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1、西铭矿井田设计1 西铭矿井概况1.1 地理位置及概况山西焦煤西山煤电集团公司西铭矿，井田行政区划隶属于太原市管辖，位于太原市以西，距太原市中心20km。地理位置：东经 1121411231，北纬 37383756。区内交通便利，太佳公路穿过矿区，东可至太原市区，西可抵古交市，矿区有铁路专用线经太铁玉门沟编组站通往全国各地。矿区位于吕梁山东侧，汾河自井田西北边缘流过。区内沟谷纵横，切割甚剧，地形复杂，属中低山区。区内最高点在石千峰，标高为+1747.7 m；最低点在矿区东南部玉门沟内，标高为+987.5 m。矿区属暖温带大陆性气候，四季分明，气候干燥，冬春多风，日夜温差较大，年平均气温9.5，年
2、平均降雨量为423.5 mm，年平均蒸发量1789.3mm。年平均风速为2.5 m /s，最大冻土深度为77 cm。据山西省地震局(78)省震字第29号文，本井田地震烈度为67级1.2 地质特征1.2.1地质构造1、地层：2#煤位于二迭系下统山西组，本组地层平均厚88m左右，以K5粗粒砂岩（北岔沟砂岩）整合接触于下伏的太原组。山西组为三角洲滨海平原环境沉积，主要为泥岩类及砂岩类岩层，颜色以浅深灰色为主，含水性较差。2、构造特征：地层整体呈单斜构造，局部为小型背向斜褶曲，走向北东，倾向北西，倾角19，平均倾角4。地质条件较简单，根据邻区揭露资料分析，预计落差2m左右的断层比较发育，对生产影响较大
3、，陷落柱不太发育。1.2.2煤层与煤质（见后页煤综合柱状图）二迭系下统山西组为井田内主要含煤地层之一。含煤层02#、03#、1#、2#、3#上、3#下6层，其中：02#、03#、1#煤均不可采；2#煤全区稳定可采； 3#上煤仅在采区西部有小范围可采，煤层平均厚0.75m，回采较困难；3#下煤层大部可采，厚度变化较大。2#煤局部有0.2m左右的页岩伪顶；直接顶为砂质页岩，厚1.002.45m，平均厚1.70m，老顶为中粒砂岩，平均厚8.00m，灰白色，以石英长石为主，上部粒度较细，含裂隙水。直接底为2.62m的深灰色细砂岩，老底为2.76m的灰黑色砂质泥岩，含植物化石碎片及黄铁矿晶体。煤层特征见
4、下表。煤层特征表序号层号煤层厚度煤层间距顶底板岩性备注最小最大平均最小最大平均顶板底板12#1.542.452.00砂质泥岩细砂岩1.857.415.3823#上0.000.900.75中砂岩砂质泥岩2.2310.326.7833#下0.001.530.95砂质泥岩砂质泥岩煤种：2#煤煤质以瘦煤为主，是良好的配焦煤。1.3瓦斯、煤尘、地温西铭矿属于高瓦斯矿井，瓦斯等级鉴定情况为：瓦斯绝对涌出量103.1m3/min，相对涌出量14.4m3/t；二氧化碳绝对涌出量29.6m3/min，相对涌出量4.14m3/t。2#煤层自燃倾向性等级为级，属自燃煤层，煤层自然发火期为63天；煤尘爆炸指数为18.
