安徽金黄庄矿业公司
掘进工作面安全技术措施
工程名称：后一采区第二中部车场（-717m）
石门揭穿B2煤层防突安全技术措施编制人：
施工负责人:
施工单位：浙东公司金黄庄矿建项目部
编制日期： 2012 年 2月
作业规程（措施）会审记录
规程（措施）名称后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层防突安全技术措施
编制单位浙东公司金黄庄矿建项目部2012年2月26日
部门或职务姓名专业职称会审日期
工程技术科
机电科
安全科
总工程师
建设单位审查人员签字
部门姓名时间
编制人年月日单位负责人年月日矿建年月日地测年月日通防年月日机电运输年月日安监处年月日总工程师：
年月日
目录
一、概况 (3)
二、防突设计执行情况 (3)
（一）前探钻孔 (3)
（二）预测预报 (5)
（三）防突措施 (7)
（四）防突措施效果及检验 (9)
三、安全防护及技术管理措施 (11)
（一）通风、抽采、供电系统 (11)
（二）安全设施 (16)
（三）远距离放炮 (17)
（四）其他管理措施 (19)
（五）避灾 (21)
四、组织管理 (22)
五、相关图纸 (23)
安徽金黄庄矿业公司
后一采区第二中部车场（-717m）
石门揭穿B2煤层防突安全技术措施
一、概况
1、工程概况
后一采区第二中部车场（-717m）石门，标高-717.58m。巷道断面设计为半圆拱，采用锚网喷
支护，巷道断面规格为B×H =4.0m×3.5m。附近采掘情况：目前正在施工的有后一采区第三中部车
场（-757m）石门，其它无采掘活动。
2、目前后一采区第二中部车场（-717m）石门已掘进至（导1点向前14.7m），B2煤层法距10m
位置。本次揭煤由浙东公司金黄庄矿建项目部承担。
3、地质情况
施工后一采区回风上山时对后一采区轨道上山南侧B2煤层进行了探查，根据钻孔揭露B2煤层
的厚度为2.16m，倾角在9-10°。
根据三维地震勘探资料，后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤地点50米范围内未发现断
层，煤层赋存正常。在巷道底板距煤层法距20米、10米时施工探煤孔，对煤层赋存状态进行详细
探查。
煤层顶板：粉砂岩、灰黑色，粉质结构，块状构造，局部斜层理发育，断口～参差状。厚度B
2
5～7m，平均6m。
B
煤层底板：细砂岩：浅灰色，矿物成分以石英为主，长石次之，泥硅质胶结，上部有0.5m 2
左右的粉砂岩薄层。
煤层为突出煤层，黑丝，粉末状，以暗煤为主，夹少量亮煤条带，能搓成粉状，硬度小，强B
2
度低。
4、为保证安全揭过B2煤层，严格执行《后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层专
项防突设计》及批复意见要求，认真进行了前探和瓦斯压力测定工作，并取B2煤层煤样，测定了
煤层相关指标。
5、经区域预测，工作面有突出危险，按照揭煤方案，在距煤层法距10m位置向右帮拨门，与
巷道中线成30°夹角，错过后一采区第二中部车场（-717m）石门2m后再按原石门方位，以11.4°
施工上山40m作为石门专用抽采巷，在距离B2煤法距7m处，施工穿层钻孔预抽煤层瓦斯区域防突
措施。在预抽区域内瓦斯抽采率达43.22%以后进行了措施效果检验，效检指标均小于临界值且效检
孔施工过程中无顶钻、喷孔等动力现象。为确保安全，特编制此措施。
二、防突设计执行情况
（一）前探钻孔
1、-717m车场石门法距23m探煤情况
-717m车场石门掘进导9点前30m，距B2煤层法距23m停止掘进，对B2煤层赋存情况进行初步探查。
表1 -717m车场石门法距23m钻孔实际参数表
孔号方位
（°）
倾角
（°）
见煤深
（米）
终孔深
（米）
孔口标高见煤标高揭煤伪厚/真
厚
1 81°0°98.3 102.5 -716.5.5 -716.5 4.2（伪厚）
2 81°-70°21.4 23.5 -717.5 -737.609 1.5（真厚）
3 81°-11°36.9 40.1 -717.5 -727.041 2.7（伪厚）
4 81°-34°23.7 25.7 -717.
