张集矿北区矿井和东一采区瓦斯综合治理、防灭火、防尘设计.doc

淮南矿业集团公司张集煤矿北区矿井和东一采区瓦斯综合治理、防灭火、防尘设计编制：通风科日期：2006年5月张集矿北区矿井和东一采区瓦斯综合治理、防灭火、防尘设计第一章 矿井主要概况第一节 矿井概况张集矿北区位于凤台县城西约20公里处,西与谢桥矿毗邻,东北与顾桥井田接壤,南与张集矿中央区相接。设计生产能力年300万吨，系统能力年600万吨；矿井于2005年7月1日试生产， 2005年实际出煤153万吨，2006年计划出煤300万吨。井田东西走向长7.6公里，南北倾斜宽3.06.0公里，面积约30平方公里，矿井占地面积1063亩，可采储量5.5亿吨。张集矿北区采用立井、主要大巷（或石门）开拓。共划分为3个石门采区，即东一、西二、西三三个采区，矿井主要进风大巷为-492 m东翼轨道石门，-492 m西二采区2#轨道石门，-512m-380m胶带机下山；矿井主要回风大巷为东翼1#回风石门，东翼2#回风石门，西二采区1#回风石门。井底车场水平标高为492m，目前生产的为矿井一水平东一采区，东一采区划分为北翼和南翼二部分,北翼和南翼分别布置四条上、下山，上与采区总回风巷相通，下与采区石门相连，系统完善。其中南翼皮带机大巷和南翼7煤轨道大巷作为南翼的进风大巷，南翼8煤回风下山和南翼8煤第二回风下山作为南翼的回风大巷；其中北翼皮带机大巷和北翼7煤轨道大巷作为北翼的进风大巷，北翼8煤回风大巷和北翼8煤第二回风大巷作为北翼的回风大巷；形成 “双进双回”的采区通风系统。开采范围内均采用下山开采。根据煤层赋存条件，东一采区采用倾斜长壁开采，西二、西三采区采用走向长壁开采。第二节 目前北区的采、掘工作面的布置概况一个回采面：11218综采工作面，一个收作面：11418（W）收作面，三个煤巷掘进头：11718轨顺、11718运顺、11718轨顺提料联巷，七个岩巷掘进头：11718高抽巷、西二采区南翼2#回风石门、东一采区南翼7煤胶带机大巷、11126皮带机巷联巷、11126回风巷联巷、西二采区2#轨道石门、西二采区1#回风石门南段。一、11218采煤工作面概况1工作面回采范围11218工作面深部切眼临近F216断层，浅部停采至8煤工广保护煤柱线，工作面可采范围的标高480m620m。2工作面自然参数该面为倾斜长壁工作面。工作面可采长度1860m，面长240m。该面煤厚3.2m3.93m，局部煤厚变化大，煤层一般结构为0.45（0.35）2.80，平均储量计算煤厚为3.25m；煤层倾角210，平均为4。工作面可采储量情况：18602403.251.3695187.4万T。3工作面计划安排11218采煤面于2006年3月5日试生产。该面计划8刀/日，每刀0.8m，日进度6.4m，日产量8000t。工作面月度计划进度为192m；预计2006年10月工作面收作。4 煤层及顶底板岩性该面8煤顶板多为灰黑色泥岩砂泥岩，伪顶为炭质泥岩，一般厚00.4m。五2钻孔东有一近南北向的直接顶为灰灰白色细中粒砂岩老顶分布区域。直接顶板泥岩砂泥岩厚06.4m，平均4.3m，临近工作面中东部的五2孔以东区域有直接顶为砂岩老顶区，厚度在1018m之间。底板泥岩砂泥岩厚度介于3.15.4m，平均3.7m。8煤属于半暗型半光亮型，煤岩组分以亮煤为主，含暗煤和镜煤条带。煤厚介于3.23.93m之间，煤层一般结构为0.45（0.35）2.80，平均储量计算煤厚为3.25m。从8煤厚趋势看，11218工作面北部的煤厚比南部的稍好些。8煤层其结构复杂，8煤层一般上部含有一层夹矸，夹矸厚度00.8m，有时煤层中含有23层夹矸。煤岩层临近断层附近裂隙较发育，其他区域一般不甚发育。第二章 矿井瓦斯涌出量预测第一节 瓦斯地质及煤层瓦斯含量一 瓦斯地质张集矿北区邻近矿井属高瓦斯矿井或煤与瓦斯突出矿井，其中：北区东部的潘一、潘二、潘三以及西部的谢桥矿井均不同程度地发生过煤与瓦斯突出，中部的顾桥、张集矿井中央区均为突出矿井。综合分析淮南潘谢矿区各矿井的实际瓦斯含量，结合张集矿北区实际生产过程中的瓦斯涌出情况，并参考2005年张集矿北区的瓦斯鉴定结果：全矿井最大绝对瓦斯涌出量55.96m3/min；最大相对瓦斯涌出量11.72m3/td；平均绝对瓦斯涌出量48.61m3/min；平均相对瓦斯涌出量10.18m3/td。由此可以看出，张集矿井北区属于高瓦斯矿井。