第一篇：綜采放頂煤工作面撤架期間綜合防滅火技術實踐

綜采放頂煤工作面撤架期間綜合防滅火技術實踐

安帥 趙安德

（長春羊草煤業股份有限公司，吉林長春130000）

說明：長春羊草煤業股份有限公司二礦1023綜放面通過采取綜合性防滅火措施，使工作面安全順利回撤，杜絕了自然發火事故，具有良好的技術、經濟、安全效益。

長春羊草煤業股份有限公司二礦為瓦斯礦井，煤質為長焰煤，煤層自然發火期22 天，最短17天，由于該礦自然發火期短，自然發火現象嚴重，所以在綜采放頂煤工作面撤架期間采取了打鉆注水、注氮、灌漿、注防滅火泡沫及防滅火劑等綜合性的防火措施，確保工作面回撤期間的正常施工，收到了良好的安全和經濟效益。

一、防火的重點區域

本次共有五個區域需要進行重點防火工作：

（一）液壓支架上方及后上方松散煤體或浮煤；

（二）支架后方采空區內遺留下的浮煤；

（三）綜采原回風上山密閉、－300水平繞道上山密閉與－260回風密閉共同形成的采空區及原9203小面采空區；

（四）綜采回風巷及其三個岔點頂部浮煤；

（五）綜采邊界上山封閉區內浮煤。

二、自然發火危險性分析

（一）液壓支架上方松散煤體或浮煤。由于工作面處于準備條件期間，歷時時間長，掛網及推進度慢，采空區注入的氮氣不容易達到這些地點，架上松散煤體或浮煤長期氧化蓄熱而自然發火；

（二）支架后方采空區內遺留下的浮煤。由于工作面仰采，回采率低，后排遺留浮煤較多，準備條件期間推進度慢，久而久之，氧化蓄熱而造成自然發火；

（三）綜采原回風上山密閉、－300繞道上山密閉與－260回風

密閉共同形成的采空區及原9203小面采空區。以上三道密閉中，由于綜采回風二道閉處于動壓區內，極易壓壞或垮塌而導致與綜采空區連通，造成封閉區內浮煤氧化而自然發火。另原9203回風閉雖已封在上述三處閉內，但封閉前即已顯現壓力，并且極可能將隨動壓的加劇而徹底垮塌，造成9203老空區與新封閉區及綜采空區相通，造成新老空區氧化自然發火，還會影響對發火區域判斷上的困難；

（四）綜采回風巷及其三個岔點頂部松散煤體及浮煤。隨著綜采超前壓力的顯現，回風巷及三個岔點幫頂煤體均將受壓而松散破碎，裂隙增多造成氧化蓄熱，久之則自燃；

（五）綜采邊界上山封閉段浮煤。由于超前壓力的作用，此上山回收后幫、頂煤體松散而垮落于底板，長期漏風氧化蓄熱而自然發火。

三、防治措施

（一）液壓支架上方松散煤體或浮煤。

1、準備掛網期間，即停架前打鉆注水

（1）從煤壁側向架上打鉆注水。工作面每推進2m，在工作面正幫煤壁處用錨桿機、煤電鉆或巖石電鉆向支架上方打鉆，沿傾斜方向每隔3個支架布鉆孔1個，即第1輪打1、4、7……支架，第2輪打2、5、8……支架，第3輪打3、6、9……支架，這樣每推進6m即可將所有支架上部均打鉆1個，鉆孔終孔在走向上位于前后立柱之間，垂直方向要到達頂板，鉆孔全程下6分或1寸套管，在最前端一節或第二節封孔后用高壓噴霧泵及地面灌漿系統注阻化劑溶液，每次可同時注3～4個孔，經計算，在護幫板處施工的鉆孔，其長度在8－10米之間時，傾斜于空區側的角度為70度左右，孔長在6－8米，傾斜于空區側的角度為65度左右；

（2）除上述煤壁側鉆孔外，還要在前立柱與溜子間或前立柱與后立柱間向尾梁上方打鉆注水。鉆孔傾斜于空區側3－5°左右施工鉆孔到頂板處注水，以補充煤壁側鉆孔可能出現的注水空白；

（3）根據檢查及打鉆注水情況，如發現局部段架上氧化升溫或有可疑情況，則除正幫煤壁處打鉆外，還要在所有判斷升溫的支架前后立柱之間傾斜于空區側5°左右施工鉆孔到頂板處，根據實際效果和需要每架間分別補打注水鉆孔1－2個，即利用補充鉆孔重點將尾梁和后立柱上方浮煤徹底澆透；

（4）根據現場實際情況，如與綜采放炮、掛網沖突時，則靈活機動地轉移到其它地點施工，但原則上不能停工，另架子側護板打不開的地點，要找跟班礦長及綜采跟班段長進行協調，以保證均能打開，如經努力但最終仍無法打開，則在煤壁側施工扇形孔，即加密鉆孔，爭取全部覆蓋；

（5）由邊界上山及消火道向架上打鉆注水。即分別從上部邊界上山、－300石門及下部新掘消火道分別向工作面架上施工消火鉆，每5架布孔一個，鉆孔全程下1.5寸套管，套管間采用螺旋絲扣連接，封孔后先用地面灌漿系統注阻化劑溶液，然后用高壓注漿泵逐個孔注白泥，白泥與水配比為1：3左右（白土：水＝1：3）。

