煤矿采区设计方案.doc

秭归县沙镇溪镇四方山煤矿 采 区 改 造 设 计 方 案 二○○七年十二月九日 38 目 录 煤矿简介1 第一章 井田概况及地质特征1 第一节 井田概况1 第二节 地质特征2 第二章 矿区现状5 第三章 采区布置及装备7 第一节 采煤方法7 第二节 采区巷道布置9 第三节 巷道掘进12 第四章 矿井通风和安全14 第一节 概况14 第二节 矿井通风15 第三节 灾害预防及安全装备22 煤 矿 简 介 秭归县沙镇溪镇四方山煤矿位于位于秭归县沙镇溪镇倒座铺村，距离沙镇溪镇码头8 km。建于1997年，2002年设计改造，生产能力3.0万吨，2006年核定生产能力为3.0万吨/年。 主井采用平硐开拓，采区内部采用下行式开采，工作面后退式回采。5年来随着井巷延伸，采空区逐增，原来的通风系统已不能充分满足采矿通风要求。 井田内发育煤层3层，含煤地层为侏罗系香溪群，属于陆相沉积含煤地层，以碎屑岩类的砂岩、砂质泥岩为主。其中具有工业开采价值的煤层有三层鸡窝煤层、上中夹煤层、下中夹煤层。本矿开采鸡窝煤层。矿区内地层由老至新为侏罗系下统香溪群、中统自井群及第四系坡积物。 井田内地质构造程度简单。 第一章 井田概况及地质特征 第一节 井田概况 秭归县智信煤业有限责任公司四方山煤矿位于秭归县沙镇溪镇倒座铺村，距离沙镇溪镇码头8 km，有矿山公路与主线公路相连，水陆交通比较方便。 矿区系秭归煤田白沙煤矿区，属中高山区，区内平均海拔580m，呈南高北低的逆向坡地形，坡度为40，中部受山沟冲刷而成“V”字形，呈不对称山脊。 四方山煤矿位于郭家冲沟西侧，井口标高＋660m，附近最高点为回龙观，＋856.7m。井口处呈朝北“V”字形沟谷地形地貌特征，矿区内山体坡度井口平缓区15～20℃，井口以上20～25℃。 矿区属鄂西南山地气候区，因山势高，历年最高气温42℃，最低气温-5.6℃，年平均气温为17.1～18.8℃，历年降雨量733～1430.6mm，霜期短，风向多为南东。 本区地震烈度矿区一带属Ⅵ级地震裂度区范围。 第二节 地质特征 一、区域地层 本区出露地层由老至新有侏罗系下统香溪群（J1xn）及第四系坡积物（Q）。地层倾向105～135，平均115，倾角10～20，平均15。现简述如下 ①侏罗系下统香溪群（J1xn）该群在勘探区北东、西与西南部出露，厚度293～345m，平均厚度317m，划分为上、中、下三组。主要为含煤碎屑岩系，厚度为293～345m，平均厚度317m。本矿所采煤层为中组鸡窝煤层，距上中夹煤层平均121m，煤层厚度0.4～2m，平均0.8m，结构复杂，一般由2～3个分层组成，呈鸡窝状，属较稳定煤层，煤层底板为含植物根化石之粉砂质泥岩及粉砂岩。顶板一般多为粉砂岩和细砂岩，有时含有数十公分之泥岩，构成煤层伪顶。 ②侏罗系中统自井群（J2zl）出露于矿区南部，为为紫红、黄绿、灰绿色之砂岩、粉砂岩、砂质泥岩和泥岩。该群分为上、中、下三组，厚度依次为120～140m、170m、210m。 ③第四系一般由坡积和冲积物组成。 二、区域构造 矿区地处盆地西南，为单斜构造，井田内未发现较大断层及褶皱，但沿煤层常见小褶皱出现。 三、矿区地质 矿区内地层出露由老到新为侏罗系下统香溪群、中统自井群及第四系坡积物。 四、含煤地层 本区含煤地层为侏罗系香溪群，属于陆相沉积含煤地层，以碎屑岩类的砂岩、砂质泥岩为主，含煤地层总厚度为293～345m，一般为317m。本区含煤10余层，煤层厚度0.3～3.92m，一般为2.73m，含煤系数为0.9。其中具有工业开采价值的煤层有三层鸡窝煤层、上中夹煤层、下中夹煤层。本矿开采鸡窝煤层。 五、煤层顶底板 煤层顶板为灰～深灰色细～中粒砂岩，直接顶板为黑色～深黑色的粉砂岩、砂质泥岩，有时含有数十公分之泥岩，构成煤层伪顶，厚20～50㎝，易破碎脱落，伪顶和直接顶对安全生产形成直接威胁；煤层底板为灰色的细～中粒砂岩。 六、煤层与煤质 本矿所采鸡窝煤层距上中夹煤层平均121m，煤层厚度0.4～2m，平均0.8m，结构简单。一般由2～3个分层组成，呈鸡窝状，属较稳定煤层。 