某某煤矿工作面专项防突设计及安全技术措施exuz.docx

《某某煤矿工作面专项防突设计及安全技术措施exuz.docx》由会员分享，可在线阅读，更多相关《某某煤矿工作面专项防突设计及安全技术措施exuz.docx（101页珍藏版）》请在淘文阁 - 分享文档赚钱的网站上搜索。

1、目 录第一章 工作面面概况1一、工作作面基本本情况1二、 巷巷道设计计1三、 巷巷道断面面及支护护2第二章 瓦斯地地质概况况3一、 顶顶底板岩岩性及厚厚度3二、 地质构构造3三、 水水文地质质4四、 煤煤层情况况5五、 煤煤质5六、 瓦瓦斯、煤煤尘和自自然发火火情况5第三章 工作面面安全生生产系统统6一、 通通风系统统6二、 监监测监控控系统10三、 防防尘系统统11四、 供供电系统统12五、 生生产系统统12第四章 煤巷掘掘进工作作面专项项防突设设计及瓦瓦斯治理理技术措措施13一、 煤煤巷掘进进工作面面专项防防突设计计13二、 煤煤巷掘进进工作面面瓦斯治治理强化化措施18第五章 回采工工作面

2、专专项防突突设计及及瓦斯治治理技术术措施20一、 回回采工作作面专项项防突设设计20二、 回回采工作作面瓦斯斯治理技技术措施施22第六章 抽采设设计25一、 瓦瓦斯抽采采系统25二、 抽抽采管路路选择及及铺设25三、钻孔孔的封孔孔和连接接27四、抽采采效果分分析28五、瓦斯斯涌出量量预测30六、瓦斯斯抽采管管理32第七章 安全防防护措施施33一、 压压风自救救系统33二、 避难硐硐室33三、 突突出应急急措施3476*工作面专项防突设计及区域防突措施（修订）*工作作面专项项防突设设计及区区域防突突措施（修修订）第一章 工作作面概况况一、工作作面基本本情况*工作作面为西西翼采区区第二个个回采工工

3、作面，位位于副井井西北侧侧，该工工作面开开采二11煤层，北北侧、南南侧为采采区煤柱柱，西邻邻120031工工作面（未未开采），东东邻1220111工作面面（已开开采）。该该工作面面设计44条煤巷巷，4条条底抽巷巷。东侧侧轨道顺顺槽设计计长度为为7155m，其其中外段段长度1105mm，从1120111胶带带顺槽开开口沿空空掘巷，中中间顺槽槽设计长长度为9928mm，西侧侧胶带顺顺槽长度度为9554m。工工作面标标高：-2600-3320mm，顺槽槽方位3327，工作作面切眼眼长度2254mm，中间间顺槽与与西侧胶胶带顺槽槽可采长长度为8867mm，与东东侧轨道道顺槽可可采长度度为6992m，*

4、工作面平均可采长度为780m，工作面平面示意图如图1-1。二、 巷道设计计*工作作面共设设计8条条巷道，分分别为胶胶带顺槽槽、中间间顺槽、轨轨道顺槽槽、切眼眼、胶带带底抽巷巷、中间间底抽巷巷、轨道道底抽巷巷、切眼眼底抽巷巷。1、*轨道顺顺槽（11057155m）采采用沿空空掘巷，轨轨道顺槽槽外段（001005m）在在120011胶胶带顺槽槽外部系系统内施施工穿层层钻孔掩掩护掘进进，轨道道顺槽目目前尚未未施工。2、*中间顺顺槽为实实煤体巷巷道沿煤煤层倾向向向北掘进，由由*中间间底抽巷巷掩护掘掘进，现现已施工工完毕。3、*胶带顺顺槽为实实煤体巷巷道沿煤煤层倾向向向北掘进，由由*胶带带底抽巷巷掩护掘

5、掘进，现现现已施施工完毕毕。4、*工作面面切眼为为实煤体体巷道沿沿煤层走走向掘进进，由*切眼眼底抽巷巷掩护掘掘进，现现已施工工1233m，剩剩余1331m。5、*工作面面共布置置4条底底抽巷，即即胶带底底抽巷、中中间底抽抽巷、切切眼底抽抽巷、轨轨道底抽抽巷，均均位于二二1煤层底底板以下下8114m的的层位，轨轨道底抽抽巷即为为120011工工作面胶胶带顺槽槽底抽巷巷，长度度为5880m，底底抽巷外外错轨道道顺槽116m；中间顺顺槽底抽抽巷长度度9800m，与与中间顺顺槽内错错3.226m；胶带底底抽巷长长度9776m，在在胶带顺顺槽正下下方；*工作作面切眼眼底抽巷巷长度2275mm，位于于二1

