90101回采工作面通风设计
一、通风方式及方法
90101回采工作面采用U 型全负压独立通风方式，运输顺槽进风，轨道顺槽回风。
二、配风量计算 1. 按瓦斯涌出量计算 Q 采＝100q 瓦采 K 采通
＝100×1.03×1.4 ＝144.2m /min 式中：
Q 采—回采工作面实际需要的风量，m /min q
瓦采
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—回采工作面的绝对瓦斯涌出量，根据矿井瓦斯
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等级鉴定资料测算，回采工作面的绝对瓦斯涌出量1.03m /min
K 采通—回采工作面通风系数，1.4 2. 按工作面人员数量计算： Q 采 =4N=4×60=240m/min 式中：
N —回采工作面交接班的最多人数，60人 3. 按气象条件计算 Q 采=Q基本 K 采高 K 采面长 K 温度
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=847×1.2×1.1×0.9
=1006m/min 式中:
Q 采—回采工作面实际需要风量，m /min
Q 基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m /min Q
基本
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=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适
宜风速（不小于1.0m/s）
=60×6.3×3.2×70%×1.0=847m/min
K 采高—回采工作面采高调整系数，1.2 K 采面长—回采工作面长度调整系数，1.1 K 温—回采工作面温度调整系数，0.9 4. 风速验算：
依照《煤矿安全规程》第101条规定，90101综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为 0.25m/s，最高风速不得高于5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。
0.25×60×S ≤Q 采≤5×60×S 0.25×60×18.9≤1006≤5×60×18 284≤1006≤5670 式中：
S —工作面平均断面，取18.9m Q 采=1006m /min，符合风速要求 5. 配风量的确定：
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经以上计算，90101回采工作面需配风1006m /min。 二、防尘系统
1. 粉尘监测:矿井配备防尘人员，配备粉尘采样器，呼吸性粉尘测定仪，对采面及转载点粉尘定期检测。
2.90101回采工作面防尘管路由9集中轨道大巷D219×6管路接到工作面D114×4，为工作面及顺槽供防尘用水。
3. 轨道顺槽的防尘水管上每隔100m 安装一个三通阀门。胶运顺槽的防尘水管上每隔50m 安装一个三通阀门，并用高压胶管将阀门引到行人侧。
4. 定期对巷道洒水、灭尘。距工作面煤壁50m 范围内每班冲洗一次，50m 以外巷道每天冲洗一次。
5. 综采工作面各转载点安设洒水降尘装臵，每个转载点装臵喷头个数不得少于2个，悬挂在转载点前上方600mm 处，迎风流方向45，喷嘴直接对准落煤点。第一道水幕在进风巷口向里10—15m 范围内；第二道在进风巷距工作面30m 范围内安设一道全断面净化水幕。综采工作面回风巷第一道水幕距工作面30m 范围内并加设一道捕尘网；第二道水幕与第一道水幕不得大于20m; 第三道水幕在采煤工作面回风巷下风侧10—15m 处；第四道安设在回风联巷口。 三、煤层注水
（1）依据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的《煤矿安全规程》(2011年版) 第154条规定，采煤工
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作面应采取煤层注水防尘措施。9号煤层原有自然水分含量为0.52%～3.87%，平均含量为2.01%，均小于4％，90101采煤工作面配备了煤层注水设备，对9号煤层进行采前预注水。
煤尘注水是减少采煤工作面粉尘产生的最根本、最有效的措施。通过煤尘注水一般除尘率可达60%～80%，煤尘注水实施较好的工作面，可以将总粉尘浓度减少75%～85%，呼吸性粉尘浓度减少65%以上。煤层注水是通过钻孔将压力水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，减少采煤时粉尘产生的一种技术措施。