本区煤层以光亮～半光亮型煤为主，块状、粉状产出，煤层变质程度高，为无烟煤。 七、矿井瓦斯 经2006年和2007年瓦斯等级鉴定，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。 八、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性 据煤炭科学研究总院重庆分院鉴定报告，采煤工作面煤尘煤样无煤尘爆炸性危险；煤层自燃倾向性分类为三类，不易自燃。在本矿井生产实践中，从未发生过煤尘爆炸事故和煤炭自燃现象。 九、水文地质 矿区内地下水主要靠大气降水和区域地下水的补给，但由于地表迳流条件较佳，故补给条件较差。矿井涌水量与大气降水密切相关，矿井正常涌水量0.8m3/h，雨季增至2.1 m3/h。 矿井水文地质条件属简单类型。 第二章 矿区现状 一、井田境界 根据湖北省国土资源厅颁发的采矿许可证，四方山煤矿划定矿区范围拐点坐标如下 井田范围坐标表 点号 X Y 1 3425398.00 37547990.00 2 3426460.00 37558508.00 3 3426336.00 37558760.00 4 3425275.00 37558223.00 开采深度720m～650m 二、储量及服务年限 工业储量矿井经济基础储量（122b）为28.06万吨 可采储量按85的回采率计算，可采储量（122b）为23.85万吨。 祥查秭归县四方山煤矿储量调查图。 本矿尚可开采6年。 三、开采顺序 水平开采顺序先上后下，即先开采上水平，再开采下水平。走向开采顺序采区由北向南前进式布置，工作面由南向北后退式回采。 四、采煤方法 1、采煤方法 矿井所用采煤方法为走向长壁式采煤方法。 2、采区巷道布置 主井坐标X3426352 Y37458717 Z660 风井坐标X3426338 Y37458677 Z672 660m主运输大巷长为840m，距离主井口300处设有一条205m长的轨道上山（后改为行人上山）用于运输材料、煤和矸石。 矿井采空情况采空区主要位于行人上山的南翼，主大巷～南二中巷、南二中巷～南三中巷采空长度都为250m，南三中巷～南四中巷采空长度都为104m。 五、矿井通风 矿井采用边界抽出式机械通风系统，风井配备BKY54-NO9/11，2台主风机，11kw，原风流路线漏风严重，不能够供采掘工作面使用。 掘进头采用5.5kw局扇、300mm风筒供风。 矿井有W-2.6型移动式空压机2台。 第三章 采区布置及装备 第一节 采煤方法 该矿地质条件简单，煤层倾角20左右，煤层厚度0.7m，采用走向长壁式采煤法。 一、工作面采、装、运煤方式及设备选型 根据矿井生产能力和开拓布局，采区改造后，设一个回采工作面，一个备采工作面，即可达到3万吨/年的生产能力。 依据煤层赋存状况，工作面采用MZ-12型煤电钻打眼，爆破落煤，配备2台煤电钻。工作面煤炭采用SGWD-17B可弯曲刮板输送机运输，输送到运输顺槽装入矿车，人力推车至中部车场，通过轨道上山绞放至主平硐平车场，由矿用防爆柴油机车牵引串车运出井口至地面煤场。 投产工作面配备MZ-12型煤电钻2台，JH-5型回柱绞车1台，以及甲烷断电仪和瓦斯传感器等安全监控检测设备。 二、工作面顶板管理方式 回采工作面采用走向长壁后退式回采，工作面采用木支柱进行支护，支柱应以3～5的迎山角进行支护。如果底板较为破碎，有滑动或垮落危险时，应设底梁，并砍墩口。为保证支架的稳定性，采用平行于工作面一梁两柱对结棚，排柱距为1.0m。当工作面压力较大时，上下出口处必须设置密集支柱或木垛，以保证安全出口畅通。 三、工作面回采方向及回采工作面布置方式 根据采区巷道布置方式，工作面回采方向由采区边界向轨道上山，沿倾向从上向下依次推进。回采工作面在北行人上山南翼，北三中巷为区段运输平巷，北四回风巷作回风平巷，距离行人上山20m掘工作面开切眼联通，形成工作面上、下出口。 四、工作面长度、年进度及产量 根据煤层赋存条件及矿井开采水平，确定工作面平均长度80m，采高0.7m，工作面采用两采一准，早、中班各进0.50m，夜班回柱放顶检修。