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煤柱回收安全技术措施

贵州鸿熙矿业有限公司纳雍长田煤矿

大巷煤柱回收安全技术措施

二零一四年六月二十三日

会审纪要

会审时间

地点

矿会议室

名称

回收大巷煤柱安全技术措施

编制

技术科

施工队别

采煤队

队长

会审意见：

本安全技术措施于二Ｏ一四年6月日在矿会议室进行了集体会审。

通过集体会审，讨论研究，同意本措施所编写的一切内容，要求在现场施工中严格执行，并提出如下审批意见：

⑴施工过程中，加强现场控制，严格按照措施执行。

⑵若现场条件发生特殊变化时，要及时编写补充措施，并认真传达执行。

加强通风管理、瓦斯监测、抽采是及其重要的环节，应根据其瓦斯抽采措施、安全管理措施、安全技术措施等来进行安全作业，确保安全回收。

一、回收方法............................................................................................1

二、工作面布置........................................................................................1

三、工作面支护........................................................................................1

四、工作面循环方式、作业方式............................................................2

五、工作面生产能力................................................................................2

六、运输....................................................................................................3

七、通风...................................................................................................3

八、煤破....................................................................................................5

九、顶板管理............................................................................................5

十、技术安全组织措施............................................................................8

十一、安全综合防突措..........................................................................11

十二、灾害应急措施及避灾路线..........................................................13

贵州鸿熙矿业有限公司纳雍长田煤矿

大巷煤柱回收安全技术措施

我矿三采区28号煤层已采完，为尽量减少投资损失和煤炭资源损失，矿委会决定回收大巷煤柱，为确保矿井煤柱回收期间安全，特编制安全措施如下：

一、回收方法

采用倾向壁式采煤方法，炮采工艺。

二、工作面布置

利用现有运输大巷作为作为工作面运输巷，回风大巷作为工作面回风巷，仰视式布置形成壁式工作面，后退式回采，全部垮落式管理顶板。

三、工作面支护

配备DW20-350/110X外注式单体液压支柱和2.1m的矿用11kg/m花边工字钢进行支护，DW20-350/110X外注式单体液压支柱支撑高度为1.15～2m，工作阻力为35t/根。

设计“三、四”排控制，排距1.0m，柱距0.80m，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m。

放顶步距1.0m，回柱绞车选用JH-8型。

由于工作面为仰视式推进，煤壁采用贴帮柱进行支护，所有工作面支柱必须采用戗柱进行加强支护，一、二排支柱戗柱方向朝煤壁方向，切顶排戗柱方向超采空区方向。

工作面顶板压力增大时采用“井”字型木跺加强支护，工作面端头支架采用单体液压支柱和8根长3.5m的矿用11kg/m花边工字钢组成“四对八梁”交错迈步抬棚加强支护，并保持出口畅通。

采煤工作面两个安全出口20m范围内，设临时超前支护，采用DW28-350/110X型外注式单体液压支柱配合11kg/m花边工字钢进行超前加强支护，靠煤壁10m采用双排支柱，往外10m采用单排支柱。

所有支柱必须栓防倒绳。

四、工作面循环方式、作业方式

井下采用“三·八”作业制，二采一准，工作面长16m，日进度8m，循环率80%，月推进度192m。

五、工作面生产能力

煤层平均厚度1.7m，采面长16m，工作面采出率取95%，则回采工作面年生产能力Q为:

A=br×LB×LA×H×γ（1+C）K1×K2

=330×16×8×1.7×1.3×95％×80％×（1+0.05）

=7.5万t/a

式中：

br——年工作日，br取330；

LB——工作面平均斜长，取40；

LA——日推进度，3m；

H——开采采高，取1.8m；

γ——煤的容重，1.3t/m³；

C——掘进出煤率，取5%；

K1——工作面回采率，取95％。

K2——工作面循环完成率，取80％。

六、运输

工作面采用SGB-420/30刮板机运输，运输巷采用DJS-80/40皮带运输。

七、通风

根据贵州省能源局（黔能源煤炭[2012]498号）文件“关于请求审批毕节市2012年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告的批复”本矿井瓦斯绝对涌出量为17.56m3/min，相对涌出量为64.22m3/t；二氧化碳绝对涌出量为1.4m3/min，相对涌出量为4.54m3/t。