5 -730.753 2.0（伪厚）
5 81°-6°48 49.
6 -717.5 -722.51
7 1.6（伪厚）
6 64°-10°41.3 42.9 -715.3 -722.472 1.6（伪厚）
7 93°-6°53.5 55.5 -716.3 -721.892 2.0（伪厚）
8 81°-3.5°65.2 66.9 -717.5 -721.518 （伪厚）
-717石门
车场绕道B 2煤
9m
瓦斯异常点
-717
2号:倾角-70°
孔深21.4m 见煤
1号:倾角:0° 孔深98.3m见煤
3号:倾角-11° 孔深36.9m见煤
5:-6° 48m
4号:倾角-34° 孔深23.7m见煤
8:-3.5° 65.2m
6:-10° 41.3m
1.6m
7:-6° 53.5m
2.0m
-717
图1 -717m 车场石门法距23m 探煤实测图
经探查，煤层赋存基本正常。2号孔与4号孔之间煤层倾角29°，3号孔与5号孔之间煤层倾角为10°，说明煤层倾角逐渐变小。煤层距巷道的岩柱有2号孔的21.4米，到8号孔的4米。煤层距巷道越来越近，巷道在98.3米揭B2煤。
2、-717m 车场石门法距10m 探煤情况
-717m 车场石门掘进导11点前34m ，距B2煤层法距10m 停止掘进，对B2煤层赋存情况进一步探查。
表2 -717m 车场石门法距10m 钻孔实际参数表 孔号 方位 （°） 倾角 （°） 见煤孔深 （米） 终孔深 （米） 孔口标高 见煤标高 揭煤伪厚/真厚
1 81° 0°
60.5
63.1 -716.3 -716.3 2.6（伪厚） 2
81°
-14° 22.8
23.8
-717.5
-723.0
1.0（真厚）
3 81° -3° 34.
4 34.4 -716.8 -719.06 （伪厚） 4 81° -9°
30.97
32.57 -717.5 -722.4 1.6（伪厚） 5 121°25′ -10° 31.53 33.93 -717.5 -722.97 2.4（伪厚） 6 65° -9° 31.5 33.9 -717.5 -722.4 2.4（伪厚） 7
81°
+5°
未见煤
84.4
-716.0
-708.64
车场绕道
B 2煤
-717石门法距10米煤层实测剖面图
1-2号:倾角-70° 孔深21.4m 见煤
1-1号:倾角:0° 孔深98.3m 见煤
1-3号:倾角-11° 孔深36.9m 见煤
1-5号:倾角-6° 孔深48m 见煤
1-4号:倾角-34° 孔深23.7m 见煤
1-6号:倾角-3.5° 孔深65.2m 见煤
第一次探煤位置
第二次探煤位置
-717石门
-717.7
-737.61-1-730.71-4-724.5
1-3-722.5
1-5-721.5
1-6-716.5
1-1-717石门法距10m煤层实测平面图
2-1号:倾角:0° 孔深60.5m 见煤 穿煤：2.6
-716.6
2-12-2号:倾角:-14° 孔深22.8m 见煤 穿煤：1.0
2-3号:倾角-3°
孔深34.4m 见煤
2-4号:倾角:-9° 孔深30.97m 见煤 穿煤：1.6
-722.4
2-6-722.97
2-5-708.64
2-7-724.7
1-5-722.7
1-8-734.9
测2号-731.0
测1号B2煤
C1煤
图2 -717m 车场石门法距10m 探煤实测图
本次施工基本符合设计要求，本次施工的0°钻孔和-717法距20米时施工的0°钻孔有10.4米的出入，主要原因可能是钻孔施工后未进行测斜，而-717法距20米施工的0°钻孔距离较远，偏差较大造成。根据-717石门法距20米探煤结果和本次探煤结果综合推断，煤层赋存基本正常。1-2号孔与1-4号孔之间煤层倾角29°，1-3号孔与1-4号孔之间煤层倾角为19°，2-2号孔与2-3号孔煤层倾角平均为8°，说明煤层倾角逐渐变小。煤层距巷道的岩柱有1-3号孔的7.15米，到1-5号孔的5米。煤层距巷道越来越近，巷道在60.5米揭B2煤。