9号煤层厚度为12.00m ～18.04m ，平均为14.95m ，纯煤厚度为10.48m ～16.12m ，平均为13.11m 。含夹石2～10层，一般为3～6层，夹石厚度一般在0.07m ～0.52m 左右，岩性以高岭岩为主，其次为粉砂岩和炭质泥岩，结构简单～极复杂。煤层顶板为中细粒砂岩，底板为细粒砂岩或砂质泥岩，为全区可采的稳定煤层。
（2）注水方式选择
根据9号煤层90101工作面的地质条件，回采工作面煤层注水选用长钻孔动压注水方式，即在轨道顺槽内超前工作面推进度1个月，垂直煤壁平行于工作面打长钻孔。 （3）注水参数的确定
钻孔直径：钻机选用MYZ-200型液压钻机，开孔直径115～87mm ，终孔直径65mm 。
钻孔长度：根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定9号层单向钻孔长度为153m 。
钻孔间距：钻孔间距根据煤层的湿润半径计算，孔深时孔距大，孔浅时孔距小。合理的钻孔间距一般通过实践来确定，根据经验一般按10～20m 考虑，确定为20m 。
钻孔角度：钻孔角度原则上与煤层角度基本一致，使钻孔始终保持在煤层内。生产中根据煤层节理发育程度选择采用垂直钻孔或伪倾斜钻孔，以使节理面尽量与钻孔垂直。
封孔深度：封孔深度一般通过试验和生产实践确定，为2.5m ～10m 。确定为10m 。
封孔方式：选用水泥砂浆封孔方式，选用SLB-Ⅱ型水泥砂浆封孔泵，流量0.5m /h，压力1.0MPa 。 （4）注水系统的选择
注水系统分为静压注水系统和动压注水系统，鉴于本矿井煤层注水钻孔较大，注水压力较大，设计选用动压注水系统，9号煤层注水泵选用矿方已有的BZW100/20型注水泵，注水泵流量10m /h，压力15MPa 。
煤体注水后，煤体水分达到4%左右，注水效果和注水时间以实际注水效果衡量，通过快速水分测定仪进行测试。注水工作超前工作面回采1个月完成。
（5）注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定
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注水压力：设计煤层注水采用动压注水，注水参数考虑煤层裂隙、层理、节理及透水性等因素, 由注水泵站调整煤层注水压力。
单孔注水量：
单向钻孔注水时孔长的计算：
L=L1－M 式中:
L —钻孔长度，m ；
L1—工作面长度 9号煤层173m ；
M —与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，20m 。 9号煤层L=L1－M=173－20=153m 钻孔间距：
钻孔间距可根据煤层湿润半径计算，按经验取20m 。 单个钻孔注水量按下式计算： Q=BLMγ(W1－W2)K 式中：
Q —一个钻孔注水量，m ； B —孔间距20m ；
L —工作面长度， 9号煤层173m ； M —煤层厚度9号煤层区平均为13.68m ； γ—煤容重, 9号煤层为1.48t/m； W1—注水后要求达到的水分取4%；
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W2—煤层原有水分, 9号煤层平均为2.01%；
K —考虑围岩吸收水分, 水的漏失和注水不均匀系数, 取1.5。 则:
9号煤层单个钻孔注水量：
Q=20×173×13.68×1.48×(4%-2.01%)×1.5=2091m 注水流量(或注水速度) 与注水时间：
9号煤层单孔注水流量按10m3/h考虑, 注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止, 注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水, 注水时间通常为7～10d 。
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（6）注水仪器、设备
9号煤层注水设备及仪器一览表
（7）煤层注水水源
煤层注水水源取自井下消防洒水系统，从回采工作面顺槽给水管网中接水管至注水泵站，将水注入2辆移动储水箱内，每个储水箱容积为3.0m ，由注水泵从移动储水箱吸入加压向煤层注水。
四、防灭火系统
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9煤层煤样吸氧量为0.699cm /g，自燃倾向为Ⅱ级，属自燃煤层。自燃发火期为4～6个月。因此特制定本工作面防治煤层自燃发火措施：本措施采用喷洒阻化剂和黄泥灌浆四种方法，具体施工时可根据现场情况确定。
