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1、新疆焦煤（集团）2130煤矿24222工作面防突专项设计煤矿瓦斯治理国家工程研究中心（新疆焦煤）项目部新疆焦煤（集团）2130煤矿2012年3月审批意见栏单 位审批意见签名、日期编 制通风防突办生产技术室机电运输室安全管理室通风副总地测副总机电副总机电副矿长安全副矿长生产副矿长总 工矿 长目 录1概述41.1工作面位置41.2 24222工作面回采工艺41.3 24222工作面地质概况51.4瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性72综合防突措施112.1 区域防突措施112.2 局部防突措施172.3 其他安全防护措施223 系统设计243.1 通风系统243.2 防尘系统273.3监控系统283.4
2、抽采系统294组织管理机构和责任30新疆焦煤（集团）2130煤矿24222工作面防突专项设计1概述1.1工作面位置24222工作面位于二采区轨道上山以西走向长度730米，平均倾斜长度114米，面积86140m2，工作面上部以+2035m水平为界，下部以+1960m水平为界，东以+2035水平石门为界，西以14#沟保护煤柱为界。该工作面回风巷（+2036m）以上是24221工作面采空区，留有约19m保护煤柱。工作面东部为一采区4#煤层采空区，工作面西部及+1950m水平以下的4#煤层均未开采。24222工作面回风巷：沿4#煤层顶板+2036m标高布置，断面形状为梯形，巷道宽3.7m,下帮高1.3
3、米，上帮高4.4米，荒断面积为10.9m2，净断面积为10.6 m2。采用锚网梁+锚索支护，巷道内铺设30Kg/m道轨。24222工作面运输巷：沿4#煤层顶板+1960m标高布置，断面形状为梯形，巷道宽3.7m,下帮高1.3米，上帮高4.4米，掘进断面积为10.9m2，净断面积为10.6 m2。采用锚网梁+锚索支护，铺设胶带输送机。1.2 24222工作面回采工艺采煤方法：单一走向长壁采煤法采煤工艺：综合机械化采煤工艺。采高确定：根据所选支架高度及煤层厚度等主要技术参数综合考虑，确定采高为3.2m。作业形式：本工作面采用“三八工作制”、“两班采煤一班准备”，即白班检修,中班、夜班生产，每班工作
4、八小时，白班3个循环，中班3个循环。1.3 24222工作面地质概况1.3.1 24222工作面煤层赋存情况工作面内煤层倾角40左右，走向近东西，倾向南，4#煤层总厚平均2.88米，二级差变化指数为38.4%，可采性指数96.6；可采厚度2.76米。该工作面范围内回风巷（+2035水平）以上有原24221工作面采空区，上部留有19m保护煤柱。工作面东部为原24122工作面采空区，工作面西部及以下均未受采动影响，工作面以南3#煤层平均厚度为1.32m，与4#煤层法距为17.3m，以北5#煤层平均厚度为8.0m，与4#煤层法距为30m。24222工作面地质储量32.13万吨。按平均采高3.2m，煤
5、的容重为1.4t/m3，正常采煤时回采率为95%。该工作面可采储量28.6万吨。1.3.2工作面顶底板岩性24222工作面4#煤层伪顶厚为0.31.8m的煤与碳质泥岩互层。直接顶为9.3米的砂砾岩，硅质胶结坚硬。老顶为13.24米厚中砂岩组成，抗风化厚层状。直接底为3.8米厚黑色粉砂岩，节理发育，风化易碎。老底为5.3米厚中砂岩，抗风化 。1.3.3地质构造24222工作面范围内4#煤层总体为单斜构造，走向近东西，向南倾斜，煤层倾角为40，煤层倾角自东向西逐渐增大。煤层赋存稳定，在掘进过程中出现小的褶曲，地质构造简单。1.3.4水文地质条件本工作面主要充水因素及矿井水患：一是地表水，24222
6、工作面位于艾维尔沟河南岸，但距离河床保护煤柱较远，所以河流对4#煤层采煤工作面涌水量影响不大。二是煤系地层裂隙水，开采中形成的地面裂隙和顶板含水层是4号煤层充水的主要因素。三是老塘水，本煤层上一阶段老塘积水是本工作的主要水害隐患。四、生产用水，不构成威胁。1.3.4水患处理措施 在24222回风巷上帮低洼处施工探放水钻孔、工作面备浅水泵，且随时安培专人观察工作面下端头煤壁突水征兆、24222回风巷巷道断面变化情况。1.4瓦斯、煤尘、煤的自燃倾向性1.4.1 瓦斯24222工作面原始瓦斯含量为8.32m3/t，原始瓦斯储量为267.32万m3。工作面测得的煤层残余瓦斯含量如下表，根据测得的瓦斯含
7、量工作面瓦斯储量为294.36万m3。序号时间地点水平标高压力（Mp）可解析含量(m3/t)残存瓦斯含量(m3/t)瓦斯含量(m3/t)消突情况备注12011.824222运输巷450米+19600.7消突前根据此次所测得的煤层残余瓦斯含量最大为13.519m3/t，因此24222工作面在该685m范围内具有突出危险性.22011.1024222运输巷430米+19600.832011.1224222运输巷430米+196010.662.85913.51942011.1224222运输巷330米+19604.082.8596.93952011.1224222运输巷230米+19606.312.