2、停架后打鉆注水

（1）支架到位，停架后由架間向頂板打鉆注水，保證架上、尾梁上所有松散煤體及浮煤均能全部注水覆蓋，防止發熱自燃。每個架間均施工3個鉆孔，即在尾梁處向后上方網上空區施工1個注水鉆孔，傾角在60°左右；在后立柱向架上頂板內施工1個鉆孔，鉆孔要求向尾梁方向傾斜，與鉛垂方向夾角在15°左右；在前立柱垂直向頂板位置施工1個注水鉆孔；三個鉆孔中，尾梁處鉆孔施工深度在2－3米左右注水，其余2個鉆孔均施工到頂板巖石（即超過頂板浮煤的后封孔注水，如注水覆蓋面不能達到必須全部徹底澆透為止；

（2）在上（－300石門）、下部新掘消火道向所有支架后上方打鉆孔注水，每5架1個鉆孔，共計14個，每個鉆孔控制5個支架，鉆孔內全程下1.5寸鐵管作為套皮管，直徑終孔位置在走向上位于支 3

架后方5米處，鉛垂方向上位于頂板處，封孔后先注水，標準是所有支架上部浮煤全部濕透并淋水，注水后每個孔再利用高壓泥漿泵注白泥，包裹浮煤，封堵漏風。

（二）支架后方采空區內遺留下的浮煤打鉆注水及注白泥。

1、準備掛網期間，即停架前打鉆注水或注阻化劑溶液（1）從工作面側沿架間向采空區打鉆注水。至少使用2臺巖石爬道鉆從架間同時施工，終孔位置為后排空區深度約15～20米處，傾角根據現場實際情況具體確定，一般在+30～+35度之間，要求終孔位置打到采空區上部的直接頂為止。第一輪為每間隔2架打一鉆，第二輪在此2架間施工，第三輪開始必須逐個架間順序施工。共分若干輪，直到撤架結束為止；

（2）施工鉆孔時邊鉆邊注水，每鉆進及退出一節鉆桿注水時間不少于10min，以徹底澆透浮煤，第一輪結束后立即開始第二輪打鉆注水，原則上每臺鉆機每小班只施工一個鉆孔并逐節注水，以確保施工質量及注水收到良好的效果；

（3）從架間施工，若局部段架子無法打開，則在工作面煤壁硬幫處沿架上向后排打鉆注水，傾角根據現場實際確定，終孔位置、注水方法及要求與其它架間鉆孔相同；

（4）綜采面必須至少保證有兩個注水水源，期間設三通閥門，并保證24小時連續保證供給鉆孔注水并且水壓充足。

（5）架間向后排打鉆注水要有單獨的記錄本，每班打鉆及注水工作必須由施工人清晰、完整、真實的填寫。

2、停架后至撤架結束打鉆注水及注阻化劑溶液 施工鉆孔及注水、注阻化劑工作與停架前要求相同。

3、注氮

（1）注氮流量。根據現注氮機產氮氣量，經現場觀測可達到1000 m3/h，氮氣濃度不得低于97%，撤架過程中可根據實際情況調節注氮 4

量；

（2）注氮埋管。停架前利用綜采空區內部已埋立式（現埋深18米，停架后為25米左右，高2.5米左右）進行連續注氮，停與新埋立式注氮管(花眼高度在底板以上3米左右，停采時埋深7米左右)并聯注氮，惰化空區。

4、注漿

（1）拖管注漿。停架前及停架后，利用上隅角預埋2寸注漿托管（停架前后注漿托始終保持埋進12m）向后排間斷注漿及注阻化劑溶液。本采面屬仰采，上下順槽均為負坡，故漿水注入后會自動流向后排空區及下部空區，有利于防止自然發火；

（2）埋管注漿。開始掛網時，即在上隅角重新埋設2寸注漿管路一根，用法蘭盤連接向外引出，停架時埋入空區7米左右，利用此管對后排空區間斷注漿。

5、注防滅火泡沫及防滅火劑

（1）注泡沫的時機。當空區內CO濃度超過0.03%后并有逐漸升高的趨勢，注氮及打鉆注水等措施仍不能有效控制時，則必須注防滅火泡沫及防滅火火劑，即在沿工作面后排0～30米范圍內每隔3個支架向支架后排打鉆注防滅火泡沫及滅火劑，鉆孔終孔位置打到工作面支架后排空區上部的直接頂為止，鉆孔終孔位置為工作面走向支架后排空區15～20米，（2）注泡沫的設備。利用高壓注水泵連接氮氣管路，通過高壓管路進行；

（3）壓注方法。施工鉆孔時邊施工邊注防滅火泡沫及滅火劑，每個鉆孔鉆進5m、10m、15m及20m時分別與注防滅火泡沫管路對接，進行灌注一次每次不少于20分鐘。

6、工作面撤架期間逐段封閉惰化

（1）工作面撤架開始后，由通風段負責在綜采下順幫頂完好位 5

置處施工永久料石閉一道，密閉施工時，內設4寸注氮管及1寸觀測管各一根，注氮管設置閥門，墻上暫留風窗，不注氮；

（2）待工作面支架撤至20號左右，在掩護架尾梁處沿綜采工作面走向施工全斷面沙墻閉一道，并用三和灰抹嚴，同時封閉下順密閉風窗，打開閥門與后排注氮管路并聯向密閉與沙墻形成的封閉區內及采空區進行注氮，從而使已撤完架段處于惰化狀態，杜絕了網上浮煤氧化和自燃發火；