（1）采用喷洒阻化剂防止煤层自燃措施：喷洒方式为向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂的阻化防火方法。喷洒阻化剂泵为WJ －24型阻化剂泵，阻化剂选用阻化效果较好的五水氯化钙[CaCL2（H 2O ）5]，阻化剂浓度为20％。喷射阻化剂时要求全面覆盖巷道顶部、煤壁。喷射周期为3个月，向采空区喷射阻化剂一次喷洒量为14.32（m ）。阻化剂喷洒随回采班进行，同时要求矿方在喷洒过程中，要经常性在采空区分段（10－20m ）取遗煤样，每段至少取4个煤样，然后分选成小于0.6 mm 、0.6－5 mm 、5－15 mm 、大于15 mm 粒度煤样，分别送有关检测部门。检查其与10％和20％浓度阻化液的吸氧量，从而取得适宜的阻化剂浓
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度。另一方面要定期检测阻化剂阻化率，及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻燃要求。
（2）预防性灌浆：采用地面集中灌浆系统和随采随灌的方法。具体施工方式为：在放顶前沿回风巷在采空区预先埋好灌浆管（5－8 m钢管，孔径为75 mm或100 m m），预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长为20－30 m，放顶后立即开始灌浆。随工作面的推进，按放顶步距用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆。工作面停采前一般实行“多轮适量，间隔进行”停采后实行“连续足量，充分灌注”。灌浆材料选用含沙量不超过25～30％，颗粒小于2 mm 的地表黄土。也可选用粉煤灰、沙土等。
（3）注氮防灭火采用地面固定式，当监测系统提供出有发火征兆时开始实施注氮。在工作面进风侧（运输顺槽）沿采空区埋设一定长度的钢管作为注氮管，注氮管路随工作面的推移而移动，使其始终埋入采空区一定深度。
注氮方法如下：
将5节10m 长的Ф89mm ×4.5mm 的地质钻杆用丝扣连接，然后将钻杆管路沿运输顺槽铺设到工作面下隅角，当工作面推移时管路逐渐埋入采空区，管路埋入采空区长度应始终保持15m-35m 之间以便拉管。 （4）束管监测系统
JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统一次进样能分析
CO 、CO 2、CH 4、O 2、C 2H 2、C 2H 4、C 2H 6、N 2八组份气体, 分析时间不大
于15min ，从而对煤炭自然发火标志气体C 2H 4、C 2H 2、C 2H 6及灭火
标志气体N 2提前进行预报，通过监测报表或趋势曲线及时准确进
行自然火灾预测预报，并对发火危险进行判别。
束管的敷设及布点原则
束管敷设管道的吊挂高度不低于1.8m ，用挂钩吊挂，敷设
平直、稳，与动力电缆之间的距离不小于0.5m ，并要避免与其
他管线交叉。束管入口处必须安设滤尘器，整条束管至少安设3
个滤水器。
监测点选在围岩稳定、前后5m 范围内无分支巷道并靠近巷
道末端，监测点设臵在距巷道顶板0.5m 处巷道中。采区内丢煤
处，巷道内错、外错丢顶煤，留三角煤，盲巷及溜煤眼上方均设
臵测点，采掘工作面有明显升温征兆的区段必须设臵监测点。
五、隔爆设施布臵
1. 隔爆设施采用水量为40L 隔爆水袋，在距巷口60m 安装一
组，以后每隔200米安装一组，距工作面安装的距离不得大于
200米。
2. 每排安装4个隔爆水袋，排间距为1.5米，共20排，棚
区长度为30米。
3. 水棚的安装方式采用吊挂式，并呈横向布臵。
4. 在一组隔爆水袋棚中必须使用相同规格的水袋。
六、瓦斯管理
1.90101回采工作面设专职瓦斯检查员，每班检查三次。
2. 综采工作面设三个点：工作面、回风隅角、回风流（回风斜巷口以里15m 处）。
3. 工作面及其它检查地点都要设瓦斯检查牌板。牌板设臵的位臵：工作面设在距工作面30～50m 处，其它地点设在检查点处。
4. 工作面电气设备安装瓦电闭锁装臵。
七、安全监控系统
采用KJ78N 煤矿安全监控系统，地面调度室已配备：监控主机2台，其中备机1台，5min 内可以实现热机切换。显示器2台，打印机2台，传输接口2台，不间断备用电源(UPS）一组，并已接有效的防雷接地保护装臵。分站型号为KJF83A ， 瓦斯传感器型号为GJC4，温度传感器 KG3044，一氧化碳传感器型号为GTH500。
1. 需要安装的设备和技术要求如下：
⑴甲烷传感器T0、T1、T2。
①上隅角瓦斯传感器T0报警值0.8%，断电值1.2%，复电值小于0.8%；
安装位臵：工作面上隅角，距帮、顶和切顶单体各300mm. ②工作面瓦斯传感器T1报警值0.8%，断电值1.2%，复电值小于0.8%；
安装位臵：距煤壁5～10m, 距顶板不大于0.3m, 距帮不小于
0.2m.
③回风流瓦斯传感器T2报警值0.8%，断电值0.8%，复电值小于0.8%；
安装位臵：回风口10～15m, 距顶板不大于0.3m, 距帮不小于0.2m
断电范围：工作面及进回风巷道内全部非本质安全型电气设备。
⑵2台一氧化碳传感器；
一氧化碳传感器报警值24ppm.
