矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法

矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法

矿井名称：新疆准南东煤矿

编制单位：安通部_____________

编制日期：2月15

审批记录

办法名称：矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法

编制人：

单位审批意见审批人审批日期

生产技术科

机电科

审调度室

机电副矿长

安全副矿长

生产副矿长

核

总工程师

矿长

矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法

依照矿井采掘布局及实际，为保证矿井采掘工作面安全顺利生产，特

编制矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法。

第一节矿井概况

一、概况

新疆准南东煤矿位于乌苏市南东50km处，行政区划属乌苏市管辖。

煤矿与312国道通过长46km简易公路相连，自312国道向西26km可到奎

屯市，向西46km可到乌苏市，向东37km可到沙湾县，外部交通条件较为

便利。

井田位于天山北麓山前低中山区，地形坡度5。〜27°,总体地势南

高北低。海拔高程+1650m〜+1725m,相对高差80〜160m。沟谷与山岭相间

呈自北西向东、东南方向延伸。

矿井采用主斜井、机斜井进风，斜风并回风;两进一回）中央并列式

通风，矿井斜风井重要通风机为抽出式，一用一备，重要通风机型号

FBCDZN019型重要通风机，额定功率2X110KW,电机型号YBF2-315L2-8,

转数740r/min,风量1600^4920m7min,风压2300'600Pa,额定电压

380"660Vo

二、矿井瓦斯状况

乩斯、二氧化碳鉴定成果，煤乩斯绝对涌出量最大为：1.09mVmino

二氧化碳相对涌出量约为：Llnf'/t。

三、煤层自燃倾向性、爆炸性

经鉴定：A4煤层具备爆炸性，为自燃煤层，自燃倾向性级别为1［类，

自燃发火期51天；

四、气象及地震

井田一带气候属中温带大陆性干旱气候。气温变化于-29.〜

32.4℃,年平均气温3.4℃〜4.3℃；6〜8月为夏季，其中7、8月间气温最

高，年最高气温32.4C；11月份至来年3月份为冬季，1月份气温最低，年

最低气温-29.年最大降雨量554.5mm,年平均蒸发量为1411.91mm。

最大降雪厚度0.3%6月和9月多雨，常有雹、雨交加，引起山洪，冰雹直

径可达0.5〜2cm。9月底10月初开始降雪，次年3月底4月初消融。最大冻

十深度1〜1.2爪4〜5月为多风期,风向西北，多为2〜4级,最大可达七

级。

依照《中华人民共和国地震动参数区划图》（GB18306-）,该区地震

动峰值加速度为0.30g,地震动反映谱特性周期为0.40s。地震基本烈度为

Wo

第二章矿井瓦斯治理技术方案及安全技术办法

依照矿井生产规划、安技改及采掘接替需要，筹划掘进巷道为E1141

准备工作面开切眼、二水平上部车场段、+1400m进料联巷、+1420m运送

上山、+1山0m运送上山、+1400m煤仓、+1山0m井底水仓、+1山0m井底水

仓、+1150m回风上山下段、W2241首采面上顺槽与W2241首采面下顺槽。

第一节通风系统治理方案

一、矿井通风现状

矿井采用主斜井、副斜井进风，斜风井回风：两进一回）中央并列式

通风，矿井斜风井重要通风机为抽出式，一用一备，重要通风机型号

FBCDZN019型，额定功率2X110KW,电机型号YBF2-315L2-8,转数

740r/min,风量1600、4920m7inin,风压2300~600Pa,额定电压380~660V。

矿井严格执行《煤矿安全规程》关于通风系统管理规定，建立了独立

完整通风系统，矿井按规定设立专用回风巷，采区进、回风巷贯穿整个采

区，各用风地点风量均达到或超过设计规定，没有无风、微风、循环风现

象。

矿井现工作面（W1141综放工作面），采用一源一汇“U”通风，掘进

工作面采用压入式通风。

二、通风系统

矿井重要通风线路为：

副斜井一+140001井底车场一+水仓联巷一阳141综放工作面运送顺槽

-W1141综放工作面一W1141综放工作面回风顺槽一回风上山一重要通风

机f地面

副斜井一+1400m井底车场一回风联巷一回风上山一E1141回风顺槽外

段（局扇）-E1141回风顺槽掘进工作面一进料联巷f回风上山一重要通

风机f地面。

副斜井一+1400（11井底车场f+1400nl运送巷（局扇）-E1141运送顺槽

掘进工作面f回风联巷一E1141回风顺槽外段f回风上山一重要通风机f

地面。

三、通风设施

（一）井下通风设施布置

1.重要进、回风巷之间每个联系巷中，必要砌筑永久性风墙：需要

使用联系巷及风井安全出口，必要按设计安设两道连锁正向风门和两道反

向风门。+1520nl车场至少设立两道连锁正向风门和两道反向风门。

2.采空区必要及时封闭。必要随采煤工作面推动，逐个封闭通至采

空区联通巷道。工作面开采结束后，必要在所有与采区相通巷道中设立密