（3）待工作面支架撤至40號左右時，在 40號支架下部掩護架后再施工第二道沙墻閉，依此類推，大約每撤15－20個支架即施工沙墻一道，逐段惰化，施工及注氮方式方法與第一次相同。

7、加強人工檢查及觀測

（1）每小班由通風段跟班段長及瓦檢員負責對工作面全部支架架上、架間頂板、尾梁上部、后部網后浮煤及回風巷、入風巷頂板溫度利用遠紅外測溫儀至少全面測量一次，并做好記錄，形成報表上報有關領導，如發現有超過其它支架正常溫度2℃以上或有超過25℃地點等異常情況時立即匯報礦調度、跟班段長及礦長及公司跟班人員，并協同查明原因采取措施及時進行處理；

（2）待工作面定位后，由通風段負責對工作面架間頂板、尾梁上部每隔2～3個支架下設熱敏電阻一個，用以檢查架間頂板、尾梁上部的溫度情況；

（3）待支架定位后由通風段負責在工作面上下部各準備一根3m長，前0.3～0.5m內帶有花眼的6分鐵管水針向支架、尾梁及后排頂板用人工插入過5分鐘拔出檢查溫度，并對溫度相對較高處及重點部位連續注水。

8、束管監測、熱敏電阻測量溫度防火

（1）在綜采工作面上回風隅角后排重新埋設監測束管及熱敏電阻與原束管（埋入15米）及熱敏電阻一同向外引出；

（2）束管內有害氣體濃度每小班由綜采面瓦檢員進行一次全面檢測及測熱敏電阻的阻值；并作好記錄，并負責每原班進行一次取樣送到通風段利用現有KSS-200氣體化驗分析儀進行化驗分析，化驗分析的內容為： CO、CO2、CH4、C2H6、C2H4、C2H2等氣體；

（3）每原班束管內有害氣進行一次抽氣取樣利用現有KSS-200氣體化驗分析儀進行化驗分析，化驗結果以報表形式上報有關領導，對比化驗結果，不同之處必須查明原因；

（4）一旦發現采面回風及采空區內的CO和C2H6、C2H4、C2H2發火標志性氣體濃度及待測地點溫度有增高趨勢，立即匯報有關領導及部門，以便根據實際情況采取措施進行處理；

（5）每小班由通風段1023綜采工作面瓦檢員負責全面檢查一次束管監測系統及管路的完好情況，確保束管正常使用；

（三）綜采原回風上山閉、－300繞道上山閉與－260回風閉共同形成的采空區及原9203小面采空區。

（1）堵漏。即將水玻璃：水泥：白土：水＝1：3：6：12的混合溶液注入三處夾餡閉內，其中回風上山閉內注入不少于20ｍ3，繞道上山閉內不少于12ｍ3，－260回風上山閉內達到充滿為止，三處夾餡閉注三合灰充嚴后，隔絕了漏風供氧，使其所封閉的空區及與其相連的9203老空區本身即達到防火要求，同時又與綜采空區達到徹底隔絕，防火上相互獨立，互不影響，極利于分區防火；

（2）注氮。繞道上山閉內及原回風上山閉內均引出2寸通管一根即作為措施管、觀測管，同時又可作注氮管使用，一旦發現此空區內有氧化跡象時，即通過二根注氮管向兩處注氮防火；

（3）注白泥或黃泥漿。如發現空區內有氧化跡象時，則通過－260回風閉預留管向閉內注入白泥或黃泥漿，浸濕及包裹空區內浮煤，消滅或抑制其發火；

（4）每班一次對三處密閉完好性檢查，及時發現失修情況，并 7

及時進行維修、處理密閉，必要時采取措施補砌密閉，采取噴漿或注三合灰等措施堵嚴；

（5）每小班對閉內有害氣體尤其是CO和溫度進行一次檢查，每原班對閉內有害氣體取樣化驗分析，以盡早發現異常情況并提前采取措施。

（四）綜采回風巷及其三個岔點頂部浮煤。

（1）回風巷頂板打鉆注水。從上隅角開始，一直到撤架通道風門為止，沿回風巷頂板每1.6米（2架棚）布置鉆孔一個，下1寸套管封孔注水；

（2）岔點打鉆注水。三個岔點中，上隅角處岔點為原回風上山口，掛網期間不再外露，因此要采取煤打眼封孔注水與爬道鉆打鉆注水綜合進行，其余兩個岔點均可采用煤電鉆打孔封孔注水進行，要求布孔和注水時要全部覆蓋每個岔點周圍的全部松散煤體，否則必須補孔；