（二）预测预报
-717m 车场石门法距10m 施工探煤钻孔，同时对B2煤层的瓦斯压力进行测定，其值为1.73MPa 。在距B2煤层法距7m 时对B2煤层瓦斯压力进行测定，具体测压钻孔施工参数见表3，测压表见附表
1。
表3 距煤层法距7m 处瓦斯压力测定结果
编号 方位角/° 倾角/° 深度/m 开孔距巷中/m 瓦斯压力/MPa 备注 1# 8.8 -45 27 1.8 0 向外涌水未测压
2# 171.2 -40 19 1.8 1.7 测B 2 3#
138.2
-25
25
1.8
1.73
测B 2
注：以正北方向为0°，顺时针为正方向
图3 -717m车场石门2#压力曲线
0.20.40.60.811.21.41.61.822011.11.30
2011.11.30
2011.11.30
2011.12.1
2011.12.1
2011.12.2
2011.12.2
2011.12.3
2011.12.3
2011.12.4
2011.12.4
2011.12.5
2011.12.5
2011.12.5
2011.12.6
2011.12.6
2011.12.6
时间
数值(M P a )
系列1系列2
图4 -717m车场石门3#压力曲线
0.20.40.60.811.21.41.61.822011.12.3
2011.12.3
2011.12.3
2011.12.3
2011.12.4
2011.12.4
2011.12.4
2011.12.4
2011.12.5
2011.12.5
2011.12.5
2011.12.5
2011.12.6
2011.12.6
2011.12.6
2011.12.6
2011.12.6
时间
数值（M p a ）
3#-13#-2
从图3可以看出，11月3日2#表在装表后开始有读数，达到1.6 MPa ，12月1日早班进行拆表放水，安表后压力表读数为0.35MPa ，其后直线上升达到1.75MPa ；12月3日早班又进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa ，其后直线上升达到1.7MPa ；12月5日早班再次进行拆表放水，安表后压力表读数为0.18MPa ，其后直线上升达到1.7MPa ；12月6日拆除压力表。
从图4可以看出，12月3日3#表在装表后开始缓慢上升至0.4MPa 后，直线上升达到1.73MPa ；12月5日早班进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa ，其后直线上升达到1.66MPa ；12月6日夜班再次进行拆表放水，安表后压力表读数为0MPa ，其后直线上升达到1.16MPa ，然后起伏上升。
从所测数据来看，-717m 车场石门B2煤层实测瓦斯压力为1.75MPa 。 2、煤层原始瓦斯含量
测定B2煤层压力为1.75MPa （包含水压），测定B2煤层的瓦斯含量为9.79m3/t ；B2煤层瓦斯突出参数见表4。
表4 煤层瓦斯含量及成分测定结果
孔 号 煤层 名称 采样 深度
瓦斯自然成份（%） 瓦斯含量（m 3/t ） N 2
CO 2
CH 4
C 2H 6
C 3H 8 重烃
CO 2 CH 4 C 2H 6 C 3H 8 重烃 1 B 2上 854.25 4.33 6.30 83.08 2.63 3.00 0.65 0.77 9.79 0.30 0.35 0.12
3、煤样实验室分析
在-717m 车场石门施工测压孔期间，取样对B2煤层瓦斯参数进行测试。实验室测得瓦斯放散初
速度△P为17、168、17.2mmHg，坚固性系数f为0.39。
表5煤层突出参数实验室测定结果
煤层瓦斯放散初速度△P/mmHg 坚固性系数f 备注
B2 17 /16.8/17 0.39
4、预测指标分析
采用钻屑瓦斯解析指标法进行预测煤层突出危险性，钻屑瓦斯解吸指标的突出临界值，应根据实测数据确定，如无实测数据，可参考表6中所列的指标值预测突出危险性。
