1、 .985、煤的工工業用途途根據各煤層層的化學學性質和和工藝性性能，井井田各煤煤層均具具有廣泛泛用途，可可用于動動力用煤煤，民用用煤，火火力發電電，一般般工業鍋鍋爐用煤煤，可作作高噴吹吹燃料，可可用于小小型高爐爐煉鐵、豎豎式石灰灰窯燒制制石灰，水水泥回轉轉窯用煤煤，經洗洗選后可可制碳素素材料或或制造電電石及深深加工，煤煤矸石可可考慮作作燒制磚磚等。四、瓦斯、煤煤塵、煤煤層自燃燃及地溫溫、頂底底板、煤煤與瓦斯斯突出（一）、瓦瓦斯瓦斯等級鑒鑒定情況況：20012年年度納雍雍縣焦硐硐煤礦礦礦井絕對對瓦斯涌涌出量為為1.552m33/miin；220144年度納納雍縣焦焦硐煤礦礦礦井絕絕對瓦斯斯涌出量

2、量為0.78mm3/miin，屬屬瓦斯礦礦井。（二）、煤煤塵 根根據貴州州省六枝枝工礦（集集團）恒恒達勘察察設計有有限公司司實驗室室提交的的納雍縣縣焦硐煤煤礦煤塵塵爆炸性性鑒定報報告，MM25、MM28、MM30煤煤層煤塵塵無爆炸炸性。 （三三）、煤煤的自燃燃傾向 根根據貴州州省六枝枝工礦（集集團）恒恒達勘察察設計有有限公司司實驗室室提交的的納雍縣縣焦硐煤煤礦煤層層自燃傾傾向性鑒鑒定報告告，M225、MM28、MM30煤煤層煤炭炭自燃傾傾向性屬屬三類不不易自燃燃。 （四四)、煤煤與瓦斯斯突出危危險性 我我礦于220133年100月委托托中煤科科工集團團重慶研研究院有有限公司司做了MM25號號煤

3、層的的突出鑒鑒定，鑒鑒定結果果為：本本礦M225煤層層在+115199m+15998m標標高鑒定定范圍內內無煤與與瓦斯突突出危險險性。（五） 煤煤層頂、底底板M25號煤煤層：頂頂板為泥泥質粉砂砂巖、粉粉砂質泥泥巖、泥泥巖；底底板為泥泥質粉砂砂巖、泥泥巖。M28號煤煤層：頂頂板為細細砂巖、粉粉砂質泥泥巖、粉粉砂巖；底板為為泥質粉粉砂巖、泥泥巖。M30號煤煤層：頂頂板為泥泥質粉砂砂巖、粉粉砂質泥泥巖、泥泥巖；底底板為泥泥質粉砂砂巖、泥泥巖。五、水文地地質 礦礦區及周周邊地區區位于復復雜構造造變形區區和畢節節北東向向構造變變形區交交匯部位位。具體體位于納納雍東西西向構造造帶西緣緣，以支支塘向斜斜北翼

4、一一次級向向斜(大大營上向向斜)西西段揚起起端，從從南往北北，地層層走向北北西-近近南北-北東向向，傾向向北東-東-南南東，傾傾角一般般5-225。向斜斜軸向南南東，延延長約66km，寬寬約5kkm，核核部出露露最新地地層為三三疊系（飛飛仙關組組），兩兩翼由二二疊系地地層組成成。 礦礦區位于于云貴高高原烏蒙蒙山區，最最高點位位于礦區區南東側側的化作作林場至至蘿卜寨寨中間地地段，海海拔標高高17665.330m，最最低點位位于礦區區北側的的大坪子子-穿洞洞一帶北北側，海海拔標高高15330m。屬屬高原侵侵蝕地貌貌，地形形切割強強烈，相相對高差差2366m左右右，屬高高原低中中山地貌貌。 地地下水

5、類類型主要要有巖溶溶水和基基巖裂隙隙水。巖巖溶含水水層主要要為二疊疊系中統統茅口組組（P22m）、三三疊系下下統永寧寧鎮組（TT1ynn）、三三疊系下下統關嶺嶺組（TT1g），廣廣泛出露露于礦區區東部與與西部，地地下水類類型主要要為巖溶溶管道型型，富水水性強，地地下水補補給源主主要為大大氣降水水，其次次為地表表水；基基巖裂隙隙含水層層主要有有三疊系系下統飛飛仙關組組（T11f）、二二疊系上上統龍潭潭組（PP3l）、二二疊系上上統峨眉眉山玄武武巖組（PP3）等，以以碎屑巖巖、噴出出巖為主主，富水水性普遍遍較弱，局局部地段段中等。第第四系松松散層零零星分布布，厚度度薄，僅僅季節性性含水，且且富水性

6、性弱。 勘勘查區屬屬長江流流域烏江江水系六六沖河匯匯水范圍圍。地下下水流向向總體向向北東方方向徑流流，最終終匯入六六沖河。與礦床充水水有關的的含水層層為P33l，屬屬裂隙含含水層，補補給條件件差，徑徑流途徑徑短，富富水性弱弱，具當當地補給給當地排排泄特點點。礦區內大部部分礦體體位于當當地最低低侵蝕基基準面以以上；地地質構造造復雜程程度中等等；充水水源地下下水以基基巖裂隙隙水為主主，直接接充水含含水層富富水性弱弱，頂板板直接充充水含水水層富水水性弱；地形有有利于自自然排水水。但是是該礦山山存在較較大規模模的積水水老窯采采空區，老老窯積水水量是今今后礦山山防治水水患的主主要對象象。根據據現行規規范

7、的劃劃分標準準，結合合礦山實實際水文文地質情情況，礦礦床水文文地質勘勘查類型型可劃歸歸為第二二類第一一型第二二級，即即以裂隙隙含水層層充水為為主、頂頂板進水水，水文文地質條條件中等等的裂隙隙充水礦礦床。通過對焦硐硐煤礦范范圍內地地表和井井下的調調查分析析，礦井井內無河河流、水水庫等大大型地表表水體，礦礦井充水水水源主主要為地地下水、地地表沖溝溝水、老老窯積水水。六、對礦井井地質勘勘探安全全條件資資料的評評價（一）、勘勘探程度度 11、19972年年貴州省省六盤水水煤田地地質勘探探公司地地測隊對對納雍縣縣勺坐背背斜北翼翼測區進進行了115萬勘勘探找礦礦工作，并并提交了了貴州州省織金金煤田納納雍地