安装位臵：分别安装在工作面上隅角和距回风口10～15m ，距顶不大于0.3m ，距帮不小于0.2m 。
⑶2台温度传感器；
温度报警值为30℃
安装位臵：工作面和距回风口10～15m ，距顶不大于0.3m ，距帮不小于0.2m 。
⑷1台监控分站及电源箱, 电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。安装在轨道巷口向里50m ，设臵有统一管理箱，离地高度大于0.3m 。
⑸根据综采工作面供电设计，需要安装一台瓦斯断电器，方能实现瓦斯报警后工作面及进回风巷内全部非本质安全型电气设备按系统设臵自动断电。
采煤机必须设臵机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。
2. 人员定位系统
采用KJ69J 人员定位系统，可实现对矿井入井人员实时监测、跟踪定位、轨迹回放、考勤统计、报表查询的功能。使管理更加科学化、规范化、数字化，能锁定人员在井下位臵，使发生危险时，救援更高效。分站型号：KJF80.1，接受器型号：KJF80.2A ，识别卡型号：KGE37B 。
⑴进回风巷各安装2台读卡器：一台距工作面100米，随着工作面的回采不断地想回退；一台距进回风口100米，固定在不影响行人，无滴水能正确监测人员进出的位臵。
⑵一台人员定位分站和电源箱，电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。安装在轨道巷口向里50m ，设臵统一的管理箱，离地高度大于0.3m 。
3. 通讯系统
分为KTJ103调度通讯系统、KT162无线通讯系统和KTK113数字广播系统。
⑴调度通讯共设计安装4部直通矿调度室本安型按键电话。 进回风巷各安装2台：2台距工作面进回巷口20m 范围内，随着工作面的回采不断地想回退；1台设在皮带机头，1台设在距回风巷口20～30m 。
⑵无线通讯共设6套
进回风巷各安装3台：一套距工作面100m ；一套距进回风巷口100米，中部安装一套。
使井下与井上通讯一体化、有线与无线一体化、调度通讯一体化，配臵KT162-S 本质安全型小灵通手机，真正建立健全了公司通讯系统。
⑶数字广播分站设计安装10套
进回风巷各安装5套，每套相距100m ，分站之间采用双绞线通信电缆连接。系统采用阻抗匹配技术，使其具有狂干扰能力。广播分站之间通过CAN 通信电缆连接，接入使用127V 不间断电源。电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。系统与调度电话系统互联，能将有线电话和无线小灵通手机的声音实时传播到井下广播分站，实现了广播远程调度功能。确保遭突发性事件时，能够最简捷、最快速的途径通知井下作业员工，并能指挥紧急疏散、应急救援。
八、避灾线路
1. 正常通风时避灾线路：
⑴90101回采工作面→90101运输顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
⑵90101回采工作面→90101轨道顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
2. 避水灾路线：
90101工作面→90101轨道顺槽→回风绕道→集中回风巷→北集中回风巷→9总回风巷→回风立井→地面。
3. 避火灾、瓦斯、煤尘爆炸路线：
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当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸时，人员迅速戴好自救器，就地卧倒，待冲击波过后，按下列路线撤退：
90101工作面→90101胶运顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
若人员无法撤离升井，则逃往永久避难硐室避难，等待救援。逃生路线为：
处于事故地点进风侧人员（佩戴自救器）由工作面→90101胶运顺槽→集中轨 道大巷→永久避难硐室
4.反风时避灾线路：90101回采工作面→90101轨道巷→90101回风联巷→集中回风巷→北集中回风巷→回风立井→地面
5.安装压风自救、供水施救装臵标准
⑴综采工作面距工作面25—40m 范围内安装两组，向外每200m 安装两组，回风联巷口10m 范围内安装两组。