6、煤层底底板以下下8114m的的层位，*工作面切眼的正下方。三、 巷道断面面及支护护*工作作面顺槽槽为梯形形断面，采采用梯形形对子棚棚+抬棚棚联合支支护，对对子棚间间距6000mmm。（11）中间间顺槽掘掘进断面面16.4m，净断断面144.8mm，巷道道净高33.2mm，顶部部净宽33.8mm，底部部净宽55.5mm；（22）轨道道顺槽掘掘进断面面16.17mm，净断断面144.188m，巷道道净高22.9mm，顶部部净宽33.9mm，底部部净宽55.8mm；（33）胶带带顺槽掘掘进断面面17.2m，净断断面166m，巷道道净高33.4mm，顶部部净宽33.8mm，底部部净宽55.6mm；（4

7、4）工作作面切眼眼为矩形形断面，掘掘进断面面21.3m，净断断面200.2mm，巷道道净高22.8mm，净宽宽7.22m，采采用锚网网钢带+锚索支支护顶板板，主、副副切眼交交错打设设锚网钢钢带及锚锚索，并并打设单单体液压压支柱型梁抬抬棚加强强支护，在在主、副副切眼交交接处打打设单体体液压支支柱型梁抬抬棚支护护，一梁梁三柱，柱柱间距6600mmm。*工作作面的三三条顺槽槽底抽巷巷，均为为直墙半半圆拱断断面，掘掘进断面面15.8m，净断断面133.3mm，巷道道净宽44.5mm，净高高3.445m，采采用锚网网喷支护护，喷浆浆厚度1100mmm。*工作作面切眼眼底抽巷巷为直墙墙半圆拱拱断面，掘掘进

8、断面面11.08mm，净断断面100.233m，巷道道净宽33.8mm，净高高3.11m，采采用锚网网喷支护护，喷浆浆厚度1100mmm，巷巷道断面面示意图图见图11-2。图1-11 *工作作面平面面示意图图图1-22 *工作作面顺槽槽及切眼眼断面示示意图第二章 瓦斯斯地质概概况一、 顶底板岩岩性及厚厚度顶板岩性性：该工工作面二二1煤伪顶顶不太发发育，局局部可见见黑色炭炭质泥岩岩，松软软易碎000.5m;直接顶顶为砂质质泥岩，层层理明显显，局部部发育厚厚000.7mm，老顶顶为灰色色-浅灰灰色中粒粒石英砂砂岩（大大占砂岩岩），层层面富集集云母片片，具斜斜层理，厚厚12.8m17.4m，上上部直

9、接接与二22煤底板板泥岩接接触，二二2煤厚001.2m，底底板泥岩岩厚0.5m。二二1煤顶板板发育平平整，相相对比较较稳定。底板岩性性：该工工作面二二1煤层伪伪底为碎碎软的泥泥岩及砂砂质泥岩岩，厚度度3.666m，老老底为泥泥岩夹细细砂岩。二、 地质构造造该工作面面构造简简单，褶褶皱不发发育，煤煤岩层相相对比较较稳定，地地层走向向4050，倾向向13001440，倾角角3110，平均均为4。根据地面面三维地地震勘探探资料，*胶带顺槽西部发育DF18断层，落差03m，近走向方向延伸约90m。*中间顺槽东部发育DF22断层，落差03m，近走向方向延伸约90m。*胶带底抽巷在掘进过程中，共揭露正断层

10、11条，断层落差为0.1-0.9m。表2-11 *工作面面预计断断层一览览表断层编号号煤巷预计计位置（*胶胶带顺槽槽专回北北帮以北北）断层性质产状断层落差差（m)备注走向（）倾向（）倾角（）*胶JJF1170mm正断层29828390.5-0.99胶带底板板巷揭露露*胶JJF2171mm正断层49139430.3胶带底板板巷揭露露*胶JJF3289mm正断层29121440.1胶带底板板巷揭露露DF188263mm正断层NWWNNE703地面三维维地震探探测*胶JJF4327mm正断层28298340.6胶带底板板巷揭露露*胶JJF5471mm正断层78348260.6胶带底板板巷揭露露*胶J

11、JF6476mm正断层40130400.6胶带底板板巷揭露露*胶JJF7532mm正断层33123300.6胶带底板板巷揭露露*胶JJF8541mm正断层43133650.4胶带底板板巷揭露露*胶JJF9593mm正断层27117460.155胶带底板板巷揭露露*胶JJF100640mm正断层85175450.1-0.22胶带底板板巷揭露露*胶JJF111683mm正断层18292450.3-0.44胶带底板板巷揭露露三、 水文地质质该工作面面水文地地质条件件复杂，主主要充水水水源为为顶板砂砂岩裂隙隙水及底底板太原原组薄层层灰岩水水。二11煤层赋赋存于山山西组下下部，上上距砂锅锅窑砂岩岩37.