（3）要求以上鉆孔均要貫穿頂板松散煤體一直到達頂板巖石，封孔處必須位于頂板最上一節管處，保證每孔均為居高臨下進行注水，使浸潤面積達到最大；

（4）每小班對三個岔點有害氣體尤其是CO和溫度進行一次檢查，以盡早發現異常情況并提前采取措施處理。

（五）綜采邊界上山封閉區內浮煤。

（1）嚴封閉，隔絕漏風供氧。入風側砌筑沙墻及永久閉各一道，中間夾餡內注三合灰或羅克休充嚴，回風側砌沙墻一道并掛網滿抹，杜絕向封閉區漏風供氧；

（2）注氮惰化，使封閉區內氧氣濃度降至最低。通過下部密閉措施管向封閉區內適量注入氮氣，約20－30ｍ3／ｈ即可，使其內浮煤惰化；

（3）注黃泥漿或白泥徹底淹沒空區內浮煤。利用回風側沙墻引出 8 的觀測管將注漿站內高濃度黃泥漿或通過泥漿泵將白泥注入此空區內，徹底淹沒浮煤；；

（4）沿上山巷道方向打鉆注水，浸透浮煤。如以上措施效果不明顯，則必要時從下部閉前沿上山方向沿巷道頂板向上施工鉆孔注水，邊鉆邊注水，澆透空區內浮煤。

小結：長春羊草煤業股份有限公司二礦1023綜放面撤架期間，通過采取上述綜合防滅火技術，有效杜絕工作面回撤期間煤炭自然發火事故的發生，保證了作業人員人身安全和綜采設備全部撤出，為今后工作面回撤期間防火提供了寶貴的經驗。

第二篇：采礦工程(井工)畢業設計(綜采放頂煤)摘要

摘要

本設計是*****礦2.40Mt/a新井設計。*****礦位于遼寧省沈陽市康平縣境內，交通便利。井田走向約為5.664km，傾向約為3.813km，礦井總面積18.9855km2；井田內有1#、2#兩層可采煤層，厚度分別為9m、3.5m，煤層平均傾角8°；井田工業儲量為316.17Mt，可采儲量為220.20Mt，服務年限為66年；礦井正常涌水量為63.9m3/h，瓦斯相對涌出量為1.17 m3/t，屬于低瓦斯礦井。

本設計采用立井單水平開拓。主井和副井、風井均位于井田儲量中心處，全礦井采用中央并列式通風。采煤方法主要是傾斜長壁綜合機械化采煤，采煤工藝采用綜采放頂煤。根據煤層的賦存情況，采用集中大巷的布置方式，兩條大巷布置在最下煤層的底板巖層中。主井采用箕斗提升，副井采用罐籠提升，運煤采用皮帶運輸，實現了全礦井的連續運輸。全礦劃分為五個采區，采區采用后退式開采。

在設計說明書中，系統地闡述了本次設計中的開拓方案，采煤方法的選擇以及設備的配置情況，并對不同的方案作了技術經濟比較，各項技術決策均有可行的依據，并且附有一定的數據和資料，最終在老師的指導下，并運用平時及課堂上積累的知識，查找有關資料和文獻，確保設計出一個安全高效的現代化礦井。

關鍵詞：單水平立井開拓；中央并列式；傾斜長壁采煤法；綜采放頂煤

I

ABSTRACT

The design is the coal mine of *****礦 2.40Mt /a new well.The coal mine of *****礦 located in Fu Xin City, Liaoning Province Fu Xin territory and transportation is convenient.Ida toward approximately is 5.664km and tendency is about 3.813km, the total area of mine is 18.9855km2;Ida can have a two-tier coal layer which thickness, respectively, for the 9m and

3.5m, average coal seam inclination of 8 degrees;Ida reserves for 316.17Mt，recoverable reserves for 220.20Mt, the service life of 66 years;the normal inflow of mine is 63.9m3 / h, relative gas emission is 1.17 m3 / t and belong to the low gas mine.This design uses a vertical shaft single-level down to open up.The main shaft and auxiliary shaft, air shaft in the Ida reserves at the center of the whole mine, and the mine uses the central parallel ventilation.Mining method is to inclined long-wall mining technology using mechanized coal caving.According to the occurrence of coal seams, using the central roadway layout, two roadways arranged in the bottom seam floor strata.The main shaft skip hoisting the auxiliary shaft cage hoisting coal belt transport, and continuous transport of the whole mine.The whole mine is divided into five mining areas, mining area uses retreat mining.In the design specification, the system described the design of the pioneering program, the choice of mining method and device configuration, and different scenarios were made the basis of technical and economic comparison of the technical decisions are feasible, and accompanied by a certain amount of data and information, and ultimately, under the guidance of teachers, rational use of the knowledge accumulated in the usual class, find relevant information and documentation to ensure a safe and efficient modern mine.Keywords: single-level vertical shaft development;central parallel;inclined longwall

mining method;Comprehensive Caving

II

第三篇：大平礦N1S3綜采放頂煤工作面采空區“三帶”觀測分析報告

大平礦N1S3綜采放頂煤工作面

采空區“三帶”觀測分析報告

為進一步確定N1S3綜采放頂煤工作面采空區“三帶”分布范圍和規律，大平礦分別于2013年5月和2013年6月進行了此項觀測工作。經觀測分析，大平礦N1S3綜采放頂煤工作面采空區“三帶”分布范圍和規律如下：