年生产工作日330天，工作面沿走向的年推进度360m。 工作面生产能力 A L M SrC 800.71.03601.4597％ 28355t 式中L---工作面长度； M---煤层采厚; S---年推进度; r---煤层体重； C---工作面回采率。 安排一个回采面，可达到28355t产量，再加上矿井掘进出煤（占计划年产量的8﹪），年产量可达30623t，就能满足矿井年产量3万吨/a的要求。 五、采区及工作面回采率 采区回采率85％，工作面回采率97％。 六、回采工作面生产时主要材料消耗指标及主要技术经济指标 表3-1-1 主要材料消耗及技术经济指标 项 目 单 位 数量 项 目 单位 数量 采 高 m 0.7 容 重 T/m3 1.45 煤层厚 m 0.7 工作面出勤人数 人 15 倾 角 20 回采工效 T/工 1.93 长 度 m 80 坑木消耗 m3/万吨 300 循环进度 m 1.1 坑木回收复用率 ％ 72 日产量 T 86.64 工作面回采率 ％ 97 日循环数 个 1 第二节 采区巷道布置 一、采区改造后达到设计能力时的采区数目、位置 矿井采区改造后生产时全矿设计一个采区和一个工作面生产，一个备采工作面。 二、采区尺寸及工作面、巷道布置、开采顺序 采区尺寸根据煤层赋存条件、地质构造、开采技术条件、采煤方法及机械化装备水平等因素来确定。改造采区走向长360m，倾向长250m，采区沿倾斜划分为四个区段。 采区内巷道的掘进顺序如下 1、在主大巷840m处开掘采区下部车场，由下部车场向上，沿煤层分别开掘轨道上山和通风上山，两条上山相距30米，斜长250m，下车场跑道长22m，轨道上山方位角295，斜角12，巷高2.2米，宽2.0m，断面积4.4m2； 2、同时延原南四巷向南掘进360m与行人上山形成贯通，南四巷在绞车房背后设一临时储煤仓，将南四巷掘进的带煤从储煤仓运出，绞车房背后再设一小通风道以满足绞车供风，形成后改南四巷为北四回风巷； 3、南三中巷向南掘进260m与轨道上山贯通，改名为北三中巷，并从底板贯穿一条风桥与南通风行人上山打穿，加设2道风门； 4、待总回风线路形成后，在第一区段设一个回采工作面，第二区段作备采工作面，局扇架设到北二掘进巷，形成一采一掘。 当掘完上述巷道及硐室并安装好各种机电设备之后，便可以投入生产。 第一区段回采结束之前，应及时将第二区段的区段回风平巷、区段运输平巷及开切眼掘好，并将必要的设备安装完毕，以保证上下区段回采工作面的正常接替。 三、采区煤炭和矸石运输以及辅助运输 运煤工作面出来的煤炭通过溜煤眼进入区段运输平巷，人力推车到区段中部车场，再由绞车通过轨道上山放至采区下部车场，再由人力由主平硐推出井口。 运矸区段运输平巷出来的矸石，装入矿车后其运输途径与以上相同。 运料运料的运输方向与以上运煤，运矸的运输途径正好相反。 四、采区通风 1、回采工作面的通风 新鲜风由主平硐 660运输大巷 通风上山 风桥 北三中巷 回采工作面。 清洗工作面后的乏风，经北四回风大巷 通风下山 风井 地面。 2、掘进工作面的通风 由安装在新鲜风流中的YBT-5.5型轴流式局部通风机压入式供风。 五、采区排水 区段运输平巷设计坡度3‰，采掘工作面涌水经区段平巷、轨道上山自流到660大巷，沿大巷水沟自流出井口。 六、供电与压气 供电由地面中央变电所经动力电缆直供各用电点。 压气由设在地面的空压机直供各掘进工作面。 七、采区工作面特征 表3-2-1 达到设计能力时采区工作面特征表 采区 工作面 工作面装备 平均采高 （m） 长度 （m） 年进度 （m） 年生产能力 （kt） I 694m～705m MZ-12煤电钻2台，JH-5回柱绞车1台 0.7 80 360 28.35kt 配采 同上 同上 同上 同上 28.35 第三节 巷道掘进 一、巷道断面和支护形式 采区巷道多以梯形断面为主。北二巷、北三巷、北四巷高2m，宽2m，净断面为4m2，均为梯形木棚支护，两排顶1.5m一对；轨道上山和行人上山设在底板全岩中，可采用裸体巷，但对局部有裂隙或者断层处要采用工字钢，轨道架厢支护，净断面为4.4m2。