矿井延伸防突设计(修编).docVIP

河南煤业化工集团鹤煤公司河南煤业化工集团鹤煤公司 第六煤矿第六煤矿 三水平延深防突设计（修编） 说 明 书 鹤煤公司六矿鹤煤公司六矿 二二九年九月九年九月 鹤壁煤电股份有限公司 第六煤矿 三水平延深防突设计（修编） 说 明 书 编编 制：牛制：牛现伟现伟 审审 核：核： 总总工程工程师师： ： 鹤煤公司六矿鹤煤公司六矿 二二九年九月九年九月 目 录 前前 言言.1 第一章第一章 地质概况地质概况.5 第一节 地质构造.5 第二节 煤层情况.8 第三节 瓦斯地质.9 第四节 对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题.10 第二章第二章 三水平开拓及开采方式三水平开拓及开采方式.12 第一节 开拓方式及开采顺序.12 第二节 采区巷道布置及采煤方法.13 第三节 供电及通讯.14 第三章第三章 矿井通风矿井通风.16 第一节 概 况16 第二节 矿井通风.17 第四章第四章 防突设计防突设计.23 第一节区域综合防突措施.23 第二节 局部综合防突措施.28 第五章第五章 矿井安全监测监控矿井安全监测监控.45 第一节 概 述45 第二节 监测地点的确定.46 第三节 井下各类传感器装备量.47 第五章第五章 突出事故处理预案突出事故处理预案.48 第一节 突出特点.48 第二节 突出事故处理预案.49 第三节 矿井救护.52 前前 言言 根据新实行防治煤与瓦斯突出规定，原有防突设计已不符合现 行规定要求，因此对 2003 年 4 月鹤煤公司设计处编制的六矿三水平 延伸防突设计进行修编。 六矿井位于鹤壁市东，与市区紧邻，南与八矿相接，西北与五矿、 三矿相邻，隶属鹤壁市鹿楼和石林乡。地理位置为：东径 114 10371141328，北纬 355249355823。煤矿东距京广铁路 17km，北距安阳李珍铁路 20km，鹤壁汤阴铁路与京广铁路相接， 鹤壁至安阳、汤阴均有公路相通，交通便利。 六矿 1964 年投产，设计生产能力为 75 万 t/a，经改扩建后，生产 能力提高到 120 万 t/a，核定生产能力 130 万 t/a，目前生产水平为二 水平，标高为-300m， 三水平处于开拓延伸中。 一、一、设计依据设计依据 1、2003 年 4 月鹤煤公司设计处编制的六矿三水平防突设计； 2、六矿地质、通风、机电、设计等相关资料； 3、2009 年 8 月 1 日实施的防治煤与瓦斯突出规定。 二、二、设计的指导思想设计的指导思想 认真贯彻执行防治煤与瓦斯突出规定要求，防突工作坚持区域 防突措施先行、局部防突措施补充的原则，做到突出矿井采掘工作 “不掘突出头，不采突出面”。 区域综合防突措施包括： 1、区域突出危险性预测； 2、区域防突措施； 3、区域措施效果检验； 4、区域验证。 局部综合防突措施包括： 1、工作面突出危险性预测； 2、工作面防突措施； 3、工作面措施效果检验； 4、安全防护措施。 我矿三水平执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下： 坚持“安全第一，预防为主”的方针，结合本矿井的地质特点及设 计情况，全面分析矿井建设与生产的安全技术条件，合理确定本矿井 区 域 措 施 效 果 检 验 每 掘 10 到 50 m 进 行 区 域 验 证 工 作 面 预 测 工作 面措 施效 果检 验 执 行 安 全 防 护 措 施 后 采 掘 作 业 工作 面防 突措 施 执行 安全 防护 措施 后采 掘作 业 区 域 防 突 措 施 的安全技术装备标准，提出切实可行的安全生产技术措施和安全设施。 真正做到为今后的安全施工和生产创造良好的条件，为职工的生命安 全及矿井的生产管理提供可靠的安全保障。 三、编制内容依据的法律、条例、规程、规范 1、中华人民共和国煤炭法 2、中华人民共和国矿山安全法 3、煤矿安全监察条例 4、煤矿安全规程 5、煤炭工业设计规范 6、矿井通风安全监测装置使用管理规定 7、防治煤与瓦斯突出规定 三、设计的主要特点及安全评价三、设计的主要特点及安全评价 1、矿井通风系统为混合抽出式，主井、新副井、老副井、中央风 井进风，小庄风井、东风井回风，两个风井均设有返风道，矿井通风系 统比较复杂。 2、六矿井属煤与瓦斯突出矿井，矿井建有安全监测系统，井下各 工作地点配置了相关的安全仪器，能够对各作业地点进行监测、监控， 避免瓦斯爆炸事故的发生。 根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，设计对危害六矿 安全生产的各种因素进行了详细的分析研究，提出了相应的安全防治 技术措施，尤其对可能造成重大灾害的瓦斯、煤尘等提出了重点的防 范措施，贯彻以“预防为主，防治结合”的安全方针，矿井在施工和生 产时要严格安全生产管理，充分利用掌握好各种设备，在生产建设过 程中能取得良好的安全保障效果。 四、编制内容依据的法律、条例、规程、规范四、编制内容依据的法律、条例、规程、规范 1、中华人民共和国煤炭法 2、煤矿安全法 3、煤矿安全监察条例 4、煤矿安全规程 5、煤炭工业设计规范 6、矿井通风安全监测装置使用管理规定 7、防治煤与瓦斯突出规定 第一章第一章 地质概况地质概况 第一节第一节 地质构造地质构造 六矿位于鹤壁煤田东部，总体构造形态为地层走向近 sn，倾向 e，倾角 038，一般为 20左右的单斜构造。