鉴定结果为高瓦斯矿经。

根据瓦斯等级鉴定报告，其中采面瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出量的41.3%，掘进工作面瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出量的11.4%，采空区及其他煤壁巷道瓦斯涌出量占全矿井瓦斯涌出量的47.3%。

瓦斯抽放率取55%，则：

采面需风排瓦斯涌出量为：

17.56×41.3%×（1-55%）=3.26m³/min，掘进面需风排瓦斯涌出量为：

17.56×11.4%×（1-55%）=0.9m³/min。

1、按瓦斯涌出量计算

Q采＝100qKm³/min

式中：

Q采—回采工作面实际需风量，m³/min；

q—回采工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量，m³/min；

K—回采工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，通常，机采工作面可取1.2—1.6；炮采工作面可取1.4—2.0；本设计取1.5。

Q采＝100×3.26×1.5=489m3/min=8.15m3/s

2、按工作面气温与风速的关系计算

Q采＝Vc·Sc·Ki

式中：

V—采煤工作面适宜风速，取2.0m/s；

S—采煤工作面平均有效断面；采用全部陷落法管理顶板，“三四”排控顶，最小控顶距3.2m，最大控顶距4.2m，平均采高为1.8m，则回采工作面的平均断面积Sc=（3.2+4.2）×0.5×1.8=6.66m2。

Ki—工作面长度系数，根据《煤矿矿井风量计算方法》（MT/T634—1996），对于长度为<80m的工作面，工作面长度系数取0.9，故取0.9。

Q采＝2.0×6.66×0.9=11.99m³/min=0.2（m3/s）

3、按炸药量计算

Q采＝25Aa3

式中：

Aa3—回采工作面一次爆破使用的最大炸药量，kg。

采用双排眼布置，炮眼间距1.5m，一次爆破共计11个炮眼，每个炮眼深1.2m，每个炮眼装药300g，即一次爆破使用的最大炸药量11×300＝3300g（3.3kg）

Q采＝25A＝25×3.3=82.5m³/min=1.375m3/s

4、按工作面同时工作的最多人数计算。

Q采=4NK=4×30×1.25=150m³/min=2.5m3/s

式中：

4—按井下每人每分钟4m³的单位风量计算；

N—采煤工作面同时工作的最多人数，取30人；

K—矿井通风系数，取1.25。

Q采＝4×30×1.25=150m³/min=2.5m3/s

以上计算最大值

Q采＝max{8.15、0.2、1.375}=8.15m3/s，取Q采＝10m3/s。

5、按风速验算

0.25×Sc≤Q采≤4×Sc，

则：

0.25×S＝0.25×6.66＝1.665（m3/s）＜Q采

4×Sc＝4×6.66＝26.64（m3/s）＞Q采

故：

Q采＝10m3/s满足要求。

根据以上计算，工作面配风取10m3/s，即600m³/min.

八、爆破

〈1〉采用MSZ-1.5型手持式煤电钻人工打眼。

〈2〉炸药：

煤矿许用三级乳化炸药。

雷管：

毫秒电雷管。

发爆器：

MFB--200型发爆器

母线：

长度不小于300m胶皮铜芯放炮母线。

〈3〉依据实际情况和煤层硬度，如果采高低于1.5m，则炮眼采用对眼布置，眼距0.90m，装药量为顶眼300g，底眼525g；如果采高大于或等于1.5m，则炮眼采用三花眼布置，眼距0.9m，装药量为顶眼300g，腰眼450g，底眼525g。

