运顺右

9526653.4

面265.5翼工作面翼工作面

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々硬度W4煤种长焰煤稳定程度稳定

1.煤层近水平，倾向SW。煤层局部有薄层灰质夹阡，厚度0.05—0.2m

不均等变化。

2.该工作面煤层厚度整体稳定，仅局部区域可能受原生冲刷影响，煤层

厚度略有变化。工作面靠近断层处因受断层和节理发育的影响，大断层

煤层厚度及结

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

构变化综述

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O.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）特征

老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

顶312右翼粉砂岩3-5构，厚层状构造，岩石风化裂隙发育。

直312左翼粉砂岩4m〜6m

灰色灰白色成分以石英长石为主，局部风化

接

破碎，裂隙发育。

顶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。

泥岩、粉砂质灰黑色，层理明显。遇水易软化，富含植物

伪底0-0.3

泥岩化石。

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、工作面整体构造简单，中部略有起伏变化。工作面东部回风巷和运输巷末尾揭

露采区大断层，其产状：283°Z65°,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，潜水部分主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,含水层主要为灰白色砂砾岩、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HCCh-Ca,或HCC）3-Ca-Mg

型水，矿化度210〜370mg/L。含水层顶部覆盖一层较厚的亚砂土和黄土，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统计，结合本区具体地质地形情况采用经验比拟法

33

预测本区正常涌水量为O.l~5m/h,最大涌水量为15m/ho

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

本区2-2煤层瓦斯含量甚微，每克可燃质（gy）含氮气为0.36〜8.86mm3,

甲烷0〜0.23mm・3,重烧含量0。自然瓦斯成分中，氮气占93.0〜100%,

瓦斯及CO2

二氧化碳占0-6.50%,甲烷占0-7.00%,煤层瓦斯分带属二氧化碳

一氮气带。瓦斯的局部聚集仍有瓦斯爆炸的潜在威胁性。

测试表明，本区2々煤层火焰长度均大于400mm,岩粉用量在60%〜

煤层爆炸指

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

数

性的煤层。

煤的自燃本区煤层还原样着火点与氧化样着火点之差值在12~42。（2之间，均属

倾向性很易自燃煤层.

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

危害硬度不大，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

和片帮可能对回采有一定影响，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，建议开采过程中采取切实有效的防尘、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。如果遇到冲刷区，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。

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日常管理工作。

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工作面运输巷长度为330.5m,巷道断面为5.2mX3.6m。

312工作面回风巷长度为265.5m,巷道断面为4.6mX3.4m0

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

连采工作面的采煤包括支巷掘进和支巷回采。

（一）、掘进工艺

1、落煤工序：

选用12cMi5-10D型连采机完成落煤工序。

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11m。

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。如果顶板状况不

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要求并紧固到规定扭矩、巷道工作面工程质量符

合要求。当班班长和连采机司机必须时刻注意观察顶板状况，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，并以激光中心线确定位置，

开始向正前方煤壁截割，这一工序过程称为切槽，切槽工序完成后退出连采机，调整连采

机到巷道另一侧，并以激光中心线确定位置，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），首先符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。连采机完成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进约1.2m。这种截割循环反复进行,

直至掘进进尺达Um,然后通过扫帮，直至达到巷道设计要求，扫帮时仍然按照前面提到

的截割循环反复进行，直至最大空顶距达到11m。为了确保设备、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（重复以上

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，将煤耙入中部运输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，禁止乱倒。清出的

淤泥或外石先排至指定地点，确保巷道干净、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

车尽可能及时运行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可能安排平行作业，充分利用工时，提高生产效率，特别要坚

持正规循环作业，确保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,采碉

与支巷成35°角回采，回采深度为11m（由采碉开口中心量至采碉里端中心），每刀煤回采

宽度为3.3m。苏家壕煤矿通往石疙台的公路周围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，采碉与采碉之间留设1.3〜3.1m的小煤柱

护顶(采取不均匀布置)，如果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个采碉后再对前面4个采碉及相应支巷段进行拉底，拉底后底煤厚度为W0.5m。拉底后