8、區區普查找找煤報告告，計計算該區區煤炭資資源儲量量124489224千噸噸。 22、1997219776年貴貴州省地地質局一一八隊在在該區開開展了1120萬萬區域地地質調查查工作，對對區內地地層、構構造及煤煤礦作了了初步了了解和研研究，提提交了畢畢節幅區區域地質質調查報報告。3、20000年112月由由貴州省省煤田地地質局地地質勘查查研究院院提交了了貴州州省納雍雍煤田地地質圖說說明書（11500000），對對納雍縣縣境內龍龍潭組煤煤系、煤煤層及煤煤質作了了進一步步的系統統研究。 44、20006年年11月月，貴州州省地礦礦局一一一三地質質大隊對對焦硐煤煤礦開展展地質普普查工作作，完成成工作量量

9、主要有有150000地質質簡測及及150000水工工環地質質調查33.866km22，剝土土及編錄錄2條共共23663m22，老硐硐及編錄錄9個共共13116.88m，煤煤層取樣樣及測試試等。并并提交的的貴州州省納雍雍縣焦硐硐煤礦普普查地質質報告；貴州省省國土資資源廳文文件（黔黔國土資資儲備字字200076號）：“關于貴貴州省納納雍縣焦焦硐煤礦礦普查地地質報告告礦產產資源儲儲量評審審備案證證明”及“貴州州省納雍雍縣焦硐硐煤礦普普查地質質報告礦礦產資源源儲量評評審意見見書”。備案案情況：截至220066年100月211日止，通通過評審審的煤層層分別為為M255、M228、MM30三三層可采采煤層

10、(對應本本報告中中的M225、MM28、MM30煤煤層)，通通過評審審的資源源量為：原煤資資源量總總量3110萬噸噸，其中中推斷的的內蘊經經濟資源源量（3333）1147萬萬噸，預預測的潛潛在資源源量（3334？）為1163萬萬噸。截至20112年110月331日，準采范圍（+1500+1650m標高）內保有(111b+122b+333)資源/儲量為855萬噸，其中： (111b) 類別為178萬噸，(122b)類別為218萬噸，（333）類別為459萬噸。第二章 礦礦井開拓拓開采現現狀第一節 礦礦井開拓拓開采概概況一、礦井開開拓布置置二采區采用用平硐開開拓，布布置主平平硐、行行人進風風平硐、

11、回回風斜井井三個井井筒。主主平硐擔擔負煤炭炭、材料料、設備備及矸石石的運輸輸任務，采采用電機機車運輸輸，同時時兼進風風和行人人及礦井井的安全全出口。設設置有排排水溝，同同時井筒筒內設有有通訊、照照明及信信號電纜纜；行人進進風平硐硐擔負行行人、進進風及礦礦井的安安全出口口；回風斜斜井擔負負礦井的的回風任任務，布布置瓦斯斯抽放管管路等設設施。二、 采煤煤方法1、采煤方方法和采采煤工藝藝礦井地質構構造中等等；主采采M255、M228、MM30號號煤層，煤層傾角平均為6，為近水平煤層。煤礦采用下行式開采，工作面采用走向長壁后退式回采，回采工藝為炮采，全部垮落法管理頂板。2、支護及及頂板管管理布置走向長

12、長壁工作作面，后后退式回回采，沿沿走向推推進，炮炮采工作作面用DDZ155200/1000型單單體液壓壓支柱和和HDJJA12000型金金屬鉸接接頂梁支支護，齊齊梁齊柱柱式布置置方式，柱柱距0.8m，排排距1mm，“三、四四”排控頂頂，最大大控頂距距為4.8m，最最小控頂頂距為33.6mm，放頂頂步距為為1m，全全部垮落落法管理理頂板。上上下巷超超前加強強支護采采用DZZ1520/1000型單體體液壓支支柱，從從工作面面煤壁往往外100m范圍圍內采用用雙排支支護，往往外100m-220m范范圍內采采用單排排支護。工工作面組組織形式式為兩班班采煤，一一班檢修修。3、落煤及及運輸方方式工作面采用用

13、爆破落落煤，工工作面配配備1臺臺SGBB4200/300T型刮刮板輸送送機，運運輸能力力80tt/h，電電機功率率30kkW；運運輸巷采采用DTTL800/300/230型型帶式輸輸送機，運運輸能力力3000t/hh，電機機功率2230kkW。主主平硐采采用機車車運輸原原煤。主要生產系系統概況況 11、通風風系統：通風方方式為：中央并并列式，采采用FBBCDZZ14/245型型防爆對對旋軸流流式通風風機二臺臺，一臺臺工作，一一臺備用用。風量量16.5-335.33m3minn，風壓壓6844-18837PPaPaa。電機機功率NN=255kkw。掘進工作面面采用局局部通風風機進行行壓入式式通風

14、，有有FBDD-.5.5型局局部通風風機2臺臺，功率率為211kkw，,一臺工工作，一一臺備用用，風量量為2220-3320mm3/miin；FFBDNNo5.66/215kkw局部部通風機機2臺，功功率為2215kkw，一一臺工作作，一臺臺備用，風風量3000-4400mm3/miin。供電系統： 11) 供供電電源源概述我礦高壓供供電等級級為100KV，電電源一趟趟來自農農場變電電站100kV架架空線路路，長115kmm，線型型為LGGJ550，TT接；另另一趟電電源引自自化作變變電站110kVV架空線線路，長長6kmm，線型型為LGGJ335，TT接。2）地面供供電在行人進風風平硐附附近

15、約1100mm處建一一變電所所，安裝裝10KKV高壓壓開關柜柜13臺臺，低壓壓開關柜柜5臺，采采用真空空斷路器器，其中中2面進進線，22臺避雷雷，供地地面用的的變壓器器（S111-MM-5000/110）兩兩臺，供供井下用用電的變變壓器（KKS111-2000/110）兩臺臺，供井井下局扇扇風機（S11-M-500/10、KS11-200/10）各一臺。3）井下供供電從地面高壓壓開關引引二回MMYJVV350125礦礦用阻燃燃電纜到到井下機機電硐室室，設XXGN22-122型高壓壓開關柜柜13臺臺，KSS11-2000/100干式防防爆變壓壓器3臺臺和S111-MM-5000/110干式式防爆