5、79%，煤尘具有爆炸性。煤层地温约为89。1.4水文地质1、主要含水层有奥陶系中统灰岩含水层组；石炭系上统太原组灰岩含水层组；二迭系砂岩含水层组及第四系含水层。井田内奥灰水水位标高799924m，2#煤层底板标高10401130m，无承压开采区。2、由于盖山厚度较大，含水层与地表水的联系较弱，突水性很小，补给量小。上组煤层开采充水水源主要为上部砂岩含水层水。2#煤层掘进中以淋水的方式进入巷道，对施工影响不大，2#煤层回采后，通过采空裂隙涌入工作面采空区形成采空积水。3、采区内断层多为压扭性，一般不导水。4、上覆二迭系砂岩含水层均为弱含水层，一般含水性差，单位涌水量为0.00047L/s.m，渗
6、透系数0.00060.36m/d，其补给来源于大气降水，对开采影响不大。5、涌水量采用类比法预计，根据20022007年西十采区2#煤层开采中涌水量统计，2#煤层平均吨煤含水系数为0.11m3。该采区2#煤按平均日产2200吨计算，正常涌水量10m3 /h，最大涌水量30m3 /h。1.5煤层及其顶底板物理、力学性质西铭矿可采煤层山西组的2#煤顶底板多为细砂岩及砂质泥岩，较软中等坚硬的岩石，其力学性质据钻孔采样试验结果，抗压强度一般为250750kg/cm2，抗拉强度一般为50130kg/cm2，抗剪强度（凝聚力）104187kg/cm2；顶板岩石强度大于底板。2#煤层硬度为2.0，区内节理发
7、育，均系受扭力形成。节理面平直、光滑、倾角大，在构造带附近尤为明显。2 井田境界和储量2.1井田划分的依据在煤田划分为井田时，要保证各井田有合理的尺寸和境界，使煤田各部分都能得到合理的开发。煤田范围划分为井田的原则有： 1、井田范围内的储量，煤层赋存情况及开采条件要与矿井生产能力相适应；2、保证井田有合理尺寸；3、充分利用自然条件进行划分，如地质构造（断层）等；4、合理规划矿井开采范围，处理号相邻矿井间的关系。2.2井田范围 井田东西长约79.9km，南北宽约43.65km，面积77238km2。开采深度标高为-400-1000m。地层走向以3060东为主，倾向北西或南东。上组可采煤层为2#、
8、3#下两层，由于2#与3#下煤层层间距12m左右，所以，本采区只是2#煤层开采系统，开采3#下煤层需要另行布置系统。附表：采区储量汇总表 采区储量汇总表 万吨采区工业储量永久煤柱损失开采损失可采储量一盘区1455.4141.298.91345.2二盘区1746.4181.6135.01452.2三盘区1119.6117.781.7801.8四盘区1109.6101.271.7701.8合 计5431541.7387.343013 井田开拓3.1井筒形式及数目的确定一般情况下，井筒的形式有立井、斜井和平峒三种。斜井适用于井田内煤层埋藏不深，表土层不厚，水文地质情况简单，井筒不需要特殊法施工的缓斜
9、和倾斜煤层。平峒适用于地形条件合适，煤层赋存较高的山岭、丘陵或沟谷地区，且便于布置工业场地和引进铁路，上山部分的储量大致能满足同类井型水平服务年限要求。综合东滩煤矿的实际情况： 本矿井采用一对斜井开拓：主立井采用矿车运煤；副立井采用电机车运输人员、设备、材料，且兼作进风井。3.2开拓方案的确定本矿井采用一对斜井开拓：主立井采用矿车运煤；副立井采用电机车运输人员、设备、材料，且兼作进风井。因本井田瓦斯和涌水都不大，水平内采用下山开采在技术上是可行的。井田范围内煤层倾角19，平均4，为近水平煤层。因此，其准备方式既可以采用采区式。根据前述各项决定，可行的方案： 井田范围开拓方案3.3带区和采区的划
10、分及布置根据上述所确定开拓方案，井田范围内主要采用带区式准备，只在水平深部采用下山开采。由此，全矿第一水平共划分为4个盘区。3.4矿井带区间和煤层间接替顺序 1、采区间接替顺序矿井投产后，首先开采第一采区平，在第一水平减产前11.5年，完成下一个开采水平的基本井巷工程和准备、安装工程。 2、煤层间接替顺序自上而下，首先开采2#煤，然后联合开采3#上煤和3#下煤，其接替顺序同水平间的接替顺序。4 采区的开采根据毕业设计大纲的要求，只对首采带区进行详细设计。为了减少初期工程量及初期投资，使矿井尽快投产，首先开采井田中央井筒附近的带区。4.1首采带区概况首采带区为一盘区2#煤层可布置12个综采工作面