主要构造形迹为轴向近 ew、向 e 倾伏的一系列宽缓背、向斜与煤矿中部近 sn、ne 向的小 型背、向斜相复合和 ne、nne 向正断层。 一、断层一、断层 本区内井田总体构造为单斜形态，煤层走向 nnw，倾向 se，一 般在 20左右。在总体单斜的基础上，亦发育一些宽缓褶曲，断层较为 发育，多为高角度断层，断层走向多呈 nw 向，平行或雁形排列，并 有成组出现的规律，如 f44、6f9、f40、f46等。-450-600m 间控制断层 11 条，其中由浅部延伸而来 4 条，新发现 7 条（断层特征见表）。 二、褶曲二、褶曲 六矿井田主体呈单斜形态，亦发育着宽缓的褶曲。总体看来，南 翼走向相对比北翼平稳，深部较浅部褶曲宽缓简单，主要褶曲分析如 下： 1、张庄向斜：轴向近 ew 转 ne 向，从浅部一直延伸到深部，是 六、八矿的边界，浅部由 77-37、876-13 孔控制，深部由 687-1、687-3 孔控制，工作面也有揭露，两翼倾角 2025，宽度为 400800m。 2、682-11 背斜：位于六矿南部，轴向近 ew，两翼倾角 2128， 宽度为 400600m，延伸到深部。浅部由 72-2、682-8、682-11 孔控制， 深部轴线由 2-2 孔控制，工作面也有揭露。 450m450m-600m-600m 间断层特征表间断层特征表 序 号 断层 名称 断层 位置 走向倾向倾角 落差 （m） 断 层 走向长 （m） 断层 性质 断 层 控制程度 1f40 三水平北翼n20e nw29075 150-550 5000 正断层 由大77、 大40、后7等十 几个钻孔控制 2 f40- 4 三水平北翼n46e nw3166015-501200 正断层 由14- 2、 687-21两个 孔控制 3 6f9- 2 三水平东翼n20-30e nw 60-70 20-301275 正断层 由682- 14、 682- 10、 876-7等孔 控制 4 6f15- 1 三水平东翼n72e nw1627030-501200 正断层 由682- 12、 686- 17、 687-8等孔 控制 5 6f15- 2 三水平东翼n35e nw3057040600 正断层 由70- 10、 687-8等孔 控制 66f7 三水平东翼n60e s正断层 由676- 31、 672- 12、 670-18等孔 控制 76f5 三水平东翼n80e se1707540600 正断层由670-5、670- 19等孔控制 8 6f11 三水平北翼n18e nw7010-24510 正断层 由675- 15、686-5两个 孔控制 9 6f12 三水平北翼n50e nw32060301500 正断层 由677- 14、12- 19、677-13等 孔控制 10 6f13 三水平北翼n55e nw 50-60 10-20300 正断层 由10- 1、687-16两个 孔控制 11 6f14 三水平北翼n55e nw 50-60 10-20820 正断层 由687-19 孔控制 3、611-14682-4 向斜：轴向近 ew，轴线大致位于 64-1、676- 4、671-14、682-4 连线上，浅部紧密，深部宽缓，两翼倾角上部为 2025、下部为 1012，并有工作面揭露，深部轴线由 687-6 孔 控制。 4、675-8 背斜：轴向 ne，轴线位于 675-8、677-18、13-24 连线上， 浅部有工作面揭露，南翼倾角 26，宽度为 400m，深部因应力集中， 发育了 6f12 断层。 5、75-7 向斜：轴向 ne，轴线位于 675-7、677-15、687-17 连线上， 过 f46 后转为 nne 向，浅部有工作面揭露，南翼倾角为 23（两翼较 缓），宽度为 400800m，深部由 687-17 等孔控制。 6、676-32 向斜：轴向 nw，轴线位于 672-12、676-32、675-1、676- 11、676-2、677-15、675-2、676-37、668-11 连线上，至中央轨道下山消 失，两翼倾角上部为 2022、下部为 1315，宽度为 300350m。 7、677-20 背斜：轴向 nw 和 676-2 向斜平行，轴线在 677-6、677- 10、677-16、677-12 连线上，向东南倾伏，至后 12 孔消失，两翼倾角 为 1520，宽度为 300350m。 从全矿范围来看，浅部褶曲比较复杂，发育了交叉的两组褶曲， 即 ne 向和 nw 向。在两组褶曲相交处，出现了一些特殊构造，如背 斜与背斜相交处形成穹隆；向斜与向斜相交成构造盆地；向斜与背斜 相交处形成鞍壮构造，由于 f46断层，使这些特殊构造表现不明显。矿 区深部补勘区褶皱比较简单，只用 ne 向一组褶曲，也较为宽缓。 第二节第二节 煤层情况煤层情况 一、煤层一、煤层 本区含煤地层包括石炭系中统本溪组、上统太原组、二叠系下统 山西组、下石盒子组和上统上石盒子组，其中山西组二1为主要可采 煤层，其次为太原组一 1 1 煤层局部可采，现分别详述如下： 二1煤：位于二叠系下统山西组的下部，层位稳定，其顶板为黑色 泥岩或砂质泥岩，老顶为灰色细中粗砂岩；煤层底板为泥岩或砂质 泥岩，老底为灰色细中粒长石碳砂岩。二1煤煤厚 0.7217.5m，平 均厚度 7.48m。