一、散熱帶（1～16米）

因靠近工作面開采空間，頂板冒落巖塊處于松散堆積狀態，孔隙多又大，漏風較多，沒有積熱條件，加上浮煤暴露時間短，一般不自燃。

二、自燃帶（16～31米）

由散熱帶向采空區內沿伸16～31米的空間，冒落巖石、浮煤逐漸被壓實，孔隙小，有漏風，風阻大，風流呈層流狀態，浮煤氧化發熱，熱量積聚，煤溫增高，最有可能自燃。

三、窒熄帶（大于31米）

自燃帶向里為窒熄帶，冒落巖石、浮煤已被壓實，無風流通過，氧氣濃度為小于5%，此帶因缺氧而熄滅，不自燃。

第四篇：4301-1綜采工作面末采及回撤期間通防安全技術措施

山西朔州平魯區茂華白蘆煤業有限公司

礦井名稱：山西朔州平魯區茂華白蘆煤業工程名稱：編制單位：編制時間： 4301-1綜采工作面末采及

回撤期間通防安全技術措施

通風科

年2月15日

2014

4301-1綜采工作面末采及回撤期間

通防安全技術措施

4301-1綜采工作面，截止1月23日夜班，工作面溜頭距停采線20米，溜尾距停采線20米。回采工作面已接近尾聲，為保證4301-1綜采工作面末采及回撤期間的通風防滅火安全，特編寫本措施。

一、工作面回采狀況及隱患分析

4301-1工作面是茂華白蘆煤礦技改礦井4#煤層轉生產礦井首采工作面，在井田最北邊，在采區布臵兩個工作面，4301-1回撤完后，緊鄰4301-2工作面。相距太近，頂板容易破碎，工作面回采期間，給防滅火工作帶來難度。

4301-1工作面與下一個4301-2工作面在一個采區，在將來給4301-2回采帶壓連成一片，漏風通道多，管理難度大，所以末采期間遺煤處理及回撤后順槽及停采線處的封閉處理工作是防滅火管理的重點。

二、工作面末采及回撤期間的通防管理措施 1、4301-1工作面末采期間，瓦斯檢查員嚴格按《瓦斯檢查點計劃》規定進行瓦斯檢測，測風人員嚴格按規定進行風量測定。發現異常及時處理并匯報相關部門及專業人員，檢查及測定結果及時報送相關人員進行審閱。2、4301-1工作面停采后，通風科調節采區供風量，使工作面風量控制在600-800m3/min范圍內，通風系統調整時通風科長或技術員在現場統一指揮，調整完畢通知采區通風人員方可撤離。3、4301-1工作面在停采前綜采隊嚴格按措施規定為工作面停采、回撤造好條件，清理干凈底板浮煤并外運，保證4301-1停采線處的頂板安全及過風斷面，確證停采后的風量穩定。

4、預防工作面支架回撤后由于頂板冒落造成過風斷面減小而影響通風，所以在工作面回撤前應提前安設局部通風機，具體工作如下：（1）局部通風機安設位臵：為溜尾區域和溜頭區域供風的局部通風機使用安設在4301-1運聯巷，通風前須將局部通風機調整為雙電機運轉（功 1

率為2X22KW）。

（2）為工作面回撤供風的局部通風機必須與4301-1工作面回撤范圍內所有供電的區域實現風電、瓦斯電閉鎖；局部通風機實現雙風機雙電源，即：兩臺風機一臺主用、一臺備用，且具備同等能力，安設標準符合相關規定要求。

（3）風筒敷設路線：局部通風機安設完畢后，為溜尾區域供風的風筒從風機沿4301-1運聯巷接設至溜尾，通過溜尾從支架尾部接到離溜頭不大于30米處；為溜頭區域供風的風筒從風機沿4301-1運聯巷接設至溜頭停采線不大于20米處。

（4）當工作面回撤支架后頂板冒落及采空區矸石堵塞導致工作面內風量小于200m3/min時，開啟局部通風機及調整風筒對回撤地點進行通風，回撤地點風筒出風口風量不低于170 m3/min。并核實工作面周圍通風系統、風量的變化情況，按標準進行配風調整。

（5）4301-1回風巷風筒供風后，應調節4301-1運聯巷風流。6、4301-1工作面在回撤支架過程中，測風員要經常跟蹤風量變化情況，每隔3天至少對4301-1工作面進行1次測風，發現風量變化時應及時調整，并將測風結果填寫于進回風聯絡巷測風牌板上，現場條件受限時測風站前后10米無雜物可不考慮，但要保證測定數據準確。7、4301-1工作面停采、回撤期間綜采隊必須認真保護好各類通風設施，嚴禁任何人破壞，確保通風系統穩定。通風科加強對采區內通防設施巡查力度，發現問題及時維修處理，嚴禁兩道風門同時打開。工作面調整通風系統后，要保證工作面及附近巷道風量的穩定。8、4301-1工作面停采割煤機及溜子回撤后，及時將底板浮煤清理干凈并外運，拖運回撤支架時帶出的浮煤也要及時清理外運，盡量減少工作面浮煤的積存量。9、4301-1工作面回撤期間應加強有害氣體及氧氣濃度的檢測。瓦斯檢查員必須認真檢查好工作面回撤地點風流、回風流及回風隅角處的瓦斯、二氧化碳、一氧化碳等有害氣體及氧氣濃度，每班檢測3次，異常情況時加密檢測，并將檢測結果通知現場帶班班組長。發現瓦斯超過1%、二氧化碳超過1.5%、一氧化碳超過24ppm、氧氣濃度低于18%應及時匯報