井底车场绕道长22米，宽3.8m，设重车道和空车道，重车道布置在轨道上山的右侧，空车道布设在轨道上山的右侧旁边，形成双车道，由于裸露面大，处于矿层底板砂岩之中，采用砌墙配工字钢梁的混合支护方式。 见下表 表3-3-1 巷道断面和支护形式表 序号 巷道名称 净断面m2 工程量（m） 备注 1 绞车房 8.8 6 矩形断面、砌碹 2 井底车场 7.70 22 梯形断面、水泥支护 3 轨道上山 4.40 230 梯形断面、局部工钢支护 4 通风行人上山 4.40 250 梯形断面、木支护 5 北四回风巷 4.4 360 梯形断面、木支护 6 北三中巷 4.4 260 梯形断面、木支护 7 北二中巷 4.4 100 梯形断面、木支护 8 临时储煤仓 4.0 20 梯形断面、木支架 9 通风道 4.0 10 梯形断面、木支架 10 开切眼 4.0 80 梯形断面、木支架 二、掘进进度指标 根据有关要求，结合本矿实际生产水平，确定各类巷道的进度指标如下 岩巷（平巷）80m/月；半煤岩巷（平巷）90m/月，煤巷（平巷）120m/月，斜巷（岩）60m/月，斜巷（半煤）80m/月。 车场（岩）50m/月，绞车房（包括砌碹、安装）1个月。 三、掘进工作面配置 采区配置2个掘进头，分别掘进轨道上山和北四中巷，掘进时使用YT-26型气腿式凿岩机打眼，人工装岩。 矿井正常生产时，采掘比为12，万吨掘进率为300m。 四、井巷工程量及三个矿量指标 移交生产时，总工程量为1338m，三量分别是 开拓煤量16.12万吨，可采期4.9年； 准备煤量6.47万吨，可采期1.8年； 回采煤量3.05万吨，可采期12个月。 附表移交生产时井巷工程量汇总表如下 表3-3-2 井巷工程量明细表 序号 巷道名称 净断面m2 工程量（m） 备注 岩巷 半煤 煤巷 合计 1 绞车房 8.8 6 6 2 井底车场 7.70 22 22 3 轨道上山 4.40 230 230 4 通风行人上山 4.40 250 250 5 北四回风巷 4.4 360 360 6 北三中巷 4.4 260 260 7 北二中巷 4.4 100 100 8 临时储煤仓 4.0 20 20 9 通风道 4.0 10 10 10 开切眼 4.0 80 80 11 合计 518 820 1338 第四章 矿井通风和安全 第一节 概况 一、瓦斯、煤层自燃倾向与煤尘爆炸性、地温 根据2007年度瓦斯等级鉴定结果，经湖北省煤炭行业管理办公室批准本矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。 根据煤炭科学研究总院重庆分院的鉴定报告，本矿煤层煤炭自燃倾向等级为三类，即不易自燃；煤尘爆炸性鉴定结论为无爆炸性。 本区地温正常。 二、瓦斯等级及地温变化预计 本矿煤层薄，煤层瓦斯含量低，预计随着开采深度的增加，各水平瓦斯等级与地温无大的变化。 第二节 矿井通风 一、矿井通风方式 根据矿井煤层赋存条件、埋藏深度、冲积层厚度、矿井瓦斯等级、矿井地形条件、井田尺寸及矿井年生产能力，矿井采用边界抽出式机械通风方式。新鲜风流由主平硐、进入660水平运输大巷，经采区轨道上山、区段运输平巷进入采、掘工作面，乏风由区段回风平巷进入采区回风上山、总回风巷、风井排出地面。 二、风井数目、位置、服务范围及服务时间 采用1条风井服务全井田，至开采结束闭坑。井口位于井田的东北部，井口坐标X3426338.00，Y37458677.00，Z672。 三、掘进通风及硐室通风 掘进工作面使用YBT型5.5kw局扇压入式供风，局扇安设在新鲜风流中，其位置距回风口不小于10m。 井下机电硐室、绞车房为独立通风，每个按60m3/min配风。其他硐室如取挂钩硐室、信号硐室长度短、布置在进风巷道中，不布置独立回风道。 四、矿井风量、风压及等积孔的计算 1、矿井需风量 矿井所需风量按井下同时工作最多人数所需风量、日产吨煤所需风量、采掘工作面和硐室所需风量分别计算，取最大值。 （1）按日产1吨煤需要的风量不少于1.25m3/min计算 Q矿TqK 1001.351.25168.75m3/min 式中 Q矿矿井所需风量，m3/min； T日产量，t/d； q日产1吨煤需要的风量，取1.25 m3/min； K风量备用系数，根据矿井通风方式，取1.35。 2按井下同时工作的最多人数计算 Q矿4NK4501.35270（m3/min） 式中 Q矿矿井所需风量，m3/min； 4每人每分钟供风标准； N井下同时工作最多人数，取50人； K风量备用系数，根据矿井通风方式，取1.35。 （3）掘进工作面按2个，每个需风量150 m3/min计算；采煤工作面按1个，每个需风量200 m3/min计算；井下硐室部分采用扩散通风，绞车房及机电硐室各配60m3/min。 （4）矿井总需风量计算 Q矿（2Q掘 1Q采2Q硐）K漏 （21501200260）1.15713（m3/min） K漏矿井漏风系数，根据矿井通风方式，取1.15。 根据计算，矿井所需风量取最大值713m3/min。 2、矿井通风阻力与等积孔 自然风压由于主井与风井高差小于100米，采用可马洛夫公式计算。 Hn 0.673mm水柱 根据矿井摩擦阻力计算表，通风容易时期H摩17.438mm水柱，通风困难时期H摩18.430mm水柱，因此矿井扇风机总风压为 H大17.4381.100.67318.505 mm水柱 H小18.3601.100.67320.869 mm水柱 矿井扇风机所需风量如下 Q扇K外Q总 式中K外---外部漏风系数，取1.1 则Q扇1.111.8813.07m3/s 经计算，矿井初期风机风压为18.505mm水柱；后期通风困难时风机负压为20.869mm水柱。 矿井通风等积孔 根据单台风机等积孔计算公式 A 式中A-等积孔m2；h-矿井总风压，Q-风机风量。 则初期A1.15m2，末期A1.09m2 依据计算，矿井通风属中等阻力矿。矿井通风系统见通风网络图。 井巷通风总阻力计算表（通风容易时期） 序 号 巷道名称 支护方式 摩阻系数α（KgS2/m4） 巷道长度 L（m） 断面净周长 P（m） 净断面 S（m2） S3 （m2）3 风量Q （m3/S） Q2 （m3/S）2 阻力h摩 （mmH2o） 1 主平硐 木支护 0.001 800 9.1 5.3 148.877 11.88 141.134 6.901 2 井底车场 砌碹 0.0006 22 10.7 7.7 456.533 11.88 141.134 0.043 3 轨道上山 裸巷 0.0006 150 8.6 4.8 110.592 9.38 87.984 0.615 4 中部车场 砌碹 0.001 40 9.7 6.8 314.432 9.38 87.984 0.108 5 北三运输平巷 木支护 0.0015 500 8.4 4.4 85.184 7.5 56.25 4.160 6 开切眼 木支护 0.0035 80 8.1 4.0 64.0 4.5 20.25 0.717 7 回风平巷 木支护 0.0015 20 8.4 4.4 85.184 4.5 20.25 0.060 8 回风石门 局部木支护 0.001 25 8.4 4.8 110.592 10.88 118.374 0.225 9 总回风大巷 局部木支护 0.001 420 8.6 4.8 110.592 11.88 141.134 4.609 10 合计 17.438 hminh摩 h摩10％-he17.4381.743-0.67318.505mmH2O 井巷通风总阻力计算表（通风困难时期） 序 号 巷道名称 支护方式 摩阻系数α（KgS2/m4） 巷道长度 L（m） 断面净周长 P（m） 净断面 S（m2） S3 （m2）3 风量Q （m3/S） Q2 （m3/S）2 阻力h摩 （mmH2o） 1 主平硐 木支护 0.001 800 9.1 5.3 148.877 11.88 141.134 6.901 2 井底车场 砌碹 0.0006 22 10.7 7.7 456.533 11.88 141.134 0.043 3 回风上山 木支护 0.0015 