⑵压风自救、供水施救装臵要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行侧。
90101回采工作面通风设计
一、通风方式及方法
90101回采工作面采用U 型全负压独立通风方式，运输顺槽进风，轨道顺槽回风。
二、配风量计算 1. 按瓦斯涌出量计算 Q 采＝100q 瓦采 K 采通
＝100×1.03×1.4 ＝144.2m /min 式中：
Q 采—回采工作面实际需要的风量，m /min q
瓦采
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—回采工作面的绝对瓦斯涌出量，根据矿井瓦斯
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等级鉴定资料测算，回采工作面的绝对瓦斯涌出量1.03m /min
K 采通—回采工作面通风系数，1.4 2. 按工作面人员数量计算： Q 采 =4N=4×60=240m/min 式中：
N —回采工作面交接班的最多人数，60人 3. 按气象条件计算 Q 采=Q基本 K 采高 K 采面长 K 温度
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=847×1.2×1.1×0.9
=1006m/min 式中:
Q 采—回采工作面实际需要风量，m /min
Q 基本—不同采煤方式工作面所需的基本风量，m /min Q
基本
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=60×工作面控顶距×工作面实际采高×70%×适
宜风速（不小于1.0m/s）
=60×6.3×3.2×70%×1.0=847m/min
K 采高—回采工作面采高调整系数，1.2 K 采面长—回采工作面长度调整系数，1.1 K 温—回采工作面温度调整系数，0.9 4. 风速验算：
依照《煤矿安全规程》第101条规定，90101综采工作面在采取煤层注水、采煤机喷雾降尘等综合防尘措施后的最低风速为 0.25m/s，最高风速不得高于5 m/s，通过上面三种方法计算后，取最大值进行验算。
0.25×60×S ≤Q 采≤5×60×S 0.25×60×18.9≤1006≤5×60×18 284≤1006≤5670 式中：
S —工作面平均断面，取18.9m Q 采=1006m /min，符合风速要求 5. 配风量的确定：
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经以上计算，90101回采工作面需配风1006m /min。 二、防尘系统
1. 粉尘监测:矿井配备防尘人员，配备粉尘采样器，呼吸性粉尘测定仪，对采面及转载点粉尘定期检测。
2.90101回采工作面防尘管路由9集中轨道大巷D219×6管路接到工作面D114×4，为工作面及顺槽供防尘用水。
3. 轨道顺槽的防尘水管上每隔100m 安装一个三通阀门。胶运顺槽的防尘水管上每隔50m 安装一个三通阀门，并用高压胶管将阀门引到行人侧。
4. 定期对巷道洒水、灭尘。距工作面煤壁50m 范围内每班冲洗一次，50m 以外巷道每天冲洗一次。
5. 综采工作面各转载点安设洒水降尘装臵，每个转载点装臵喷头个数不得少于2个，悬挂在转载点前上方600mm 处，迎风流方向45，喷嘴直接对准落煤点。第一道水幕在进风巷口向里10—15m 范围内；第二道在进风巷距工作面30m 范围内安设一道全断面净化水幕。综采工作面回风巷第一道水幕距工作面30m 范围内并加设一道捕尘网；第二道水幕与第一道水幕不得大于20m; 第三道水幕在采煤工作面回风巷下风侧10—15m 处；第四道安设在回风联巷口。 三、煤层注水
（1）依据国家安全生产监督管理总局、国家煤矿安全监察局颁发的《煤矿安全规程》(2011年版) 第154条规定，采煤工
°
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作面应采取煤层注水防尘措施。9号煤层原有自然水分含量为0.52%～3.87%，平均含量为2.01%，均小于4％，90101采煤工作面配备了煤层注水设备，对9号煤层进行采前预注水。
煤尘注水是减少采煤工作面粉尘产生的最根本、最有效的措施。通过煤尘注水一般除尘率可达60%～80%，煤尘注水实施较好的工作面，可以将总粉尘浓度减少75%～85%，呼吸性粉尘浓度减少65%以上。煤层注水是通过钻孔将压力水注入煤层中，使煤层得到预先湿润，增加煤体的水分，减少采煤时粉尘产生的一种技术措施。