12、80-69.45mm，平均均79.74mm。下距距L7石石灰岩66.700-122.3mm，平均均10.5m，下下距奥陶陶系灰岩岩平均664.888m。充充水来源源主要是是煤层顶顶底板直直接充水水含水层层的地下下水。二二1煤层顶顶板砂岩岩及底板板太原组组薄层灰灰岩均为为弱富水水性充水水含水层层，水量量有限，易易于疏排排。煤层层开采以以后，导导水裂隙隙带通达达下石盒盒子组含含水层，增增加了间间接充水水含水层层的矿井井水补给给来源。主主要出水水来源为为顶板砂砂岩水。*工作作面二11煤层底底板下距距奥灰含含水层顶顶界面558-668.44m。奥奥灰水位位+2000m，巷巷道底板板承受的的奥灰水水压为

13、55.2MMpa，突突水系数数0.00700.099。奥陶陶系灰岩岩层位厚厚、水压压大、富富水性强强、补给给水源丰丰富，是是矿井突突水的最最大威胁胁。现*工作作面正在在进行底底板全覆覆盖注浆浆加固工工程，彻彻底消除除奥陶系系灰岩水水的威胁胁。工作面回回采时，正正常情况况下对开开采二11煤层没没有影响响，但由由于岩溶溶裂隙发发育不均均，局部部地段仍仍有强富富水地段段的可能能，特别别是由于于构造破破坏造成成煤层底底板隔水水层变薄薄的情况况下，增增大了奥奥灰水突突水的可可能性。在在其厚度度变薄区区或奥灰灰水严重重向上导导升区段段，奥灰灰水能够够突破该该隔水层层而对太太原组灰灰岩含水水层进行行补给或或

14、直接向向矿井充充水，造造成突水水事故发发生。根据临近近巷道涌涌水情况况，*胶带顺顺槽掘进进时预计计正常涌涌水量为为10mm/h，最最大涌水水量为220m/h；*中间间道顺槽槽掘进时时预计正正常涌水水量为112m/h，最最大涌水水量为225m/h。预预计*工作面面回采时时，正常常涌水量量为1550-1190mm/h，最最大涌水水量为3300-3500m/h。四、 煤层情况况 根据勘勘探钻孔孔资料和和已揭露露地质资资料，该该工作面面煤层厚厚度较为为稳定，煤煤厚为22.3mm8.5m，平平均煤厚厚5.55m，受受褶皱控控制煤层层产状及及厚度局局部变化化较大。预预计该掘掘进工作作面煤层层倾角33100

15、，平均均为4。 煤层呈粉粉末状，少少量块状状，结构构简单，局局部含夹夹矸12层，有有分叉现现象，仅仅局部存存在夹矸矸，夹矸矸单层厚厚度0.040.33m，夹夹矸岩性性为泥岩岩或炭质质泥岩。五、 煤质二1煤颜颜色为黑黑色，条条痕灰黑黑色，具具玻璃光光泽，多多呈粉状状产出，组组织疏松松。煤层层中含黄黄铁矿结结核。二二1煤的视视密度平平均为11.444t/mm3，真密密度为11.522t/mm3。煤岩岩成份，以以亮煤为为主，暗暗煤次之之。宏观观煤岩类类型属半半亮型煤煤,富含含FeSS2结核。AAD=221.442%,Sd=2.223%。,煤尘爆爆炸指数数为111.7%。 六、 瓦斯、煤煤尘和自自然发

16、火火情况原始瓦斯斯含量：在*胶带底底抽巷掘掘进期间间测得二二1煤层原原始瓦斯斯含量66.622111.855m/t，*中间间底抽巷巷掘进期期间测得得二1煤层原原始瓦斯斯含量55.910.09mm/t，*轨道道底抽巷巷掘进期期间测得得二1煤层原原始瓦斯斯含量66.855133.866m/t，故故该区域域二1煤层瓦瓦斯含量量为5.9111.885m/t。瓦斯压力力：在施施工预抽抽回采区区域穿层层钻孔前前，对*工作作面瓦斯斯压力进进行了测测定，经经实测，瓦瓦斯压力力为0.100.788MPaa。煤体坚固固性系数数f在0.120.446。瓦斯放散散初速度度P在100.524.0之间间。煤尘：煤煤尘具有

17、有爆炸危危险性，爆爆炸指数数为111.7%。自燃发火火：该工工作面二二1煤属不不易自燃燃煤层。第三章 工作作面安全全生产系系统一、 通风系统统（一）掘掘进通风风系统*工作作面顺槽槽在掘进进期间均均采用压压入式通通风，在在巷道进进风侧建建造防突突风门，回回风流经经专用回回风巷进进入总回回风大巷巷。1、通风风线路：(1)*工作作面轨道道顺槽新鲜风：地面主、副副井西翼胶胶带大巷巷局部通通风机*工作作面轨道道顺槽工作面面。乏风：工工作面*工作作面轨道道顺槽*工作作面轨道道顺槽专专用回风风巷西翼回回风大巷巷风井地面。*工作作面轨道道顺槽掘掘进期间间通风示示意图见见图4-1。(2) *工作作面中间间顺槽新