表6 钻屑指标法预测石门揭煤工作面突出危险性的临界值表
钻屑解吸指标临界值
△h2 /Pa K1 / mL/（g min1/2）
干煤200 0.5
湿煤160 0.4
选用表6中任一指标进行预测时，当指标超过临界值时，该工作面预测为突出危险工作面；反之为无突出危险工作面。
在距离煤层法距10m左右对煤层指标进行测试作为危险性评价的参考指标。指标预测情况见表7。
表7 预测孔指标预测情况
序号αβ孔长/m △h2/Pa K1 / mL/（g min1/2）有无突
出危险
备注
1# 171.2 -40 19 170 0.3 有湿煤1# 171.2 -40 19 260 0.07 有干煤
注：以北东方向为0°，顺时针为正方向
5、突出危险性分析
通过上述分析可以看出，B2煤层的坚固性系数为0.39，B2煤层取样三个，瓦斯放散初速度分别为17mmHg、16.8 mmHg、17.2 mmHg，B2煤层的坚固性系数、瓦斯放散初速度超过国家规定值，煤层瓦斯含量为9.79m3/t，超过《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的8m3/t临界值。同时满足突出煤层的要求，故此处揭煤按突出煤层程序进行，采取区域性消突措施。
（三）防突措施
为保证安全揭过B2煤层，严格执行《后一采区第二中部车场（-717m）石门揭穿B2煤层专项防突设计》及批复意见要求，采取以下措施：
（1）、在距煤层法距10m 位置向右帮拨门，与巷道中线成30°夹角，错过后一采区第二中部车场（-717m ）石门2m 后再按原石门方位，以11.4°施工上山40m 作为石门专用抽采巷，进行打钻抽采消突。
（2）、抽采钻孔施工情况
1、在距离B2煤法距7m 处开始施工抽放钻孔（2012年1月6日），至2012年2月7日，抽放钻孔施工结束，共施工钻孔180个。所有钻孔在控制范围内均匀布孔、终孔间法距不大于3m 、总计抽采钻孔180个，总工程量5126.5m ，钻孔参数设计见表2。
2、所有一次穿透全煤、进入煤层底板不少于0.5m 、孔径91mm 、封孔段长度不小于5m 、封堵严密。
3、在施工抽排钻孔后，进行了3次压风扫孔，共冲出煤量为12t 。 （二）抽排瓦斯量统计
根据现场实际条件，抽放钻孔在施工期间采用压风扫孔，对在2012年1月5日至2012年2月5日施工排放钻孔期间，及在2012年2月7日至2009年2月8日~14日进行三次压风扫孔，瓦斯自然排放进行统计共计41天，共排放瓦斯5323.68m3，风排瓦斯量详见见附录3。
根据瓦斯抽放设计，于2012年1月7日对抽排钻孔合茬抽放。
根据抽放系统参数测定数据资料，对每日瓦斯浓度变化情况进行了统计整理，抽放时间段为2012年1月5日至2012年2月24日，共抽放瓦斯52天。具体见附录4。其浓度变化图如图7所示。
抽采统计表
1020304050602012-01-17 10
2012-01-18 132012-01-19 162012-01-20 192012-01-21 222012-01-23 002012-01-24 032012-01-25 062012-01-26 092012-01-27 122012-01-28 15
2012-01-29 182012-01-30 212012-02-01 002012-02-02 032012-02-03 062012-02-04 092012-02-05 122012-02-06 152012-02-07 182012-02-08 212012-02-10 002012-02-11 032012-02-12 062012-02-13 09
时间
数值
系列1
图7 抽放系统瓦斯浓度随时间变化图
在此期间，则瓦斯抽放量为19021.2m3。 B2煤层组瓦斯抽排总量共计为24344.88m3。
从图7中可以看出，开始合茬抽放时，瓦斯浓度较小，随着抽放时间的延长，瓦斯浓度逐渐增高至7%（除探头异常期间），然后缓慢下降，最终平稳在2%。