8、8599.16962011.1224222运输巷130米+19604.662.8597.51972012.824222运输巷230米+196006.30242.8599.161424222工作面瓦斯来源分析将根据某些已知相关数据，按照一定的方法和规律，预先估计出24222工作面各地点的瓦斯涌出量。工作面瓦斯来源是瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数，是决定工作面瓦斯综合治理方法选择的重要指标。24222工作面瓦斯来源分析可采用分源计算预测法。分源计算预测法，即根据煤层瓦斯含量，按工作面主要瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律，对回采工作面的瓦斯涌出量进行分源计算。预测值（按分源法，工作面形成前预测值）按照
9、瓦斯涌出的来源，可以将24222工作面瓦斯涌出分为回采工作面运输巷、回风巷、工作面煤壁瓦斯涌出；回采工作面落煤瓦斯涌出；回采工作面采空区瓦斯涌出。采空区瓦斯涌出可分为四部分：围岩瓦斯涌出；未采分层瓦斯涌出；浮煤瓦斯涌出；邻近层瓦斯涌出。（1）回采工作面运输巷、回风巷、工作面煤壁瓦斯涌出量目前24222工作面正在进行设备安装，没有进行回采，目前瓦斯基本为24222运输巷、回风巷、工作面煤壁涌出，则24222回采工作面运输巷、回风巷、工作面煤壁瓦斯涌出量为:N1=Q1C1- Q2C2式中：N124222工作面运输巷、回风巷、工作面煤壁瓦斯涌出量，m3/min；Q1回采前24222回风巷风量，m3/
10、min；C1回采前24222回风巷口瓦斯浓度，%；Q2回采前24222运输巷风量，m3/min；C2回采前24222运输巷口瓦斯浓度，%； 在进行瓦斯涌出量计算时，按照AQ1025-2006矿井瓦斯等级鉴定规范的技术要求，以24222工作面回采前一个月的基础参数进行计算。（2）回采工作面落煤瓦斯涌出量计算回采工作面在开始回采至顶板初次垮落前，由于无采空区，工作面瓦斯涌出来源有24222运输巷、回风巷、工作面煤壁涌出，工作面落煤涌出，则24222工作面落煤瓦斯涌出量为：N2=（Q1C1- Q2C2）- N1式中：N2正常回采顶板初次垮落前24222工作面瓦斯涌出量，m3/min；Q1正常回采顶板
11、初次垮落前24222回风巷风量，m3/min；C1正常回采顶板初次垮落前24222回风巷口瓦斯浓度，%；Q2正常回采顶板初次垮落前24222运输巷风量，m3/min；C2正常回采顶板初次垮落前24222运输巷口瓦斯浓度，%； 在进行瓦斯涌出量计算时，按照AQ1025-2006矿井瓦斯等级鉴定规范的技术要求，以24222工作面正常回采顶板初次垮落前的基础参数进行计算。（3）回采工作面采空区瓦斯涌出24222工作面煤层平均厚度为2.88m，设计采高3.2m，则工作面在回采期间没有未开采分层瓦斯涌出与浮煤瓦斯涌出，采空区瓦斯基本来自围岩涌出与邻近层涌出。24222工作面采空区瓦斯涌出量为：N3=（Q
12、1C1- Q2C2）- （N1+N2）式中：N3正常回采顶板有周期来压期间24222工作面瓦斯涌出量，m3/min；Q1正常回采顶板有周期来压期间24222回风巷风量，m3/min；N1正常回采顶板有周期来压期间24222回风巷口瓦斯浓度，%；？Q2正常回采顶板有周期来压期间24222运输巷风量，m3/min；C2正常回采顶板有周期来压期间24222运输巷口瓦斯浓度，%；在进行瓦斯涌出量计算时，按照AQ1025-2006矿井瓦斯等级鉴定规范的技术要求，以24222工作面正常回采顶板有周期来压期间一个月的基础参数进行计算。（4）为有效跟踪24222工作面采空区瓦斯，在24222回风巷中布置一趟束