16、變變壓器33臺，PPGL低低壓饋電電開關55臺，井井下變電電所向井井下各用用電地點點配送點點。3、運輸系系統（1）.運運輸設備備1）、主平平硐主平硐采用用電機車車作為運運輸，電電機車型型號：CCTY55/6.7.99GB運運輸原煤煤。2)、二采采區運輸輸下山采用絞車提提升，絞絞車型號號為：JJTKBB-10.88；電機機功率：37KKW。3)、掘進進工作面面運輸巷巷掘進工作面面運輸巷巷采用DDTL880/330/2230型型帶式輸輸送機+SGBB4200/300T型刮刮板輸送送機運輸輸煤矸石石。5)、回采采工作面面采面運輸巷巷采用皮皮帶+刮刮板輸送送機運輸輸。4、排水系系統：礦礦井正常常涌水量

17、量為100m3/h，礦礦井最大大涌水量量為200m3/h。主主副水倉倉有效容容量為5590.9 mm3；本礦礦二采區區為平硐硐暗斜井井開拓，采采用一級級排水，在在二采區區運輸下下山與行行人下山山底部+15110.88m標高高修建主主、副水水倉、水水泵房、管管子道，在在二采區區運輸下下山內安安設排水水管，用用水泵將將礦井涌涌水排至至主副平平硐水溝溝內，并并經水溝溝流到處處理池進進行處理理。采用兩臺1155DDF-3303型離離心泵作作礦井主主要排水水設備,水泵流流量1555m33/h，揚揚程1550m，防防爆電機機功率775KWW；另一一臺1225DFF-2557型礦礦用多級級分段式式離心泵泵，

18、其流流量為1101mm3/h，揚揚程為1150mm，配套套電機功功率555kW，主主管徑為為內徑=1550mmm的排水水管，另另一趟管管徑為內內徑=1000mmm的排水水管。正正常涌水水量時11臺工作作，1臺臺備用，11臺檢修修；最大大涌水量量時2臺臺同時工工作，11臺備用用。5、抽放系系統：22BEAA-2553型號號的低負負壓瓦斯斯泵兩臺臺，電機機功率為為55kkw；22BEAA-3003型號號高負壓壓兩臺，電電機功率率為755kw；高高、低負負壓水環環式真空空泵作為為礦井的的瓦斯抽抽放泵，其其技術規規格性能能如下：最大抽抽氣量330m33/miin。瓦瓦斯泵數數量為四四臺，高高、低負負壓

19、各兩兩臺，其其中均為為一臺運運轉，一一臺備用用，瓦斯斯抽放泵泵站設在在風井附附近。礦井設計采采用回采采工作面面先抽后后采、采采空區埋埋管抽放放、掘進進工作面面先抽后后掘等的的瓦斯抽抽放方法法。瓦斯斯抽放方方式主要要有煤層層預抽和和采空區區埋管抽抽放。配備ZDYY-7550型液液壓鉆機機3臺，其其鉆進深深度為1150mm，開孔孔直徑775mmm，終孔孔直徑不不小于887mmm，給進進方式為為液壓傳傳動。6、井下壓壓風自救救系統: 采用地面面已安裝裝兩臺空空壓機，一一臺LGG-200/8GG型螺桿桿式空氣氣壓縮機機（排氣氣量為220m33/miin,額額定排氣氣壓氣為為0.88MPaa，電動動機功

20、率率1100kW，電電壓3880V）；另一臺臺FHOOG-DD75FF型空壓壓機（排排氣量為為13mm3/miin,額額定排氣氣壓氣為為0.88MPaa，電動動機功率率75kWW，電壓壓3800V）。正正常生產產時主要要用作動動力，當當井下發發生災害害時用作作壓風自自救。下井壓氣部部管選擇擇內徑1108mmm無縫縫鋼管，鑿鑿巖機支支管選擇擇內徑為為50mmm無縫縫鋼管或或相應管管徑的軟軟管，混混凝土噴噴射機支支管選擇擇內徑為為75mmm無縫縫鋼管或或相應直直徑的軟軟管。壓壓風急救救帶組直直接由主主管接出出。同時礦井的的壓風自自救系統統也利用用該空氣氣壓縮機機供風，同同時井下下配套的的是壓風風急

21、救袋袋組，礦礦井選用用ZY-J型壓壓風自救救系統。7、供水系系統: 主平硐硐、行人人進風平平硐和回回風斜井井鋪設GGB86613-87系系列10884無縫縫鋼管作作為消防防灑水主主管，每每隔500m設三三通閥門門；在回回采工作作面運輸輸巷、回回風巷及及掘進巷巷道鋪設設GB886133-877系列894.55無縫鋼鋼管作為為灑水支支管，回回采巷道道及掘進進巷道每每隔500m設三三通閥門門；其余余巷道每每隔1000m設設三通閥閥門。在在各閥門門處設置置有管徑徑為500mm的的支管和和閥門供供設置水水幕、自自動噴霧霧、沖洗洗巷道等等各種設設備接用用水使用用。我礦供水施施救系統統采用獨獨立式，供供水水

22、源源為地面面生活水水池中的的生活水水，采用用動壓供供水，水水壓不低低于0.3MPPa，主主管采用用10884無縫縫鋼管，支支管采用用894.55無縫鋼鋼管。井井下供水水施救系系統的管管道應到到緊急狀狀態下需需要供生生活用水水的所有有位置。井井下供水水施救管管網主要要大巷每每隔1000m設設置一組組三通及及閥門，工工作面進進出口位位置、掘掘進巷道道每隔550m設設置一組組三通及及閥門。在在每個支支管起點點附近位位置設置置控制閥閥。供水水施救系系統離壓壓風自救救裝置距距離不得得超過11m。供供水點前前后2mm范圍無無材料、雜雜物、積積水等現現象，需需設置排排水溝。需需保證閘閘閥開關關靈活，流流水暢