闭墙，所有封闭采空区。

3.控制风流风门、风墙、风窗等设施必要可靠。不应在倾斜运送巷

中设立风门；如果必要设立风门，应安设自动门或设专人管理，并有防止

矿车或风门碰撞人员以及矿车碰坏风门安全办法。

回风上山构筑一道永久调节窗，E1141回风顺槽外段（通回风上山）

构筑两道永久调节风门；

（二）保证风流稳定

1.在各通风网路上，应按设计和需要安设风门、调节风窗和密闭等通

风构筑物，并随生产进度进行及时调节补充，风门设立闭锁装置。保证各

用风地点风量，风速符合《煤矿安全规程》规定，保证风流稳定。

2.及时清除巷道杂物和障碍，尽量避免在重要进回风巷道内停放矿

车，堆放材料及其他物品，保证风流畅通。，对回风上山（下段）进行扩

修，保证通风断面；

3.E1141运送顺槽、E1141回风顺槽等掘进工作面均为独立通风。

四、风量计算及分派

（一）W1141综放工作面

1.工作面概况

W1141综放工作面井下位于11采区西部，南部与上区段1493水平采

空区留设垂高12米隔离煤柱，东部距离副井900%工作面地面位于副斜

井筒以西，地表附近范畴为山区，地表覆有少量植被，地面无建筑物及保

护物。

工作面所采为A4煤层，为中厚〜特厚煤层，煤层厚度为2.6〜5.71m,

平均厚度为3m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底;

无夹肝层，为较稳定煤层。

W1141综采工作面地质构造较为简朴，煤（岩）层走向近东西，倾向

由南向北倾斜，倾角45°,煤（岩）层趋势为南高北低。断裂、褶曲、裂

隙等构造不发育；依照地质资料分析，煤层位于背斜北翼、无断层穿过，

对正常回采工作无影响。

2.本煤层邻近已采块段瓦斯涌出量

依照邻近采区已采块段资料：A404工作面标高+1493%回采期间相对

瓦斯涌出量0.16〜0.33m7t,绝对瓦斯涌出量最大0.41£/min；A402工作

面煤层底板标高为+1523m,相对瓦斯涌出量0.12m3/t〜0.3m3/t,绝对

瓦斯涌出量最大0.36m3/min；

3.瓦斯来源分析

W1141综放工作面井下位于11采区西部，南部与JL区段1493水平采

空区留设垂高12米隔离煤柱，东部距离副井900m。工作面地面位于副斜

井筒以西，地表附近范畴为山区，地表覆有少量植被，地面无建筑物及保

护物。

WU41面在回采过程中，工作面瓦斯涌出重要有三个来源：一是工

作面煤壁及落煤瓦斯涌出；二是采空区瓦斯涌出：

4.瓦斯涌出量预测

依照AQ1018-《矿井瓦斯涌出量预测办法》规定，该面采用记录法核

算瓦斯涌出量。

工作面相对瓦斯涌出量与开采深度关系可由公式(1T)表达。

式中：

q—工作面相对瓦斯涌出量，

开采深度，m；

〃。一瓦斯风化带深度，m；

H-a(q)-2)

a一相对瓦斯涌出量随开采深度变化梯度，m/(m3•V1)；

依照A404工作面、A402工作面标高差及相对瓦斯涌出量推算开采深

度瓦斯变化梯度a,见公式1-2。.

a=HLH](1-2)

q2-Qi

式中：也一瓦斯带内2水平开采深度，m；

名—瓦斯带内1水平开采深度，m；

q2一在也深度开采时相对瓦斯涌出量，m'/t；

q1一在d深度开采时相对瓦斯涌出量，m7t；

把有关数据带入公式1-1、1-2计算：该面回采期间相对瓦斯涌出量

为：0.26〜0.40m7to

依照该区域实测及记录法预测，W1141工作面回采期间相对瓦斯涌出

量为0.26〜0.40m7to

按日产1700吨（该面筹划日均产1417吨，富裕系数1.2）计算。W1141

3

综放工作面回采期间绝对瓦斯涌出量0.30nl3/min〜0.48m/min0工作面回

采期间瓦斯治理重要采用风排治理。

工作面采用“U”型通风，地面-＞副斜井一+1400m井底车场一煤仓联

巷一W1141运送顺槽综放工作面一W1141回风顺槽一斜回风井一地

面

5.风量计算

（1）按气象条件计算：

af=60X70%X.XSfXLhX」（m'/min）

式中心一采煤工作面风速，m/soW1141进风流最高温度15℃,按采煤

工作面进风流最高温度从表1-1中选用；取1.。m/s

s『一采煤工作面平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断面平均

值计算,武；依照ZFB500Q支架参数最大有效断面15.8m3,

最小有效断面10.8nA左h一采煤工作面采高调节系数，详细

按表1-2取值；

加一采煤工作面长度调节系数，详细按表1-3取值;

70%—有效通风断面系数；

60—单位换算产生系数。

6tf=60X70%X1.OX13.3X1.2X1,0(m7min)

=670(m3/min)

表IT采煤工作面进风流气温与相应风速

采煤工作面进风流气温/℃采煤工作面风速/(m-s1)

<201.0

20〜231.0〜1.5

23〜261.5〜1.8

26〜281.8-2.5

28〜302.5-3.0

表1-2心一采煤工作面采高调节系数

采高/m<2.02.0〜2.5>2.5及放顶煤工作面

系数(九)1.01.11.2

表厂3自一采煤工作面长度调节系数

采煤工作面长度/m系数(Ai)