11、。采区年设计生产能力70万吨，服务年限8.8年。本采区采用双翼布置工作面开采方式。一盘区轨道下山从上组煤集中材料暗斜井下车场开口通过640m转运巷，进入一盘区轨道下山。一盘区回风下山与西部回风巷构通，形成左翼工作面的回风系统；在一盘区西部边界，沿煤层布置一条长1430m的大尾巷与刘巴足回风井联通，形成一盘区右翼工作面开采时的大尾巷。4.2采煤方法及工作面长度的确定带区内2#煤平均厚度2m，煤质中硬，煤层内裂隙发育，煤层倾角平缓，适宜采用综采放顶煤采煤法。因此，设计的采煤方法为倾斜长壁一次采全高综采放顶煤采煤法。根据煤炭工业矿井设计规范规定：综采面长度一般不小于150m。结合本矿井的实际情况，确
12、定综放工作面的长度为190.71m。4.3主要生产系统该采区的主要生产系统如下：1、运煤系统工作面工作面皮带顺槽采区皮带下山采区皮带转运巷9#煤库1018大巷5t矿车地面卸载站。2、运料系统地面材料1152大巷采区轨道转运巷采区轨道下山工作面轨道顺槽工作面。3、人员运输地面材料1152大巷采区轨道转运巷采区轨道下山工作面轨道顺槽工作面。 4、通风系统刘巴足进风井刘巴足进风石门西部轨道巷暗斜井采区轨道转运巷采区轨道(皮带)下山工作面轨道巷、皮带巷、尾巷；回风风流：采区左翼：工作面尾巷采区回风下山总回风巷刘巴足回风石门刘巴足回风井地面。 采区右翼：工作面尾巷西十二右翼大尾巷总回风巷刘巴足回风石门刘
13、巴足回风井地面。 5、供电系统高压电缆由井底中央变电所经轨道大巷至带区变电所，降压后由低压电缆分别送到回采和掘进工作面附近的配电站，以及胶带运输机和绞车房等用电地点。6、供水系统采掘工作面和运输机巷及运输机转载点所需要的防尘喷雾用水，由副井的供水管下井，然后送至各个用水地点。4.4巷道掘进方法带区内巷道主要有三种：岩巷、煤巷和半煤岩巷。掘进带区车场时，采用钻爆法施工，挂腰线掘进；掘进煤巷和半煤岩巷时，采用配套综掘设备进行落、装煤岩，通过桥式胶带转载机和可伸缩带式输送机运输煤岩。分带轨道斜巷和分带运输斜巷均为沿空掘巷。5 矿井工作制度、设计生产能力及服务年限工作日330天,采用“四六”制作业，每
14、天三班生产，一班检修。年设计生产能力、确定设计生产能力的依据;5.1年设计生产能力 根据现有技术装备和地质条件等情况，年设计生产能力确定为70万吨/年，日生产能力0.22万吨/日。5.2设计生产能力的依据（1）该区域落差2.0m左右的断层、陷落柱不太发育，褶曲少而平缓，水文地质简单，涌水量小，煤层厚度适中，具备综采开采条件。（2）随着采煤及配套设备技术的发展，引进大功率采掘设备的应用，可进一步提高煤炭产量。5.3设计服务年限及计算参数T2=Z2/AK=4301/（701.3）=47.2年式中：T2服务年限Z2煤可采储量801.8万吨A年生产能力70万吨K备用系数1.36 采煤方法6.1采煤方法
15、采用单一走向长壁综合机械化采煤，整层开采。6.2采煤工艺选择根据煤层赋存条件，顶底板岩性和技术装备水平，采用综合机械化采煤工艺。工艺流程：采煤机割煤（装煤）刮板输送机运煤拉架移溜移转载机。采煤工艺的主要参数如下:1、工作面采高:2#煤层为中厚煤层，平均2.0m，设计一次采全高。2、工作面采长:220m。3、采机截深:0.6m。4、循环进度0.6m。5、割煤:采用双滚筒采煤机，自开缺口。6、移溜:工作面可弯曲刮板输送机采用支架推移。7、采场支护:选用支撑掩护式液压支架。8、采空区处理:采用全部垮落法。6.3劳动组织、作业方式和循环数、月、年推进度，工作面支护与顶板管理1、劳动组织：采用“46”制