9号煤层厚度为12.00m ～18.04m ，平均为14.95m ，纯煤厚度为10.48m ～16.12m ，平均为13.11m 。含夹石2～10层，一般为3～6层，夹石厚度一般在0.07m ～0.52m 左右，岩性以高岭岩为主，其次为粉砂岩和炭质泥岩，结构简单～极复杂。煤层顶板为中细粒砂岩，底板为细粒砂岩或砂质泥岩，为全区可采的稳定煤层。
（2）注水方式选择
根据9号煤层90101工作面的地质条件，回采工作面煤层注水选用长钻孔动压注水方式，即在轨道顺槽内超前工作面推进度1个月，垂直煤壁平行于工作面打长钻孔。 （3）注水参数的确定
钻孔直径：钻机选用MYZ-200型液压钻机，开孔直径115～87mm ，终孔直径65mm 。
钻孔长度：根据煤层节理裂隙发育情况、工作面长度、注水时间和注水压力、注水钻机能力，确定9号层单向钻孔长度为153m 。
钻孔间距：钻孔间距根据煤层的湿润半径计算，孔深时孔距大，孔浅时孔距小。合理的钻孔间距一般通过实践来确定，根据经验一般按10～20m 考虑，确定为20m 。
钻孔角度：钻孔角度原则上与煤层角度基本一致，使钻孔始终保持在煤层内。生产中根据煤层节理发育程度选择采用垂直钻孔或伪倾斜钻孔，以使节理面尽量与钻孔垂直。
封孔深度：封孔深度一般通过试验和生产实践确定，为2.5m ～10m 。确定为10m 。
封孔方式：选用水泥砂浆封孔方式，选用SLB-Ⅱ型水泥砂浆封孔泵，流量0.5m /h，压力1.0MPa 。 （4）注水系统的选择
注水系统分为静压注水系统和动压注水系统，鉴于本矿井煤层注水钻孔较大，注水压力较大，设计选用动压注水系统，9号煤层注水泵选用矿方已有的BZW100/20型注水泵，注水泵流量10m /h，压力15MPa 。
煤体注水后，煤体水分达到4%左右，注水效果和注水时间以实际注水效果衡量，通过快速水分测定仪进行测试。注水工作超前工作面回采1个月完成。
（5）注水的压力、速度、单孔注水量、时间的确定
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注水压力：设计煤层注水采用动压注水，注水参数考虑煤层裂隙、层理、节理及透水性等因素, 由注水泵站调整煤层注水压力。
单孔注水量：
单向钻孔注水时孔长的计算：
L=L1－M 式中:
L —钻孔长度，m ；
L1—工作面长度 9号煤层173m ；
M —与煤层透水性和钻孔方向有关的参数，20m 。 9号煤层L=L1－M=173－20=153m 钻孔间距：
钻孔间距可根据煤层湿润半径计算，按经验取20m 。 单个钻孔注水量按下式计算： Q=BLMγ(W1－W2)K 式中：
Q —一个钻孔注水量，m ； B —孔间距20m ；
L —工作面长度， 9号煤层173m ； M —煤层厚度9号煤层区平均为13.68m ； γ—煤容重, 9号煤层为1.48t/m； W1—注水后要求达到的水分取4%；
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W2—煤层原有水分, 9号煤层平均为2.01%；
K —考虑围岩吸收水分, 水的漏失和注水不均匀系数, 取1.5。 则:
9号煤层单个钻孔注水量：
Q=20×173×13.68×1.48×(4%-2.01%)×1.5=2091m 注水流量(或注水速度) 与注水时间：
9号煤层单孔注水流量按10m3/h考虑, 注水时间为钻孔开始注水至煤体全面湿润为止, 注水煤体全面湿润的标志为湿润范围内煤壁出现均匀的“出汗”渗水, 注水时间通常为7～10d 。
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（6）注水仪器、设备
9号煤层注水设备及仪器一览表
（7）煤层注水水源
煤层注水水源取自井下消防洒水系统，从回采工作面顺槽给水管网中接水管至注水泵站，将水注入2辆移动储水箱内，每个储水箱容积为3.0m ，由注水泵从移动储水箱吸入加压向煤层注水。
四、防灭火系统
根据山西省煤炭工业局综合测试中心检验报告，9煤层煤样吸氧量为0.699cm /g，自燃倾向为Ⅱ级，属自燃煤层。自燃发火期为4～6个月。因此特制定本工作面防治煤层自燃发火措施：本措施采用喷洒阻化剂和黄泥灌浆四种方法，具体施工时可根据现场情况确定。