黑色，强玻璃金刚光泽，以粉状、碎块状煤为主，夹少 量块状煤。 一 1 1 煤：位于山西组的底部，层位稳定，其顶板为太原组下部的 l1石灰岩，底板为中石炭统本溪组铝质泥岩。一 1 1 煤煤厚 02.00m，平均厚度 1.35m，为局部可采煤层，偶含 12 层夹矸，该 煤层厚度变化大，属不稳定煤层。该煤为黑色，具有金刚光泽，粉粒状 及块状，有参差状断口，含较多的黄铁矿结核、透镜体及散晶。 二、煤质二、煤质 本区二1煤灰分产率为 7.7033.38%，平均为 18.34%，瘦煤区灰 分产率为 11.1517.61%，属低、中灰分煤；全硫含量为 0.210.62%， 平均 0.35%，属特低硫煤；含磷量为 0.0160.030%，平均 0.024%，属 低磷煤；该煤可作炼焦配煤、动力用煤和炼制型焦的原料。 本区一 1 1 煤灰分产率为 15.3433.66%，平均为 22.94%，属中灰 分煤；全硫含量为 1.665.23%，平均 2.96%，属中高硫煤；含磷量为 0.0080.110%，平均 0.057%，属中磷煤；根据我国环保有关规定，应 在降灰、脱硫后使用，该煤可作合成氮肥、动力用煤或民用燃料。 三、煤尘及煤的自燃性三、煤尘及煤的自燃性 1、煤尘 据六矿及相邻煤矿煤尘爆炸性测定，二1煤具有爆炸危险性，其 爆炸性火焰长度为 555mm，抑制爆炸的最低岩粉量为 4570%；根 据鹤壁一矿资料，一 1 1 煤属爆炸危险性煤层，其爆炸火焰长度为 520mm，抑制爆炸的最低岩粉量为 30%，均属有爆炸危险性煤层。 2、煤的自燃倾向 六矿二1煤为贫瘦煤和瘦煤，以往未进行煤的自燃倾向测定，椐 本矿采掘资料显示，井下煤层曾发生过自燃，发火期为 92157 个月， 属易自燃发火煤层；一 1 1 煤为贫煤，据 121 孔取样测定资料，还原 样与氧化样的着火点之差 t 为 51，属易自燃发火煤层，自燃发火 期为 46 个月。 第三节第三节 瓦斯地质瓦斯地质 一、瓦斯一、瓦斯 根据矿井地质报告，六矿从 1964 年投产至 1969 年，绝对瓦斯涌 出量为 16.3245.95m3/min，相对瓦斯涌出量 14.6429.43m3/t，矿井 瓦斯等级为高沼气矿井。19702009 年，绝对瓦斯涌出量为 19.6379.82m3/min，相对瓦斯涌出量 12.5542.60m3/t，并先后发生 33 次煤与瓦斯突出和 3 次瓦斯爆炸事故，突出最大煤量 398.4t，突出 最大瓦斯量 50052m3，矿井目前矿井瓦斯鉴定等级为煤与瓦斯突出矿 井。 六矿二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构造 发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向斜 轴部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测、通 风和防突工作，防患于未然。 二、瓦斯压力二、瓦斯压力 由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作 面（标高-300m），瓦斯压力为 1.1mpa；北翼专用回风巷三横川（标高- 360m），瓦斯压力 1.6mpa。已远远超出突出临界值 0.74mpa。 三、煤层透气性三、煤层透气性 本井田煤层透气性系数为 0.0120.018m2/atm2d，百米钻孔自然 瓦斯涌出量为 0.02m3/100mmin，瓦斯抽放困难。 四、坚固性系数四、坚固性系数 在突出点附近煤的坚固性系数 f 仅为 0.250.35，而在煤层的正 常区段坚固性系数 f0.6，在突出点前后的 10m 区域，煤层变软，f 值 变小。 第四节第四节 对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题对矿井地质勘探安全条件资料的评价及存在问题 第六煤矿矿井地质报告河南省煤炭工业局豫煤行200270 号 予以批准，可作为今后矿井生产的依据。矿方在以后的生产过程中应 注意以下几个方面的问题： 1、断层影响带如裂隙带、次级裂隙带一般不太引人注意，易发生 突水，对矿井造成危害，在以后的开采时应特别引起注意。 2、封闭不良或未封闭的钻孔导水也是矿井开采的一大危害，它 往往成为沟通含水层的通道。因此深部新一水平其它原老钻孔的揭露 层位、部位，封闭情况等都要引起注意。 3、作为矿井涌水量最具随机性的成分是奥陶系水量和采空区的 水，它们具有来水量大和破坏性大的特点，开采时应慎重对待，尤其 重视触及奥陶系含水层的断层富水带的新一水平初次突水。建立奥灰 长观孔是掌握其动态的唯一途径，因此，应完善该观测系统。 4、本区二1煤为具突出危险煤层。大部分断层的结构面由于属压 扭性，构成了煤层瓦斯运移的阻气边界，从而使其附近瓦斯聚集，含 量较高，压力较大，开采中瓦斯动力现象增多，特别是小断层附近，大 断层的尖灭端，地层产状变化和向斜轴部附近等地带，煤层瓦斯含量 较高，瓦斯压力大，煤体坚固性系数低，煤与瓦斯突出的危险性较大， 应加强通风管理和瓦斯检测工作，防患于未然。 5、六矿北部钻探工作量少，煤层埋藏较深，勘探程度较低。为能 确保煤矿生产的高产高效，建议在深部采区增加勘探工作量，切实查 明构造形态及煤层赋存状态。特别是对将要动用的采区，应进行三维 地震勘探，以了解小构造的发育情况。 