（四）防突措施效果及检验
控制范围内煤体瓦斯预抽率η0> 43.22%，根据揭煤设计及批复意见要求，采用煤体残余瓦斯含量Wc、残余瓦斯压力Pc对采取的防突措施进行效果检验，具体如下：
（1）在瓦斯抽排过程中采用“抽放”——“水力冲孔、压风扫孔”——“抽放”技术。B2煤层瓦斯储量详见表6-1。
表8B2煤瓦斯储量统计计算表
煤层厚度
/m
巷道轮廓线外
/m
煤容重
/t/m3
煤层瓦斯含量
/m3/t
煤储量
/t
瓦斯储量
/m3
B2 2.5 左12.1右12.3 1.37 9.79 5019.856322.2
*根据地测技术部提供资料，煤层平均倾角按照11.4°计算。
从表中可以看出排放影响范围内，B2煤储量为5019.8t，瓦斯储量为56322.2m3。
（2）抽排率计算
抽排率统计分析见表6-2。
表9 抽排率计算表
煤层煤总储量/t 瓦斯总储量/m3抽排量/m3抽排率/% B2 5019.856322.224344.6843.22 （3）残余瓦斯含量
根据抽排率，算出的揭煤处中组煤层残余瓦斯含量见表6-3。
表10 残余瓦斯含量计算
煤层煤层瓦斯含量/m3/t 排放率/% 残余瓦斯含量/ m3/t
B2 9.79 43.22 6.37
分析上述各表，经过长时间的排放，残余瓦斯含量已经低于《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的8m3/t以下。
（4）、残余瓦斯压力
在煤层法距7m处进行区域预抽煤层瓦斯钻孔施工，钻孔施工结束后，三次压风扫孔、水力冲孔。于2012年2月15日对预抽区域进行区域检验，测定钻孔钻屑瓦斯解析指标△h2 和K1值，分别为110Pa和0.09/mL/g.min-1/2（干煤），同时进行瓦斯压力和含量测定取样，至2月25日瓦斯压力值均为0MPa具体测试情况见表11。
表11 残余压力含量钻孔布置
序号αβ孔长/m 压力值/MPa 含量m3/t 备注补1# 84.7 -2 47 0 未超标2# 18.4 -28.5 22 0 未超标3# 84.7 -18. 26 0 未超标4# 101.7 -17 28 0 未超标从表中基本可以看出，煤体残余瓦斯压力为0MPa，低于临界值0.74MPa。
（5）、冲煤扫孔情况
经过三次压风冲煤扫孔后，共冲扫出煤量为12t，占副井抽排钻孔控制范围内煤炭储量的0.24%。
（6）、总结
经过41天的抽排，共抽排瓦斯24344.68m3，瓦斯排放率达到43.22%，残余瓦斯压力降至0MPa，相关考察指标情况总结如下表11。
表12 残余瓦斯压力考察钻孔数据统计分析
煤层
原始瓦
斯含量/m3/t
原始瓦斯
压力/MPa
残余瓦斯含量
/m3/t
残余瓦斯
压力/MPa
抽采规定
是否
达到要求
瓦斯含量
/m3/t
瓦斯压力
/MPa
B2 9.79 1.7 6.37 0 8 0.74 是
煤层预测指标（max）效检指标（max）规定（湿煤）
是否
达到要求/Pa
K1
/mL/g.min-1/2
△h2
/Pa
K1
/mL/g.min-1/2
△h2
/Pa
K1
/mL/g.min-1/2
B2260 0.07 110 0.09 200 0.5 是备注：表中数据统计至2月25日
从表中可以看出，经过长时间的抽排，瓦斯抽放率、残余瓦斯含量、残余瓦斯压力及钻屑解析指标均降至临界值以下。
（7）、结论
根据以上参数分析，结合现场实际情况可以得出以下结论：
1、根据区域防突措施钻孔反演图，确定抽放钻孔均匀布置，能够均匀的抽放控制范围内的煤层瓦斯。
2、预抽B2煤层瓦斯范围的残余瓦斯压力已经降低至0MPa，残余瓦斯含量为6.37m3/t，低于
《防治煤与瓦斯突出规定》与《煤矿瓦斯抽采基本指标》规定的临界值（0.74MPa）和8 m3/t。
根据《防治煤与瓦斯突出规定》和《安徽省煤矿瓦斯治理和综合利用办法》皖政办【2011】62号的相关规定，上述指标可以判定抽采钻孔有效控制范围内已具备揭露B2煤层条件。
（五）工作面验证