特殊情况下，如卧底挑顶等，装药量可适当增减。

〈4〉采用正向装药结构，串联起爆，炮眼封泥长度不低于0.5m。

九、顶板管理

1、顶板特性

（1）该煤层属中等稳定类顶板。

（2）顶板下沉量：

日常10毫m，最大（来压时）20毫m。

（3）支柱载荷：

日常12MPa，最大（来压时）24MPa。

2、顶板管理方法

（1）顶板管理方法：

采用3-4排支柱控顶，人工回柱放顶，全部垮落法管理顶板。

（2）支护材料选型

支柱型号规格

工作面、端头、长前支护均采用DW28-350/110X型外注式单体液压支柱。

顶梁型号规格11kg/m花边工字钢，工作面及安全出口超前支护钢梁长2.1m，端头支架采用单体液压支柱和8根长3.5m的矿用11kg/m花边工字钢组成“四对八梁”交错迈步抬棚加强支护。

特殊支架材料规格：

选用优质落叶松打设木垛

木垛料规格：

1200mm×150mm×150mm

（3）支柱工作阻力确定：

初撑力≥12MPa，初工作阻力12MPa，最大工作阻力30MPa，选用平均工作阻力24MPa。

（4）基本支架：

排距1.0m，柱距0.8m。

采用齐梁齐柱正悬臂布置方式，支柱必须有1-3°的迎山角，达到足够的初撑力，顶梁要平直，接顶要严实。

（5）特殊支架及要求

①木垛

正常推采时，工作面溜子头、溜子尾及皮带巷溜子尾处各架设一个木垛，要求四面见线，接顶有力，架设正规，不得架设在浮煤、浮矸上。

顶板完整的地段，如果沿工作面走向方向超过10m，老塘悬顶超过2m不落的，要增加木垛加强支护，木垛间距（中—中）4m。

②戗柱

工作面每根都支柱必须打戗柱，一、二排戗柱方向朝工作面煤壁方向，切顶排戗柱方向超采空区方向。

所有支柱或戗柱都必须挂防倒链或防倒绳。

③密集（或丛柱）

根据工作面顶板来压实际情况需要，打设密集支柱或丛柱。

④端头支护

端头支架采用单体液压支柱和8根长3.5m的矿用11kg/m花边工字钢组成“四对八梁”交错迈步抬棚加强支护，

（6）控顶距和放顶步距：

最大控顶距4.2m，最小控顶距3.2m，放顶步距1.0m。

3、初次来压和周期来压时加强支护措施：

根据我矿工作面推采时，对初次来压和周期来压情况观测，为了搞好来压期间的顶板管理，特制订以下措施：

〈1〉初次来压期间，为防止推倒支柱，工作面增加一排支柱加强支护，增加的支柱全部打设在切顶线排的顶梁下，打成戗柱形式，且初撑力要达到要求。

另外，工作面增设木垛支护，木垛料选用优质落叶松，木垛间距（中一中）4m，规格1.2m×1.2m，要求接顶有力，架设正规，待初次放顶结束后，进入正常推采阶段，工作面增加的支柱撤出工作面作为备用支柱使用，增加的木垛进行撤除。

对于顶板完整的地段，如果沿工作面走向方向超过10m，老塘悬顶超过2m不垮落的，要增加木垛加强支护，木垛间距（中—中）4m。

〈2初次来压过后，周期来压期间，要保证戗柱支设正规有力。

4、回柱放顶方法：

〈1〉采用人工回柱放顶，可借用拔柱器辅助回柱，正规循环作业时，采用见四回一。

〈2〉回柱前正规支柱应支设完毕，且迎山有劲。

〈3〉工作面分段回柱，每一小段由进风端头而回风端头，由老塘向煤壁逐棵逐排回柱。

〈4〉回柱时两人协调操作，一人观察顶板，一人回柱。

〈5〉回柱时，人在顶梁下，用手把卸液，待乳化液卸出后迅速将柱子拉出，然后将梁子拉出。

〈6〉回出的柱子及时支设在切顶排顶梁下，打成戗柱形式。

5、安全出口支护要求：

两巷出口超前加强支护不小于20m（靠近煤壁10m内双排柱，10m外单排柱），均采用矿用11kg/m花边工字钢配合单体液压支柱进行支护，柱距1.0m，中间人行道宽度不小于0.8m。