18、鲜风：地面主、副副井西翼胶胶带大巷巷局部通通风机*工作作面中间间顺槽工作面面。乏风：工工作面*工作作面中间间顺槽*工作作面中间间顺槽专专用回风风巷西翼回回风大巷巷风井地面。*工作作面中间间顺槽掘掘进期间间通风示示意图见见图4-2。(3) *工作作面胶带带顺槽新鲜风：地面主、副副井西翼胶胶带大巷巷局部通通风机*工作作面胶带带顺槽工作面面。乏风：工工作面*工作作面胶带带顺槽*工作作面胶带带顺槽专专用回风风巷西翼回回风大巷巷风井地面。*工作作面胶带带顺槽掘掘进期间间通风示示意图见见图4-2。2、煤巷巷局部通通风机选选型：煤巷掘进进工作面面所需风风量：（1） 按瓦斯涌涌出量计计算Qcf=1000qcg

19、kcg= 2400m/miin 式中：qcg掘进进工作面面回风巷巷风流中中平均绝绝对瓦斯斯涌出量量，取11.6mm/miinkcg掘进进工作面面瓦斯涌涌出不均均匀的备备用风量量系数（11.52），取取1.55；100按掘掘进工作作面回风风流中瓦瓦斯的浓浓度不应应超过11的换换算系数数。（2） 按人数计计算 Qcff4Ncff= 1100 m/miin式中：Ncf掘进进工作面面同时工工作的最最多人数数，255人；4每每人需风风量，mm/miin。（3） 按照二氧氧化碳的的涌出量量计算Qhf=67qhcckhcc=6770.551.55=500.255m3/miin式中：qqhc掘进工工作面回回风

20、流中中平均绝绝对二氧氧化碳涌涌出量； KKhc掘进工工作面二二氧化碳碳涌出不不均匀的的备用风风量系数数，正常常生产条条件下，连连续观测测1个月，日日最大绝绝对涌出出量与月月平均瓦瓦斯涌出出量的比比值；煤煤巷取11.5。煤巷掘进进工作面面需风量量为2440m/miin。（4） 局部通风风机选型型 Qhff=QaafI QQaf局部部通风机机实际吸吸风量，m3/min； II 掘进工工作面同同时通风风的局部部通风机机台数； QQhf工作作面实际际需风量量，取9950mm/miin根据以上上计算，选选择局部部通风机机类型为为FBDD8.00 (2255kkw)风风机供风风，可满满足生产产要求。（5）

21、 按风速进进行验算算 0.2560ShfQaf460Shf式中： Shf煤巷巷掘进工工作面平平均断面面积，取取16mm即2400m/miin950038440 mm/miin，3、风门门的位置置及数量量*工作作面胶带带、中间间顺槽掘掘进期间间分别在在*胶带带顺槽与与西翼胶胶带大巷巷联络巷巷，*胶带顺顺槽底板板联络巷巷，*中间顺顺槽与西西翼胶带带大巷联联络巷，西西翼第三三中部车车场，*中间间顺槽底底板联络络巷内设设置防突突风门；*轨道道顺槽掘掘进期间间在*中间顺顺槽与西西翼胶带带大巷联联络巷，西西翼第二二中部车车场,1120111胶带带底板联联络巷内内设置防防突风门门。4、防突突风门的的建造要要

22、求：（1）风风门墙采采用砖和和水泥砂砂浆砌筑筑，墙体体嵌入巷巷道周边边岩石的的深度不不小于00.2mm，墙体体厚度不不小于00.8mm，在煤煤巷构筑筑反向风风门时，风风门墙体体四周必必须掏槽槽，掏槽槽深度见见硬帮硬硬底后再再进入实实体煤不不小于00.5mm。（3）两两道风门门之间的的距离不不小于44m。（4）通通过反向向风门墙墙垛的风风筒，必必须设有有逆向隔隔断装置置。（5）工工作面放放炮和无无人时反反向风门门必须关关闭。（二）回回采工作作面通风风系统工作面回回采时采采用“Y”型全负负压通风风。1、 工作面回回采期间间通风线线路：新鲜风：地面主、副副井西翼轨轨道（胶胶带）大大巷*胶带带顺槽工作