工作面距B2煤层法距2m前，采用钻屑指标法进行工作面验证。钻孔为3个，其中有1个钻孔控制到揭煤处巷道轮廓线外5m。
验证指标△h
2
＜/Pa 200，K1＜0. 5ml/ (g.min1/2)，且验证钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象，方可进尺，否则必须补充局部防突措施。
三、安全防护及技术管理措施
（一）通风、抽采、供电及监控系统
1、通风系统
1）风量计算
①按工作面同时工作最多人数计算：
Q
1
=4N=4×12=48m3/min
Q
1
---- 风量，m3/min
N ---- 工作面同时工作最多人数，取12
②按瓦斯绝对涌出量计算：
Q
2
=qk/c
Q
2
---- 风量，m3/min
q ---- 瓦斯平均绝对涌出量，m3/min
C ---- 回风瓦斯控制浓度，取0.8%
按照国家行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006），掘进工作面瓦斯涌出来源包括两部份，一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯，以此来预测瓦斯涌出量。
B
2
煤层厚2.5m，掘进巷道净断面12.28m2，工作面推进度按照一天进尺2.5m计算，则平均掘进速度为0.00174m/min；煤层容重1.37t/m3；
q=q
3+q
4
q
3
——为煤壁瓦斯涌出量，按照下式计算
q 3=D·v·q
（2L0.5／1-v 0.5）
D——巷道毛断面周长。D=13.751m。
v——平均掘进速度，0.00174m/min
L——巷道长度，瓦斯涌出只考虑煤层段长约为14m
q
=煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min
q 0=0.26【0.0004（V
r
）2+0.16】W
V
r
——挥发份，查《详查报告》为35.18%；
W
——煤层原始瓦斯含量，为9.35 ml/g，
计算得：q
=0.389 m3／m2·min
q
3
=0.08 m3/min
q
4
——掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min
q 4=S·v·r(W
-Wc)
S——掘进巷道毛断面；为13.751m2 v——平均掘进速度，0.00174m／min
r——煤的密度，为1.37t／m3；Wc——煤的残存瓦斯含量，5.15 m3／t；
q
4
=0.14 m3/min
q=q
3+q
4
=0.22m3/min
k ---- 瓦斯涌出不均衡系数，取2；
Q
2
=qk/c=100×0.22×2/0.8=55m3/min
③按炸药消耗排烟量计算：
Q
3
= 7.8 [KA(S·L)2 ] 1/ 3 / T =156m3/min 其中：T──排烟时间，取30min;
A──同时爆破炸药量25.35kg;
L──最远通风距离150m；
S──巷道掘进毛断面积13.751m2；
④风量取大值：Q
1＜Q
2
＜Q
3
＝Q＝156m3/min
⑤风速验算：
巷道揭过煤段施工，最低风速0.25m/s，最高风速为4m/s。
工作面最大断面S
max
=13.751m2
Q min =0.25×S
max
×60=0.25×13.751×60＝207m3/min；
Q max =4×S
max
×60=4×13.751×60=3301m3/min；
Q
min
＞Q=207m3/min；
故掘进工作面所需最小风量 Q
掘
＝207m3/min。2）局部通风机选型
①局部通风机工作风量计算
按照风筒百米漏风率1.5％计算，巷道过煤期间风筒最大长度为810m，则局扇需风量为：
Q
局＝Q
掘
/（1－1.5%×810/100）＝236m3/min
②局部通风机工作风压计算
h
全=1.1R·Q
局
· Q
掘