<150.8

15〜800.8-0.9

80〜1201.0

120〜1501.1

150—1801.2

>1801.30〜1.40

(2)按照瓦斯涌出量计算：

。产100义鼠=100X0.48X1.2=58(m3/min)

式中蠹一采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量,nf/min。取0.48

m'/rnin

七一采煤工作面瓦斯涌出不均匀备用风量系数。普通机采面可取1.2〜

1.6,取1.2

100一按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%换算系数。

(3)按照二氧化碳涌出量计算：

3

Q产67XqccXAcC=67X0.81X1.2=65(m/min)

式中电一采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，取

0.81m3/min；

北一采煤工作面二氧化碳涌出不均匀备用风量系数。取1.2

67一按采煤工作面回风流中二氧化碳浓度不应超过1.5%换算系

数。

(4)按工作人员数量验算：

圆云4盟24X442176m7min

式中砥i一采煤工作面同步工作最多人数；取44人

4—每人需风量，mVmin0

(5)按风速进行验算：

①验算最小风量：

&-60X0.25sb260X0.25X11.06=166(m7min)

2

£b=4bXhcfX70%=6.59X2.6X70%=11.06(m)

②验算最大风量：

Q*W60X4.OS,W60X4X7.56=1814(mVmin)

2

Ss=7csX怠「X70%=5.99X1.6X70%=7.56(m)