第二章第二章 三水平开拓三水平开拓及开采方式及开采方式 第一节第一节 开拓方式及开采顺序开拓方式及开采顺序 一、延深范围一、延深范围 东：以-800 等高线为界； 西：以-450 等高线为界 ； 南：到六矿、八矿边界； 北：到六、五矿和六、三矿边界。 二、设计生产能力及服务年限二、设计生产能力及服务年限 设计生产能力：120 万 t/a 矿井服务年限：t=zk/ak=9097.81201.4=54 年 三水平服务年限 t=61091201.4=36 年 式中：t计算服务年限，年； zk可采储量，万吨； a年产量，万吨； k储量备用系数。 工作制度：按矿井设计规范规定，年工作制度 300 天，每天三 班作业，每天净提升时间 14 小时。 三、开拓方式三、开拓方式 矿井采用立井、暗斜井多水平开拓，二水平标高-300m，三水平标 高-600m。 暗斜井：均为煤层底板岩巷，皮带暗斜井倾角 320，斜长 1766m，选用带宽 1000mm 皮带运煤。轨道暗斜井倾角 19，斜长 930m，选用 2.5mm 单筒提升绞车。 水平大巷：皮带、轨道暗斜井落底到-600 水平，在-600 水平布 置三水平大巷，做井底车场及相应硐室，大巷及硐室布置在煤层底板 岩层中。 四、开采顺序四、开采顺序 1、沿煤层倾斜方向，采用自上而下按阶段依次回采。 2、沿煤层走向，对于采区来说采用前进式开采，对于采区内部来 说，采用后退式开采。 第二节第二节 采区巷道布置及采煤方法采区巷道布置及采煤方法 一、采区划分与巷道布置一、采区划分与巷道布置 三水平范围内采用上下山开拓，水平标高-600m，每个采区均布 置三条底板岩石上（下）山，即皮带上（下）山、轨道上（下）山、专用回 风上（下）山，共划分 6 个采区，即 30、31、33、32、34、36 采区，移交 30 采区，首采工作面为 3001 综采面。为提高瓦斯抽放率、加大抽放 力度，30 采区在距煤层底板 1020m 位置布置区段岩中巷。（见 1：5000 开拓工程及机械配备移交标准平面图） 二、采煤方法二、采煤方法 根据六矿地质条件及煤矿安全规程的规程，30 采区采煤方法 采用倾斜分层走向长壁全部冒落采煤法，回采工艺为综合机械化采煤， 采用 4mg200w1型双滚筒采煤机割煤，液压支架选用 zfh2400 16/26 型。 随着科学技术的发展和技术水平的提高，在加强瓦斯抽放，使瓦 斯抽放率符合煤矿安全规程要求，解除煤层突出危险的条件下，采 用综合机械化采煤工艺回采顶分层，综合机械化放顶煤工艺回采剩余 底分层。 第三节第三节 供电及通讯供电及通讯 一、供电一、供电 矿区 110kv 大湖变电站紧邻工业广场，是鹤煤集团的区域变电 站，该站内主变为 110/35/6kv、31500kva 三卷变压器 2 台，6kv 母 线为单母线分段。矿井供电电源取自该变电站。从 6kv 母线段分别 馈出 21 个回路向各配电点供电。对于一级用户均采用双回路放射式 结线形式供电，以保证供电的可靠性。 三水平延深工程供电范围主要包括：三水平中央泵房变电所、电 机车库变电所、30 采区移动变电站和主皮带、主暗轨道、猴车道等。 其中主皮带、主暗轨道、猴车道等由二水平中央变电所供电。 三水平中央泵房变电所供电电源电缆为 3 回。其中 2 回 yjv22 6kv3150mm2由二水平中央变电所两段母线 t 接引出，经主皮带 巷至三水平中央泵房变电所，单回电缆长度 2000m；另 1 回 yjv42 6kv3185mm2从大湖变电站 33#盘馈出，经电抗器新副井井筒 二水平主皮带巷三水平中央泵房变电所，电缆长度为 3100m，其 中井筒部分电缆长度 600m，井下部分电缆长度 2500m；在三水平中 央泵房变电所形成三段 6kv 母线分列运行的供电方式，供电安全可靠， 且具有灵活性。 掘进工作面风机由专用变压器供电，以满足“三专”供电的要求。 二、通讯二、通讯 通讯系统利用六矿现有的 ddk-6m 程控交换机，容量为 400 门。 在满足二水平通讯的前提下，利用新付井井底 lja-1-50 分线箱，再 增设两趟 30 对通讯电缆，型号 huvo3021.2，单回通讯电缆长度 2100m；分别在三水平中央变电所、电车库、主皮带机头、6 个掘进头 各 1 部，猴车道 3 部、采区移动变电站 2 部，共 14 部防爆拨号电话。 第三章第三章 矿井通风矿井通风 第一节第一节 概概 况况 一、系统概况一、系统概况 六矿采用混合抽出式通风方式，主井、新副井、老副井、中央风 井进风，小庄风井、东风井回风。小庄风井主要承担南翼通风，东风井 主要承担东翼及北翼通风。采煤工作面采用 u 型通风，掘进工作面采 用压入式通风。 六矿通风系统比较复杂，且为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯涌出量较 大，因而矿井需风量也大。由于用风地点较多，需风量大，通风线路长， 一些巷道受压变形严重，通风断面较小，生产过程中存在一些地点供 风困难。目前六矿的突出问题是开拓煤量很少，采掘失调，生产接替 十分紧张。因此，三水平如何开拓、通风系统如何布置，近期内是否需 要新开北翼风井等问题，成为直接影响矿井生产急待解决的一个重大 问题。为此，2000 年 11 月鹤壁煤业（集团）公司六矿与焦作工学院签 定了鹤壁煤业集团六矿通风系统合理性研究及其改造项目。此项目 于 2001 年 7 月完成。