13、管接至采空区，收集采空区各个范围的瓦斯浓度。（5）上述工作通风防突办将安排专人进行资料收集整理，采用分源计算方法确定工作面各个瓦斯来源的浓度与量，为24222工作面的瓦斯治理提供可靠参数。1.4.2煤尘经煤尘爆炸性测试分析4#煤层煤尘具爆炸危险性，具体测试结果详见下表煤尘爆炸性分析成果表。煤尘爆炸性分析成果表序号煤层编号工业分析爆炸性试验爆炸性水分Mad（%）灰分Ad（%）挥发分Vdaf (%)火焰长度(mm)岩粉量（%）有爆炸性140.422.6324.5787651.4.3自燃倾向性：4#煤层类（自燃），2#、5#煤层均属于类（自燃）。2综合防突措施2.1 区域防突措施2.1.1 区域预测
14、 2011年8月-2011年12月，分别在24222工作面运输巷450m、430m、330m、230、130m处，布置顺层钻孔测定了4#煤层进行瓦斯压力、瓦斯含量参数，其中瓦斯压力最大值为0.8MPa,瓦斯含量最大值为13.519 m/t,均超瓦斯突出临界值，且钻孔施工期间有严重喷孔现象，根据防治煤与瓦斯突规定可以确定本工作面4#煤层有突出危险性。2.1.2 区域防突措施24222回采工作面区域防突措施是在24222运输巷施工顺层钻孔预抽工作面煤层瓦斯。顺层预抽钻孔控制范围：走向上从切眼处内错15-20m,到设计回采收作线，倾向上从工作面运输巷上帮到距回风巷下帮10m 处。钻孔布置方式：走向上
15、每3m 施工1个钻孔，顺煤层倾向方位平行布置。钻孔参数及工程量：以煤层倾角38计算钻孔工程量：预计334个孔，总计34402m。当煤岩层倾角发变化时，应以实际产状调整钻孔参数。封孔长度不小于8m。采用高负压抽采系统进行抽采，抽采负压不小于13KPa。24222工作面顺层预抽钻孔施工参数倾角（）转角（）深度(m)封孔深度(m)备注3890103824222工作面顺层预抽钻孔开孔布置平面示意图24222工作面顺层预抽钻孔剖面示意图24222工作面顺层预抽钻孔平面示意图2.1.3 区域防突效果检验当工作面预抽钻孔有效控制范围、钻孔均匀程度满足煤矿瓦斯抽采基本指标或防治煤与瓦斯突出规定和煤矿瓦斯抽采达
16、标评判暂行规定要求，工作面预抽采率达到35%，预抽时间差异系数小于30%和根据抽采量计算的残余瓦斯压力、残余瓦斯含量和可解吸瓦斯量达到预期达标指标后，再进行现场实测残余瓦斯压力、残余瓦斯含量、可解吸瓦斯量进行工作面区域防突、预抽效果检验、评判。1）消突效果和预抽效果瓦斯参数指标计算方法预抽时间差异系数按公式（1）计算：=Tmax-Tmin/Tmax100% （1）式中：预抽时间差异系数，%；Tmax预抽时间最长的钻孔抽采天数；Tmin预抽时间最短的钻孔抽采天数。瓦斯抽采后煤的残余瓦斯含量WCY计算按公式（2）计算 （2） 式中：煤的残余瓦斯含量，m3/t；煤的原始瓦斯含量，m3/t；评价单元钻
17、孔抽排瓦斯总量，m3；评价单元参与计算煤炭储量，t。评价单元参与计算煤炭储量按公式（3）计算： （3） 式中：评价单元煤层走向长度，m； 评价单元抽采钻孔控制范围内煤层平均倾向长度，m；、分别为评价单元走向方向两端巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0；、分别为评价单元倾向方向两侧巷道瓦斯预排等值宽度，m。如果无巷道则为0；抽采钻孔的有效影响半径，m；评价单元平均煤层厚度，m；评价单元煤的密度，t/m3。、应根据矿井实测资料确定，如果无实测数据，可参照下表中的数据或计算式确定。巷道预排瓦斯等值宽度巷道煤壁暴露时间（t/d）不同煤种巷道预排瓦斯等值宽度（m）无烟煤瘦煤及焦煤肥煤、气煤及长焰煤