必须用防爆铲车及时清理采碉及支巷浮煤，清理完浮煤以后，不得在采碉内停留或二次进

入采碉内回采，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,生产班每班完成2个循环，检修班完成1个循环，全

天完成5个循环，掘进进尺55m。

(2)按高4m、宽5.4m计算，掘进日产量:55X4X5.4X1.25=1485(t)

(3)每月按30天生产时间算，掘进月产量：1485X30=44550(t)

(4)支护品架设数量计算方法及要求：

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4.5mX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45X3.3X1.25X11和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1633.52L

回采日产量计算:204.19X8=1633.52(t)

(3)每月按30天生产时间算，全月回采时可出煤490056。

回采月产量计算：1633.52X30=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:(1485X17.5+1633.52X12.5)=46406.5(t)

每月正常生产率按90%计算，可产煤41765.851

第三节设备配置

此次回采，采用连采机及其配套设备进行回采。选用壹台12cMi5-10D型连采机来完

成割煤和装煤工序，选用壹台CMM25-4四臂型锚杆机完成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成煤

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成材料、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、设备搬移以及巷道浮煤清理等工序全部机械化作业的施工方法。各设备参数见下表。

表512cMi5-10D型连采机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸

11050x3300x2100mm输送机宽度762mm

（长X宽X高）

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15-27T/min生产厂家美国久益公司

表6SASC1120型梭车主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸回转外半径6294mm

8890X3050X1310mm

（长X宽X高）回转内半径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2X22Kw

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7PZL460-150型履带式转载破碎机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸泵站电机功75Kw

9144x3632x965mm

（长X宽X高）泵站电机电压660V

给料斗容积6.51m3破碎电机功率75KW

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8Dsj-1000型胶带输送机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

运输能力600T/h运输带规格1000x8mm

运输距离1000m运输带速度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征表

序号设备名称规格型号台数功率(KW)

1局部通风机FDBY-^6.0/18.5X222X18.5

2潜水泵QBS-15/3034

3激光指向仪YHJ-800A2

4移动变电站KBSGZY-1000/6/1.141

5移动变电站KBSGZY-500/6/0.691

6风机专用移变KBSGZY-315/10/0.691

7真空电磁启动器QJZ-315/1140(660)1

8馈电开关KBZ-200/11401

9馈电开关KBZ-400/11401

10风机开关QBZ-30/6602

11照明综保ZBZ-4.02

12水泵开关QBZ-303

表10CMM25-4型矿用四臂锚杆钻车主要技术特征表

技术特征参数技术特征参数

外形尺寸6270X3400X5100电压等级1140V

总功率HOKw底部间隙0.343mm

机重43T最大爬移坡度12°

油箱容积576L行走速度35m/min

支护高度2.0〜4.887m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确定锚杆支护参数。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：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0.07mo

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一一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/(2X4)=0.675m

L=KH+L1+L2=2XO.6754-O.3+O.O7=1.72m

类比我队在之前施工过程中支护的实际情况,故选择616X2100mm一次性紧固锚杆。

二、锚杆的间、排距计算：

a=(Q/KHY)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；

Y--被悬吊岩石的重力密度，取Y=21kN/m3。

a=(Q/KHY)1/2=(50/(2X0.675X21))1/2=1.33m

根据以往经验，故支巷锚杆间、排距选为L2mXL0m。

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，采碉与采碉间留设1.3〜3.1m的支撑煤柱。

二、特殊支护方式

过地质构造时，采取特殊支护方式，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，在工作面运输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，采碉间留设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运输巷与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，每天进行观测一次，达到警戒值时，采取特殊支护。