并提交了鹤壁煤业集团六矿通风系统合理性研 究及其改造课题报告，此报告也是这项三水平延深设计的依据之一。 二、通风设备二、通风设备 三水平工程移交时，中央风井已停运。小庄风井于 1978 年投入 运行，现安装两台风机，1、2 号风机均为 agf606-1.88-1.12 风机，1 号风机作为备用风机。东风井于 1995 年投入运行，现安装两台 agf606-2.44-1.2 风机，现运行为 1 号风机，2 号风机作为备用风机。 小庄风井设反风道，东风井为反转反风，反风量可达到正常风量 的 40%以上。 第二节第二节 矿井通风矿井通风 一、通风系统一、通风系统 三水平投产通风线路：首采工作面 3001 通风线路：主、副井井 底车场皮带暗斜井轨道暗斜井3001 底板岩石抽放 巷下顺槽工作面上顺槽2145 底板岩石抽放巷回风暗斜井 东风井。 二、风井数目、位置及服务范围二、风井数目、位置及服务范围 1、六矿由主井、新副井、老副井进风，中央、小庄、东风井回风， 小庄风井主要承担南翼通风（31、33 采区），东风井主要承担东翼通风 （30、32、34 采区），中央风井主要承担北翼通风。 2、风井位置 小庄风井位于井田南部，井口坐标为： x=3972955，y=516514，z=163.225。 中央风井位于井田中央部，井口坐标为： x=3974956.496，y=517193.297，z=151.2。 东风井位于井田东部,井口坐标为: x=3976025，y=518740，z=175.5。 三、采掘工作面及硐室通风方式三、采掘工作面及硐室通风方式 1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风； 2、采煤工作面采用主扇风机负压通风，u 形通风方式，即一进一 回。 3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门，风窗通风。 四、矿井风量、风压及等积孔四、矿井风量、风压及等积孔 1、矿井风量（q） 按实际配风量计算 六矿生产模式为“两综一炮”，三个面生产达到 120 万 t/a，依据焦 作工学院的通风网络解算结果。31、33 采区须实行跳采，所在南翼布 置一个综采面，北翼布置两个工作面（即一个综采面，一个炮采面）。 小庄小庄风风井配井配风风量量 工作面名称风量（m3/s）备 注 综采工作面123 煤巷掘进310 岩巷掘进25 硐室10 计 73 备用系数731.15 合计83.95 东风东风井配井配风风量量 工作面名称风量(m3/s) 综采工作面123 炮采工作面123 煤巷掘进610 岩巷掘进35 硐室12 计 133 备用系数1331.15 合计152.95 全矿井总需风量为 q=83.95152.95=236.90m3/s=14214m3/min。 按高沼气矿井 q=0.0926q瓦tkq硐 式中：q矿井总供风量，m3/min； q瓦矿井瓦斯平均相对涌出量，m3/t； t矿井平均日产量，t； k风量备用系数。 q=0.092627.5840001.3900 =14180m3/min 按同时下井人数计算需要的风量 q=4nk=45601.45=3248m3/min 取三者最大值，即矿井总风量，14214m3/min 2、矿井负压及等积孔 三水平投产初期 经过解算三水平投产初期各风机工况和主要用风地点风量为： 解网解网风风机工况表机工况表 风机名称 风机角度 （） 所在分支 风量 （m3/min） 风压 （pa） 功率 （kw） 小庄风井风机2515859963102310 东风井风机4516096992936474.6 解网主要地点供解网主要地点供风风量、需量、需风风量量对对比表比表 位 置所在分支 供风量 （m3/min） 需风量 （m3/min） 备 注 小庄风井总回风1575396 东风井总回1599175 21105 北采面57142813001500 2824 采面106160313001500 3001 采面144154813001500 3301 风巷61600600固定风量 3301 机巷62604600 3102 机巷63600600固定风量 2820 风巷112600 600 固定风量 2820 机巷113600600固定风量 3202 机巷116626600 3002 风巷149601 600 3002 机巷150600600固定风量 3003 机巷151600600固定风量 南六专用回风下山29604 600 -600 南大巷南段28300300固定风量 南五轨道下山66303300 北七皮带下山161301300 -600 北大巷北巷117308300 等积孔 小庄风井等积孔： a1=h0.38q=316.530.3899.93=2.13m2 东风井等积孔： a2=h0.38q=299.590.38161.65=3.55m2 中后期（2025 年） 中后期时 31、30 采区都回采到采区的倒数第二区段，因通风 线路长，通风较困难，经过网络解算各风机工况和主要用风地点风量 为： 解网解网风风机工况表机工况表 风机名称 风机角度 （） 所在分支 风量 （m3/min） 风压 （pa） 功率 （kw） 小庄风井风机25179565332223036 东风井风机45181947532395115 解网主要地点供解网主要地点供风风量、需量、需风风量量对对比表比表 