18、25501001602002503006.57.49.010.511.012.013.09.010.512.414.215.416.918.011.513.016.018.019.721.523.0预排瓦斯等值宽度亦可采用下式进行计算：低变质煤：0.808t0.55高变质煤：（13.850.0183t）/（1+0.0183t）抽采后煤的残余瓦斯压力按（2）计算 （4）式中：WCY残余瓦斯含量，m3/t；吸附常数；煤层残余相对瓦斯压力，MPa；标准大气压力，0.101325 MPa；煤的灰分，%；煤的水分，%；煤的孔隙率，m3/ m3；煤的容重(假密度)，t/ m3。煤层的可解吸瓦斯含量按公式(
19、5)计算: （5）式中：煤的可解吸瓦斯量，m3/t；抽采瓦斯后煤层的残余瓦斯含量，m3/t； 煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按公式（6）计算。 （6）2）现场实测预抽效果指标钻孔布置实测预抽效果指标钻孔布置见下图区域预抽消突效果检验钻孔剖面示意图，在工作面远输巷道，沿工作面推进方向每间隔40m布置1个测残余瓦斯压力钻孔，在钻孔25m、50m处分别取1个煤样测定瓦斯残余含量、可解吸瓦斯量。在地质构造部位要加密钻孔测定。区域预抽消突效果检验钻孔剖面示意图区域预抽消突效果检验钻孔参数钻孔编号长度（m）孔径（mm）倾角（）开孔位置 取样点位置封孔（m）1509438运输巷700m处距离底板1.9钻
20、孔25m、88m处 402509438运输巷660m处距离底板1.9钻孔25m、88m处403509438运输巷620m处距离底板1.9钻孔25m、88m处404509438运输巷580m处距离底板1.9钻孔25m、88m处405509438运输巷540m处距离底板1.9钻孔25m、88m处406509438运输巷500m处距离底板1.9钻孔25m、88m处407509438运输巷460m处距离底板1.9钻孔25m、88m处408509438运输巷420m处距离底板1.9钻孔25m、88m处409509438运输巷380m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4010509438运输巷340m处
21、距离底板1.9钻孔25m、88m处4011509438运输巷300m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4012509438运输巷260m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4013509438运输巷220m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4014509438运输巷180m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4015509438运输巷140m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4016509438运输巷100m处距离底板1.9钻孔25m、88m处4017509438运输巷60m处距离底板1.9钻孔25m、88m处403）消突效果和预抽效果达标检验、评判（1）在检验期间施工钻孔等作业时无喷孔
22、、顶钻及其他突出预兆，且所有实测残余瓦斯压力、残余瓦斯含量小于临界值，可判定消突有效。判断临界值见下表瓦斯压力P/MPa瓦斯含量W/(m/t)区域类别0.748无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区（2）如果在检验期间施工钻孔等作业时发现了喷孔、顶钻及其他突出预兆，或实测残余瓦斯压力或实测残余瓦斯含量达到突出指标临界值，则突出预兆点、检验测定点周围100m内的消突措施无效，所在区域煤层仍属突出危险区，继续实施瓦斯抽采或采取补充措施，直到消突有效为止。（3）消突有效的同时要根据实测可解吸瓦析量和预抽率，按煤矿瓦斯抽采达标暂行规定有关要求评判工作面预抽效果是否达标。采煤工作面回采前煤的可解