通風科、調度室，并通知綜采帶班長現場必須停止作業，切斷電源并撤出所有人員，相關單位接到通知后及時采取措施進行處理。

10、綜采隊負責在工作面回風隅角處及回撤地點懸掛甲烷、一氧化碳傳感器，連續檢測此處的CO和瓦斯情況，并隨著回撤而外移。

11、回撤期間通風科利用回風順槽設臵的束管，每周3次抽樣進行分析，并把分析結果報分管領導；發現一氧化碳及其它氣體呈上升趨勢時，至少每天抽樣分析一次，并把分析結果報分管領導，根據化驗結果決定增加采樣地點或縮短間隔時間。

12、甲烷、一氧化碳傳感器、風速傳感器在末采及回撤前正常按標準進行設臵使用，受噴霧等影響其正常使用時，必須適當挪移或加以保護，所有傳感器必須按規定周期進行校驗，保證其完好性、靈敏性、可靠性。

13、束管敷設

（1）工作面停采后由監控中心利用現回風隅角束管，前期抽氣化驗，不抽氣時末端折彎綁扎固定牢固，后期將此束管延伸至采空區不小于4米，三、4301-1工作面回撤結束后采空區封閉管理措施

4301-1工作面回撤設備支架結束后，應盡快將與工作面連通的巷道進行封閉，以縮短順槽與停采線處的持續漏風時間，杜絕采空區自燃發火。

1、工作面、順槽內的支架及其它設備回撤完畢后，采區將兩順槽內的風筒撤至距停采線不大于15米處，并保持正常通風，為封閉采區作好準備。2、4301-1運輸順槽和回風順槽封閉措施

（1）4301-1工作面支架回撤后，由采區在4301-1運輸順槽和回風順槽施工兩道永久密閉。

（2）4301-1運輸順槽和回風順槽密閉墻施工完畢后，密閉墻施工時安設一個泄水孔，施工時注意保護好預埋的束管。3、4301-1密閉措施

（1）4301-1回風順槽口做厚度不小于0.5米的兩道閉墻，預留觀察孔、反水管、注漿管孔。

4、密閉墻施工注意事項

（1）密閉墻采用普通建筑用磚、黃土施工，密閉墻施工前嚴格按照閉

墻標準，進行施工，掏槽；做閉墻時必須進行四斷，閉墻前無瓦斯、有害氣體積聚、無淤泥積水。

（2）閉墻厚度按照永久閉墻厚度做不小于0.5米。

5、密閉墻施工完畢后外部抹墻皮。

6、封閉工作面施工時，在施工位臵懸掛甲烷傳感器，以連續檢測瓦斯情況，當發現有害氣體時，必須撤離到安全地點并及時匯報通風和礦調度進行處理。

7、密閉墻施工前要檢查好施工地點附近的頂板及支護情況，只有在巷道支護完好無危險時，方可作業。發現問題及時處理，處理不了時匯報調度室安排進行處理，處理完畢后在保證安全的情況下方可作業。

四、其它安全技術措施 1、4301-1運輸順槽和回風順槽的封閉工作結束后，在4301-1運輸聯絡巷施工兩道密閉墻，密閉墻位臵在4301-1運輸順槽口向4301-1運輸聯絡巷方向12米處和4301-1回風順槽口向4301-1運輸聯絡巷不大于6米處，另外在4301-1回風順槽口通總回風施工一道密閉墻，墻體厚度不小于0.5米。

五、施工地點發生災變時避災路線

1、瓦斯、煤塵爆炸及火災的避災路線：

1）靠近溜尾處回撤地點→4301-1運聯巷→聯絡風門→軌道巷→井底車場→副斜井→地面。

2）靠近溜頭處回撤地點→4301-1運聯巷→聯絡風門→軌道巷→井底車場→主斜井→地面。

2、水災的避災路線：

1）靠近溜尾處回撤地點→4301-1回風順槽→聯絡巷→軌道巷→井底車場→副井→地面。

2）靠近溜頭處回撤地點→4301-1運輸聯巷→采區回風巷→總回風巷→行人斜井→地面。

3、其它地點避災以就近原則進行撤離。

七、附圖 1、4301-1工作面回撤期間局部通風機安設位臵示意圖 2、4301-1工作面封閉示意圖

5、封閉4301-1后一采區通風系統示意圖

2014年2月15日 山西朔州平魯區茂華白蘆煤業

第五篇：綜采工作面進風甩刀把技術實踐

綜采工作面進風甩刀把技術實踐

劉橋

（晉城煤業集團鳳凰山礦，山西 晉城 048007）

摘 要：文章以鳳凰山礦XV1306綜采工作面進風甩刀把為例，從綜采工作面進風甩刀把的巷道布置、機電設備布置及安裝順序、機頭三角區頂板管理、切眼對接等環節介紹了存在 問題及采取的技術措施。通過該技術可對綜采工作面進風側甩構造及其它不可回采區域，實現了綜采工作面安全、高效、連續回采作業，最大限度的回收煤炭資源，避免綜采工作面圈定后由于進風側構造需甩掉強行進風巷改回風巷造成的準備工程巨大、銜接緊張的尷尬局面，對綜采工作面進風側甩構造具有重要的借鑒意義。