150 8.6 4.8 110.592 9.38 87.984 1.537 4 中部车场 砌碹 0.001 40 9.7 6.8 314.432 9.38 87.984 0.108 5 北三运输平巷 木支护 0.0015 500 8.4 4.4 85.184 7.5 56.25 4.160 6 开切眼 木支护 0.0035 80 8.1 4.0 64.0 4.5 20.25 0.717 7 回风平巷 木支护 0.0015 20 8.4 4.4 85.184 4.5 20.25 0.060 8 回风石门 局部木支护 0.001 25 8.4 4.8 110.592 10.88 118.374 0.225 9 总回风大巷 局部木支护 0.001 420 8.6 4.8 110.592 11.88 141.134 4.609 10 合计 18.360 hmaxh摩 h摩10％he18.3601.8360.67320.869mmH2O 第三节 灾害预防及安全装备 四方山煤矿通风改造工程必须坚持“安全第一、预防为主”的安全生产方针，牢固树立“生产必须安全，安全促进生产”的安全意识，严格执行矿产资源法、安全生产法、煤矿安全规程、矿山安全法等法律法规，严格遵守操作规程，认真编制并执行施工作业规程和安全技术措施。加强职工安全思想教育和技术培训，特殊工种必须持证上岗。建立健全安全生产各项规章制度，强化现场安全生产管理，防止矿井瓦斯、煤尘、突水、火灾、运输、触电、顶板等事故的发生。 一、矿井瓦斯事故的防治装备 本矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，故按低瓦斯矿井管理。矿井瓦斯问题，实质上是一个矿井通风系统及风流管理、防止瓦斯积聚和对其检测处理的问题。 矿井生产必须有科学可行的安全技术措施，保障矿井安全生产。 1、预防瓦斯积聚的措施 （1）加强通风，防治瓦斯的积聚。矿井必须形成全负压通风，主扇必须保持正常运转，建立并完善主扇的运行记录。工作面风路保持畅通无阻，严禁采用自然通风、扩散通风，杜绝串联通风，要按煤矿安全规程规定，制定矿井测风制度，定期测风，发现工作面风量不足应查找原因，采取措施及时处理。 （2）经常检查井下通风、瓦斯情况，严格执行“一炮三检”制，建立瓦斯检测制度，配备专职瓦检人员。通风不良、瓦斯超限，必须按规程采取措施。 （3）及时处理局部积存的瓦斯。针对工作面上隅角的瓦斯，采取措施妥善冲淡瓦斯积存；顶板冒落空洞内积存瓦斯的处理，用砂土将冒落空间填实；恢复有瓦斯积存的盲巷或在打开密闭时的瓦斯处理要特别慎重，并须制订有专门的安全措施，报县安监部门批准备案。安全措施中要注意以下几点①最好在非生产班进行，在回风涉及的范围内，机电设备停止运转并切断电源。②处理前，应联系专业救护队，由救护队佩带氧气呼吸器进入瓦斯积存区检查瓦斯浓度，估算出瓦斯存量，然后再根据该区域通风能力决定排放速度。③处理工作至少要两人进行。④开动局扇前要检查局扇附近20m内瓦斯是否超限，开动后要检查局扇有无循环风。⑤如果瓦斯积存量较大，应逐段恢复通风，并不断检查回风流中瓦斯浓度，防止大量瓦斯突出、涌出造成事故。 （4）局部通风机严禁打循环风，掘进工作面不得随意停风；风筒吊挂质量必须符合要求，局部通风机使用风电与瓦斯电闭锁。 （5）每年进行矿井瓦斯等级鉴定工作，鉴定结果报安全生产监督机构备案；执行“一炮三检”制，并有记录；无瓦斯超限作业现象。 （6）在工作面布置上要形成独立的通风系统，严禁串联通风。 （7）对报废巷道、采空区应及时密闭，巷道贯通必须制定措施，加强通风。 2、防止瓦斯引燃的措施 引燃瓦斯的火源有三类明火、放炮及电火花。为防止井下瓦斯引燃，应采取下列措施 （1）井口及抽风机房周围20m以内禁止使用明火，禁止将易燃物品带入井下。严格执行井口搜身制度，严禁带烟火等入井。严禁穿化纤衣服下井。 （2）瓦斯矿井采用安全照明灯，禁止在井下拆卸矿灯。矿灯必须装有短路保护器。 （3）严禁井下使用电焊、气焊和喷灯焊接等工作，如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并按煤矿安全规程第223条规定执行。 （4）对电气设备的防爆措施，井底车场、总进风巷和主要进风巷可采用矿用一般型；总回风巷、主要回风巷、采风回风巷、工作面和工作面进风巷采用矿用防爆型，一切电气设备都要按规程要求进行安装与使用。 （5）机械和电气设备以及供电网路必须符合规程要求。所有安装电动机和开关的地点附近20米的巷道内，都要经过检查，瓦斯浓度证明无危险后，才许开动机器。 （6）一切电气设备按规程要求布置良好的局部接地极，采用低压检漏继电保护装置，主接地极相连，形成完整的接地网，防止一相入地引起触电事故或火药引燃瓦斯爆炸事故。 （7）必须使用矿用许用安全炸药，并不得低于二级。不合格或变质的炸药不许使用，爆破落矿时，其装药量、雷管，炮泥及放炮地点附近的瓦斯含量都必须遵守规程的要求。 （8）严格执行放炮前的“一炮三检”制度，确定放炮地点附近20米内瓦斯浓度不超过1％，才能放炮。 （9）严格执行规程第100条至175条的相关规定。 3、防止瓦斯爆炸措施 （一）巷道布置与采掘工艺 该矿井采煤方法采用走向长壁式采煤法，顶板管理采用全部垮落法管理顶板。 本矿区煤层平均倾角20，煤层平均厚度0.7m,在采煤过程中，用MZ-12型煤电钻打眼，爆破落煤，工作面沿倾向长度平均为80m。工作面采用木支柱进行支护，排、柱距1.0m。对于顶板破碎的地带采用加大支柱密度支护，工作面顶板管理用采用全部垮落法管理顶板，JH-5型绞车回柱。 工作面采用后退式回采，自开切眼向上山方向推进。年总推进度360m，工作面回采率为97％，二班出煤，一班回收放顶作准备。 掘进工作面主要使用YT-26型凿岩机，掘进工作面采用YBT-5.5kw局扇供风。 （二）防止瓦斯积聚 1、加强机械通风，合理分配风量，具体风量分配参见通风系统示意图。 2、坚持每旬测风，当有不合理现象时，及时调整风量分配。 3、在每旬测风的基础上，计算风速，当风速低于规程规定时，应采取措施提高风速，防止风流分层。 4、加强掘进工作面风量风速检查，煤巷、半煤巷掘进工作面不低于0.25m/s，岩巷掘进工作面不低于0.15m/s。确保局部无循环风。 局扇的安装，距回风口10m以上，垫高30cm，局扇吸风口前方无障碍物。先测风，再安装，确保全风压风量大于局扇吸入风量。 局扇的风袋和喇叭口，喇叭口必须结实，和风机牢固密接，无破口。风袋使用矿用阻燃抗静电风袋，规格同一，吊挂平直，缝环必吊。风袋口至掘进头距离符合规程规定。 局扇的管理专人管理，由电工安装，瓦检员管理，掘进头一旦开工，应24小时运转，其它人员不准开停风机。开机前，先检查附近20m的瓦斯浓度，符合要求后方可开机。临时停工的地点不准停止局扇运转。停工期较长（10天以上）的，经矿长同意，方可停风，但必须在进口6M内打上栅栏，切断电源，挂警示标志牌，禁止入内。恢复时，必须制定恢复通风措施，先检查瓦斯，弄清情况后再开局扇，当巷道中瓦斯浓度较高时，禁止一风吹，必须逐段恢复通风。掘进头长期停工时，必须封闭。 5、巷道高冒处，必须设导风板吹散瓦斯后，用黄泥充填。 6、采面上隅角出现瓦斯积聚时，必须设导风板吹散瓦斯。 7、倾斜掘进巷道，必须注意检查巷道中段的瓦斯情况，发现异常，及时采取措施。水平掘进巷道亦采取相同措施。 8、矿井必须形成全负压通风，主扇必须保持正常运转，工作面风路畅通，严禁自然通风，定期测风，工作面风量不足应查找原因，采取措施处理。 9、掘进工作面必须采用局扇通风，局扇安装符合要求，严禁扩散通风，风筒出口离掘进头距离煤巷（半煤巷）不大于5M，岩巷不超过10m，做到停工不停风。煤巷掘进工作面安设隔爆设施。 10、建立瓦斯检测制度，配备专职瓦检人员，做到“一炮三检”，做好记录，不得空班漏检。采掘工作面瓦斯检测次数不得少于2次。 11、对报废盲巷及时封闭，巷道贯通必须制定措施，加强通风，不得串联通风。 12、杜绝井下火源。井下供电做到“三无”。井下电器选用矿用防爆型，严禁非防爆和失爆电器设备下井使用。 