16、作业，三班生产，一班检修。2、作业方式：工作面采用双滚筒电牵引式采煤机割煤，斜切进刀，自开缺口，刮板输送机和可伸缩胶带输送机运煤，专业工种与综合工种相结合追机作业。 3、根据采煤工作面所选采煤机的技术特征及工作面长度等因素，循环数和推进度按下式计算： N日= =7.4（刀/日）式中：N日每天的循环数（刀/日）6.0每班工作时间（小时/班）0.6每班工作时间系数（调查分析结果）V采煤机的牵引速度（米/分）（查采煤机说明书所得V=2.5米/分）60每小时的分数（分/小时）3每24小时工作班数（班/日）L工作面的平均长度（220米） L日=N日0.6=7.40.6=4.4（米/日）式中：L日每天的推
17、进度（米/日）0.6每循环截深（米/刀） L月=L日25=4.425=110（米/月）式中：L月每月的推进度（米/月）25每月工作天数（日/月） L年=L月12=11012=1320（米/年）式中：L年年推进度（米/年）12每年的月数（月/年）工作面选用ZZ2500-1.5/2.5型支撑掩护式液压支架支护顶板，两巷超前支护采用单体液压支柱配“”梁棚子支护。全部冒落法管理顶板。6.4采、掘能力计算及核实A1=LL1MrC=132022021.330.95=73.3(万吨/年)式中：A1综采面年生产能力L1工作面采长220m。M工作面采高2mr煤层容重1.33吨/m3C工作面回采率0.95%矿区由
18、综采队生产，年产量确定为70万吨。掘进工作面出煤量:以一个掘进队，始终备用一个回采面，其掘进煤量按回采煤量的10%计算，即:A2=A110%=7万吨,式中: A2掘进煤量。采区年生产能力A=A1+A2=77万吨, 式中: A采区综合年量。6.4.1掘进率的确定在保证回采年推进度1320m的前提下，考虑通风实行二进一回，即开采前形成相邻的下接工作面,同时考虑加一尾巷回风和风贯及地质构造影响。掘进进尺=(回采年推进度2+煤柱巷长)+切眼+风贯1.3 =(13202+120)+220+7251.3 =4817m掘进率=481770=68.8(m/万吨)6.4.2采掘工作面比例的确定根据综采队的年推进
19、度及掘进进尺单进水平，安排一个年产70万吨的综采队，一个6000m/年的机掘队，采掘比为1:1。6.4.3 回采工作面参数的确定 1、工作面长度的确定影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150200m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验，近水平煤层综采放顶煤工作面长度以130200m较为合理。参考东滩矿现场生产经验，结合带区条带的整体划分，确定首采带区采煤工作
20、面的长度为190.71m。 2、工作面推方向和推进度为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用从边界向大巷推进的后退式回采顺序。 7 630刮板输送机的选型 综采工作面一般均使用重型可弯曲刮板输送机，其中有单链、双中心链、双边链等几种类型。根据刮板输送机选型的基本原则和产品说明书介绍的技术特征及其使用条件来选择型号（并参考下面计算的）。产品说明所列铺设长度一般均为水平长度货一定倾角煤层（如10）向下运煤时的铺设长度，实际上各工作面长度和煤层倾角、煤层厚度等条件各不相同，所以确定了型号后需要验算所选刮板输送机的运输生产能力、电机功率及刮板链强度，并确定每台刮板输送机驱动电机的数量。7
21、.1运输能力的验算7.1.1按采煤机生产能力计算刮板输送机的运输能力=60 T/h式中：-煤的容量，1.35；-同前（=35m/min；-平均采高，m）；-装载不均匀系数，一般取1.5；-采煤机和运输机同向运输时的修正系数。=，为刮板输送机链速；-运输倾角和运输方向的系数。见下表。运输情况水平运输时倾角510倾角10以上向下向上向下向上10.91.30.71.5按此式计算的是要刮板输送机运走的煤量（小时生产能力）。7.1.2按刮板输送机的工作状况及有关参数计算输送能力 主要是根据已选定的输送机技术特征，验算是否能够满足所要求的运输能力。=3.6 T/h式中：-输送机单位长度上货载重量，Kg/m