23、面面。 地面面主、副副井西翼轨轨道（胶胶带）大大巷*中间间顺槽工作面面。乏风：工工作面*工作作面轨道道顺槽*工作作面轨道道顺槽专专用回风风巷西翼回回风大巷巷 风井地面，见见图4-3。2、 采面供风风量计算算：（1） 按气象条条件计算算Qcf=6070%vcfScfkchkcl = 8831.6 mm/minn 式中: vcf采煤煤工作面面的风速速，长壁壁工作面面温度在在2326时，工工作面风风速应在在1.551.8m/s之间间。Scf采煤煤工作面面的平均均有效断断面积，取取10mm；kch采煤煤工作面面采高调调整系数数，取11.1；kcl采煤煤工作面面长度调调整系数数，取11.0；70%有效效

24、通风断断面系数数；60为单位位换算产产生的系系数。（2） 按照瓦斯斯涌出量量计算Qcf=1000qcgkcg=9933mm/miin 式中：qcg采煤煤工作面面回风巷巷风流中中平均绝绝对瓦斯斯涌出量量，取66.222m/miin。kcg采煤煤工作面面瓦斯涌涌出不均均匀的备备用风量量系数,取1.5；100按采采煤工作作面回风风流中瓦瓦斯的浓浓度不应应超过11的换换算系数数。（3） 按照二氧氧化碳涌涌出量计计算Qcf=67qcckcc = 228.994 mm/miin 式中：qcc采煤煤工作面面回风巷巷风流中中平均绝绝对二氧氧化碳涌涌出量，00.244 m/miin；kcc采煤煤工作面面二氧化化

25、碳涌出出不均匀匀的备用用风量系系数，取取1.88；67按按采煤工工作面回回风流中中二氧化化碳的浓浓度不应应超过11.5的换算算系数。（4） 按工作人人员数量量验算Qcf4Ncff=2000m/miin式中：Ncf采煤煤工作面面同时工工作的最最多人数数，500人；4每每人需风风量，mm/miin。（5） 按风速进进行验算算验算最最小风量量Qcf600.225Sccb =2700m/miin 综合机机械化采采煤工作作面，在在采取煤煤层注水水和采煤煤机喷雾雾降尘等等措施后后，验算算最大风风量Qcf605.00Scss 21000m/miin 式中：Scb采煤工工作面最最大控顶顶有效断断面积，取取18

26、mm；Scs采煤工工作面最最小控顶顶有效断断面积，取取7m；0.255采煤工工作面允允许的最最小风速速，m/s；4.0采煤工工作面允允许的最最大风速速，m/s。计算结果果符合煤煤矿安全全规程之之规定，故故采面风风量定为为9900m3/miin3、 风门的位位置及数数量在西翼第第二中部部车场、*轨道顺槽与西翼胶带大巷联络巷各安装一组防突风门，风门的建建造要求求同掘进进通风系系统中防防突风门门建造要要求。在在*胶带带顺槽回回风巷口口、*中间顺顺槽回风风巷口各各建造一一道闭墙墙。二、 监测监控控系统（一） 掘进期间间监测监监控系统统1、安全全监测设设备*工作作面监测测监控系系统设备备为KJJ95NN

27、型，布布置在地地面调度度室中心心机房，KKJF116B型型分站22台，均均设置在在西翼胶胶带运输输大巷，分分别位于于*工作作面中间间顺槽皮皮带头和和*工作作面胶带带顺槽皮皮带头。2、监测测监控传传感器位位置在顺槽掘掘进期间间，在距距正头不不超过55m的位位置和距距回风巷巷口100155m的位位置安设设瓦斯传传感器，瓦瓦斯传感感器应按按照距顶顶不大于于3000mm，距距帮不小小于2000mmm的标准准进行悬悬挂。*工作作面胶带带顺槽、中中间顺槽槽掘进期期间监测测监控系系统示意意图见图图4-44，*工作作面轨道道顺槽掘掘进期间间监测监监控系统统示意图图见图44-5。一氧化碳碳安设在在距回风风口10

28、0155m处，吊吊挂位置置距顶不不大于3300mmm，距距帮不小小于2000mmm。3、 报警断电电值在掘进工工作面正正头、巷巷道中部部、回风风巷口前前1015mm处的瓦瓦斯传感感器报警警值为1%，掘掘进工作作面正头头瓦斯传传感器断断电值为为1.55%，巷巷道中部部、回风风巷口前前1015mm处的瓦瓦斯传感感器断电电值为1%，复复电值为为0.88%；分分风口瓦瓦斯传感感器报警警值0.55%，断断电值为为0.55%，复复电值为为0.4%。4、 断电范围围：均为为本巷道道及回风风流所经经过的所所有非本本质安全全型电器器设备。（二） 回采期间间监测监监控系统统1、 安全监测测设备*工作作面监测测监控