6、支护材料的使用管理要求：

〈1〉由验收员，全面负责支柱、顶梁等支护材料的日常管理工作。

〈2〉每班工作结束后，验收员要清点支柱、顶梁数目，发现遗失及时组织人员寻找。

〈3〉验收员要全面掌握柱梁的使用和损坏情况，并记录在日报表上，以备核查。

〈4〉工作面回出损坏的柱梁要及时运出工作面，集中存放以便上井维修。

〈5〉各种支护材料必须分类码放整齐，挂牌管理，不得占据人行道。

十、技术安全组织措施

1、防水措施：

（1）随时观察工作面的出水情况，在工作面涌水量骤然增大时及时分析出水原因，及时采取必要措施。

（2）工作面生产过程中要备足排水设备和管路，并加强对排水设备的维修和保养。

（3）加强工作面的水害分析预报。

2、防火措施

（1）加强工作面通风系统管理，减少采空区漏风，各种挡风设施必须设置齐全并及时调整。

（2）工作面尽可能减少丢顶、底煤现象，浮煤要回收清理干净。

（3）井下必须使用不延燃皮带和不延燃电缆。

（4）加强井下放炮管理，严格执行《煤矿安全规程》中有关放炮的规定，杜绝不正确的爆破作业所形成的爆破火焰。

（5）井下胶带输送机要安装烟雾报警装置和洒水装置。

（6）加强电缆设备和油脂的管理，杜绝失爆现象的发生。

（7）严防电缆击穿及其它电火花引燃煤尘、坑木、油脂等可燃性物质。

（8）变电所（移动变电站）、运输巷胶带输送机机头等易发生火灾事故的场所要备足防火用沙和必要的消防器材。

3、预防瓦斯爆炸的措施

（1）搞好采区内各用风地点的风量分配工作，完善通风系统及设施。

（2）及时、安全地处理瓦斯积聚。

（3）加强通风管理。

（4）加强瓦斯检查和通风管理，工作面无风、微风严禁作业，杜绝空班漏检。

（5）坚持“一炮三检”制度，正常使用瓦斯断电仪。

（6）井下供电符合要求，杜绝电器失爆现象。

4、预防冒顶事故的措施

（1）坚持正规循环作业，工作面不得超宽采煤，最大最小控顶距严格按作业规程执行。

（2）严格执行敲帮问顶制度。

（3）严格支护质量管理，工作面支护质量必须符合质量标准化的要求。

（4）加强支护材料管理，支柱损坏要及时上井维修，不得带病工作，修复的支柱要严格进行试压，不合格的支柱不得下井。

（5）严禁空顶作业，放炮后及时移梁，破碎顶板处要掏梁窝，将梁伸入梁窝里，梁梁接顶严实。

（6）采面放炮采用瞬发雷管放炮，合理布置炮眼，严格控制装药量，放炮崩倒的支柱必须及时重新支设正规，否则不得继续工作。

（7）加强采场支护质量与顶板动态监测管理工作，监测数据要准确，反馈的问题要及时整改。

（8）加强工作面安全出口的支护，端头支护要符合规程要求，支护密度不得低于工作面的支护密度。

（9）超前支护范围不得低于20m，支架正规，接顶严实且迎山有力。

5、过空巷措施

（1）过空巷前，空巷要提前支护，根据实际，空巷为旧联络巷，与工作面平行，工作面距空巷30m前必须支护，沿空巷走向支护柱0.8m、徘距1m，根据空巷宽度决定支柱排数，不准有空顶。