第四章生产系统

第一节运输

一、运输设备及运输方式

（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）辅助运输设备及运输方式

工作面运料，人员上、下班利用防爆车运输。

二、运煤路线

运煤路线：工作面的煤一312胶带运输巷一三采区集中运输巷-209-2皮带运输巷一盘

区胶运巷一主胶运大巷一地面煤仓。

三、辅助运输路线

辅助运输路线：地面一副斜井一盘区辅运-209-1辅运巷一三采区集中运输巷一313运输顺

槽一312连采工作面

附图7：运输系统示意图。

第二节“一通三防”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。

本工作面设置两台局部通风机，局部通风机设在312胶带运输巷口，局部通风机安设

距掘进巷道入风口不得小于10m,全风压供给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，

风简不得落地。

I、风量计算

1.按瓦斯涌出量计算：

Q।=100qk=100X0.31X2=62m3/min。

式中：Qi一掘进工作面所需要的风量；

q一掘进工作面回风流中瓦斯的绝对涌出量，瓦斯为0.31m3/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=4X24=96m3/min。

3

式中：4—每人每分钟需风量，m/min0

3.巷道掘进时所需风量：

3

Qfi=1.34Qd=250X2X1.34=670m/mino

式中：I一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215S=15X21.6=324m3/min。

支巷贯通后回采时所需风量为：324m3/minX3=972m3/min

（2）按最高风速计算，工作面的最大风量：

Q商<240S=240X21.6=5184m3/min。

5.确定工作面风量、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=972/60x21.6=0.75m/s

局部通风机选型

经计算，选用两台型号为FBDYN96.0/18.5X2对旋隔爆轴流式局部通风机即可满足支

巷掘进时的通风要求，其主要技术参数为:

表11局部通风机技术参数表

型号电动机功率（Kw）风量(nWmin)全压（pa）最高全压效率（％）噪声dB(A)

FBDYJ^6.0/372x18.5250-500440-550080W95

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，锚杆机本身有吸尘装置，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=5x21.6l/2=23.2m；故风简出风口距支巷掘进头的最大距离确定为23m。

（二）通风路线

新鲜风流~副井口一辅运大巷f盘区辅运巷-209-1运输巷一三采区集中运输巷一

312胶带运输巷（313回风巷）一工作面；

工作面乏风流一312回风巷一三采区集中回风巷一总回风大巷~立风井一地面。

（三）通风设施

本工作面局扇在313运输巷与三采区集中运输巷岔口附近设置局部通风机2台；312

胶带运输巷安设风筒60节。

二、瓦斯防治

（-）瓦斯检查（设点、次数）

瓦斯检查点设置在312工作面及其周围巷道（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范围内设置一组甲烷传感器，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21%,断电瓦斯浓度21%,在滞后

掘进头5m范围内巷道风简出风口对面设置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21%,断电瓦斯浓度2

1.5%,复电浓度＜1%。断电范围：工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。

2、312回风巷中，甲烷传感器设置在距贯通支巷往外W10m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21%,断电瓦斯浓度21.5%,复电浓

度VI%；一氧化碳传感器、温度传感器、风速传感器设置在距风桥10〜15m的位置，一氧

化碳报警浓度为224Ppm。

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21%。

4、当瓦斯超限必须按下列规定处理，并向矿调度室及通风科汇报。

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，采取措施，进行处理。

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

浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。

③工作面及其他巷道内，体积大于0.5nP的空间内积聚的瓦斯浓度达到2.0%时，附近

20m内必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。

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。

⑤工作面回风流中二氧化碳浓度达到1.5%时，必须停止工作，撤出人员，查明原因，

制定措施，进行处理。

（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，设置栅栏、悬挂警示牌，禁止人员入内。停风区内瓦斯达到3%时，不能立即处理，

必须在24小时封闭完毕；对不用的盲巷、废巷要及时封闭；井下风机禁止带病运转，不得

随意停开，因停电、检修等停止的局扇，开启前，首先应由瓦检员检查风机开关附近10米

范围内的瓦斯，停工区瓦斯符合要求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^补，井下不能及时健补的风筒应拿上地

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胶带运输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运输巷安设一趟消尘管路，每隔100m设一组三通阀门。

（二）防尘措施

连采机利用截割部的喷雾系统以及吸尘通道进行洒水消尘，要求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1.5MPa。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设置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。应加强粉尘作业场所员工的个体防护，凡是进入粉尘作业场所的员工都应配备个体