22、；=1000FF-货载断面积，。F=+ 计算参考图3-1；-溜槽承载段横截面积。查特征 表（查不到可近似计算）；-原煤在溜槽中的动堆积面积；-原煤动安息角，一般取20；-装满系数，见表3-2；-煤的松散容重，0.851.0。若，则符合要求。表3-2输送情况水平及向下运输向上运输+5+10+15装满系数0.91.00.80.60.57.2刮板输送机电机功率的验算及电机的数量7.2.1电机功率= kw式中：-电动机轴上的功率，kw；-传动装置效率，一般为0.80.85；-刮板输送机主链轮的牵引力，Kg.=式中：-溜槽弯曲段的附加阻力，一般取1.1；-重段阻力。=+式中的+号用于向上运输，号用于向下
23、运输。-空段阻力。=式中的号用于向上运输，+号用于向下运输。-按=1000F计算值；-刮板输送机的铺设长度，m;-刮板输送机的铺设倾角，度;-刮板链单位长度重量，Kg/m;-煤在溜槽中的运行阻力系数，查表3-3；-刮板链在溜槽中的运行阻力系数，查表3-4。W值 表3-3刮板输送机的结构形式W值单链或双中心链工作链布置在回空链上面0.55工作链和回空链在同一水平上0.75双边链有导向装置、铺设平直0.60.8有导向装置、底板起伏不平1.2值 表3-4刮板输送机的结构形式值单链或双中心链无导向装置0.250.35有导向装置0.350.40双边链无导向装置0.200.25有导向装置0.250.35综
24、合机械化采煤工作面与采煤机配合工作的可弯曲刮板输送机，货载的装载长度随着采煤机的移动而变化。因此，电机负荷也是变化的，即： （满载时，最大电机功率） kw（空载时，最小电机功率）从而得到所需刮板输送机的等效功率：电机容量：=（1.151.2）式中：1.151.2-备用系数。所选的刮板输送机电机容量时即符合要求。否则要重选或考虑双电机两端驱动（当然这对原选用一端驱动情况可以这样考虑）。7.2.2电机数量常见的是单电机和双电机，在确定刮板输送机的型号及电机容量的计算中就要考虑电机的数量。电机的数量决定了采用一端驱动还是采用两端驱动，这影响到刮板输送机刮板链的张力计算。 8 刮板输送机的常见故障与处
25、理方法 1、故障现象：电动机起动不来。原因是：负荷过大；电气线路损坏。处理方法：减轻负荷，将上槽煤去掉一部分；检查线路，更换损坏零件。 2、故障现象：电动机声音不正常。原因是：单相运转；接线头不牢。处理方法：检查单相运转原因；检查接线。 3、故障现象：电动机发热。原因是：超负荷工作时间太长；通风散热情况不好。处理方法：减轻负荷，缩短超负荷工作时间；清除电机周围浮煤及杂物。 4、故障现象：液力偶合器打滑。原因是：液力偶合器内油量不足；溜槽内堆煤过多；刮板链被卡住。处理方法：按规定补充油量；将油槽内的煤去掉一部分；处理卡住的刮板。 5、故障现象：液力偶合器一个温度过高。原因是：两个偶合器内油量不等
26、；液力偶合器罩内被卡住或透平轮被卡住。处理方法：检查调整油量；清除杂物，消除被卡原因。 6、故障现象：液力偶合器漏油。原因是：注油塞或热保护塞松动；密封圈及垫圈损坏。处理方法：拧紧油塞或热保护塞；更换密封圈或垫圈。7、故障现象：液力偶合器打滑，温度超过120至140摄氏度，但易溶合金塞不熔化。原因是：易溶合金配方不对。处理方法：清除打滑原因更换准确熔化温度的易熔合金保护塞。8、故障现象：减速器声音不正常。原因是：齿轮啮合不好；轴承或齿轮过度磨损或损坏；减速器内的油有金属杂物；轴承游隙过大。处理方法：检查调整齿轮啮合情况；更换损坏或磨损的轴承和齿轮清除减速器油中的金属杂物；调整好轴承轴向游隙量。