29、系系统设备备为KJJ95NN型，布布置在地地面调度度室中心心机房，在在西翼第第四中部部车场布布置2台台KJFF16BB型分站站。2、 监测监控控传感器器位置在工作面面进风巷巷道（胶胶带顺槽槽、中间间顺槽），距距工作面面切眼110m范范围内的的位置分分别安设设瓦斯传传感器TT1、TT2，在在工作面面回风巷巷道（轨轨道顺槽槽）距安安全出口口不大于于10mm的位置置安设瓦瓦斯传感感器T33，在回回风巷汇汇风流前前1015mm处安设设瓦斯传传感器TT4，在在回采工工作面专专用回风风巷内距距总回风风巷100155m处安安设瓦斯斯传感器器T5，在在工作面面上隅角角安设瓦瓦斯传感感器T00，在距距工作面面回

30、风巷巷1015 m处安安设一氧氧化碳，见图4-3。3、 报警断电电值报警值：T1、T2均0.55%；TT0、T3、T4、T5均1%；断电值：T1、T20.55%；TT0、T3均1.55%；TT4、T51%复电值：T0、T3、T4、T5均0.88%，TT1、T20.4%；断电范围围：本巷巷道及回回风流所所经过的的所有非非本质安安全型电电器设备备。三、 防尘系统统1、掘进进时必须须按防尘尘要求安安设防尘尘管路，并并要直达达掘进工工作面。防防尘管路路每500m必须须安设一一个三通通，管路路吊挂平平直。2、掘进进时必须须使用湿湿式打眼眼，装药药时，必必须使用用水炮泥泥，放炮炮前后必必须喷雾雾洒水，装装

31、煤时必必须洒水水灭尘。3、掘进进时按规规定安设设两道喷喷雾装置置，第一一道距工工作面正正头不超超过500m，第第二道距距工作面面回风口口不超过过50mm，喷雾雾装置要要操作灵灵活，雾雾化好，封封闭全断断面。4、防尘尘设备要要指定专专人维护护和管理理，不准准随意拆拆除。5、放炮炮前后，对对放炮地地点进行行洒水；每班交交接班时时间对工工作面进进行洒水水；工作作面500m后巷巷道每天天进行洒洒水。6、在煤煤巷掘进进工作面面内安设设一组隔隔爆水棚棚，水棚棚距正头头间距6602200mm，水量量不小于于2000L/mm2，水袋袋总数不不少于660个，棚棚间距11.2mm，安设设后要经经常加水水、维护护，

32、确保保水量充充足。7、回采采工作面面的进风风及回风风巷内每每隔2000m安安装一组组隔爆水水棚。四、 供电系统统*工作作面掘进进及回采采期间煤煤巷与底底板巷供供电系统统设计参参考我矿矿120011工工作面掘掘进及回回采期间间煤巷与与底板巷巷的供电电设备及及供电系系统。1、风机机供电*中间间顺槽及及*胶带带顺槽掘掘进期间间，局部部通风机机电源均均引自西西翼采区区变电所所；*轨道顺顺槽煤巷巷掘进期期间，局局部通风风机电源源均引自自风井底底配电点点，并实实行“三专”供电。2、*工作面面顺槽掘掘进期间间供电系系统在*工工作面顺顺槽掘进进期间，生生产供电电系统电电压为6660VV，电源源引自西西翼采区区

33、变电所所和风井井底配电电点，电电源电缆缆采用MMVV 31200+170电缆缆，*轨道顺顺槽、*中间间顺槽和和*胶带带顺槽及及对应底底抽巷均均单独电电源供电电，生产产负荷随随着生产产进度不不断调整整。*胶带顺顺槽掘进进期间供供电系统统图见44-6，*中间顺槽掘进期间供电系统图见图4-7，*轨道顺槽掘进期间供电系统图见图4-8。3、工作作面回采采期间供供电系统统工作面回回采期间间综采设设备供电电电压为为11440V，电电源（66KV)引自风风井底配配电点，电电源电缆缆采用MMYPTTJ 3370+125电缆缆,经工作作面变电电站变压压为11140VV供综采采设备。回采期间供电系统见图4-9。五、

34、 生产系统统1、掘进进系统（1）施施工工艺艺*工作作面顺槽槽采用爆爆破法全全断面一一次掘进进，胶带带运输机机和刮板板输送机机运输。（2）运运输系统统*轨道道顺槽：正头采采用爆破破法落煤煤，通过过侧装机机装入SSGW-40TT刮板输输送机SJ-8000胶带输输送机西翼胶胶带大巷巷强力皮皮带井下煤煤仓主井升升井。*中间间顺槽：正头采采用爆破破法落煤煤，通过过侧装机机装入SSGW-40TT刮板输输送机SJ-8000胶带输输送机西翼胶胶带大巷巷强力皮皮带井下煤煤仓主井升升井。*胶带带顺槽：正头采采用爆破破法落煤煤，通过过侧装机机装入SSGW-40TT刮板输输送机SJ-8000胶带输输送机西翼胶胶带大巷