防护用品。

312胶带运输巷内破碎机卸料端设置一组全断面喷雾，皮带机头转载点处设置一组全

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胶带运输巷、312回风巷、313运输巷各设置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

合要求。根据巷道断面面积计算需要配备隔爆水袋数量如下：

312、313胶带运输巷：5.2X3.6X2004-40^93（个）。

312回风巷：4.6X3.4X2004-40^78（个）。

四、防治煤层自然发火技术措施

（-）监测系统

充分利用束管监控系统，进行预测预报工作。工作面回风巷采空区预先埋设束管，每

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%或增加较快时，要及时组织撤人、进行防灭火处理。

(二)综合防灭火措施

312胶带运输巷安设一趟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々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)、氮气防灭火系统主要技术参数

(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%；

注氮抑制瓦斯爆炸，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，主要根据防灭火区的空间大小及自燃程度确定。

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=[A/(rtr|Ir|2x24)]-(C1/C2-1)

式中：Qn—注氮量，m3/h；A—年产量，取450000t；

t一年工作日，取330d；r—煤的容重，1.25t/m3；

r|l—管路输氮效率，取90%；展一采空区注氮效率，取70%；

Cl—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/(1.25x330x0.9x0.70x24)]x(0.209/0.07-1)

3

=143.7m/ho

②按瓦斯量计算防火注氮量

Qn=60QcC/(1.0-C)

式中：Qc一工作面通风量，取994m3/min；

C—工作面回风流中的瓦斯浓度，取1%。

则Qn=60x994x0.01/(1.0-0.01)=602.42nP/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；

Cl—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%。

3

贝ijQn=60x12x(0.12-0.07)/(0.97+0.07-1.0)=900m/ho

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，主要取决于发火区域的几何形状、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

采取有效措施迅速扑灭。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。

如果按火区体积的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，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，造成火源点缺氧而窒息。

对于扑灭采空区火灾，注氮量可按下式进行估算：

Qm=QoCi/C2-Qo

式中：Qm—注氮量，m3；

Qo一火区体积，m3；

Ci—火区原始氧浓度，根据经验取7%；

C2—注氮后欲达到的氧气浓度，取3%。

Qo=工作面长度x采高x火区沿煤层的走向长度x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。

贝IQo=2OOx7.Ox97xO.85=l15430m3；

Qn=115430x0.07/0.03-83110=153907m3。

火区惰化时间如取为7d（168h）o

3

则扑灭采空区火灾所需注氮量Qn=153907/168=916m/ho

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，确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%o

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/ho

计入输氮管路漏损和海拔高度对制氮机组空气压缩机排气量的影响等因素后，设计计

算需要制氮设备氮气产量1312.2Nm3/ho

选用DM400型煤矿移动式膜分离制氮装置，设置一套制氮机向工作面注氮。

表12DM400型煤矿移动式膜分离制氮机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸

3200x1900x1400mm额定功率160Kw

（长X宽X高）

氮气流量400Nm3/h额定电压660V/1140V

氮气纯度297%氮气压力1.12MPa

表13MLG-20/13G型矿用螺杆式移动空气压缩机主要技术特征表

技术特征主要参数技术特征主要参数

外形尺寸

3600x1900x11950mm额定功率156.8KW

（长X宽X高）

排气量20m'min额定电压660V/1140V

转速2516r/min排气压力1.2MPa

制氮设备放置在312运顺一联巷内，通过输氮管路将氮气送至连续采煤机工作面。氮

气输送管路选用DN100无缝钢管。氮气输送管路及管件均应做防腐处理。输氮管路沿工作

面进风巷底板铺设。

矿井注氮工艺采取拖管注氮和密闭注氮。氮气防灭火观测点设置在已采工作面运输及

回风巷道的密闭处，当采空区发生火灾及存在隐患时，利用密闭墙上预留的注氮管向火区

或隐患区实施注氮。回采工作面则在工作面进风巷一侧，注氮管路随工作面推进而移动，

根据采空区温度及有害气体浓度，连续或间断地向采空区注入氮气。

2、阻化剂防灭火系统

1）、阻化剂选择

选用阻化药剂采用CaCl2或MgCh