27、 9、故障现象：减速器油温过高。原因是：润滑油不合格或不干净；润滑油过多；冷却不良，散热不好。处理方法：按规定更换新润滑油；放掉多余润滑油；清除减速器周围煤粉及杂物，对SGW-250型还应检查冷却水管是否通冷却水。 10、故障现象：减速器漏油。原因是：密封圈损坏；减速器箱体合面不严，各轴承盖螺钉拧得不紧。处理方法：更换损坏的密封圈；拧紧箱体合面和各轴承盖螺栓、螺钉。 11、故障现象：盲轴轴承温度过高。原因是：密封被破坏，润滑油不干净；轴承损坏；油量不足。处理方法：更换损坏的密封圈、清洗轴承换新油；更换轴承；注油。 12、故障现象：刮板链在链轮处跳牙。原因是：接链环安装不正确或圆环链拧麻花；链轮
28、轮齿严重磨损；刮板链过松。处理方法：重新安装接链环或拧正圆环链；更换新链轮；重新紧链。 13、故障现象：刮板链子卡在链轮上。原因是：主要是分链器松动、损坏或分链器掉了。处理方法：拧紧螺栓；更换新的分链器。 14、故障现象：刮板链掉道。原因是：刮板链过松；刮板弯曲严重；工作面不直，刮板链的一条链受力，使刮板歪斜；输送机过度弯曲；中部槽磨损严重。处理方法：重新紧链；换新的刮板；使工作面保持直线；一次推移距离不要超过规定；更换中部槽。 15、故障现象：刮板链周期振响。原因是：刮板链运行有刮卡。处理方法：处理刮卡部位。 16、故障现象：断刮板链。因上链有煤过多压住刮板链，下链断链不易被发现。在运行中断
29、链一般在征兆中进行判断。当刮板链在机头底下突然下垂或堆积或边双链刮板输送机在运转时一侧刮板突然歪斜说明已经断链了。原因是：1、装煤过多超负荷，压住刮板链。2、工作面不直不平卡刮板，特别是工作面呈圆弧形的弯曲，边双链的外侧链条负荷多大，最容易造成断链。3、链条长期与中部槽及链轮的摩擦，产生磨损变形断面减小，强度降低。4、链条在使用中除承受平均载荷外，还要传递链轮的动载荷。链条长时期受动载的作用，造成疲劳破坏，节距增长、强度降低。预防的方法。开机前调节刮板链使之不过松或过紧，装煤要适当。防止回空链带回煤或杂物。严禁强制起动。变形的溜槽与磨损过限的刮板链要及时更换。连接环的螺栓要紧固。运转声音不正常
30、时立即停机。处理方法：断底链一般都在机头或机尾附近。找到断链的地点后，将溜槽吊起，把卡劲的刮板拆掉，接上链条反回上槽进行处理。 17、故障现象：机头保险销折断。断销的原因是，刮板机上压煤过多或杂物被回空链带进下槽，卡住刮板链阻力过大等原因造成。预防方法。开机前将刮板链调整好，松紧适当。掏清机头、机尾煤粉。如有矸石、木料或其他杂物要及时清出。装煤时不要过多。如果更换新的保险销后，仍被切断，就必须进行认真的检查了。9 井下运输9.1井下运输系统 1、运煤系统综放工作面分带运输斜巷带区煤层运煤平巷带区煤仓西翼运输大巷井底煤仓主井地面 2、辅助运输系统地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷分
31、带轨道斜巷 3、运矸系统岩巷掘进工作面小矿车轨道大巷井底车场副井地面 4、行人地面副井井底车场轨道大巷带区车场带区煤层运料平巷各个工作地点9.2各环节运输方式 1、运煤方式采煤工作面采用刮板输送机运煤，分带运输斜巷采用带式输送机运煤，大巷采用带式输送机运煤。 2、辅助运输方式辅助运输采用无极绳绞车牵引1.5t固定箱式矿车、5t材料车、1.5t平板车运输材料及设备。10 矿井通风及安全矿井设计为独立通风系统，采用刘巴足和主、付井进风，刘巴足回风井回风。在采区采用“两进一回”的通风系统,即利用采区轨道巷、采区皮带巷进风，采区回风巷回风.,工作面采用“两进一回”的通风系统，即利用工作面轨道巷、皮带巷
32、进风，尾巷回风。预防“一通三防”灾害措施10.1瓦斯防治措施1、认真贯彻瓦斯治理“先抽后采，监测监控，以风定产”的方针，完善瓦斯管理制度和瓦斯防治工作责任体系。认真落实瓦斯检查制度，严格按规定巡回检查路线检查瓦斯，杜绝瓦斯超限作业。2、加强瓦斯抽采工作，积极利用多种抽采工艺对矿井瓦斯进行抽采。若采区掘进面瓦斯绝对涌出量5m3/min时实行提前预抽，降低矿井瓦斯涌出量，加强顶板裂隙带孔抽采钻孔分析研究，努力提高抽采量、抽采率、抽采浓度。10.2瓦斯抽采措施转变通风瓦斯治理观念，以“风排为主”转为以“抽排为主”，努力实现采区高瓦斯工作面能够在低瓦斯条件下安全回采。建立瓦斯抽采激励机制，制定具体的考