23、通通，閥門門不高于于巷道底底1m，以以便于避避災人員員使用，供供水閥門門手柄位位于同一一方向且且與巷道道平行。通訊系統： 11）礦山山與外部部通訊聯聯系設計礦井安安裝程控控電話多多部，以以及移動動、聯通通網絡覆覆蓋該礦礦區，移移動電話話信號穩穩定，能能滿足礦礦井對外外聯系。2）礦內通通訊礦井內部井井上、下下通訊選選用本質質增安型型選號報報警電話話，只需需一趟電電纜便可可組成一一套獨立立的通訊訊系統，電電話線選選礦用阻阻燃型HHAK-1型電電纜。井井下電纜纜經行人人進風平平硐井口口的室外外分線箱箱引入。安全監測監監控系統統： 安全監監控方面面該礦主主要考慮慮瓦斯監監控系統統，地面面設監控控主機（

24、KKJ900N）一一臺，打打印機一一臺，調調度終端端一臺；安設瓦瓦斯傳感感器、負負壓傳感感器、設設備開停停傳感器器、風速速傳感器器、水位位傳感器器等對礦礦井瓦斯斯、負壓壓、設備備開停、風風速等進進行監測測監控。10、緊急急避險系系統：我我礦緊急急避險設設施主要要包括永永久避難難硐室、臨臨時避難難硐室。在主平硐和和行人進進風平硐硐設置一一個永久久避難硐硐室（已已安裝使使用），在在運輸巷巷和回風風巷內各各設置一一個臨時時避難硐硐室，并并安設相相應的供供水、通通訊、壓壓風、監監控等設設施。11、井下下人員定定位系統統礦井使用KKJ2449-FF型人員員定位系系統。第三章 瓦瓦斯治理理的必要要性和可可

25、靠性一、瓦斯治治理的必必要性煤礦瓦斯事事故是制制約煤炭炭工業安安全發展展和可持持續發展展、影響響地區和和全省安安全穩定定好轉的的突出問問題，煤煤礦必須須認識瓦瓦斯治理理的重要要性和必必要性。我礦為瓦斯斯礦井，為為了讓巷巷道掘進進和采面面回采過過程中不不出現瓦瓦斯超限限事故，瓦瓦斯治理理便成為為我礦的的工作重重心，也也是采掘掘過程中中必不可可少的環環節。二、瓦斯治治理可行行性為切實搞好好瓦斯綜綜合治理理，煤礦礦要認真真嚴格貫貫徹“安全第第一、預預防為主主、綜合合治理”的安全全生產方方針和“先抽后后采、監監測監控控、以風風定產”的瓦斯斯治理工工作方針針，切實實建立健健全“通風可可靠、抽抽采達標標、

26、監控控有效、管管理到位位”的瓦斯斯綜合治治理工作作體系，緊緊緊抓住住礦井通通風系統統、抽采采抽放、監監測監控控、現場場管理四四個關鍵鍵環節，根根據本礦礦井的安安全生產產條件及及危害因因素分析析,采取取行之有有效的針針對措施施，堅持持標本兼兼治、重重在治本本，進一一步完善善瓦斯治治理結構構，落實實瓦斯防防治管理理制度，提提高裝備備水平和和提高礦礦井防治治瓦斯災災害能力力，建立立健全穩穩定可靠靠的礦井井通風系系統，科科學合理理的瓦斯斯抽采體體系，有有效管用用的監測測監控網網絡和嚴嚴格規范范的現場場管理制制度。礦礦井瓦斯斯事故是是可控、可可防、可可治的，瓦瓦斯治理理也是可可行的。因因此，煤煤礦要以以

27、更大的的決心、更更強的力力度、更更嚴的態態度、更更扎實的的措施，鍥鍥而不舍舍地打好好煤礦瓦瓦斯治理理攻堅戰戰。三、瓦斯治治理的主主要內容容根據我礦生生產現狀狀和存在在的主要要問題，我我礦瓦斯斯治理的的主要內內容為：優化生生產布局局，以理理順完善善通風系系統為核核心，切切實搞好好一通三三防管理理，合理理組織生生產，堅堅持采用用正規采采煤方法法，進一一步完善善其它相相關安全全系統，加加強現場場監督管管理，建建立健全全并認真真落實瓦瓦斯治理理各項管管理制度度。第四章 瓦瓦斯治理理方案第一節 合理安安排生產產布局二采區主要要由二采采區運輸輸下山、二二采區行行人下山山和回風風下山組組成。主主平硐（行行人

28、進風風平硐）穿穿層（MM30、MM28、MM25）布布置，落落平于MM25號號煤層頂頂板。回回風斜井井穿層（MM30、MM28）布布置，落落平于MM28號號煤層頂頂板。開采二采區區利用主主平硐和和行人進進風平硐硐作為二二采區22個安全全出口和和進風巷巷，回風風斜井作作為二采采區專用用回風上上山。1、采煤工工作面巷巷道225022采煤工工作面走走向現已已經回采采剩下440米，2225004采煤煤工作面面已經形形成，作作為備采采工作面面，2225022掘進掘掘進工作作面的煤煤（經440刮板板）225502工工作面運運輸運輸輸巷（經經刮板輸輸送機和和皮帶）22502運輸巷主平硐（電機車運輸）地面儲煤

29、廠。2、掘進工工作面225033運輸巷巷開口位位置在二二采區運運輸下山山變坡點點往下1110mm位置開開口，沿沿M255號煤層層底板按按1911方位掘掘進，沿沿M255煤層走走向掘進進，按1191方位施施工，掘掘進5000m，然然后施工工切眼，與與225503運運輸巷貫貫通，形形成2225033采面，并并形成通通風系統統。2225033工作面面的矸石石（刮板板機和皮皮帶）225503運運輸石門門（礦車車）二采區區運輸下下山（絞絞車）主平硐硐（電機機車運輸輸）地面儲儲煤廠。綜上可知，本本礦生產產布局合合理、可可靠。第二節 通風系系統治理理方案一、通風可可靠焦硐煤礦礦礦井通風風方式為為中央并并列式

30、，通通風方法法為機械械抽出式式；主平平硐和行行人進風風平硐進進風，回回風斜井井作回風風。主扇扇型號為為FBCCDZ14/245型型防爆對對旋軸流流式通風風機二臺臺，一臺臺工作，一一臺備用用。風量量16.5-335.33m3minn，風壓壓6844-18837PPa。電電機功率率N=2245kkw。二、確保風風流穩定定1、在各通通風網路路上，應應按設計計和需要要安設風風門、調調節風窗窗和密閉閉等通風風構筑物物，并隨隨生產的的進度進進行及時時調節補補充，風風門間應應設置風風門語音音報警裝裝置和風風門開關關傳感器器，并保保證兩道道風門聯聯鎖。確確保各用用風地點點的風量量，風速速符合煤煤礦安全全規程的