23、吸瓦斯量应达到的指标工作面日产量/t可解吸瓦斯量/m 3/t10008100125007250140006400160005.56001800058001100004.51000042.1.4 区域验证经区域防突效果检验为无突出危险区且工作面预抽效果达标后，在工作面进行区验证（工作面突出危险性预测）。采用工作面预测的方法应连续进行至少两次区域验证，首次区域验证必须在留有2m的超前距的前提下进行第二次区域验证。在回采过程中工作面每推进10-50m（在地质构造复杂区域或采取了预抽煤层瓦斯区域防突措施以及其他必要情况时取最小值）至少进行两次区域验证。具体要求如下：第一次区域验证为无突出危险时，在采取
24、安全防护措施的条件下允许推进20m，第二次区域验证为无突出危险时，在采取安全防护措施的条件下允许推进30m。遇构造破坏带时连续进行区域验证。2.2 局部防突措施在区域验证过程中只要有一次区域验证为有突出危险时，则该区域在以后的回采作业均应执行局部综合防突措施。2.2.1 工作面突出危险性预测工作面突出危险性预测钻孔沿采煤工作面每隔15米施工一个钻孔，如下图工作面突出危险性预测钻孔布置图，钻孔宜布置在软分层中，钻孔深度10m。每次工作面预测结束后，工作面可向前推进8m,在留有2m的超前距的前提下进行下一次工作面循环预测。工作面突出危险性预测钻孔布置图采用钻屑指标法进行工作面突出危险性预测。用WT
25、C型钻屑瓦斯解吸仪来测定钻屑瓦斯解析指标k1和钻屑量S值。工作面突出危险性预测指标临界值详见下表工作面预测指标参考临界值。钻孔采用防突钻机配套42mm的钻头进行施工，施工预测钻孔时，钻进速度应控制在1m/min，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测钻孔在全煤中钻进。钻孔每2m测试一次K1值和每1m测试一次钻屑量S值。工作面预测指标参考临界值钻屑瓦斯解析指标K1(mL/g*min1/2)钻屑量 S(Kg/m)(L/m)0.565.42.2.2 工作面防突措施 该工作面采用瓦斯释放孔作为工作面防突措施，每循环施工一组瓦斯释放孔，每循环8m,每组39个孔，释放孔施工过程中遇喷孔、顶钻等动力
26、现象时，停止工作面推进，利用区域防突措施孔继续对工作面进行瓦斯抽放。钻孔施工前施工区队必须编制安全技术措施及建立释放孔管理台账，做好施工记录。工作面防突措施：在工作面布置1排瓦斯释放钻孔。钻孔控制走向深度为11m，钻孔间距为2.5m，钻孔直径为65mm。释放孔布置在煤壁中间，分别施工平孔及仰角孔，平孔深度11m,仰孔深度11.5m.仰角6，序号为奇数的为平孔，偶数的为仰孔，钻孔布置图如下：2.2.3 工作面防突效果检验施工完所有排放钻孔后，应排放至少24小时，再进行措施效果检验，工作面防突效果检验采用钻屑指标法，沿采煤工作面每隔15米施工一个钻孔，钻孔布置在两排排放孔之间，孔深10米当检验指标
27、超标时，措施无效，必须施工补充防突措施，直到效果检验指标降到临界值以下。2.2.4 工作面安全防护措施1）压风自救系统压风自救系统安设在工作面压缩空气管路上，回风巷、运输巷距工作面25-40m的巷道内安装两组压风自救装置，以后每300米安装一组压风自救装置，每组压风自救系统一般可供5-8个人使用，每人供风量不得少于0.1m3/min。压风自救系统由施工队负责安装、日常维护和管理，压风自救系统安设巷道向风水管路上。安装压风自救系统的场所前后2m范围内严禁放置工具箱、材料和设备，并确保人员到达压风自救场所路线畅通。每班开工前跟班干部必须对压风自救系统进行完好检查，发现问题及时安排人员进行处理，否则