33、核办法，建立瓦斯治理奖励基金，实行专款专用。10.3监测监控措施1、监测监控系统采用KJ90型系统，采用光缆将KJ90型监控系统，采用监测线将采掘工作面采集的瓦斯等数据传输至分站。监控系统实现24小时连续运行。2、在采区回风下山、工作面回风巷、工作面风流、工作面回风流、尾巷内设置瓦斯传感器实时连续对风流中瓦斯浓度进行监测，当瓦斯浓度超过煤矿安全规程规定时立即报警提示，达到规定的断电浓度时，必须切断电源，停止作业。传感器性能要符合AQ6201-2006规定，稳定性应不小于15天。 4、在工作面回风巷内安装温度传感器、CO传感器，加强对煤层自然发火情况的监测。在采区主要回风巷道内安设风速传感器对巷
34、道内的风速进行实时监测。 5、采区内的主要电气设备必须安装开停传感器(采煤工作面安装采煤机、溜子、皮带输送机开停传感器)，掘进工作面局部通风机必须实现“三专两闭锁”装置，实现瓦斯电闭锁、故障闭锁功能。 6、加强便携式检测报警仪管理，采区作业的流动电钳工、安全监测工、工程技术人员、采掘区队长、通风区队长、班组长、爆破工等等人员必须携带报警仪并按规定使用。瓦检工必须携带便携式报警仪和光学甲烷检测仪。在工作面上隅角悬挂报警仪 (切顶线以里200mm，距顶、帮各相距200mm)，上隅角处瓦斯浓度达到1.5%时停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理。采煤机司机随身携带报警仪，随时检测机组附近瓦斯浓度，若
35、发现瓦斯浓度超过1.5%时要立即停止采煤机工作，采取相应措施。10.4综合防尘管理措施1、采区轨道下山、皮带下山、回风下山、大尾巷中安装防尘(防灭火)管路，管路直径75mm，合计长度约6030m，管路要求敷设平直、吊挂牢固、接头严密。在巷道口均设置管路阀门，控制水源。在轨道巷、皮带巷口、尾巷口分别安装水质过滤器，加强水质管理。定期清理水质过滤器，保证水源水质。采区轨道下山、皮带下山、回风下山和工作面轨道巷、皮带巷、尾巷的防尘管路上安装洒水三通，轨道巷、尾巷每隔100m设置1个三通，皮带巷每50m设置1个三通。 2、完善工作面排水管路，在工作面皮带巷、轨道巷内各敷设一趟直径50mm排水管路；在尾
36、巷中增设排水管路和压风管路，压风管路直径不低于75mm，排水管路直径不低于50mm，低洼处的排水管和压风管增设三通和阀门。防尘排水压风(防灭火)管路在进入尾巷时在巷道口设置防静电软管，软管长度3m，尾巷排水采用风动泵排水，压风管、排水管进入尾巷时均必须设置绝缘隔离段。 3、在采区轨道下山、皮带下山、回风下山按规定设置隔爆水槽，在工作面轨道巷、皮带巷、尾巷内按规定设置隔爆水袋。隔爆水袋设置：采掘工作面距工作面60200m内安设隔爆水袋，隔爆水袋水量S200L，排距1.23m，间距100mm，水袋小窗朝向工作面。采区轨道巷、皮带巷、回风巷设置隔爆水槽，隔爆水槽水量S400L，排距1.23m，间距1
37、00mm。 4、在采区轨道下山、皮带下山、回风下山和工作面轨道巷、皮带巷、尾巷、风贯处设置风流净化水幕。工作面进风巷安设1道(距工作面不得大于30m)、回风巷2道(第一道距工作面20m，第二道距工作面50m)、回风风贯口设置1道，尾巷安设1道(距排瓦斯风贯下风侧不大于50m)，雾化要覆盖巷道全断面。在各转载点设置转载点喷雾，工作面皮带顺槽和集中皮带巷设置皮带自动触控喷雾，各炮掘工作面使用放炮喷雾，机掘工作面使用除尘风机。 5、煤体注水采用长钻孔、静压注水方式，同时注水5个孔。孔深达到工作面长2/3以上，孔间距10m，距工作面最远距离不超过50m。煤体注水供水系统与防尘供水管路连接，水压要求达到