中至中每4m打一木垛，木垛料选用优质落叶松，规格1.2m×1.2m，要求接顶有力，架设正规。

（2）为保证过空巷安全，根据实际，过巷前适当调采溜子头或溜子尾，使工作面与巷道形成一定夹角，实现斜交过巷（或跳面过巷）。

（3）在过空巷期间，过巷段左右工作面增加一排支柱加强支护，增加的支柱全部打设在切顶线排的顶梁下，打成戗柱形式。

（4）过空巷期间，严禁空顶作业。

（5）过空巷期间放炮时，应放小炮或松动炮，以减轻对顶板的震动，发现因放炮崩倒的支柱应及时扶起。

（6）边采边支护，减少空顶时间和空顶面积。

十一、安全综合防突措

1、凡参加该工作面防突施工的防突工、安全员、瓦检员必须学习本防突措施并严格遵照执行。

2、防突施工人员必须严格按照本工种的操作规程进行操作，严禁违章操作。

3、打眼过程中，施工人员必须穿戴整齐，袖口必须扎紧，防止手提式风钻转动铰伤施工人员。

4、施工前，施工人员必须进行以下工工作：

（1）、认真进行敲帮问顶，检查支护情况，发现隐患及时处理后，方可进行下一步的工作。

（2）、瓦斯检查员必须对工作地点及其回风流中的瓦斯浓度进行认真检查，瓦斯超过《煤矿安全规程》的规定时必须采取措施进行处理，只有当瓦斯浓度降到规定值之内时方可施工作业，并保证通风系统的稳定可靠。

（3）、对施工工具进行认真检查，确保工作顺利，加强WTC-1防突参数仪的保护，防止打坏。

5、施工作业过程中，必须保证压风机正常运转，保证压风管路正常供风，保证压风自救系统的稳定可靠。

6、施工规程中，施工人员必须注意突出预兆，如果有突出危险立即停止作业，撤出人员，进入进风流后远距离切断电源，然后及时向调度室汇报，调度室接到报告，必须立即通知所有可能被突出威胁区域内的所有人员撤到安全地点。

煤层突出预兆：

煤层层理紊乱、煤质变软、光泽变暗、煤层由厚变薄或由薄变厚、工作面有支架时被压得发出嘶嘶的响声，回支架出现断裂弯曲现象，有煤炮声、煤壁外鼓、掉渣片帮、打眼时跨孔和喷孔、瓦斯忽高忽低、空气变冷发闷、煤尘飞扬。

7、机电队加强对电气设备的检查，杜绝电气设备失爆。

8、施工过程中，严禁用管子钳或其它金属物品敲打钻杆或风钻。

9、施工完后，必须按照要求填写现场悬挂的防突工程排板，出井后及时认真填写施工报表，严禁弄虚作假。

10、安全员必须对防突工程的实施过程进行监督，严禁弄虚作假。

11、掘进队必须严格按批准的允许进度进行掘进，严禁超掘。

12、调度室每班必须及时掌握该工作面的进尺情况，杜绝超掘。

13、若工作面发生煤与瓦斯突出或煤与瓦斯突出预兆时，现场人员必须按避灾线路撤出。

14、放炮前必须将回风流中的所有人员全部撤到反向防突风门以外300m，且在可能进入回风通道的安全地点设好岗后才准通知放炮，放炮地点必须是在反向防突风门以外的进风流中的避难硐室内，避难硐室内必须安设压风自救系统。

15、放炮前后必须进行洒水灭尘。

16、打完眼后，必须切断工作面及回风流中所有非本安型电气设备电源，然后检查工作面的安全情、瓦斯浓度，只有瓦斯浓度在1%以下，撤完人设好岗，无安全隐患后才准放炮。

17、必须严格执行“一炮三检”和“三人连锁”的放炮管理制度。

18、放炮30分钟后，瓦检员、安全员方可进入工作面检查瓦斯浓度及安全情况，经检查无隐患后，方可进行其它作业。

十二、灾害应急措施及避灾路线

（一）灾害应急措施

1、灾害发生后，处于灾区的人员一定要保持头脑清醒，对灾害的类型和发生地点作出正确和科学的分析，然后要立即采取自救与互救措施，位于灾区的人员先要尽快撤离灾区；波及区域的人员在接到通知后也要及时撤离。

    2、撤离时，遇险人员必须在本班跟班矿（队）长（跟班矿（队）长不在，由班长或有经验的老工人代理）的组织与带领下，按通风人员、救护或救灾人员指引的避灾路线迅速地沿避灾路线撤离危险区。