式中1一采煤工作面最大控顶有效断面积，布；

4一采煤工作面最大控顶距，m；取6.59m

k一采煤工作面最采高，m；取2.6m

4n一采煤工作面最采高，m；取1.6m

黑一采煤工作面最小控顶有效断面积，m2；

4s一采煤工作面最小控顶距，m；取5.99m

0.25—采煤工作面容许最小风速，m/s；

70%—有效通风断面系数；

4.0—采煤工作面容许最大风速，m/s；

依照上述计算，W1141综放工作面回采期间配风应不低于670nl3/

mirio最大配风量不得超过1814m3/min。

6.监测监控

为切实做好该面监测监控工作，由调度室在W1141综采面安设甲烷传

感器，安设温度传感器，一氧化碳传感器及风速传感器。

上隅角(To)甲烷传感器安设在上隅角距充填带不不不大于0.8m,距顶

不不不大于0.3m,距巷道壁不不大于200mm,报警点为8%、断电点

为21.3%、复电点为＜0.8%；断电范畴为W1141工作面及回风巷道中所有

非本质安全型电器设备。

工作面(T)甲烷传感器安设在距工作面上出口10m内，距顶不不不大

于300mm,距巷道壁不不大于200mm,报警点20.8%,断电点为21.3%,

复电点为＜0.8%；断电范畴为W1141工作面及回风巷道中所有非本质安全

型电器设备。

工作面回风(L)甲烷传感安设在山141回风顺槽距联巷口以西10m〜

15m,报警点NO.8乐断电点20.8%,复电点为＜0.8机断电范畴均为工作

面及回风巷中所有非本质安全型电器设备。

一氧化碳、温度传感器安设在W1141工作面上出口10m以内，风速传

感器安设在距联巷口以西10m〜15m,距顶不不不大于300mm,距巷道壁不

不大于200mm,一氧化碳传感器报警值224PPM,温度传感报警值230℃,

风速报警值24m/s。

（二）E1141回风顺槽

E1141回风顺槽位于一采区东翼，东部和北部为未采动实体煤，南部

为采空区。E1141综采工作面上顺槽开口位置位于WH41综采工作面专用

回风巷迎头位置，向东翼掘进施工，设计方位角63。27'25"。

A4煤层：为中厚〜特厚煤层，煤层厚度为0.26~8.71m,平均厚度为

5.13m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底；无夹

肝层，为较稳定煤层。

L通风、瓦斯状况

通风系统：副斜井一十1400nl井底车场一问风上山一E1141向风顺槽（局

扇）-E1141回风顺槽掘进工作面一进料联巷一回风上山-＞地面，局部通

风机采用压入式供风，掘进巷道局部通风距离为980m。

瓦斯：依照邻近掘进巷道掘进期间瓦斯涌出量，最大绝对瓦斯涌出量

0.07-0.35m7min,该巷掘进期间绝对瓦斯涌出量取0.07-0.35m7min,

乩斯防治采用风排。

2.风量计算

（1）按工作面同步作业最多人数计算：

Qi=4n=4X30=120m3/min

式中：4一每人每分钟应供应最低风量，mVmin；

n一掘进工作面同步工作最多人数，取30人。

（2）按瓦斯涌出量计算

Q?=QhXK，Cp=0.35X1.5/0.8%=66.63m3/min

式中：Qh一掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m7min；预测掘进过程中瓦

斯绝对涌出量：0.07〜0.35m7min。

人一一工作面瓦斯涌出不均衡系数，k取1.5；

Cp——掘进工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%,Cp取0.8%。

（3）按照二氧化碳灌出量计算：

=

Qtt«67qhKh=67X0.30X1.5=30m7min

式中：Q蜥一一掘进工作面迎头需风量，mVmin；

qh——掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，ni'/min,取

0.30m7min；

Kh——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，取1.5；

67——掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不能超过1.5%换算系数。

（4）按风速进行验算：

每个半煤岩巷、煤巷掘进工作面最小风量：Q推215XSM=15X

10.92=164m3/min

按最高风速验算

每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面最大风量：Q据W240Sm『240X

11.32=2717m7min

式中:S掘一一掘进工作面巷道断面积。最大取11.32m2,最小取10.92m2

依照瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、最低容许风速、最高容许风速、

同步工作最多人数计算，掘进工作面需风量不得低于1641n7min。

(5)局部通风机选取

①风筒有效风量率

按直径800mm、供风长度870m计算

P效=(1-UoXP.oo-4-100)X100%

=(l-870X2.6%4-100)X100%

=77.38%

式中：P汕------风筒有效风量率，%

Lsoo-----①800风筒供风长度(m),风筒长度取870m

Pioo,800风筒风筒百m漏风率，2.6%

柔性风筒百米漏风率表

通风距离(m)<200200~1000>1000

P必（％）W10W3W2

②局部通风机吸风量计算

依照风筒有效风量率，计算局部通风机吸风量

Q同吸=Q掘/P效=1644-77.38%=212m7min

式中Q同吸局部逍风机吸风量，mVmino

Q擀---掘进工作面风量，m：7min

③局部通风机选取

依照局部通风机需要吸风量Q需吸，选用适当局部通风机。

最高全压效

局扇型号局扇功率KW风量m7min比A声级[Db(A)]

率%

FBDN06.02*18.5450-300282W25

FBDN06.02*22580-250282W25

EBDN06.32*30630-420次2〈25

依照以上风量计算和掘进期间瓦斯涌出量状况，选用二台

FBDN06.0/2*18.5KW局扇供风，以保证一台使用，一介备用。依照风量及

通风距离（约870m）,选取使用中800nlm风筒，风筒必要是胶质阻燃抗静电

型风筒。

（6）局扇前风量校核

Q邂需二Q月吸+15S=350+15X8.39=476m/min

Q捏需---掘进巷道局扇前全风压需要风量，mVmin

Q局吸----风机吸风量，取350mVmirio

S一一局部通风机与掘进巷道回风口之间巷道断面，取8.39m%

因此，依照计算，掘进工作面风量不低于164nl'/min,掘进巷道局部

通风机前全风压需要风量不低于476mVmino

3.监测监控

掘进工作面甲烷传感器「距迎头不不不大于5nb掘进工作面回风甲烷

传感器丁2距回风点10〜15m,设在非风筒侧。

断、复电瓦斯浓度及断电范畴

（1）报警值:T^O.8%CH„T2^0.8%CH.O

（2）断电值：Ti2L3%CH4,T2^0.8%CH1O

（3）断电范畴：3、T2一-掘进巷道内所有非本质安全型电气设备。

(4)复电值：T/O.8%CK„T2<0.8%CH.1O

（三）E1141运送顺槽

E1141运送顺槽该巷道开口位于+1400主、副井绕道内，以东800米处

至东翼井田边界，西以主井煤仓为界，上部为A404炮采工作面采空区，相

隔斜距140米，下部为二水平未开拓区。

A4煤层：为中厚〜特厚煤层，煤层厚度为0.26〜8.71m,平均厚度为

5.13m；顶、底板均为粉砂质泥岩、粉砂岩，局部有高炭泥岩伪底；无夹

肝层，为较稳定煤层。

RH41综采工作面运送巷掘进工作面地质构迨较为简朴，煤（岩）层

走向近东西，倾向由南向北倾斜，倾角45°,煤（岩）层趋势为南高北低。

断裂、褶曲、裂隙等构造不发育；依照地质资料分析，煤层位于背斜北翼、

无断层穿过，对正常掘进工作无影响。

1.通风、瓦斯状况

通风系统：主斜井f+1400nl井底车场f+1400m运送巷（局扇）-E1141

运送顺槽掘进工作面一E1141运送顺槽外段一EH41运送顺槽回风联巷一

-E1141回风顺槽外段一回风上山一地面，局部通风机采用压入式供风，

掘进巷道局部通风距离为820mo

瓦斯：依照邻近掘进巷道掘进期间瓦斯涌出量，最大绝对瓦斯涌出量

0.07〜0.35m；7min,该巷掘进期间绝对瓦斯涌出量取0.07〜0.35m7min,

瓦斯防治采用风排。

2.风量计算

（1）按工作面同步作业最多人数计算：

Qi=4n=4X41=164m7min

式中：4一每人每分钟应供应最低风量，mVmin；

n一掘进工作面同步工作最多人数，取41人（本队35人，加测

气员、监测员及管理人员6人）。

（2）按瓦斯涌出量计算

QLQhXKh/C『O.35X1.5/0.8%=66.63m7min

式中：Qh一掘进工作面绝对瓦斯涌出量，而/min；预测掘进过程中瓦

斯绝对涌出量:0.07-0.35m7mino

Kh——工作面瓦斯涌出不均衡系数，k取1.5；

C.,——掘进工作面回风流瓦斯浓度不超过0.8%,Cp取0.8%o

（3）按照二氧化碳凝出量计算：

Q方67/&二67X0.22X1.5=22.11mVmin

式中：Q树---掘进工作面迎头需风量，m'/min；

qh一一掘进工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，mVmin,取

0.22m'/min；

K（I——掘进工作面二氧化碳涌出不均衡备用风量系数，取1.5;