31、的規定，確確保風流流穩定。2、及時清清除巷道道的雜物物和障礙礙，盡量量避免在在主要進進回風巷巷道內停停放礦車車，堆放放材料及及其它物物品，確確保風流流暢通。3、各采掘掘工作面面均為獨獨立通風風。三、風量計計算及分分配 （一一）瓦斯斯涌出量量 根據貴貴州省能能源局文文件黔黔能源煤煤炭220155244號文關關于對關關于請求求審批畢畢節市220144年度煤煤礦瓦斯斯等級鑒鑒定報告告的批批復，焦焦硐煤礦礦礦井絕絕對瓦斯斯涌出量量為0.78mm3/miin；220122年度礦礦井絕對對瓦斯涌涌出量為為1.552m33/miin，絕絕對二氧氧化碳涌涌出量為為0.88m3/miin。 （二二）需風風量計算

32、算焦硐煤礦220166年設計計一個采采煤工作作面，兩兩個掘進進工作面面。1、按井下下同時工工作最多多人數計計算礦井井需風量量 Q11=4NNK=4410001.220=4480mm3/miin式中：N井下同同時工作作的最多多人數，人人 4井下每每人4mm3/miin的供供風標準準 K風量備備用系數數，取KK=1.20 2、按按各用風風地點的的實際需需風量計計算礦井井需風量量（1）2225022回采工工作面所所需風量量的計算算按瓦斯涌涌出量計計算Qa1=1125qaKa =12250.5541.88 =1221.55式中 QQa1采煤工工作面需需要風量量，m3/miin； qaa采煤工工作面絕絕

33、對瓦斯斯涌出量量，20014年年最大為為0.554m3/miin； Kaa采煤工工作面因因瓦斯（二二氧化碳碳）涌出出量不均均的備用用風量系系數，一一般機采采工作面面取1.211.6；炮采工工作面取取1.442.0，取取1.88。按工作面面氣溫與與風速的的關系計計算Qa2= 60VaSaKa =6001.552.5591.00 =2333.11m/miin 式中 VVa采煤工工作面適適宜風速速，1.522.5mm/s，取取1.,5m/s； SSa采煤工工作面平平均斷面面積， Sa=（33.2+4.22）0.55 0.7=22.599m2； Kaa采煤工工作面長長度風量量系數，取取1.00；按炸藥

34、使使用量計計算Qa3225Aaa =2254.55 =1112.5m/miin式中Aa采煤工工作面一一次使用用最大炸炸藥量。截截煤機截截槽后采采用單排排眼震動動爆破，一一次爆破破45mm，炮眼眼間距11.5mm，每個個炮眼深深1.22m，每每個炮眼眼裝藥00.155kg，共共計300個炮眼眼，一次次爆破使使用的最最大炸藥藥量3000.11544.5kkg。按工作面面同時工工作的最最多人數數計算 QQa4=44naKa =4401.22 =1992m/miin式中 44每人每每分鐘應應供給的的最低風風量，mm3/miin； naa采煤工工作面同同時工作作的最多多人數 , 40人人； Kaa 礦井

35、通通風系數數，取11.2。按風速進進行驗算算根據規定，按按回采工工作面最最低風速速0.225m/s、最最高風速速4m/s的要要求進行行驗算，即即回采工工作面風風量應滿滿足的條條件：0.2560SaQa460Sa 即即0.225602.559Qa4602.559亦即38.9（mm3/miin）Qa6211.9（mm3/miin）式中：Saa采煤工工作面平平均斷面面積（mm2），22.599。根據以上計計算，取取其中最最大值，則則225501采采煤工作作面需風風量Qaa為2333.11m3/miin。（2）2225033運輸巷巷掘進工工作面所所需風量量的計算算按瓦斯涌涌出量計計算Qb1=1125q

36、jKj =11250.4432.0 =1107.5m/miin式中 QQ掘掘進工工作面需需要風量量，m3/miin； qjj掘進工作作面絕對對瓦斯涌涌出量，2014年為0.43m3/min； Kjj掘進工工作面因因瓦斯（二二氧化碳碳）涌出出量不均均的備用用風量系系數，通通常機掘掘工作面面取1.522.0；炮掘工工作面取取1.882.0。 按炸藥藥使用量量計算 Qb22255Aj =257.225 =1800m/miin式中：Ajj掘進工工作面一一次爆破破使用的的最大炸炸藥量。巷道斷面5.34m，采用菱形掏槽，一次爆破21個炮眼，其中掏槽眼5個（空眼1個），底眼4個，幫眼4個，頂眼4個，輔助眼4

37、個，每個炮眼深2m，每個炮眼裝藥掏槽眼、底眼每眼450g，頂眼、幫眼輔助眼每眼300g，即一次爆破使用的最大炸藥量8450+123007200g（7.2kg）按局部通通風機的的吸風量量計算Qb3= QfIkf =200011.225 =2550m/miin式中 QQf掘進工工作面局局部通風風機的風風量，本本礦采用用FBDD5.66/211型型局部通通風機，該該局部通通風機的的風量為為20004220 mm3/miin，取取該通風風機吸風風量2000m33/miin I掘進工工作面同同時運轉轉的局部部通風機機臺數，11臺； kff為防止止局部通通風機吸吸循環風風的風量量備用系系數，一一般為11.