撤离时，应两人以上同行，要互相帮助，互相照顾，不允许单独撤退。

    3、撤离过程中，不要奔跑，防止自救器脱落。

当通过风门时，应随手将风门关好，以防风流短路、紊乱，造成灾害范围扩大。

   4、发生火灾灾害，通路因冒顶阻塞，或无法撤离时，灾区人员应考虑下述方法避灾自救：

（1）迅速进入附近避险硐室，利用棚腿、棚梁、风筒、衣服等堵严入口，阻止一氧化碳等有害气体侵入。

（2）避险人员要沉着、冷静，尽量减少动作；并要在避险室外悬挂一盏矿灯或其它明显标志，以便救护人员发现。

避灾地点若有风管，可设法打开管路，以便向避险人员输送新鲜空气。

若附近情况变化，发现有危险时应及时转换地方。

（二）自救方式、抢救方法

    1、当发生火灾时，无其它巷道躲避或来不及撤离时，脸朝下扑倒在巷道底板或水沟里，并用湿毛巾堵住嘴和鼻子，以避开火焰扑面或防止高浓度有害气体的伤害；与此同时，迅速取下随身携带的自救器，必须在极短的时间内佩带好自救器，然后利用自救器进行呼吸；佩带好自救器后，即可安全撤离。

如遇意外情况，应到安全地点。

    2、在避灾过程中，一定要发扬团结友爱的精神，严格遵守纪律、听从指挥，发现有人受伤，要及时救治，主动照顾好受伤人员，并派有经验的老工人（至少二人同行）出去侦察。

经过探险，确认安全后，方可组织大家有秩序地向井口退出。

如果矿灯都熄灭了，应沿着运输轨道或者摸水管、绞车钢丝绳走。

若有可能，争取尽早与地面取得联系，以便早日得到救护队的援救。

    3、当发生水灾撤离时，若迷失方向应朝着风流通过的上山巷道，向地面撤退，千万不能往低处跑。

    4、当发生水灾时，灾区内的人员无法撤离时，要沉着冷静，分析水情，了解周围巷道情况，然后沿着附近巷道向上撤离，若上山顶板巷道完好，支护牢固时，在此处等待救援。

    5、在等待救援期间，要树立战胜灾害的信心，不要惊慌失措，尽量少活动或不活动，以减少体力消耗，延长待救时间；没有食物供应，可适量喝些干净水，并注意观察水位情况，如果没有电话，可以通过敲打管道等办法，间断地发出求救信号，及早地让外人发现。

（三）瓦斯、煤尘爆炸、火灾事故的处理计划：

A、撤退灾区人员：

1、事故发生后，灾区人员应立即采取自救或互救措施，位于灾区的人员和灾害波及区域的人员必须立即撤离，人员位于灾区进风流时，戴上自救器逆风流撤出地面，人员位于灾区的下风流时，戴上自救器沿最短的路线到达灾区上风流，再逆风流撤出地面。

2、采煤工作面发生事故时，受灾人员要以事故区为中心，分别由进回风顺槽逆风流方向撤离并转入安全的进风巷中。

3、指挥部在指挥救灾时，首先应采取有效措施，搭救遇难人员并防止事故的蔓延扩大。

B、避灾措施：

1、位于事故下风流而又不能迅速进入进风巷的人员要及时转入独头巷（最好为岩巷），停止局扇，切断电源，堵住入口，防止有害气体侵入。

2、暂躲到安全地点、不撤离的人员要沉着冷静，尽量减少动作，节省体力，并要在躲避地点附近悬挂衣服、矿灯、工具，定时敲击管道等，发出呼救信号待援。

3、避灾地点若有压风管可设法打开管路以便向避难人员输送新鲜风流。

4、当发生瓦斯、煤尘爆炸时，无其它巷道或来不及撤离的避灾人员要注意爆炸冲击波的方向，背向冲击波，脸朝下扑倒在水沟里或巷道低凹积水处，用湿毛巾堵住嘴和鼻子，以隔绝火焰，防止高浓度有害气体侵害，待爆炸冲击波过后，