67一一掘进工作面回风流中二氧化碳浓度不能超过1.5%换算系数。

（4）按风速进行验算：

每个半煤岩巷、煤巷掘进工作面最小风量：Q抠215XSML15义

12.6=189m17min

按最高风速验算

每个岩巷、煤巷或半煤岩巷掘进工作面最大风量：Q掘W240s而尸240X

12.6=3024m3/min

式中：S窗一一掘进工作面巷道断面积。取12.6#

依照瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、最低容许风速、最高容许风速、

同步工作最多人数计算风量选取需风量不得低于189nl7min。

(5)局部通风机选取

①风筒有效风量率

按直径800mm、供风长度870m计算

P效=(1-L80OXP100.4-100)X100%

=(l-870X2.6%4-100)X100%

=77.38%

式中：P效-----风筒有效风量率，%

Lsoo---------①800风筒供风长度(m),风筒长度取870nl

Puny---------800风筒风筒百田漏风率，2.6%

柔性风筒百米漏风率表

通风距离(m)<200200—1000>1000

Pl00(%)〈10W3W2

②局部通风机吸风量计算

依照风筒有效风量率，计算局部通风机吸风量

Q同吸=Q掘/P效=1894-77.38%=244m7min

式中Q用吸一一局部通风机吸风量，mVmino

Q«?.------掘进工作面风量，m3/min

③局部通风机选取

依照局部通风机需要吸风量Q旃吸，选用适当局部通风机。

最高全压效

局扇型号局扇功率KW风量m7min比A声级[Db(A)]

率%

FBDN06.02*18.5450-300282W25

FBDNO6.02*22580-250282W25

EBDNO6.32*30630-420次2〈25

依照以上风量计算和掘进期间瓦斯涌出量状况，选用二台

FBDN06.0/2*18.5KW局扇供风，以保证一台使用，一介备用。依照风量及

通风距离（约870m）,选取使用中800nlm风筒，风筒必要是胶质阻燃抗静电

型风筒。

（6）局扇前风量校核

Q邂需二Q月吸+15S=330+15X10.2=483m/min

Q捏需----掘进巷道局扇前全风压需要风量，mVmin

Q局吸----风机吸风量，取330mVmirio

S一一局部通风机与掘进巷道回风口之间巷道断面，取10.2m%

因此，依照计算，掘进工作面风量不低于189nl'/min,掘进巷道局部

通风机前全风压需要风量不低于483m7mino

（四）+1400m中央变电所需要风量计算：

发热量大机电碉室，应按照碉室中运营机电设备发热量进行计算：

_3600Z叱。

2山一夕”60.（m/mln）

式中

工叱一机电嗣室中运转电动机（或变压器）总功率（按全年中最大值

计算），kW；取40KW

8—机电碉室发热系数。按表取值；取0.02

夕一空气密度。普通取夕二L20kg/n)3；

G＞一空气定压比热.普通可取Cp=i.0006KJ/(kg•K)；

鹏一机电胴室进、回风流温度差，0.5

机电碉室需要风量应依照不同碉室内设备降温规定进行配风；采区小

型机电碉室，按经验值拟定需要风量或取60〜80n)3/min；选用胴室风量，

应保证机甩碉室温度不超过30℃,其她碉室温度不超过26℃O

机电胴室发热系数(夕)取值

机电碉室名称发热系数

空气压缩机房0.20-0.23

水泵房0.01-0.03

变电所、绞生房0.02-0.04

依照计算，+1400m中央变电所配风不低于150m3/mine

(五)其她

其她用风巷道需要风量，应依照瓦斯涌出量和风运分别进行计算，采用其

最大值。

按瓦斯涌出量计算

Qri=133qrg•krg

=133X0.30X1.3=52mVmin

式中：

q«一其她用风巷道平均绝对瓦斯涌出量，lY/min；

%—其她用风巷道瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取1.2~1.3;

133—其她用风巷道中风流瓦斯浓度不超过0.75%所换算常数。

按风速验算

普通巷道

Qrc>60X0.15Src=60X0.15X10^90mVmin

式中：

Qrc一普通用风巷道实际需要风量，mVmin；

Src一普通用风巷道净断面积，m2；

0.15一普通巷道容许最低风速，m/so

3

故普通巷道需风量最低需满足风速验算风量90m/min；

（六）矿井需风量

由于+1400m中央变电所、+1400m水仓回风串联E1141回风顺槽局部通

风机，故需风量核算去除。

Q«=（Q果+QIK+Q其她）XI.15=（670+959+150+90+90+90）XI.25=2561

in3/mim

新疆准南东煤矿需风量2561m3/mim

五、通风设施及减少风阻、防止漏风办法

（-）依照通风需要，分别在E1141回风顺槽外段安设两道永久风门

（正反向）、回风上山安设一道永久调节窗；

（二）井下所有风门安设风门联锁和开停传感器，必要保证两道门不

同步启动，以导致风流短路；

（三）井卜通风设施严格按照《煤矿通风质量原则化原则》施工，安

通部加强对井下各类通风设施寻常管理和维护，俣证通风设施完好。各单

位加强爱护，禁止擅自破坏连锁绳或同事打开两道风门，禁止打开一道风

门长时间（5分钟）不关;