38、21.33，取11.255。按工作面面同時工工作的最最多人數數計算Qb4=44nj =410 =400m/miin式中 44每人每每分鐘應應供給的的最低風風量，mm3/miin； njj掘進工工作面同同時工作作的最多多人數，110人。按風速進進行驗算算根據規定，按按半煤巷巷工作面面最低風風速0.25mm/s、最最高風速速4m/s的要要求進行行驗算，掘掘進工作作面風量量應滿足足的條件件：0.2560SbQb460Sb即0.255605.334Qb4605.334亦即80.1（mm3/miin）Qb12881.66（m33/miin）式中：Sbb掘進巷巷道平均均斷面積積（m22），運運輸凈斷斷面為

39、55.344。根據以上計計算，2225003運輸輸巷掘進進工作面面需風量量Qb為2550m33/miin。（3）2225033運輸巷巷掘進工工作面所所需風量量的計算算225033運輸巷巷為半煤煤巷，其其斷面、炮炮眼布置置按照炮炮眼布置置圖，該該掘進工工作面所所需風量量的計算算與2225033運輸巷巷掘進工工作面風風量計算算相同，需需風量為為2500m3/miin。2個掘進工工作面共共需風量量Qb=5000m3/miin。（4）獨立立通風硐硐室所需需風量QQc的計算算本礦需獨立立供風硐硐室僅為為井下消消防材料料庫（11個）。硐硐室供風風量采用用經驗值值60mm3/miin-880m33/miin

40、配風風，井下下消防材材料庫配配風600m/miin，則則Qc為600m3/miin。（5）其它它巷道所所需風量量其它用風巷巷道所需需風量按按采煤、掘掘進、硐硐室需風風量總和和的35%進進行考慮慮，則Qd=(QQa+Qb+Qc)5% =(2333.1+5000600)5% =339.77m3/miin。（5）礦井井總風量量Q2的確定定Q2=（QQa+Qb+Qc+Qd）KW =（2233.1+550060+39.7）1.22 =9999.44m3/miin式中：Q22礦井總總風量，mm3/miin KWW礦井通通風系數數，可取取1.11511.255，本礦礦取1.203、礦井實實際需風風量井下同時

41、工工作的最最多人數數需風量量為4880 mm3/miin，各各用風地地點需風風量總和和為9999.44 m33/miin，礦礦井實際際需風量量取其最最大值，則則為9999.44 m33/miin。4、礦井風風量分配配礦井配風量量減去獨獨立回風風的硐室室、巷道道風量后后，在滿滿足風速速要求情情況下，采采掘工作作面風量量按其需需風量不不少于前前面計算算需風量量配風。因因此，本本礦生產產采區風風量分配配如下：序號配風地點名名稱計算需風量量計劃配風量量1二采區一區區段2225022采煤工工作面233.11m/miin240m/miin2225033運輸巷巷掘進工工作面250m/miin250m/mii

42、n3225033回風巷巷掘進工工作面250m/miin250m/miin4井下消防材材料庫60m/smiin60m/smiin5其他巷道39.7mm/miin60m/minn8礦井總風量量999.44m/miin1700mm/miin 礦礦井計劃劃配風量量與目前前實際需需風量的的差額風風量7000.66m/miin，用用于今后后的備采采工作面面和備掘掘工作面面配風。 （三三）礦井井負壓計計算 按下列公公式計算算：hQ2/S3 +hh局 （11）RLLPS3 （2） 式中：H全礦礦井風壓壓，Paa。R井巷巷摩擦風風阻，NNS2m8；摩擦擦阻力系系數，NNS2m4；L井巷巷長度，mm；P井巷巷斷面

43、周周長，mm；S井巷巷斷面積積，m22；h局局局部阻力力，按全全礦風壓壓的100%計算算，Paa。 經計算:該礦容容易時期期的風壓壓：4330.55Pa，困困難時期期的風壓壓：5228.44Pa。 （四四）等積積孔計算算 式中：AA全礦礦井等積積孔，（mm2）； Q礦井井需風量量，（mm3/s）； h全礦礦井通風風阻力，（PPa）； 經計算，通通風容易易時期：A=22.244 通通風困難難：A=2.002， 礦井通風風容易時時期等積積孔為22.244m2，困難難時期等等積孔為為2.002m22。因此此，本礦礦井通風風容易時時期、困困難時期期為小阻阻力礦井井。 （五五）降低低風阻措措施1、巷道表

44、表面應盡盡量光滑滑平整，以以降低通通風阻力力。2、在容易易產生局局部阻力力的地方方，應盡盡量降低低局部阻阻力系數數。巷道道連接處處應做成成斜線或或圓弧形形，巷道道拐彎處處應盡量量避免直直角轉彎彎或小于于90轉彎，轉轉彎處內內、外側側施工成成斜線或或圓弧形形，必要要時設置置導風板板。3、在日常常通風管管理工作作中，應應避免在在主要巷巷道中停停放礦車車、堆放放雜物，巷巷道應隨隨時修復復，保證證其完整整性并保保持足夠夠的有效效通風斷斷面，以以利于風風流暢通通。4、根據通通風需要要，安設設風門、調調節風門門；5、同一井井巷內安安設兩道道風門時時，必須須保證兩兩道門不不同時開開啟，以以造成風風流短路路；

45、6、勿在巷巷道內堆堆放雜物物，保證證巷道的的有效斷斷面；7、嚴格按按設計掘掘進、支支護巷道道，以保保護巷道道斷面尺尺寸；8、加強對對各種通通風設施施和巷道道的日常常管理。 （六六）防止止漏風措措施認真對風門門墻體進進行抹面面，確保保風門墻墻體密實實不漏風風，對風風門、風風窗進行行包邊、沿沿口等工工作。風門等通風風構筑物物的設置置應堅固固、穩定定，并加加強通風風管理，及及時進行行檢查和和維修。3、對相鄰鄰巷道的的掘進時時，盡量量減少放放炮震動動，同時時注意加加強支護護，防止止巖體（或或煤體）松松動或破破碎，以以有效防防止漏風風；4、加強對對各通風風設施的的管理，對對應密閉閉的地點點應采用用構筑物

46、物或永久久密閉，以以保證滿滿足通風風及其它它功能需需要；5、加強各各通風設設施的日日常管理理，保證證設施滿滿足設計計和使用用功能的的需要。四、掘進工工作面涌出的瓦斯斯主要是是煤巷所所在煤層層本身的的瓦斯，采采用開采采保護層層的局部部防突措措施、順順層鉆孔孔預抽、超超前預抽抽和邊掘掘邊抽；掘進區區局部冒冒頂積存存的瓦斯斯，可在在支架頂頂梁處安安設導風風板沖淡淡瓦斯或或用充填填黃土的的方法處處理。掘掘進工作作面隨著著巷道的的延長，風風筒應及及時加接接，保證證壓入式式風筒出出風口距距迎頭的的距離(Lp)應小于于或等于于壓入式式通風的的有效射射程(LLj)，即即LpLjj=(44-5) m式中：S掘進