關鍵詞：綜采工作面；進風甩刀把；技術實踐

在煤礦采掘過程中，由于受井田邊界、小窯井筒、斷層、頂板破碎帶等地質構造的影響以及保護煤柱的需要，一些不可回采的塊段需要予以剔除。通常情況下，需剔除塊段位于工作面回風側或中部時可采取回風甩刀把或重新布置切眼甩掉該塊段；若需剔除塊段位于工作面進風側時則有以下三種方案：

1、直接重新布置切眼甩掉構造；

2、將工作面進回風系統互倒，實現回風甩刀把；

3、直接進風甩刀把；三種方案各有優缺點，在實際采掘作業時要根據工作面的實際情況采取相對合理的方案，以保證綜采工作面的安全、高效回采。

一、工作面概況

鳳凰山礦15號煤XV1306綜采工作面位于XV1305綜采工作面南部，XV1305綜采工作面為三巷布置，其中XV13054巷可服務于XV1305及XV1306綜采工作面。XV1306綜采工作面在已掘巷道XV13054巷基礎上設計而成，具體見圖一。XV1306綜采工作面巷道掘進順序如下：XV1211巷（原XV13054巷已掘）→XV1212運煤橫川→XV1306聯絡巷→XV1212巷→XV1306切眼→反掘XV1211巷貫通。當XV1306切眼掘進至150米時巷道煤層突變至3.5—4米且頂板破碎，根據我礦綜采支架的適應參數該區域不具備回采的基本條件，且繼續向前掘進存在重大頂板安全隱患，故決定將該區域甩掉不進行回采。

掘進至此處時出現地質異常區，無法繼續向前掘進。掘進方向XV1306切眼XV1306綜采工作面XV1306聯絡巷XV1212巷運煤橫川 XV1306運料橫川1650米XV1212巷一五一盤區回風巷一五一盤區皮帶巷一五一盤區軌道巷圖一：原XV1306綜采工作面巷道布置示意圖

二、甩構造方案的選擇

方案一：結合XV1306綜采工作面的實際情況，XV1211巷與一五一盤區回風巷交叉口處風橋已施工完畢；XV1211巷受XV1305綜采工作面回采動壓影響，巷道變形較嚴重，將XV1306綜采工作面進回風系統互倒，從而實現回風甩刀把的系統準備工程大，準備時間過長，將嚴重影響礦銜接安排。

方案二：通過重新開切眼甩掉構造，經計算將造成約2萬噸煤炭資源的浪費，增加 150米掘進巷道的工程量。

方案三：直接進風甩刀把，可有效的避免上述兩種方案的缺點，但綜采工作面進風甩刀把亦存在諸多問題，需從巷道布置、機電設備布置及安裝順序、機頭三角區頂板管理、切眼對接等環節進行優化，保證綜采工作面的安全、高效回采。

三、進風甩刀把前期準備工作

1、巷道及機電設備布置 1.1、甩構造巷道布置：

由地質測量部進行鉆探圈定該構造影響范圍，根據構造影響范圍確定XV1306小進風巷及XV1306小切眼具體位置及相關參數。

根據進風甩刀把出煤系統的特點，XV1306小進風巷需布置一部40T小溜出煤，40T小溜最短運轉長度為6米（機頭、機尾、過渡槽、普通槽），若只在布置小進風巷及小切眼小溜，則無法滿足回采煤壁與小切眼回采幫推齊對接的基本要求，故需施工XV1306溜子巷。為保證后期回采過程中溜子巷的正常使用，小切眼與溜子巷的距離為15米（留10米的實體煤柱）。具體XV1306進風甩刀把巷道布置示意圖如圖二。

絞車硐深4米XV1306小進風地質異常區24.3米34003400XV1306小切眼絞車硐深4米XV1306小進風27501550XV1306溜子巷30米15米絞車硐深4米34003400 XV1306切眼18501150

圖二：XV1306進風甩刀把巷道布置示意圖

1.2、為滿足進風側甩掉構造及出煤系統的構建，XV1306綜采工作面巷道及機電設備布置示意圖如圖三。

XV1306綜采工作面XV1212巷

圖三：XV1306綜采工作面巷道及機電設備布置示意圖

1.3、機電設備安裝順序及具體要求：

1.3.1、機電設備安裝順序：XV1211巷機電設備安裝→XV1306切眼安裝溜槽→XV1306小切眼安裝端頭架2架、普通架16架→XV1306小切眼進溜槽并豎放至支架側→XV1306小進風巷及溜子巷進40T小溜→XV1306切眼安裝工溜機頭部→XV1306切眼安裝普通支架104架→XV1306切眼安裝工溜機尾部→XV1306小進風巷及溜子巷安裝40T小溜

1.3.2、設備安裝具體要求： 1）XV1306小進風40T小溜安裝

小進風斷面凈寬4.3m，煤柱幫打貼幫柱寬0.2m，人行通道0.8m，溜子兩幫打柱安裝擋煤板0.4m，40T小溜溜槽凈寬0.62m，確定40T小溜的安裝中心線距煤柱幫為1.5m，進而推出XV1306切眼1#支架距煤柱幫間距至少為2.1m。