（四）风门先后5nl内、两道风门间禁止堆放任何杂物；

第二节矿井防尘治理方案

准南东煤矿所采A4煤，经检测该煤层具备爆炸性，爆炸指数50.55%。

矿井有健全防尘系统，地面水池300m3,矿井、采掘工作面设有完善防尘

供水系统，在皮带运送巷每隔50m,其他巷道管路每隔100m设一种闸阀。

管路由地面经副斜井、主斜井延至各水平、采区内。在井下所有重要

进、回风巷，采、掘工作面，煤仓放煤口、各转载点等均按《规程》规定

敷设防尘供水管路，三通阀门齐全，以供冲洗巷道积尘。

一、坚持实行综合防尘办法。井下所有运煤转载点有完善喷雾装置，

综采工作面进回风巷安设有两道净化水幕，综采支架架前每隔5架安设一

组喷雾，不开喷雾不准作业。

二、定期冲刷积尘，重要进回风巷，至少每月冲刷一次积尘，其她至

少每周冲刷一次积尘，一旦浮现粉尘堆积及时洒水降尘，禁止煤尘堆综放

工作面和掘进巷道必要均采用湿式凿岩（煤），同步在井下刮板输送机、

和其她转载点设立喷雾进行降尘。

三、回风上山、主斜井定期进行洒水降尘；运煤生产系统各转载点按

规定安设喷雾，运转期间转载点喷雾正常使用，并覆盖落煤。

四、各巷道安全合理进行配风，减少粉尘飞扬。煤矿应配备粉尘采样

器、呼吸性粉尘测定仪、矿用个体粉尘采样器、压风呼吸器、呼吸性粉尘

采样器等设备。

五、在采区回风巷设立隔爆水棚。

第三节防灭火治理方案

矿井开采煤层A4煤，经检测自燃倾向性为自燃，自燃倾向性级别为

I【类，自燃发火期51天。依照矿井自然发火规律，矿井自燃发火防治重

点加强W1141综采工作面防灭火治理。

一、外因火灾防止

（一）进风井筒及井下建筑物，井底车场必要采用不燃材料支护建筑,

各水平井底连接处，井下机电胴室，都必要用不燃材料进行支护。

（二）矿井必要设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路

系统应每隔50m设立支管和阀门。

（三）矿井必要制定井上下防灭火办法，并对全体职工经常进行防灭

火知识教诲。

（四）设立地面、井下消防器材库，地面消防材料库设在井口附近，

附近有轨道，井下消防库设在+1400n）运送巷内，存储足够消防器材；

（五）井下使用矿灯必要符合规定，井口房和通风机房20m不得用烟

火或用火炉取暖。井下禁止使用灯泡和电炉取暖。

（六）在井下和井口房，禁止采用可燃材料搭设暂时操作间、休息间。

（七）禁止携带烟草及点火物品入井，禁止井下吸烟。

（八）井下和井口房内不得从事电焊、气焊和喷灯焊等工作。如果必

要在井下重要恫室、重要进风井巷和井口房内电焊、气焊和喷灯焊等工作，

每次必要制定专项安全办法。

（九）防止机械摩擦起火：经常检查设备运转状况，做好井下设备维

护保养工作，保持运转部位清洁，及时加注安全可靠润滑油，使其保持良

好工作状态。

（+）防止爆破引起火灾，禁止不装或少装炮泥爆破，禁止使用砰石、

煤粉代替炮泥封堵炮眼，坚持使用水炮泥，禁止放糊炮、放明炮。

（十一）防止电气火灾，井下所有电气设备选取、安装、使用和维护

都必要严格遵守规程关于规定，应对的选用过负荷继电器、熔化保险器和

漏电继电器，以便在电流短路，过负荷或漏电时切断电源。消灭电缆中“鸡

爪子”、“羊尾巴”、“明接头”。

（十二）井下和碉室内不准存储汽油、柴油和变压器油等，井下用过

润滑油、棉纱布头等，必要集中存储保管在加盖铁桶内，不准乱扔乱放。

（十三）严格执行《煤矿安全规程》和关于规定。

二、内因火灾防止

（一）加强预测预报。

1.自然发火标志性气体拟定：由于煤层在氧化过程中生成众多烷烯类

气体，其中一氧化碳（CO）气体浓度变化较明显，且浮现乙烯气体后即发

展到自燃状态，因而，自然发火标志性气体拟定为乙烯（GHJ煤层高温

氧化标志性气体拟定为一氧化碳（CO）,对气体检测以检查CO、温度为主,

必要时要检查CH-CO2、。2。

2.每班安排瓦斯检查员加强防火标志性气体巡回检测，检测成果向矿

调度报告，重要检查地点：架后果空区、上隅角煤体内及回风风流；

3.在工作面上出口以外10m内，安设一台C0和温度传感器，对工作

面中00气体浓度和温度进行24h持续监测，发现C0超限状况要及时核查、

解决。

4.安通部组织管理定期（至少三天）对矿井进行一次全方位防灭火专

项普查，重要对高冒、断层、工作面上隅角、工作面采空区及邻近采空区

等防灭火标志性气体检测，同步对防灭火管路进行全面巡回检查，保证防

灭火管路完好和正常使用。

（二）加强上、下隅角管理，减少采空区漏风。采用有效办法使采空

区（老塘）冒实，工作面上、下隅角设立挡墙（编织袋装煤堆成墙）或悬

挂风障，特别是下隅角由一处增长两处，减少向采空区漏风；