47、巷巷道凈斷斷面積，mm2。但本本礦規定定掘進工工作面風風筒距迎迎頭位置置不得超超過5mm。五、回采工工作面瓦瓦斯涌出出的治理理回采工作面面采用UU形通風風系統，這這種系統統具有漏漏風小的的優點，但但在上隅隅角附近近由于采采空區涌涌出的瓦瓦斯大部部分在這這里集中中，同時時在此處處風速低低，風量量不足，容容易積存存瓦斯而而超限。處處理措施施：在工工作面上上隅角附附近設置置木板隔隔墻或帆帆布風障障，迫使使一部分分風流流流經上隅隅角，將將積存瓦瓦斯沖淡淡、排出出。 六、頂板附附近瓦斯斯層狀集集聚處理理 若回回采工作作面風速速未能保保證設計計風速而而小于00.255m/ss，則容容易使瓦瓦斯浮于于巷道項

48、項板附近近，形成成一個比比較穩定定的帶狀狀瓦斯層層，這即即是瓦斯斯的層狀狀集聚。處處理辦法法是保證證回采工工作面的的設計風風速，使使瓦斯與與風流能能充分地地紊流混混合，沖沖淡及排排出。七、防突措措施（一）石門門揭煤在施工過程程中，在在地質構構造破壞壞帶應盡盡量不布布置石門門。如果果條件許許可，石石門應布布置在被被保護區區或先掘掘出石門門揭煤地地點的煤煤層巷道道，然后后再用石石門貫通通。石門門與突出出煤層中中已掘出出的巷道道貫通時時，該巷巷道應超超過石門門貫通位位置5mm以上，并并保持正正常通風風。石門揭穿突突出煤層層、即石石門自底底(頂)板巖柱柱穿過煤煤層進入入頂(底底)板的的全部作作業過程程

49、，都必必須采取取防治突突出措施施，并編編制專項項防突設設計，報報礦總工工程師批批準。石石門揭穿穿突出煤煤層的設設計，必必須具有有下列主主要內容容： 1、突出出預測方方法及預預測鉆孔孔布置、控控制突出出煤層層層位和測測定煤層層瓦斯壓壓力的鉆鉆孔布置置； 2、建立立安全可可靠的獨獨立通風風系統。并并加強控控制通風風風流設設施的措措施。掘掘進工作作面尚未未構成全全風壓通通風時，在在石門揭揭穿突出出煤層的的全部作作業過程程中，與與此石門門有關的的其他工工作面都都必須停停止工作作。放炮炮揭穿突突出煤層層時，與與此石門門通風系系統有關關地點的的全部人人員必須須撤至地地面，井井下全部部斷電，井井口附近近地面

50、220m范范圍內嚴嚴禁行任任何火源源； 3、揭穿穿突出煤煤層的防防治突出出措施； 4、準確確確定安安全巖柱柱厚度的的措施； 5、采取取安全防防護措施施。 （二）石石門揭煤煤的順序序和要求求 1石門門揭穿突突出煤層層前，必必須打鉆鉆孔控制制煤層層層位、測測定煤層層瓦斯壓壓力或預預測煤層層突出危危險性，前前探鉆孔孔、測壓壓鉆孔布布置方式式見圖4431。 1、2控制煤煤層層位位鉆孔； 3、44測定煤煤層瓦斯斯壓力鉆鉆孔圖431 控控制突出出危險煤煤層的前前探鉆孔孔布置示示意圖 2、在工工作面距距煤層法法線距離離10mm之外，至至少打22個前探探鉆孔，掌掌握煤層層賦存條條件、地地質構造造、瓦斯斯情況等

51、等。地質質構造復復雜、巖巖石破碎碎的區域域，石門門工作面面掘至距距煤層110m(垂距)之前，必必須在石石門斷面面四周輪輪廓線外外5m范范圍煤層層內布置置一定數數量的前前探鉆孔孔，以保保證能確確切地：掌握煤煤層厚度度、傾角角的變化化、地質質構造和和瓦斯情情況等。 3、在工工作面距距煤層法法線距離離5m以以外，至至少打22個穿透透煤層全全厚或見見煤深度度不少于于10mm的鉆孔孔，測定定煤層瓦瓦斯壓力力或預測測煤層突突出危險險性。測測定煤層層瓦斯壓壓力時，鉆鉆孔應布布置在巖巖層比較較完整的的地方。對對近距離離煤層群群，層間間距小于于5m或或層間巖巖石破碎碎時，可可測定煤煤層群的的綜合瓦瓦斯壓力力。

52、4、工作作面與煤煤層之間間的巖柱柱尺寸應應根據防防治突出出措施要要求、巖巖石性質質、煤層層傾角等等確定。工工作面距距煤層法法線距離離的最小小值為：抽放或或抽放鉆鉆孔3mm，金屬屬骨架22m，震震動爆破破揭穿（開開）急傾傾斜煤層層2m、揭揭開（穿穿）傾斜斜或緩傾傾斜煤層層1.55m。如如果巖石石松軟、破破碎，還還應適當當加大法法線距離離。 5、為了了防止誤誤穿煤層層，在石石門工作作面距煤煤層垂距距5m時時，應在在石門：工作面面頂(底底)部兩兩側補打打3個小小自徑(42mmm)超超前鉆孔孔，其超超前距不不得小于于2m。當當巖巷距距突出煤煤層垂距距不足55m且大大于2mm時，為為了防止止巖巷誤誤穿突

53、出出煤層，必必須及時時采取探探測措施施，確定定突出煤煤層層位位，保證證巖柱厚厚度不小小于2mm(垂距距)。 6、石門門揭穿（開開）突出出煤層前前，當預預測為突突出危險險工作面面時，必必須采取取防治突突出措施施，經檢檢驗措施施有效后后，可用用遠距離離爆破或或震動爆爆破揭穿穿（開）煤煤層；若若檢驗措措施無效效，應采采取補充充防治突突出措施施直至有有效。當當鑒定為為無突出出危險煤煤層工作作面時，可可不采取取防治突突出措施施，但必必須采用用震動爆爆破揭穿穿（開）煤煤層。7、石門防防治突出出措施有有抽放瓦瓦斯、水水力沖孔孔、抽放放鉆孔、金金屬骨架架或其它它經試驗驗證明有有效的措措施，本本礦石門門防治突突