35、巷强力皮皮带井下煤煤仓主井升升井。2、回采采系统回采工艺艺*工作作面采用用综合机机械化采采煤法开开采。运煤系统统：工作面割割煤机自自动装煤煤入SGGZ7644/5000刮板板输送机机SZZZ7644/2000转载载机*工作作面胶带带顺槽DDSJ1100/63/21255KW胶胶带输送送机西翼胶胶带大巷巷强力皮皮带主井底底煤仓地面皮皮带廊地面储储煤场。运料系统统：副井副副井井底底车场西翼轨轨道大巷巷*工作作面西翼翼第二中中部车场场*工作作面轨道道顺槽工作面面。副井副副井井底底车场西翼轨轨道大巷巷*工作作面西翼翼第四中中部车场场*工作作面胶带带顺槽工作面面。第四章 煤巷巷掘进工工作面专专项防突突设

36、计及及瓦斯治治理技术术措施一、 煤巷掘进进工作面面专项防防突设计计1、 煤巷掘进进工作面面防突设设计选择择 *轨道道顺槽设设计长度度7155m，*轨道道顺槽11057155m为沿沿空掘巷巷，与1120111工作作面采空空区间隔隔煤柱11m，根根据某某某发【220122】2559号文文某某某集团公公司沿空空送巷掘掘进工作作面瓦斯斯防治管管理规定定（试行行）第第二条规规定，“沿空送送巷掘进进工作面面与采空空区间隔隔煤柱不不大于33m时，原原则上按按无突出出危险区区管理，但但必须进进行区域域突出危危险性效效果检验验和区域域验证”。因此此，*轨道顺顺槽10057715mm掘进期期间不再再执行区区域防突

37、突措施，直直接采取取区域效效果检验验及区域域验证，*轨道顺槽0105m采用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。根据防防治煤与与瓦斯突突出规定定第四四十五条条区域防防突措施施的选择择，煤煤矿安全全规程第第二百一一十条规规定：新新建的突突出煤层层或历史史上发生生过突出出强度大大于5000t/次的，不不得将在在本巷道道施工顺顺层钻孔孔预抽煤煤巷条带带瓦斯作作为区域域防突措措施。因因此，*工作作面中间间顺槽、胶胶带顺槽槽及切眼眼均选用用底抽巷巷穿层钻钻孔预抽抽煤巷条条带煤层层瓦斯区区域防突突措施。同同时，针针对二11煤层透透气性差差、煤层层瓦斯预预抽效果果不理想想、预抽抽消突期期长等因因素，在在

38、抽采钻钻孔施工工期间采采用底板板预抽巷巷水力冲冲孔卸压压增透技技术。2、区域域预测*工作作面轨道道顺槽掘掘进期间间为沿空空掘巷，掘掘进期间间不再进进行区域域预测，因因我矿*工作作面在某某公司高突矿井瓦斯基础参数测试补充规定下发前已施工完毕预抽煤巷条带穿层钻孔，无法测定煤层原始瓦斯压力，原始瓦斯压力选用临近工作面参数。因此，在*工作面底抽巷和切眼底抽巷掘进期间每50200m测定一组工作面原始瓦斯含量，该工作面瓦斯含量指标临界值为6m3/t，瓦斯压力临界值0.6Mpa。不论预测指标是否超限，都采取防突措施。 3、区区域防突突措施*轨道道顺槽001005m、*中间顺槽、胶带顺槽及切眼均采用穿层钻孔预

39、抽煤巷条带煤层瓦斯的区域防突措施，依据新安煤田水力冲孔钻孔有效抽采半径为7.6m，选定*工作面顺槽穿层钻孔终孔间距为6m。（1）*轨道道顺槽001005m范范围利用用120011胶胶带顺槽槽外部系系统岩巷巷采用穿穿层钻孔孔预抽煤煤巷条带带煤层瓦瓦斯的区区域防突突措施，在在120011胶胶带顺槽槽外部系系统内每每6m布布置一组组12个个94mmm的钻钻孔，共共布置118组，所所有钻孔孔孔底间间距不大大于6mm，控制制范围为为煤巷巷巷道轮廓廓线外115m，形形成网格格式抽采采，见图图5-11。（2）*胶带带顺槽底底抽巷、中中间顺槽槽底抽巷巷内每隔隔6m施施工一组组7个94mmm的钻钻孔，所所有钻孔