位 置所在分支 供风量 （m3/min） 需风量 （m3/min） 备 注 小庄风井总回风1785087 东风井总回1808963 3106 采面60130213001500 3206 采面124122213001500不足 3008 采面161136813001500 3305 风巷78605600 3305 机巷81600600固定风量 3107 机巷67600600固定风量 3207 风巷127 600600 固定风量 3207 机巷128600600固定风量 3208 机巷131605600 3009 风巷165 600600 固定风量 3009 机巷166600600固定风量 3010 机巷167604600 33 轨道下山79304 300 31 轨道下山66300300固定风量 32 下山下车场132300300固定风量 32 轨道下山133300300固定风量 以上可以看出，小庄现有 caf 风机和东风井风机，只能勉强满 足供风需求。 等积孔 小庄风机： a1=h0.38q=328.780.3894.22=1.97m2 东风井风机: a2=h0.38q=330.510.38157.92=3.30m2 由以上计算可知,六矿井属于中阻力矿井. 五、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析五、矿井通风系统的合理性、可靠性及抗灾能力分析 矿井采用抽出式通风，从技术角度上讲有以下优点： 1、井下风流处于负压状态，当主扇因故停止运转时，井下风流压 力提高，可使采空区瓦斯涌出量减少，比较安全； 2、漏风量小，通风管理比较容易； 3、矿井风量按实际需要配风，并考虑漏风系数，保证了矿井生产 所需风量。 4、矿井有 3 个能通达地面的安全出口，安全出口间距离大于 30m，保证了人员撤出的安全性； 5、巷道内设置有常开风门，常闭风门，保证了风力的流向。 6、井下各掘进面均配有两部 215kw 的局部扇风机，并考虑了风 电闭锁及备用风机。 综上所述，六矿在通风方面，从系统、风量、通风设备、通风设施 等方面都作详细的考虑，因此六矿的通风系统近期是安全可靠的。但 到中后期，供风量不足，小庄风井的风机需要更换，在开采 32 采区时， 需要打北风井，否则应以风定产。 第四章第四章 防防突设计突设计 六矿区二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，构 造发育，煤的坚固性系数低，突出危险性指标高等特点，特别是在向 斜轴部及其附近，断层尖灭处等地带采煤时，应加强瓦斯涌出检测、 通风和防突工作，以防患于未然。六矿三水平延伸防突设计坚持区域 防突措施先行，局部防突措施补充的原则。 第一节第一节第一节第一节区域综合防突措施区域综合防突措施 一、区域突出危险性预测一、区域突出危险性预测 六矿 1970 年 9 月 25 日在南三岩石下山掘进工作面发生第一次 煤与瓦斯突出，突出点标高约为-190m，埋深 340m，突出煤量 30t，瓦 斯量不详，1970 年被定为煤与瓦斯突出矿井。截止到目前，共突出 33 次。2008 年 10 月 13 日，21431 综采工作面发生了自建矿以来最大的 一次煤与瓦斯突出事故，突出煤量 398.4t，瓦斯量 50052m3。统计 33 次突出，平均突出煤量 76.9 吨、平均突出瓦斯量 7200m3；统计 33 次 突出，煤巷掘进工作面共发生 29 次，横川揭煤 3 次，采煤工作面 1 次； 突出多发生在地质构造附近，如断层，煤层变薄带，向斜轴部；多数突 出发生在放炮后，即放炮震动引起；突出前均有明显的突出预兆，主 要表现为响煤炮、煤层层理紊乱、煤强度变软，有时出现支架歪扭变 形；突出时一般伴随有动力现象，且随着突出强度增加，动力现象逾 为明显。建矿以来发生的瓦斯事故 11 次，共死亡 34 人，其中突出 4 次，死亡 18 人。 由鹤煤（集团）公司科研所测得在南翼六采区独立回风掘进工作 面（标高-300m），瓦斯压力为 1.1mpa；北翼专用回风巷三横川（标高- 360m），瓦斯压力 1.6mpa。已远远超出突出临界值 0.74mpa。根据六 矿瓦斯地质情况，六矿三水平瓦斯含量及瓦斯压力随开采深度的延伸 增加，突出危险性更大。 二、区域防突措施二、区域防突措施 区域防突措施选择区域防突措施选择 区域防突措施包括开采保护层和预抽煤层瓦斯两类，本井田主要 可采煤层为山西组二1 煤，属单一煤层，无保护层，因此选择预抽煤 层瓦斯。 瓦斯抽放瓦斯抽放 1、抽放方法的选择 六矿三水平区域防突措施采取穿层孔预抽煤层瓦斯及顺层钻孔 预抽煤层瓦斯区域防突措施两种方法。 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯 对于严重突出的矿井，掘进打钻所需的煤巷或在打顺层钻孔时， 一般难于保证安全，而且钻孔也难以达到所要求的设计参数，因此在 有围岩巷道的条件下，应采用穿层钻孔的布孔方式。 六矿三水平各采区在每个工作面底板岩石中均布置有底板抽放 巷，通过对底板岩石抽放巷的布置为实现穿层钻孔预抽煤巷条带煤层 瓦斯创造了条件。 为使预抽瓦斯措施取得良好的效果，穿层钻孔一般采用网格式布 孔方式。网格式穿层钻孔的钻孔间距，一般采用 1010m(走向倾向) 的网格间距布孔,根据煤层透气性及采掘接替所允许的预抽时间,网格 间距可适当增加或减小,如采用 55。 