R——压入式风筒总风阻，由摩擦风阻和局部风阻组成，该巷道只有两个风筒弯头，则查Φ800柔性风筒百米风阻为0.00146 N·S2／m8，考虑风向关系，局部阻力按摩擦阻力的10％计算。
R=0.00146×810÷100=0.011826
h
全
=636Pa
根据上述计算，后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤期间可选用二台FBD№6.3/2×30型对旋局部通风机，一备一用，两路电源供电并自动切换；设一路Φ800㎜强力胶质风筒到工作面5m 以内。
表13 局部通风机参数
风机型号功率（kw）风压（Pa）风量（m3/min）配套风筒
FBD№6.3/2×30 2×30 360～6300 260～630 Φ800mm强力胶质风筒3）、局部通风系统:
巷道距揭煤煤层距离10m前，必须建立揭煤安全防护系统和独立的、可靠的通风系统，通风设施应牢固可靠，保证系统稳定，风量符合本设计，并对设施进行检查、维修。巷道通风路线为：进风流：地面→副井→-800m水平井底车场→局部通风机→经风筒至后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头
回风流：后一采区第二中部车场（-717m）石门掘进工作面迎头→后一采区第二中部车场→-800m 回风上山→-800m回风上山上车场→-650m回风大巷→风井→地面
4）、通风设施
副井井底车场轻、重车线、临时变电所西侧、变电所通道西侧各安设2道正反向风门，在外水仓联络巷建一道永久密闭墙，临时水仓入口建一道调节风窗，必须使用防止风流逆流的翻板。风门设置具体位置见通风系统图。
每组正反向风门不得少于2道，风门之间的距离不得小于4m，风门墙垛用砖石混凝土砌筑，嵌入巷道周边基岩深度不得小于0.2m，墙垛厚度不得小于0.8m，门框和门采用坚实木质结构，门框厚度不得小于100mm，风门厚度不得小于50mm，风门转动灵活、使用正常、牢固可靠。
人员进入揭煤工作面作业时反向风门必须打开、顶牢，放炮及无人期间，反向风门必须保持关
闭。通过风门墙垛的风筒、水沟、调节风窗等，必须设置逆向隔断装置，确保揭煤通风系统的独立性、稳定性、可靠性。
2、抽采系统
-353型水环式真空泵，一台工作，一台备用，管路为永久抽采系在地面抽采泵站安装2台2BE
1
统高浓度管路，规格为DN480。
地面抽采泵→地面抽采瓦斯管路→风井抽采瓦斯管路→-650m回风大巷抽采瓦斯管路→后一采区-800m回风上山抽采瓦斯管路→后一采区第二中部车场（-717m）石门抽采瓦斯管路→石门揭煤工作面抽采钻孔。
3、供电系统
（1）、供电系统（见附图）：一路来自井下临时变电所1 # 500KVA变压器，供掘进迎头及备用风机，另一路来自井下临时变电所2 # 500KVA变压器专供主风机。
（2）、井下电气设备布置（见附图）情况：后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面及其回风系统主要设备有：3台45kw的钻机、18.5 kw泥浆泵、5.5kw喷浆泵。
（3）、电气管理
①强化电器设备检修，揭煤所使用的电器设备必须台台完好，供电线路绝缘良好，各种电气保护灵敏可靠。
②揭煤期间各施工单位每天必须有专职电工对迎头电器设备防爆性能检查、检修一次，相关单位必须有专职电工对回风流电器设备防爆性能检查、检修一次，杜绝电器设备失爆、失保。
③确保保护灵敏可靠。
漏电保护试验必须每天一次，并做好记录，由专人管理。
揭煤前做一次远端漏电试验，揭煤期间严禁做此试验。
揭煤期间，风电闭锁、瓦斯电闭锁及局扇开关自动切换必须每天试验一次，确保灵活可靠，并做好记录。
风电、瓦斯电开关停电后，必须验电、放电，确认无误后汇报矿调度所，并安排专人看管。
揭煤期间，每天必须对井上下口等所有照明综保进行试验，确保其完好，并做好记录。
④专人看管局扇。
⑤严禁带电检修或搬迁电器设备和电缆。