54、出的措措施可采采用抽放放鉆孔的的措施，在在實施防防治突出出措施時時，必須須進行實實際考察察，得出出符合本本礦井的的有關參參數。8、抽放鉆鉆孔布置置在石門門周界外外355m的煤煤層內，鉆鉆孔的直直徑7551000mmm，鉆孔孔間距根根據實測測的有效效抽放半半徑而定定，一般般孔底間間距不大大于2mm。鉆孔孔布置見見圖5322。在抽抽放鉆孔孔控制范范圍內，如如果預測測指標降降到突出出臨界值值以下，措措施有效效。9、對于緩緩傾斜煤煤層，當當鉆孔不不能一次次打穿煤煤層全厚厚時，可可采取分分段打鉆鉆，但第第一次打打鉆鉆孔孔長度不不得小于于15mm，進入入煤層掘掘進時，必必須留有有5m的的最小超超前距離離（

55、掘進進到煤層層頂（底底）板時時不在此此限）。下下一次的的抽放鉆鉆孔參數數（直徑徑、間距距、孔數數）與第第一次相相同。 P測壓孔孔； 1228抽放鉆鉆孔圖432 石門抽抽放鉆孔孔布置圖圖（三）煤層層中采掘掘工作面面防治突突出措施施在一個或相相鄰的兩兩個采區區中，同同一階段段的突出出煤層中中進行采采掘作業業時，不不得布置置兩個工工作面相相向回采采和掘進進。突出出煤層的的掘進工工作面，不不得進入入本煤層層或鄰近近煤層采采煤工作作面的應應力集中中區。突突出煤層層的采掘掘工作面面靠近或或處于地地質構造造破壞和和煤層賦賦存條件件急劇變變化地帶帶時，都都應認真真檢驗防防治突出出措施的的效果。如如果措施施無效

56、，應應及時采采取補救救措施。（四）煤巷巷掘進工工作面防防治突出出的措施施1、每個掘掘進工作作面必須須有獨立立的回風風系統。2、在突出出危險煤煤層中掘掘進時，應應采用超超前鉆孔孔、松動動爆破、前前探支架架或其它它經試驗驗證實有有效的防防治突出出措施。本本礦選擇擇煤巷掘掘進前預預抽放或或掘進工工作面采采用先抽抽后掘的的抽放方方式，也也可設計計采用超超前鉆孔孔抽放瓦瓦斯卸壓壓。3、采用超超前鉆孔孔作為防防治突出出的措施施。在第第一次執執行防治治突出的的措施或或無措施施超前距距時，必必須采用用淺孔抽抽放或其其他防治治突出的的措施，在在工作面面形成55m的執執行措施施的安全全屏障后后，方可可進入正正常防

57、突突措施施施工，確確保執行行措施的的安全。超超前鉆孔孔直徑一一般為7751120mmm，地地質條件件變化劇劇烈地帶帶也可采采用直徑徑42mmm的鉆鉆孔。鉆鉆孔超前前于掘進進工作面面的距離離不得小小于5mm，若超超前鉆孔孔直徑超超過1220m時時，必須須采用專專門的鉆鉆進設備備和制定定專門的的施工安安全措施施。鉆孔孔盡量布布置在煤煤層的軟軟分層中中，超前前鉆孔的的控制范范圍應控控制到巷巷道輪廓廓線外88100m（包包括巷道道斷面內內煤層）。超超前鉆孔孔的孔數數應根據據鉆孔的的有效抽抽放半徑徑確定，鉆鉆孔的有有效抽放放半徑必必須經實實測確定定。煤層層賦存狀狀態變化化時，應應及時探探明情況況，再重重

58、新確定定超前鉆鉆孔的參參數。超超前鉆孔孔施工前前應加強強工作面面支護、打打好迎面面支架，背背好工作作面。（1）超前前鉆孔有有效半徑徑測定方方法，鉆鉆孔流量量法：（2）沿工工作面軟軟分層打打355個相互互平行的的測量鉆鉆孔，孔孔徑422mm，孔孔長57m，間間距0.300.5mm；（3）對各各測量鉆鉆孔進行行封孔，封封孔時應應保證測測量室長長度為11m；（4）鉆孔孔密封后后，立即即測量鉆鉆孔瓦斯斯涌出量量，并每每隔210mmin測測定1次次，每一一測量孔孔測定次次數不得得少于55次；（5）在距距離最邊邊緣測量量孔孔中中心0.5m處處，打一一個平行行于測量量孔的超超前鉆孔孔（直徑徑是待考考察超前前

59、鉆孔有有效抽放放半徑的的鉆孔直直徑），在在打超前前鉆孔過過程中，記記錄鉆孔孔長度、時時間和各各測量孔孔中的瓦瓦斯涌出出量變化化；（6）超前前鉆孔打打完后，每每隔210mmin測測定各測測量孔中中的瓦斯斯涌出量量；（7）打超超前鉆孔孔打完后后測定22h；（8）繪制制出各測測量孔的的瓦斯涌涌出量的的變化圖圖；（9）如果果連續33次測定定測量孔孔的瓦斯斯涌出量量都比打打超前鉆鉆孔增大大10%，即表表明該測測量孔處處于超前前鉆孔有有效抽放放半徑之之內。符符合測量量孔距抽抽放鉆孔孔的最遠遠距離，即即為超前前鉆孔的的有效抽抽放半徑徑。4、在有突突出危險險的急傾傾斜煤層層中掘進進上山時時，除了了采取本本條文

60、上上述規定定的防治治突出措措施外，應應采用雙雙上山或或偽傾斜斜上山等等掘進方方式，并并應加強強支護。5、在急傾傾斜突出出煤層掘掘進上采采用大直直徑鉆孔孔(直徑徑3000mm以以上)時時，應一一次打透透上部平平巷；如如果不能能一次打打透，應應先將已已經打好好鉆孔的的部分刷刷大到規規定的斷斷面，架架好支架架，背好好頂幫，然然后繼續續打鉆。當當煤質較較軟(ff0.3)或或受設備備的限制制時，可可打直徑徑75一一1200mm的的超前鉆鉆孔。6、在急傾傾斜突出出煤層中中采用雙雙上山掘掘進時，兩兩個上山山之間應應開聯絡絡橫貫，橫橫貫間距距不得大大于100m，上上山和橫橫貫只準準一個工工作面作作業。突突出煤