38、0.3MPa以上，水质pH值为69.5之间。采用YPA型水力膨胀式封孔器，安装分压力水表和分阀门，煤体注水后水分含量达2%以上。 6、工作面采煤机安装内外喷雾装置，实现采煤机与清水加压泵联动，确保达到规定压力，喷雾装置雾化好，能覆盖全滚筒。支架喷雾每架1个，每架喷雾至少2个喷咀，呈45角迎风喷向机道，确保雾化质量。 7、每月按规定进行粉尘测定，测点合格率达到规定要求，加强个体粉尘测定工作。 8、采煤机、掘进机内、外喷雾压力达到煤矿安全规程规定，机掘面按规定使用除尘风机；炮掘工作面采用水炮泥和湿式作业，放炮前后、装煤岩前必须对距工作面30m范围内巷道周边和煤岩堆进行洒水灭尘，采用放炮喷雾装置。
39、9、定期冲洗巷道，皮带巷转载机和轨道巷泵站以里每天冲洗1次，以外每旬冲洗一次。10.5防灭火措施 1、由山西省煤炭工业局测试中心对采区煤样进行采样化验，精确测定煤层自燃发火等级和煤尘爆炸性，为采区防灭火工作提供可靠依据。 2、工作面皮带机头20m前后范围内和油脂库使用不燃性材料支护，保证机头处机械运转部位与煤岩体完全隔绝。根据设计皮带机头需要采用不燃性材料支护4处。3、在工作面皮带巷皮带头处、采区皮带巷、轨道巷备件库内配备灭火器(合计8台)和洒水软管，软管长度不小于30m，并配备容积为0.2m3沙箱各1箱；轨道巷油脂库配备灭火器3台，其中1台干粉灭火器，2台泡沫灭火器，砂箱容积不小于0.5m3
40、，保证砂质符合防灭火要求。4、在尾巷提前组织进料石、黄土等材料，在采煤面风贯推过后及时永久封闭，墙体厚度符合防灭火要求，保证密闭墙无漏风、无瓦斯积聚、无内外压差。采煤工作面回采结束后要加强撤架速度，在采煤面回采结束后30天内撤出物料予以永久封闭，采区回采结束后也要及时封闭采区。5、在专用排瓦斯巷安设CO传感器和温度传感器，由监控队加强传感器调校管理，保证显示灵敏准确，加强工作面CO气体和温度监测。6、由通风区定期对采煤工作面上隅角、工作面、回风流、尾巷、采空区密闭等处有害气体检查和气温、水温检查，并做好预测预报记录。7、采煤工作面采用后退式开采，在工作面回采期间必须按作业规程规定开采期限回采，
41、提高煤炭回收率，不得在采空区内遗留浮煤和留设设计外煤柱，对支架内浮煤要及时清除，采空区不得丢弃棉纱、油脂等易燃物品。采到停采线时，将两条巷道和工作面内浮煤清理干净，并必须采取措施使采空区冒落严实。8、强化工作面电气设备管理，电气设备必须经机电科防爆检查合格后方准许下井安装。参考文献1 徐永圻等，煤矿开采学，中国矿业大学出版社，1999；2 冷金龙等，矿山井巷工程量计算手册，河北科学技术情报研究所出版，1984；3 陈炎光等，中国采煤方法，中国矿业大学出版社，1991；4 徐永圻等，中国采煤方法图集，中国矿业大学出版社，1990；5 刘吉昌等，倾斜长壁开采，煤炭工业出版社，1993；6 张荣立等
42、，采矿工程设计手册，煤炭工业出版社，2003；7 张国枢等，通风安全学，中国矿业大学出版社，2000；8 王家廉等，煤矿地下开采方法，煤炭工业出版社，1985；9 杨坚等，矿井提升运输选型设计，煤炭工业出版社出版，1981；10煤矿安全规程，煤炭工业出版社，2006；11煤炭工业矿井设计规范，中国计划出版社 2006；12井巷工程，中国矿业大学出版社，1985；13矿山供电，中国矿业大学出版社，1995；14运输与提升，中国矿业大学出版社，1996；15煤炭井巷工程综合预算定额，煤炭工业出版社出版，1986。 致 谢本文是在导师个位老师的悉心指导下完成的，在论文选题、问题讨论和论文撰写过程中，个位老师都倾注了大量心血，给予我极大的关心和帮助。感激之情难于言表。 从学数载，长我校严谨的治学态度，敏捷的学术思维，丰硕的研究成果和诲人不倦的精神，都给我留下了深刻的印象。恩师为人、治学之道，我将终生受益。值此论文完成之际，谨向敬爱的个们老师致以崇高的敬意和衷心的感谢！也祝愿个位老师工作顺利，身体健康，万事如意！此外，我还要向在我学习和生活中，给予关心、支持与鼓励所有同学们表示衷心的感谢！