（三）加强通风设施维护，保证通风系统稳定、可靠。定期对该区域

进行风量测定及通风系统调杳，同步依照晅141综采工作面实际及防灭火

状况，及时进行通风系统调节和风量调配，保证安全通风。

（四）合理布置灌浆管路和注氮管路，正常进行交替预埋。依照防火

火标志性气体检测状况，实行阶段性注浆和注氮。

（五）通过采用防止性灌浆、注惰性气体等综合防止办法，及时消除

了隐患。

第四节其她安全技术办法

一、安全监控监测方面办法

（一）为保证安全监控仪器设备正常运营。安全监控设备必要定期调

校、测试，每月至少1次C

采用载体催化元件甲烷传感器必要使用校准气样和空气气样在设备

设立地点调校，便携式甲烷检测报警仪在仪器维修室调校，每15天至少1

次。甲烷电闭锁和风电闭锁功能每15天至少测试1次。也许导致局部通风

机停电，每半年测试1次0

（二）传感器要垂直悬挂，巷道顶板要结实、无淋水，不影响行人和

行车，安装维护以便。距顶板（顶梁）不得不不大于300mm,距巷道侧壁

不得不大于200nlm。禁止悬挂在风筒口和风筒漏风处。

（三）井下安全监控设备发生故障时，必要及时解决，在故障期间现

场瓦斯检查员、班队长必要加强本区域瓦斯巡回检查，发现瓦斯异常，及

时采用有效办法进行解决，并及时报告矿调度。

（西）现场瓦斯检查员当班使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学

甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照，当两者读数误差不不大于容许误差

时，先以读数较大者为根据，并报告调度室监测工，采用安全办法，并必

要在8h内对工种设备调校完毕。

（五）井下分站，传感器，声光报警器，断电器及电缆等安全监控设

备，由施工单位队长、班组长负责保管和使用，如有损坏应及时向调度报

告。

（六）安全监控中心站必要实时监控所有掘进工作面瓦斯浓度变化及

被控设备通、断电状态，值班人员必要认真监视监视器所显示各种信息，

详细记录系统各某些运营状态，负责打印监测报表，报矿长和技术负责人

审视，监测中心值班人员接到报警后，值班人员必要及时告知矿调度。

（七）施工单位人员若发现传感仪报警，必要及时撤除巷道内所有施

工人员到进风巷新鲜风流中，并及时联系瓦检员，经瓦检员检查无安全隐

患，并经批准后方可继续进入巷道迎头施工，禁止强行施工。

（八）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、瓦斯检查员下井时，必要携带便携仪,

对其分管范畴内甲烷进行不间断监测，如有报警现象（报警点为0.8%）必

要进行解决。下井前必要检查便携仪显示数据，如果发现数据显示较大，

必要及时更换。

（九）流动电钳工检修机电设备时，必要检查检修地点20m范畴内甲

烷浓度，便携仪报警时（0.8%）不得检修。

（十）现场光学瓦斯机、甲烷检测报警仪等仪器测出瓦斯浓度误差不

一时，应以现场仪器测得最大数据成果进行解决。

（+-）掘进工作面瓦斯便携仪悬挂在迎头向后非风筒测3m内，距

顶板（顶梁）不得不不大于300mm,距巷道侧壁不得不大于200nlm。

（十二）掘进工作面爆破前，将掘进工作面瓦斯传感器移到迎头向后

50m以外安全地点悬挂好，距顶板（顶梁）不得不不大于300mm,距巷道

侧壁不得不大于200mm。以防爆破崩坏。

（十二）敷设电缆要与动力电缆保持0.3m以上距离。电缆悬挂高度

应不不大于矿车和运送机高度，并位于人行道一侧。电缆不得与水管或其

她导体接触。

（十四）在大巷敷设或检查井下传播电缆时，如果有车辆行驶，敷设

或检查人员要躲到躲避砸中，禁止行车时敷设或检查传播电缆。

（十五）敷设或检查井下传播电缆时，一方面要和下车场把钩工、上

车场司机联系好，明确不准提车或松车后，方准进入敷设或检查传播电缆,

禁止行车时工作。

（十六）掘进工作面巷道内及回风流中所有非本质安全型电气设备都

必要同甲烷传感器实现瓦斯电闭锁，通风区负责安设瓦斯电闭锁，施工单

位负责断电器电源线和控制线开关指定、接线端寻常维护，禁止将瓦斯电

闭锁私甩不用。

（十七）洒水灭尘时，禁止将水洒到传感器和接线盒上，以免导致传

感器损坏和误超限事故发生。

（十八）每次甲烷传感器浮现故障时，必要切断甲烷传感器控制区域

内电源，即监控系统具备故障闭锁功能。

二、矿井通风管理办法

（-）矿井每年在安排生产筹划前必要进行矿井通风能力核定工作，

保证矿井不超通风能力生产。

（二）矿井必要有完整独立通风系统，变化矿井采区以上通风系统必

要制定通风设计和专项安全技术办法，由煤矿公司技术负责人审批。

（三）生产矿井必要采用机械通风，必要安装2套同等能力重要通风