28、不得进行生产。2）避难峒室现24222工作面共有一个临时避难硐室，其位于24222回风巷500m处，（+1960m）水平永久避难硐室作为24222工作面避难硐室，避难硐室的防爆门需处于常开状态，并安排专人管理。3） 隔爆水袋按照相关规定24222运输巷及24222回风巷共安设6组隔爆水袋，其每巷安设3组，每组隔爆水袋的间距为200m，其中距工作面最近的隔爆水袋的间距不得超过200m，隔爆水袋的水量应按照200L/m2进行计算。4）反向风门现（+1960m）水平4-6#石门的两道风门可作为反向风门使用，需在现有风门的调节风窗西侧安设一道逆向风窗。当人员进入工作面时必须将方向风门打开，当工作面无人
29、作业时将反向风门关闭。5）安全防护措施及个体防护每班派专人负责观察工作面变化情况，一旦发现有突出征兆，必须停止工作面一切生产活动，撤出工作面所有人员，并向调度室汇报。每班派专职瓦检员检查工作面及上隅角瓦斯浓度，一旦发现工作面或上隅角瓦斯浓度忽高忽低，必须停止工作面一切作业活动，撤出人员，并向调度室汇报。工作面风量必须符合施工作业要求。每班派专人检查工作面、运输及回风巷中的电缆磨损情况，发现不符合相关要求的必须立即更换。每班派专职电工检查工作面、运输巷及回风巷中各种电器、开关、设备、电缆等是否存在失爆情况，若发现不符合要求的必须及时处理。工作面的各种瓦斯监控设备设施及检测仪器必须灵活可靠，若有不
30、灵活或不可靠的必须及时更换。施工人员下井必须携带随身携带隔绝式化学氧自救器，没有携带的不准下井。施工人员在施工时必须配戴防护面罩，没有配戴防护面罩的不得进入工作面施工。2.3 其他安全防护措施2.3.1煤与瓦斯突出的预兆1）地压显现方面的预兆煤炮声、支架响动、煤岩开裂、掉渣、地鼓、煤岩自行剥落、煤壁颤动、钻孔变形、垮孔顶钻、夹钻杆、钻机过负荷等；2）瓦斯涌出方面的预兆瓦斯异常涌出、瓦斯浓度忽大忽小、煤尘增大、气温和气味异常、打钻时喷瓦斯、喷煤、煤体内有声响，如哨声、风声、蜂鸣声、鞭炮声等；3）煤层结构和构造方面的预兆煤的层里紊乱、煤硬度松软或不均匀、煤暗淡无光泽、软煤厚度增大、倾角变陡、挤压褶
31、皱、波状隆起、煤体干燥、顶底板阶梯隆起、断层、陷落柱等。软煤层是指煤体较破碎、暗淡、无光泽、质软疏松，节理失去意义、成粘块状，软煤为粒状或小颗粒胶结而成（或为土状构造似土质煤），用手可捻成粉末、疏松的煤体。2.3.2防灭火措施1）严禁带烟火及穿化纤衣服入井。2）在胶带输送机机头、机尾、油料码放地点分别设置消防沙箱，灭火器，铁锹等消防工具。3）电缆要保证完好，不能出现短路、失爆现象4）发现井下有火源时，立即采取直接灭火，并迅速汇报调度。现场的队长、班组长按矿井灾害预防和处理计划的规定，通知所有受火灾威胁的人员撤至安全区域，并组织人员利用现场的一切工具和器材进行灭火。5）搬运（矸）煤前要进行洒水降
32、尘。2.3.3 避灾路线1）遇瓦斯、火灾、煤尘撤退路线（避灾原则，人员应逆风而行）：工作面24222运输巷+1960m水平6-4#石门6#煤层轨道巷或5#集中运输巷+1950水平石门绕道主井地面2）遇水灾撤退路线（避水灾原则，人员应往高处走）：工作面24222回风巷2036水平石门二采区轨道下山+2120水平甩车场2183下架道地面3）遇顶板事故避灾路线从冒顶地点就近撤离到顶板支护完好的安全地点。矿井入井人员，必须随身携带隔离式(压缩氧或化学氧)自救器;瓦检员必须坚守工作岗位，做到勤检多检，严禁瓦斯超限作业;机电部门必须经常检查电器设备的完好情况，确保井下“三大保护”正常运行，严禁电器设备有失
33、爆现象;专职安全员在现场实施监察，严格执行防突措施及效果检验，严防弄虚作假，确保防突施工质量;必须按允许推进距离组织施工，加强采面支护工作，安全员现场监督，严禁超计划推进，确保预留的超前保护距离;严格按有关操作规程进行操作，严禁违章指挥、违章作业;加强防突知识的教育培训，井下从业人员必须熟悉煤与瓦斯的突出预兆和预防突出的基本知识及避灾路线;井下防突风门等通风设施必须严格按相关要求实施，以防发生煤与瓦斯突出破坏防突风门使灾害扩大或引起瓦斯爆炸事故;矿井按规定装备综合监测系统，按规定配置便携式瓦斯警报仪；每10天必须对工作面进行一次全面测风，保证工作面及全风压通风系统风量必须满足作业规程要求。3