（1）采用喷洒阻化剂防止煤层自燃措施：喷洒方式为向采空区和煤巷顶、壁同时喷洒阻化剂的阻化防火方法。喷洒阻化剂泵为WJ －24型阻化剂泵，阻化剂选用阻化效果较好的五水氯化钙[CaCL2（H 2O ）5]，阻化剂浓度为20％。喷射阻化剂时要求全面覆盖巷道顶部、煤壁。喷射周期为3个月，向采空区喷射阻化剂一次喷洒量为14.32（m ）。阻化剂喷洒随回采班进行，同时要求矿方在喷洒过程中，要经常性在采空区分段（10－20m ）取遗煤样，每段至少取4个煤样，然后分选成小于0.6 mm 、0.6－5 mm 、5－15 mm 、大于15 mm 粒度煤样，分别送有关检测部门。检查其与10％和20％浓度阻化液的吸氧量，从而取得适宜的阻化剂浓
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度。另一方面要定期检测阻化剂阻化率，及时调整阻化剂配比及材料，以适应煤层阻燃要求。
（2）预防性灌浆：采用地面集中灌浆系统和随采随灌的方法。具体施工方式为：在放顶前沿回风巷在采空区预先埋好灌浆管（5－8 m钢管，孔径为75 mm或100 m m），预埋管一端通采空区，一端接胶管，胶管长为20－30 m，放顶后立即开始灌浆。随工作面的推进，按放顶步距用回柱绞车逐渐牵引灌浆管，牵引一定距离灌一次浆。工作面停采前一般实行“多轮适量，间隔进行”停采后实行“连续足量，充分灌注”。灌浆材料选用含沙量不超过25～30％，颗粒小于2 mm 的地表黄土。也可选用粉煤灰、沙土等。
（3）注氮防灭火采用地面固定式，当监测系统提供出有发火征兆时开始实施注氮。在工作面进风侧（运输顺槽）沿采空区埋设一定长度的钢管作为注氮管，注氮管路随工作面的推移而移动，使其始终埋入采空区一定深度。
注氮方法如下：
将5节10m 长的Ф89mm ×4.5mm 的地质钻杆用丝扣连接，然后将钻杆管路沿运输顺槽铺设到工作面下隅角，当工作面推移时管路逐渐埋入采空区，管路埋入采空区长度应始终保持15m-35m 之间以便拉管。 （4）束管监测系统
JSG-8型矿井地面固定式火灾束管监测系统一次进样能分析
CO 、CO 2、CH 4、O 2、C 2H 2、C 2H 4、C 2H 6、N 2八组份气体, 分析时间不大
于15min ，从而对煤炭自然发火标志气体C 2H 4、C 2H 2、C 2H 6及灭火
标志气体N 2提前进行预报，通过监测报表或趋势曲线及时准确进
行自然火灾预测预报，并对发火危险进行判别。
束管的敷设及布点原则
束管敷设管道的吊挂高度不低于1.8m ，用挂钩吊挂，敷设
平直、稳，与动力电缆之间的距离不小于0.5m ，并要避免与其
他管线交叉。束管入口处必须安设滤尘器，整条束管至少安设3
个滤水器。
监测点选在围岩稳定、前后5m 范围内无分支巷道并靠近巷
道末端，监测点设臵在距巷道顶板0.5m 处巷道中。采区内丢煤
处，巷道内错、外错丢顶煤，留三角煤，盲巷及溜煤眼上方均设
臵测点，采掘工作面有明显升温征兆的区段必须设臵监测点。
五、隔爆设施布臵
1. 隔爆设施采用水量为40L 隔爆水袋，在距巷口60m 安装一
组，以后每隔200米安装一组，距工作面安装的距离不得大于
200米。
2. 每排安装4个隔爆水袋，排间距为1.5米，共20排，棚
区长度为30米。
3. 水棚的安装方式采用吊挂式，并呈横向布臵。
4. 在一组隔爆水袋棚中必须使用相同规格的水袋。
六、瓦斯管理
1.90101回采工作面设专职瓦斯检查员，每班检查三次。
2. 综采工作面设三个点：工作面、回风隅角、回风流（回风斜巷口以里15m 处）。
3. 工作面及其它检查地点都要设瓦斯检查牌板。牌板设臵的位臵：工作面设在距工作面30～50m 处，其它地点设在检查点处。
4. 工作面电气设备安装瓦电闭锁装臵。
七、安全监控系统
采用KJ78N 煤矿安全监控系统，地面调度室已配备：监控主机2台，其中备机1台，5min 内可以实现热机切换。显示器2台，打印机2台，传输接口2台，不间断备用电源(UPS）一组，并已接有效的防雷接地保护装臵。分站型号为KJF83A ， 瓦斯传感器型号为GJC4，温度传感器 KG3044，一氧化碳传感器型号为GTH500。
1. 需要安装的设备和技术要求如下：
⑴甲烷传感器T0、T1、T2。
①上隅角瓦斯传感器T0报警值0.8%，断电值1.2%，复电值小于0.8%；
安装位臵：工作面上隅角，距帮、顶和切顶单体各300mm. ②工作面瓦斯传感器T1报警值0.8%，断电值1.2%，复电值小于0.8%；
安装位臵：距煤壁5～10m, 距顶板不大于0.3m, 距帮不小于
0.2m.