⑥严格停送电制度：检修或搬迁电器设备、电缆前，必须切断电源，检查瓦斯，在其巷道风流中瓦斯浓度低于0.8%时，再用与电源电压相适应的验电笔检验。检验无电后，方可进行导体对地放电。开关把手在切断电源时必须闭锁交悬挂停电牌。
(4)、揭煤停电步骤：
①揭煤期间，各单位固定安排2名电工跟班，熟悉此范围的供电系统电气设备和停电范围内需停电的电气设备。
②放炮前，需通知调度后停电，把撤人区域的所有电气设备停电，但保持局扇正常供风。
1)井下停电顺序：
后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面停电顺序：
由迎头低压依次向变电所高压停电，即先把工作面的动力电气设备开关（Q-1、Q-2、Q-3、Q-4、Q-5）关闭，K-7动力分馈电开关关闭并挂牌。
2)其他掘进迎头工作面停电顺序：
由迎头低压依次向变电所高压停电，各迎头动力电气设备启动开关关闭，控制迎头分馈电开关（K-2，K-4、K-6）关闭并挂牌。
送电顺序相反。
(5)、馈电开关整定计算如下：
动力电缆使用MY50平方电缆，载流量为180A，迎头总负荷为159kw；。能满足施工要求。
5.1、后一采区第二中部车场（-717m）石门揭煤工作面：
5.1.1、控迎头馈电开关（k-7）
电缆换算长度：
LH=800×0.73+(20+20+20)×1 =644米
最远端二相短路值：查表Id2=1120A
馈电开关整定值：
Iz=45×1.15*6+(45+45+18.5+5.5)*1.15=441A
校验：Id/Iz=1120/441=2.5≥1.5 合格
馈电开关过载整定值：（45+45+45+18.5+5.5）×1.15=183A
取Ie=183A<200A 合格
ⅱ、馈电开关（k-5）
电缆换算长度：
LH=80×1.37=110米
最远端二相短路值：查表Id3=4752A
馈电开关整定值：Iz=30×2×1.15×6=414A
校验：Id/Iz=4752/414=11.5≥1.5 合格
馈电开关过载整定值：（30+30）×1.15=69A 取Ie=69A<200A 合格 ②局专馈电开关 ⅰ、局专馈电开关(k-3)
电缆换算长度：LH=10×0.53+80×1.37=115米 最远端二相短路值：查表Id11=4632A 馈电开关整定值：Iz==30×2×1.15×6=414A 校验：Id/Iz=4632/414=11.2≥1.5 合格 馈电开关过载整定值：（30+30）×1.15=69A 取Ie=69A<200A 合格 4、监控系统
（1）监控中心应完善监测系统，在距迎头3～5m 处安装瓦斯监测探头T 1高低浓度传感器，且使T 1≥0.8%时能自动切断掘进巷道内全部非本质安全型电气设备电源；在后一采区第二中部车场（-717m ）石门与-800m 回风上山交汇点以里10m ～15m 位置安设探头T 2高低浓度传感器，且使T 2≥0.8%时能自动切断掘进巷道内及回风流中全部非本质安全型电气设备电源。
（2）复电方式：T 1、T 2<0.8%以下时方可人工复电。
（3）《煤矿安全规程》第149条规定的人员，下井时必须佩带便携式瓦斯报警仪；工作面迎头必须悬挂瓦斯便携仪，并要做到灵敏可靠。
（4）每小班设1名专职瓦检员，对巷中瓦斯情况进行测定并负责检查各瓦斯探头和开关附近瓦斯情况，恢复送电前对开关附近瓦斯情况进行检测。若有异常情况，及时汇报调度所。
表15 瓦斯传感器断电范围 （二）安全设施
（1）爆破喷雾：后一采区第二中部车场（-717m ）石门迎头往后10～15m 范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾1道， 迎头往后50m 范围内安设能覆盖巷道全断面的净化喷雾2道。掘进工
瓦斯传感器
报警点
断电点
复电点
断 电 范 围
T1 ≥0.8%CH4 ≥0.8%CH4 ＜0.8%CH4
揭煤巷道及其回风系统内全部非本质安全型电气设备（含电缆）。 T2 ≥0.8%CH4 ≥0.8%CH4 ＜0.8%CH4
揭煤巷道及其回风系统内全部非本质安全型电气设备（含电缆）。
说明：复电方式为人工复电