2）XV1306小切眼支架及工溜安裝

小切眼長度為24.3m，按正常1.5米安裝一個支架可布置2個端頭架及14個普通架，但考慮切眼對接時會留有2.4米空隙。為避免出現架間距超寬現象，小切眼安裝支架時，端頭架緊頂煤壁，支架之間不留間隙，每個支架寬度以1.45m計算，這樣小切眼可安裝端頭架兩架，普通架15架，切眼與小切眼推齊后，只需調整小切眼端頭架及普通支架，即可避免后期架間距超寬問題。具體調整支架前后位置示意圖如圖四。

0.8米端頭１＃架端頭２＃架1#普通架2#普通架3#普通架端頭１＃架端頭２＃架1#普通架2#普通架24.3米24.8米24.3米26.3米4#普通架3#普通架10#普通架11#普通架12#普通架13#普通架14#普通架15#普通架25.5米XV1211巷小切眼4#普通架XV1211巷小切眼10#普通架11#普通架12#普通架13#普通架14#普通架15#普通架0.5米2米XV1306小進風巷XV1306小進風巷調整支架位置前調整支架位置后圖四：調整支架前后位置示意圖

3）其他設備的安裝

根據XV1306切眼1#支架距煤柱幫間距為2.1m，在切眼內布置104架即可滿足回采需要，并按此安裝工溜。

在XV1306溜子巷布置一部40T小溜，為滿足前期工作面出煤破碎大塊的要求，將XV1211巷轉載機入口布置與XV1306溜子巷巷口處，與XV1306溜子巷40T小溜機頭搭接。

四、進風刀把回采以及切眼對接

1、進風刀把回采期間相關技術要求 1.1、XV1306小進風三角區支護

為確保三角區人員以及設備安全，1#架和煤柱之間頂板采用架進度棚梁支護，棚梁排拒為1.5m，一梁三柱，梁頭一端搭接在1#支架上，并在切頂線處打注一排密集柱，小進風超前支護采用架設圓木棚梁支護，一梁四柱支護。煤壁側架設走向板梁，隨著工作面推進，待支架搭接到走向板梁后，回取煤壁側單體柱。

1.2、XV1306小進風40T溜子減槽

移架推溜后工作面刮板輸送機機頭擋煤板邊沿距1#支架切頂線距離為4.25m；40T小溜機尾部1.5m，過渡槽1.5m，落煤點落在過渡槽上，40T小溜機尾采用壓柱固定，當機尾至切頂線0.5m時停機取槽，這樣工作面可推進2.25m，生產班以每班6個循環推進，每班進度為3m，為確保取槽在可靠支護下作業，需將1#架滯后2#架0.75m。這樣1#架與刮板輸送機機頭部推移橫梁需用大鏈鏈接，2#架、3#架與刮板輸送機過渡槽推移橫梁正常連接。

1.3、回采期間工程質量控制

由于小進風巷40T小溜擋煤板距貼幫柱只留有0.8米安全出口，擋煤板無法向煤柱側移動，回采期間若出現工溜上竄將導致無法出煤或出煤不暢的嚴重后果，故需嚴格控制工溜上竄。在回采過程中，每班對工溜機頭與擋煤板距離進行測量，出現有工溜上竄的跡象時及時采取磨機頭的方式控制工溜上竄，在9天的回采過程中未出現工溜上竄的情況，達到了預期的效果。

1.4、回采期間進度分析

XV1306工作面初采至與小切眼對齊共推進30米，共耗時9天，其中出切眼10米耗時4天。進風甩刀把正常情況下每天推進4米，低于我礦普通綜采工作面每天推進8米的進度。主要影響因素有兩點：一是工作面工溜直接與40T兩部小溜搭接，工作面大塊在通過轉載點時容易出現擁堵現象，需頻繁停機處理大塊；二是未布置端頭架，三角區支柱回柱工作量較大且需停機作業。

2、切眼對接工藝

工作面煤壁推進至與小切眼回采幫平齊后進行切眼對接工作。第一步：將XV1306小進風巷與溜子巷40T小溜解體放至XV1306小進風巷及溜子巷內。第二步：使用大鏈將轉載機與端頭架推移桿連接，將轉載機拖回至小切眼處。第三步：將工溜機頭與普通槽分開，利用小切眼絞車硐（回風側）17KW絞車反滑將工溜機頭拖至小切眼口。第四步：將豎放與小切眼支架前的溜槽放平，對溜槽及工溜機頭。第五步：調整小切眼支架位置，并將支架與工溜連接。第六步：將XV1306小進風巷及溜子巷內40T小溜及17KW絞車吊至工溜上，使用工溜將設備倒至XV1212巷并裝車回收。

五

結語

通過該技術可對綜采工作面進風側甩構造及其它不可回采區域，實現了綜采工作面安全、高效、連續回采作業，最大限度的回收煤炭資源，避免綜采工作面圈定后由于進風側構造需甩掉強行進風巷改回風巷造成的準備工程巨大、銜接緊張的尷尬局面，對綜采工作面進風側甩構造具有重要的借鑒意義。

參考文獻: [1]趙鐵錘.煤礦總工程師技術手冊.北京:煤炭工業出版社,2010.[2]徐永忻.采礦學[M].徐州:中國礦業大學出版社,2003.作者簡介：劉橋，1986年生，男，四川樂山人，2010年畢業于安徽理工大學采礦工程專業，助理工程師。