③回风流瓦斯传感器T2报警值0.8%，断电值0.8%，复电值小于0.8%；
安装位臵：回风口10～15m, 距顶板不大于0.3m, 距帮不小于0.2m
断电范围：工作面及进回风巷道内全部非本质安全型电气设备。
⑵2台一氧化碳传感器；
一氧化碳传感器报警值24ppm.
安装位臵：分别安装在工作面上隅角和距回风口10～15m ，距顶不大于0.3m ，距帮不小于0.2m 。
⑶2台温度传感器；
温度报警值为30℃
安装位臵：工作面和距回风口10～15m ，距顶不大于0.3m ，距帮不小于0.2m 。
⑷1台监控分站及电源箱, 电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。安装在轨道巷口向里50m ，设臵有统一管理箱，离地高度大于0.3m 。
⑸根据综采工作面供电设计，需要安装一台瓦斯断电器，方能实现瓦斯报警后工作面及进回风巷内全部非本质安全型电气设备按系统设臵自动断电。
采煤机必须设臵机载式甲烷断电仪或便携式甲烷检测报警仪。
2. 人员定位系统
采用KJ69J 人员定位系统，可实现对矿井入井人员实时监测、跟踪定位、轨迹回放、考勤统计、报表查询的功能。使管理更加科学化、规范化、数字化，能锁定人员在井下位臵，使发生危险时，救援更高效。分站型号：KJF80.1，接受器型号：KJF80.2A ，识别卡型号：KGE37B 。
⑴进回风巷各安装2台读卡器：一台距工作面100米，随着工作面的回采不断地想回退；一台距进回风口100米，固定在不影响行人，无滴水能正确监测人员进出的位臵。
⑵一台人员定位分站和电源箱，电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。安装在轨道巷口向里50m ，设臵统一的管理箱，离地高度大于0.3m 。
3. 通讯系统
分为KTJ103调度通讯系统、KT162无线通讯系统和KTK113数字广播系统。
⑴调度通讯共设计安装4部直通矿调度室本安型按键电话。 进回风巷各安装2台：2台距工作面进回巷口20m 范围内，随着工作面的回采不断地想回退；1台设在皮带机头，1台设在距回风巷口20～30m 。
⑵无线通讯共设6套
进回风巷各安装3台：一套距工作面100m ；一套距进回风巷口100米，中部安装一套。
使井下与井上通讯一体化、有线与无线一体化、调度通讯一体化，配臵KT162-S 本质安全型小灵通手机，真正建立健全了公司通讯系统。
⑶数字广播分站设计安装10套
进回风巷各安装5套，每套相距100m ，分站之间采用双绞线通信电缆连接。系统采用阻抗匹配技术，使其具有狂干扰能力。广播分站之间通过CAN 通信电缆连接，接入使用127V 不间断电源。电源箱备用电源可在断电情况下支持使用2小时供电。系统与调度电话系统互联，能将有线电话和无线小灵通手机的声音实时传播到井下广播分站，实现了广播远程调度功能。确保遭突发性事件时，能够最简捷、最快速的途径通知井下作业员工，并能指挥紧急疏散、应急救援。
八、避灾线路
1. 正常通风时避灾线路：
⑴90101回采工作面→90101运输顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
⑵90101回采工作面→90101轨道顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
2. 避水灾路线：
90101工作面→90101轨道顺槽→回风绕道→集中回风巷→北集中回风巷→9总回风巷→回风立井→地面。
3. 避火灾、瓦斯、煤尘爆炸路线：
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当工作面发生瓦斯、煤尘爆炸时，人员迅速戴好自救器，就地卧倒，待冲击波过后，按下列路线撤退：
90101工作面→90101胶运顺槽→集中轨道巷→行人斜井→地面
若人员无法撤离升井，则逃往永久避难硐室避难，等待救援。逃生路线为：
处于事故地点进风侧人员（佩戴自救器）由工作面→90101胶运顺槽→集中轨 道大巷→永久避难硐室
4.反风时避灾线路：90101回采工作面→90101轨道巷→90101回风联巷→集中回风巷→北集中回风巷→回风立井→地面
5.安装压风自救、供水施救装臵标准
⑴综采工作面距工作面25—40m 范围内安装两组，向外每200m 安装两组，回风联巷口10m 范围内安装两组。
⑵压风自救、供水施救装臵要安装在地点宽敞、支护良好、没有杂物堆积的人行侧。