34、系统设计3.1 通风系统3.1.1 24222工作面风量计算(1)24222工作面按气象条件确定需要风量按下式计算Q采-2=60S采-2K采高-2K采面长-2K温-2式中Q采-224222工作面需要风量，m/min；S采-224222工作面平均有效断面，m；K采高-224222工作面采高调整系数（见表1）；K采面长-224222工作面长度调整系数（见表2）；K温-224222工作面温度调整系数（见表3）； 70%有效通风断面系数。表1回采工作面采高调整系数采高200长度调整系数（K采面长）1.01.01.31.31.5表3回采工作面温度调整系数回采工作面空气温度（）配风调整系数K温201.02
35、0-231.0-1.523-261.5-1.8Q采-2=60S采-2K采高-2K采面长-2K温-2=604.5m3.2m70%1.51.01.0=907.2 m/min24222工作面按气象条件确定需要风量为907.2m/min。(2) 24222工作面按瓦斯涌出量计算需要风量按下式计算Q采2100q采2K采通2式中Q采224222工作面实际需要风量，m/min； q采224222工作面瓦斯涌出量，m/min； K采通224222工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测一个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，一般可取K采通21.22.1。 100按采煤工作面回
36、风流中瓦斯的浓度不应超过1%的换算系数。Q采21001.51m/min1.8271.8m/min24222工作面按照瓦斯涌出量计算需要风量为271.8m/min。(3)24222工作面按二氧化碳涌出量计算需要风量按下式计算Q采267q采2K采通2式中Q采224222工作面实际需要风量，m/min； q采224222工作面二氧化碳涌出量，m/min； K采通224222工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测一个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，一般可取K采通21.22.1。67按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%的换算系数。Q采26
37、70.37m/min1.844.622m/min24222工作面按照二氧化碳涌出量计算需要风量为44.622m/min。(4) 24222工作面按最多工作人员数量计算风量按下式计算Q采-24N-2式中:4每人每分钟应供给的最低风量，m/min；N-224222工作面同时工作的最多人数，个。Q采-2460240(m/min)24222工作面按最多工作人员数量计算风量为240m/min(5) 24222工作面按炸药量计算需要风量：Q采-210A采-2式中 A采-224222工作面一次爆破最大炸药用量，kg。 10每千克二、三级煤矿许用炸药需风量，m/min。Q采-210A采-21063m/min=
38、630m/min(6)24222工作面需要风量按风速进行验算：按最低风速验算，24222工作面的最小风量：Q采-2600.25S采-2Q采-2600.25 m/s10.08m151.2m/min按最高风速验算，24222工作面的最高风量：Q采-2604S采-2Q采-2 604 m/s10.08m2419.2m/min综合上述计算结果，24222工作面需要风量为907.2m/min。3.1.2 通风路线(1)新鲜风：地面主井主井上仓巷+1950m水平石门（+1950m水平运输石门）6#煤层轨道巷（5#集中运输巷）+1960m水平石门24222运输巷24222工作面（2）乏风：24222回风巷24