顺层钻孔预抽煤层瓦斯 此种布孔方式适用于无底板岩巷的巷道布置方式，目的是为了防 治采煤工作面的突出。钻孔从下顺槽打上向孔，从上顺槽沿煤层打下 向孔。在煤层内掘进巷道及开钻场时，都必须采取防突措施。钻孔孔 径一般为 75100mm，孔间距 23m，孔深要求能控制采煤工作面整 个长度。 2、瓦斯抽放管路及抽放设备 六矿在 1990 年扩建时就建立了瓦斯抽放系统；2002 年又对瓦斯 抽放系统进行了系统改造，改造内容包括：把地面泵站的 sk42 抽放泵换成两台 2bec52 型真空泵，流量 200m3/min；把二水平 大巷中6、8的抽放管全部换成12、16无缝钢管；增加了孔板流量 计及放水器等设施。 另外，井下增加了移动瓦斯抽放泵站，以提高瓦斯的抽出率，增 加抽放量。 抽放系统利用已有移动瓦斯抽放泵站，管路引自三水平总回风， 服务3001岩中巷，3002岩中巷及上下顺槽。 主管路：3259无缝钢管，l=250m。 支管路：1506无缝钢管，l=3330m。 闸阀：dg300，2个；dg=150，10个。 放水器：80个。 六矿的瓦斯抽放系统基本上能满足要求。 4、抽放钻场、钻孔布置 本井田煤层透气性系数为 0.0120.018m2/atm2d，百米钻孔自然 瓦斯涌出量为 0.02m3/100mmin，瓦斯抽放困难。为提高抽放率，缩短 抽放时间。并为煤巷掘进提供便利条件，岩中巷及工作面上、下顺槽 中均布置抽放钻孔。在岩巷中，同侧钻场间距为 1530m，两侧钻场 相互错开，钻场内布置 2035 个钻孔，呈扇形布置。煤层巷道中每 隔 1.22.0m 布置一个钻孔。 三、区域措施效果检验三、区域措施效果检验 每次区域防突措施采取完毕后，由科研院校按规定进行区域效果 检验（直接测定残余瓦斯含量，临界值为 8m3/t）。 四、区域验证四、区域验证 在区域效果检验参数（残余瓦斯含量）符合规定（小于 8m3/t）后， 由通风区进行区域验证。 区域验证时，必须连续进行 2 次区域验证，且第一次区域验证必 须保留 2m 的验证超前距，只有当验证指标不超时方可进入掘进。 1、区域验证采用复合指标法，即同时测定钻孔瓦斯涌出初速度 q(临界值为 4.5l/min)和钻屑量 s(临界值为 5.0kg/m)，测量气室长度 为 1m。 (1)在煤巷掘进工作面布置 3 个直径为 42mm、深度为 8m 的钻 孔，验证钻孔中间孔布置在巷道中部，并平行于掘进方向，两侧孔距 巷帮 0.5m（具体布置见附图），钻孔应尽量布置在软分层中。 (2)三个验证孔每钻进 1m 测定该 1m 段的全部钻屑量 s 和钻孔 瓦斯涌出初速度 q 值，测定位置为 3m、4m、5m、6m、7m、8m 处，两 侧钻孔终孔点控制巷道断面两侧轮廓线外 2m。 (3)钻孔瓦斯涌出初速度的测定必须在打完钻后 2min 内完成。 (4)三个验证孔中，任何一个验证孔的任何一个测定深度的单项 参数超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所 测参数小于临界值时，判定该工作为无突出危险工作面。 (5)采用复合指标法验证掘进工作面的突出危险性时，首次区域 验证必须保留不少于 2m 的超前距。 2、在区域效果检验不超标的范围内进行的两次区域验证参数均 不超标时，则在采取安全防护措施的情况下进行掘进作业。掘完区域 防突措施循环之后，再按区域防突措施要求施工抽放钻孔、区域效果 检验、区域验证，以此类推。 施工单位负责通知通风区进行区域验证,由施工单位技术主管负 责掌握掘进进度及区域验证位置，由开拓科、地测科、通防科、安检科 监督落实。 3、区域验证人员在参数测定过程中要做好以下准备工作： 给水柱计注水，并将两侧液面调整至零刻度线。 检查仪器的密封性能，一旦密封失效，需更换新的“o”型密封 圈。 喷咀应保持清洁，节流孔无杂物堵塞，保持气流畅通。 测完后要对封孔器进行放气，不准硬拉。 4、若区域验证指标不超规定，每次掘进前还至少打 1 个超前距 不少于 10m 的超前钻孔，以探明地质构造和观察突出预兆，只要超前 钻孔发现突出预兆，则自超前钻孔开钻位置向前掘进区域防突措施控 制范围内执行局部综合防突措施。 5、在构造破坏带连续进行区域验证。 6、区域验证指标参数超标时，则自超标点位置起开始执行局部 综合防突措施。 第二节第二节 局部综合防突措施局部综合防突措施 区域验证超标后，采取工作面突出危险性预测、工作面防突措施、 工作面措施效果检验、安全防护等局部综合防突措施。 一、工作面突出危险性预测一、工作面突出危险性预测 煤巷掘煤巷掘进进工作面突出危工作面突出危险险性性预测预测 煤巷掘进工作面采用复合指标法预测突出危险性，按下列步骤进 行： 1、在煤巷掘进工作面布置 3 个直径为 42mm、深度为 8m 的钻孔， 采用倒三角形布孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮 0.30.5m,终孔应尽量布置在软分层中,两侧钻孔终孔点应分别控制 到巷帮两侧及顶板轮廓线外 24m。 2、预测孔每钻进一定深度测定一次钻屑量 s 和钻孔瓦斯涌出初 速度 q 值，测定位置为 3m、4m、5m、6m、7m、8m 处；测定 q 值及 s 值。 