13、矿井必须从采掘工作面上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚必须按规程处理，所有安装电动机及其开关地点附近20m的巷道，都必须检查瓦斯，只有与其浓度符合规程要求时，方可启动。 工作面遇瓦斯事故，工作人员应严格按照避灾路线从工作面经运输平巷、再到运输大巷、主平硐迎新鲜风到达地面。 （三）通风系统 矿井采用全负压通风，矿井选用2台节能防爆轴流式风机作主扇，一台工作，一台备用。矿井通风线路参见通风系统示意图。 井下所有电气设备选用矿用隔爆型，并必须是有防爆安全标志的产品，配备综合保护，能够隔离和消除电器火花。煤电钻和电缆在放炮时要撤到规定距离以外，防止放炮冲击波伤害引起电火花。工人禁穿化纤衣服下井。所有人员禁止在井下拆卸矿灯头。禁止烟草及点火物品入井，坚持按规定放炮，禁止使用非许用雷管和不合格炸药。放炮母线按期检查，当出现短路连线等现象时，及时更换。 设置防爆门。主要抽风机必须在风井口设置防爆门，以防爆炸时冲击波冲毁主扇。 二、矿井水灾事故的防治 1、矿井必须搞清老空情况。 2、矿井防治水工作要坚持预防为主，防治结合的原则。在雨季要收集调查相邻矿井和废弃老窑的水情动态，采空区和露头、小窑要按规程规定留足隔水煤柱和岩柱。采取“探、放、堵、截、排”等综合防治措施，做好地面井下防治水的各项工作。 3、查明水源通道，对不明原因的水量变化应及时查明原因，清除隐患。 采区布置与老空区之间须留30m保安煤（岩）柱，露头、小窑空区间隔水煤（岩）柱宽度不得小于25m。 4、掘进工作面必须坚持“有疑必探，先探后掘”的探放水原则。对采掘工作面出现岩层发潮变暗、岩壁“挂汗”、“挂红”；空气变冷，巷道发生雾气；顶板淋水，水叫；工作面有害气体浓度增加均为透水预兆，应停止工作，撤出人员，制定专门措施进行处理。 5、本矿井在掘进时，要做到“有疑必探，先探后掘”。配备1台TXU-75A型探水钻。探水眼超前掘进工作面距离应视工作面围岩性质和水压等参数经计算后再确定，探放水工作应由有专业资质施工队进行。 6、工作面遇地质构造复杂区域和破碎带时，必须制定安全措施，要有探水、防水措施。 7、采掘工作面如有透水预兆时，必须撤出工作人员，报矿进行处理。 三、顶板事故的预防和准备 1、回采工作面必须保持三直一平的推进原则，同时向一个方向推进。遇有煤层变薄或工作面推不过去等情况，矿井技术部门也应有特殊情况时的处理预案。但回采工作面总的后退式回采方向不能变。 2、回采工作面必须保证有正常的上、出两个出口。 3、回采工作面顶板管理 （1）采用“见五回二”的放顶制，最大控顶距5.0m,最小控顶距3.0m； （2）工作面支护采用木支柱支护，按要求支护柱眼成行，迎山有力；（3）支柱柱排距1.0m；（4）密集支柱间距为0.2m，每5m留设一个安全出口，出口宽0.6m；5 回收放顶必须有专人观察指挥现场工作；（6）回收放顶时，采面不准有其他任何人进行作业；（7）回收完毕必须在靠近垮落的空区一侧的巷道处打设挡矸闸，防止空区矸石滚落伤人；（8）采面必须有专职安全员负责采面顶板管理；（9）遇有顶板冒落重大预兆时，工作面应立即撤人。 4、掘进工作面顶板管理（1）采用不大于1m的棚距的木支护，其坑木直径不小于16cm；（2）顶帮应背邦背顶或采用料石砌碹或砼发碹；（3）超前支护，不准空顶作业。 5、巷道及硐室的失修率要近于0。 6、采掘工作面应及时进行支护，支架的规格及支护质量必须符合作业规程规定。 7、采掘工作面必须坚持敲帮问顶制度，采掘工作面开工前，须对工作面顶帮活矸、伞檐进行清理，以免坠落伤人。 8、掘进工作面在遇断层破碎时必须加强支护，支护间距应缩小，掌子面应采用超前支护，超前支护的距离不得大于1.2m。特殊地带应砌碹支护。 9、采煤工作面支架的柱、排距，密集规格，支护材料规格，控顶距离及放顶步距应符合作业规程要求。及时回柱放顶，严禁空顶作业。 10、加强井巷维修和采掘工作面支护情况的检查，发现有断梁折柱、顶板开裂。空帮漏顶情况应及时更换和进行支护。 11、编制的采掘作业规程要组织工人学习，且报告上级备案。支护质量和规格必须符合规程要求。进入工作面前必须进行敲帮问顶。遇地质变化和过断层