39、222回风下山+2023m水平回风石门+2023m水平6#煤层联络巷6#回风上山+2110m水平6#煤层回风巷（+2120m水平6#煤层回风巷）6#回风上山总回地面3.2 防尘系统3.2.1 防尘水源防尘水源由地面高位水仓及二采区上部车场水仓供给，地面高位水仓容量425m，标高+2208m;二采区上部车场水仓容量24m3,标高+2130m, 主管路均采用108mm钢管供水，运输巷采用108mm钢管供水,回风巷采用108mm钢管供水。3.2.2 供水路线二采区上部车场水仓二采区轨道运输下山5#集中运输巷+1960水平6-4#石门24222运输巷地面高位水仓2130平硐6#下架道+2110m水平6
40、#集中回风巷6#回风上山+2036m水平6#煤层联络巷+2036m水平石门24222回风巷3.2.3 防尘方式1）在工作面进、回风流中各设两道净化水幕，分别距石门50m处、距工作面煤壁30m处各设置一道，在24222回风巷距离煤壁200-500m设置一道扑尘门。2）回风巷和运输巷每200m安装一组隔爆水袋。3）在运输巷胶带输送机各转载点设喷雾洒水。运输巷和回风巷供水管路上每隔50m安装一个三通，供巷道洒水灭尘用。3.3监控系统3.3.1采用KJ90安全监控系统对该工作面进行监控，监控设备必须安装正确，监控必须有效。3.3.2传感器布置根据有关规定在24222工作面、上隅角、回风巷应安置3个瓦斯
41、传感器,工作面一个,回风流一个,上隅角一个；一氧化碳传感器1个，安装于上隅角；风速传感器1个，温度传感器1个。各传感器的安装位置如下：工作面瓦斯传感器位于回风巷中距工作面煤壁不大于10米处。回风流瓦斯传感器位于回风巷中距离开口端10-15米处。上隅角瓦斯传感器靠采空区侧，后立柱处。上隅角一氧化碳传感器靠采空区侧，后立柱处。风速传感器安装于回风巷测风站处。温度传感器安装在矿井总回风巷。3.3.4断电范围+1960m水平车场21#分站安装一台断电仪，远程交叉断电,瓦斯超限（断电值为0.8%），所有电气设备全部断电。补断电定值符合AQ 1029-2007煤矿安全监控系统及检测仪器管理规范的相关要求3
42、.4 抽采系统3.4.1 24222运输巷瓦斯抽采系统24222运输巷抽采系统路线：2130瓦斯抽采泵房风硐矿井总回风井6#总回风巷6#专用回风巷（+2110水平）石门6#通风上山6#西轨道巷（+1960水平）4#-6#石门 24222运输巷 24222工作面抽采点。3.4.2 瓦斯抽采管管径计算及管材选择瓦斯抽采管管径按下式计算 式中 D-瓦斯抽采管内径，m； Q-抽采管内混合瓦斯流量，m3/min； V-抽采管内瓦斯平均流速，经济流速V5-15m/s, 取V=7m/s。根据各瓦斯抽采管内预计的瓦斯流量，按上式计算选择的瓦斯抽采管管径如下表所示。瓦斯抽采管管径抽采管类别瓦斯抽采纯量(m3/min）瓦斯抽采混合量（m3/min）计算管内径（mm）选择管径（mm）干管11.5838.60342355支管221.671762003.4.3 瓦斯抽采管路与瓦斯抽采钻孔的连接用65mm钢丝软管将钻孔套管与钻场汇流管(也称混合器)相连, 汇流管与钻场瓦斯抽采管连接, 然后钻场瓦斯抽采管与布置在巷道中的瓦斯抽采支管相连接. 瓦斯抽采主管均采用法兰盘螺栓紧固连接, 中间夹橡胶密封圈。24222运输巷钻孔连接示意图4组织管理机构和责任4.1 组织管理机构矿井成立24222综采工作面防突领导小组，矿长为组长，负责防突过程中的全盘管理工作，总