3、三个预测孔中，任何一个预测孔 s 值或 q 值超过或等于临界 值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时， 判定该工作面无突出危险工作面。 4、参数的临界值暂按下表执行,以后应根据实际情况调整： 钻屑量 s值钻孔瓦斯涌出初速度突出危险性 （kg/m）q（l/min） 54.5 突出危险工作面 54.5无突出危险工作面 5、当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有不小于 2m 的预测超前距。 采煤工作面突出危采煤工作面突出危险险性性预测预测 采煤工作面突出危险性预测采用复合指标法。 采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出危险性 预测方法，沿采煤工作面每隔 1015m 布置一个预测钻孔，孔深根据 工作面条件确定，但不得小于 6m。当预测为无突出危险工作面时，每 预测循环应留有 2m 的预测超前距。 本节中有关参数应在实践中不断完善。 二、工作面防突措施二、工作面防突措施 石石门门和其它岩巷揭煤措施及防止和其它岩巷揭煤措施及防止误误揭煤的措施揭煤的措施 1、石门和其它岩巷揭煤措施 石门揭穿突出煤层、即石门自底（顶）板岩柱穿过煤层进入顶 （底）板的全部作业过程，都必须采取防治突出措施，并编制设计，报 公司总工程师批准。揭穿突出煤层应按下列顺序进行： 探明石门（或揭煤巷道）工作面和煤层的相对位置； 在揭煤地点测定煤层瓦斯压力或预测石门工作面突出危险性； 预测有突出危险时，采取防治突出措施； 实施防突措施效果检验； 用远距离放炮揭开或穿过煤层； 在巷道与煤层连接处加强支护； 穿透煤层进入顶（底）板岩石。 在地质构造破坏带应尽量不布置石门。如果条件许可，石门应 布置在被保护区或先掘出石门揭煤地点的煤层巷道，然后再与石门贯 通。 石门与突出煤层中已掘出的巷道贯通时，该巷道应超过石门贯通 位置 5m 以上，并保持正常通风。 石门揭穿突出煤层的设计，必须具有下列主要内容： 突出预测方法及预测钻孔布置、控制突出煤层层位和测定煤 层瓦斯压力的钻孔布置； 揭穿突出煤层的防治突出措施； 准确确定安全岩柱厚度的措施； 安全防护措施。 石门揭穿突出煤层前，必须遵守下列规定： 石门揭穿突出煤层前，必须打钻控制煤层层位、测定煤层瓦斯 压力或预测工作面的突出危险性。后两项工作可与控制煤层层位的前 探钻孔共用，报矿总工程师批准； 在石门工作面掘至距煤层 10m（垂距即石门顶板距煤层底板 的法线距离）之前，至少打两个穿透煤层全厚进入顶（底）板不小于 0.5m 的前探钻孔，并详细记录岩芯资料。 地质构造复杂、岩石破碎的区域，石门工作面掘至距煤层 20m（垂距）之前，必须在石门断面四周轮廓线外 5m 范围煤层内布置 一定数量的前探钻孔，以保证能确切掌握煤层厚度、倾角的变化、地 质构造和瓦斯情况等； 在石门工作面距煤层 5m（垂距即石门顶板距煤层底板的法线 距离）以外，至少打两个穿透煤层全厚的测压（预测）钻孔，测定煤层 瓦斯压力、煤的瓦斯放散初速度指标与坚固性系数或钻屑瓦斯解吸指 标等。为准确得到煤层原始瓦斯压力值，测压孔应布置在岩层比较完 整的地方，测压孔与前探孔不能共用时，两者见煤点之间的间距不得 小于 5m。 为了防止误穿煤层，在石门工作面距煤层垂距 5m 时，应在石 门工作面顶（底）部两侧补打 3 个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距 不得小于 2m。 当岩巷距突出煤层垂距不足 5m 且大于 2m 时，为了防止岩巷误 穿突出煤层，必须及时采取探测措施，确定突出煤层层位，保证岩柱 厚度不小于 2m（垂距）； 石门掘进工作面与煤层之间必须保持一定厚度的岩柱。岩柱 的尺寸应根据防治突出的措施要求、岩石的性质、煤层倾角等确定。 石门掘进工作面揭煤时距煤层的最小垂距是：急倾斜煤层 2m、 倾斜和缓斜煤层 1.5m，如果岩石松软、破碎，还应适当增加垂距。 石门揭穿突出煤层前，当预测为突出危险工作面时，必须采取 防治突出措施，经效果检验有效后可用远距离放炮揭穿煤层；若检验 无效，应采取补充措施，经措施效果检验有效后，用远距离放炮揭穿 煤层。 2、预抽瓦斯、排放钻孔措施的要求是： 预抽瓦斯措施的要求： 煤层透气性较好，并有足够的抽放时间（一般不少于 3 个月） 时，可采用预抽瓦斯措施； 抽放钻孔布置到石门周边外 35m 的煤层内； 抽放钻孔的直径为 7590mm，钻孔孔底间距以抽放半径的 2 倍为宜； 在抽放钻孔控制范围内，如预测指标降到突出临界值以下，认 为防突措施有效。 排放钻孔措施的要求： 在煤层透气性较好、并有足够的排放时间时，可采用钻孔排放 措施； 排放钻孔应布置到石门周边外 35m 的煤层内； 排放钻孔的直径为 7590mm，钻孔间距根据实测的有效排 放半径而定，一般孔底间距不大于 2m； 在排放钻孔的控制范围内，如果预测指标降到突出临界值以 下，措施有效。 3、防止误揭煤的措施 在岩巷掘进过程中做好地质工作，做到“有疑必探，先探后掘”， 必须按以下措施实施，防止误揭煤。 在突出煤层顶底板岩层中掘进巷道时，至少每掘进 40m 要施 工地质探测钻孔控制层位，防止瓦斯异常涌出或误揭突出煤层；用穿 层钻孔掩护掘进。 在岩巷掘进工作面距煤层垂距 5m 时，应在岩巷掘进工作面顶 （底）部两侧补打 3 个小直径（42mm）超前钻孔，其超前距不得小于 2m。