机，其中1套作为备用，备用重要通风机必要能在lOmin内启动。重要通

风机房必要安装水柱计、电流表、电压表、轴承温度计等仪表和直通矿调

度室电话。反风操作系统图、司机岗位责任制和操作规程应悬挂上墙。

（四）变化重要通风机工况时，必要有煤矿公司技术负责人批准安全

技术办法。重要通风机必要在合理工况范畴内运营。

（五）因检修、停电或其他因素停止重要通风机运转时，必要制定停

风安全办法：重要通风机停止运转时，受停风影响地点，必要及时停止工

作、切断电源，工作人员先撤到进风巷道中，并及时向矿调度室报告，由

矿长或矿技术负责人决定全矿井与否停止生产、工作人员与否所有撤出。

（六）各煤矿公司要从供电系统、机电设备、寻常管理方面加强管理,

禁止重要通风机和局部通风机无筹划停电停风。重要通风机和局部通风机

一旦浮现无筹划停风停电，必要按事故追查。

（七）矿井重要通风机及其附属装置必要具备反风功能，并每年进行

一次反风演习，矿井反风演习报告报煤矿公司和本地煤矿安全监察机构备

案。

（八）矿井必耍严格执行测风制度，每10天进行一次全面测风。采

掘工作面及其他用风地点应依照实际需要随时测风，测风站必要悬挂记录

牌。安通部应将测风报表报矿长和矿技术负责人。矿井测风报表应计算矿

并有效风量率，矿井、采区及采掘工作面绝对瓦斯涌出量，矿井内、外部

漏风率等。

（九）没有形成负压通风系统采煤工作面不得回采；禁止在独头巷道

运用局部通风机通风回采；采煤工作面必要保证两个安全出口；

（+）矿井必要构筑可靠控制风流风门、风墙、风窗，进回风井之间

和重要进回巷之间联系巷，必要砌筑永久性风墙；需要使用联系巷，必要

安设2道正向永久风门和2道反向风门。采区进回风巷之间联系巷应砌筑

永久性风墙，确需行人、通车联系巷应设立永久风门，永久风门不得少于

两道。

永久调节风窗调节窗应在上部设立，调节板灵活可靠。带风窗永久风

门不得少于两道。

永久密闭和暂时密留质量要符合通风质量原则规定。

（十一）采煤工作面投产时，必要由矿总工程师组织关于部门对采煤

工作面通风、防尘、监测监控等系统进行验收，不符合规定不准生产。

（十二）采、掘工作面应实现独立通风。如实现独立通风确有困难时,

可采用串联通风，串联通风次数不得超过1次。对于串联通风，必要制定

安全技术办法，经矿技术人批准后实行。

三、排放瓦斯办法

（一）重要通风机有筹划停止运转前，并在井口设立全断面栅栏。需

耍排放瓦斯时，必耍制定排放瓦斯办法，报煤矿重耍领导和技术负责人审

批。

（二）井下中央变（配）电所，在恢复送电前应由瓦斯检杳员全面检

查送电区域，只有瓦斯浓度在0.5%如下时，方可送电。

（三）局扇因故停止运转，无论停风时间长短，在恢复通风前，必要

一方面检查停风区内瓦斯和二氧化碳浓度，瓦斯检查员检查瓦斯必要由班

组长或安全检查工配合进行。由外向里边走边检查，瓦斯浓度达到3%时，

按原路返问。

（四）当停风区内瓦斯浓度不超过1%（含遥）和二氧化碳浓度不超

过1.5%（含1.5%）时，可由瓦斯检查员直接进行排放，但局扇及其开关

附近10m以内风流中瓦斯浓度不得超过0.5%o

（五）停风区内瓦斯浓度超过1%或二氧化碳浓度超过1.5%,最高瓦

斯或二氧化碳浓度不超过3%时，乩斯检查员必要请不主管领导，由领导提

出安全办法，指定专人，控制风流排放瓦斯。

（六）停风区内瓦斯或二氧化碳浓度超过3%时，瓦斯检查员必要向矿

调度室报告，由安通部制定排放瓦斯安全办法，报矿技术负责人批准，并

指派专人进行排放。

（七）采掘工作面及其他巷道浮现体积不不大于0.5m3,浓度达到2%

局部瓦斯积聚时，由瓦斯检查员及时解决。不能及时解决瓦斯积聚要报告

矿分管领导，由分管领导提出排放瓦斯办法，指定专人进行排放。附近20nl

内必要停止工作，撤出人员，切断电源。

（八）排放瓦斯时，应坚持低浓度排放原则，采用控制风量等办法使

排放出风流同全风压风流混合后瓦斯浓度不超过1.5%,在排放瓦斯之前，

凡是排放瓦斯流经区域必要切断电源、撤出人员、设立警戒。

（九）排放瓦斯坚持低浓度排放原则，必要执行由外向里逐段排放，

或采用其他手段控制风流中瓦斯浓度，禁止一风吹。

（十）排放密闭区内瓦斯，瓦斯浓度超过3%时，由矿提出专门安全办

法，经矿技术负责人审查批准后，由矿分管领导现场指挥，矿山救护队协

助排放。

（+-）排放瓦斯工作要由外向里依次进行，1个采区内禁止2个瓦

斯超限地点同步排放瓦斯。排除串联通风区域瓦斯时，必要严格遵守排放

顺序，一方面从进风方向第1台局部通风机处开始排放，只有第1台局部

通风机送风巷道内排放瓦斯结束后，且串联风流中瓦斯浓度降到0.5%如下

时，下1台局部通风机