40、孔孔底间间距为66m，控控制范围围为煤巷巷巷道轮轮廓线外外15mm，形成成网格式式抽采。*中间顺槽底抽巷预抽煤巷条带煤层瓦斯穿层钻孔布置示意图见图5-2，参数表见附表1；*胶带顺槽底抽巷预抽煤巷条带煤层瓦斯穿层钻孔布置示意图见图5-3，参数表见附表2。（3）在在工作面面切眼（西西）底板板巷内每每6m布布置一组组9个94mmm的钻钻孔，钻钻孔孔底底间距为为6m，控控制范围围为切眼眼巷道轮轮廓线外外20.5m；工作面面切眼（东东）底板板巷内每每6m垂垂直于巷巷帮布置置一组111个94mmm的钻钻孔，钻钻孔孔底底间距为为6m，控控制范围围为切眼眼巷道轮轮廓线外外20.5m，见图5-4，参数表见附表3

41、-1，附表3-2。为提高瓦瓦斯抽采采效果，在在*胶带带底抽巷巷、*中间底底抽巷钻钻孔预抽抽煤层瓦瓦斯13个月月后，含含量和压压力有所所下降，再再在两排排穿层钻钻孔之间间施工一一排不少少于3个个穿层钻钻孔进行行水力冲冲孔卸煤煤,*中间底底抽巷水水力冲孔孔钻孔参参数见附附表4，*胶带底抽巷水力冲孔钻孔参数见附表5；在工作面切眼（西）底板巷内，每2排穿层钻孔中间施工一排5个钻孔进行水力冲孔卸煤,钻孔参数见附表6；在工作面切眼（东）底板巷内，每排穿层钻孔中每隔一个钻孔进行水力冲孔卸煤，即对偶数号钻孔进行水力冲孔，钻孔参数见附表3-2。经初步考察分析该钻孔布置方式能有效的解决憋孔和喷孔问题，并能增加区域

42、瓦斯预抽时间。若煤厚发生变化时，根据实际情况修改钻孔设计。 4、区区域防突突措施效效果检验验*中间间顺槽、胶胶带顺槽槽及切眼眼在采取取底板巷巷穿层钻钻孔预抽抽煤巷条条带煤层层瓦斯区区域防突突措施后后，要保保证有不不低于33个月的的预抽期期，并利利用煤层层残余瓦瓦斯含量量值和残残余瓦斯斯压力进进行区域域防突措措施的效效果检验验，即在在底抽巷巷内每间间隔500m至少少布置一一个测点点，同时时测定残残余瓦斯斯含量和和残余瓦瓦斯压力力，当残残余瓦斯斯含量6m/t和和残余瓦瓦斯压力力0.6MPPa，且且检测孔孔施工期期间无喷喷孔、夹夹钻、顶顶钻等突突出预兆兆时，判判定区域域措施有有效；若若任一个个检测孔

43、孔施工期期间出现现喷孔、夹夹钻、顶顶钻等突突出预兆兆或效果果检验指指标超标标时，则则此检测测点周围围半径1100mm内的预预抽区域域均判定定为无效效，采用用延长抽抽采时间间或补打打区域防防突钻孔孔后重新新进行效效果检验验，直至至区域效效果检验验合格且且效检孔孔施工过过程中正正常排粉粉，无夹夹钻、顶顶钻、喷喷孔等异异常现象象时，判判定区域域措施有有效，巷巷道方可可掘进。由于*轨道顺顺槽为沿沿空掘巷巷，根据据某某发【220122】2559号文文第一条条规定，按按无突出出危险区区管理,不再执执行区域域防突措措施，在在巷道掘掘进前在在*轨道道底抽巷巷内每550m测测定残余余瓦斯含含量和瓦瓦斯压力力，当

44、煤煤层残余余瓦斯含含量66m3/t及及煤层残残余瓦斯斯压力0.66Mpaa时，允允许掘进进。 5、区区域验证证（1）区区域验证证钻孔布布置在煤巷掘掘进期间间采用钻钻屑指标标法进行行连续区区域验证证（其临临界值见见表5-1），即即每6mm一循环环进行一一次区域域验证，验验证钻孔孔布置33个，孔孔径422mm，孔孔深100m、控控制巷帮帮3m（钻孔布置见图5-5、图5-6），验证钻孔应布置在煤层软分层中，当验证指标超标或出现顶钻、夹钻、喷孔或响煤炮等现象时，必须补充区域防突措施进行消突，待区域效果检验合格后方可掘进。表5-11：区域域验证指指标临界界值表危险性钻孔钻屑屑量指标标钻孔钻屑屑解吸指指标（干干煤）钻孔钻屑屑解吸指指标（湿湿煤）有突出危危险Smaxx6Kggmh22000Pah21600Pa无突出危危险Smaxx6KKgmmh22000Pah21600Pa（2） 区域验证证操作方方法在掘进进工作面面打3个个直径为为42mmm，深深10mm的预测测钻孔，终终孔沿掘掘进方向向，两边边孔的终终点应位位于巷道道轮廓线线以外的的3m处