二 煤层瓦斯含量全矿井共计利用瓦斯测试成果97个，瓦斯采样测试的重点是主要可采煤层13-1、11-2、8、6、1煤层。2002年5月，安徽煤田地质局勘察研究院对本煤田的此前勘探作了汇编总结，对原始瓦斯测试成果进行了分析，得出13-1、11-2、8煤层瓦斯含量与标高的回归关系，绘制了瓦斯地质图。各主采煤层瓦斯含量与埋藏深度回归关系见表1表1 主采煤层瓦斯含量与埋藏深度回归关系一览表煤层瓦斯含量与埋藏标高（H）瓦斯含量与基岩面深度（h）点数公式r公式r13-116q=-0.0245H-8.04110.8401q=4.8032lnh-18.9880.783111-28q=-0.0204H-7.06240.9358q=2.7966lnh-10.1760.9303814q=-0.0293H-11.1340.8266q=6.02582lnh-27.480.8347表中13-1、11-2煤层数据仅适应中央区，8煤层适应全井田。根据此回归关系，8煤层-585m处瓦斯含量达6.0m/t，含量梯度为2.93m/thm。8煤层为张集矿北区初期主要可采煤层，北区8煤层共有10个瓦斯测样钻孔，瓦斯含量最大值见于五-六线1孔，标高-504.58m，其瓦斯含量为7.38m/t,五10孔测样含量值为4.59m/t,位于东一采区内，根据矿井提供的8煤层瓦斯含量等值线图可知：北区8煤层有一局部瓦斯聚积区，其中大部份位于北区东一采区内，部份位于西一采区，西二采区8煤层瓦斯含量大都在4m/t以下。因此，北区东一采区煤层瓦斯含量较高，且首采8煤层还会引起上、下邻近层瓦斯向开采层大量涌出，其瓦斯治理难度较大。由于东一采区回采工作面为倾斜条带布置，35条带处在瓦斯赋存富集区，其余条带瓦斯含量明显下降；各条带上、下端瓦斯有一定的差异，第五勘探线以东瓦斯明显下降。影响工作面瓦斯涌出的最大因素还在于采区内的瓦斯赋存聚积区，该聚积区位于采区中上部，倾斜长约1000m，平均含量为6m/t，高于区外约3050%。北区6煤层共有10个瓦斯测样钻孔，含量最大值见于三线14孔，标高-645.69m，含量为9.36m/t。张集矿北区8、6、1煤层共有瓦斯测试成果46个点，其各水平瓦斯含量见表2表2 北区8、6、1煤层各水平瓦斯含量一览表项目8煤层6煤层1煤层孔数瓦斯含量（m/t）孔数瓦斯含量（m/t）孔数瓦斯含量（m/t）00m-500m32.217.01/4.2311.6730.552.29/1.63-500m-600m52.078.86/5.3362.146.44/3.9642.158.22/5.43-600m-700m22.547.43/4.9916.32131.3116.55/6.21-700m-800m23.836.29/5.0612.2642.1710.66/6.00-800m以下17.3819.34瓦斯风化带：东一、西二采区为基岩顶界面下200m；西三采区为基岩顶界面下110m。第二节 瓦斯涌出量预测一 矿井瓦斯涌出量预测1 采用分源预测法预测回采工作面的瓦斯涌出量回采工作面瓦斯主要来源于本煤层、围岩及邻近层。本煤层瓦斯涌出量根据煤层厚度、采高、产量、采场丢煤、采场所在位置的瓦斯含量掘进预排系数等因素综合计算；邻近层涌向开采层的瓦斯根据其层位、含量、厚度等因素进行计算；本区8煤层上部赋存有9-2、9-1煤层，下部赋存有7-2、7-1、6煤层。q=q本+q邻 （1）q本=K1K2K3K4K5(M/m)(X0XC) （2）q邻=K6ni=1i（Mi/m）(X0iXciK7iX0i)（3）式中： q回采工作面相对瓦斯涌出量（m3/t）q本本煤层相对瓦斯涌出量（m3/t）q邻邻近层相对瓦斯涌出量（m3/t）K1围岩瓦斯涌出系数，取1.2K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，取1.1K3掘进工作面预排瓦斯影响系数，取0.94K4不同通风方式的瓦斯涌出系数，取1.0K5本煤层抽采瓦斯影响系数，取1.3K6邻近煤层抽采瓦斯综合影响系数，取1.2 M、m本煤层的煤层厚度、回采高度（m）X0、 XC本煤层的原始、残存瓦斯含量（m3/t）XC取2m3/ti第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率（%）据煤炭工业部出版矿井瓦斯综合治理技术第37页图222，不同层间距离邻近层瓦斯排放率曲线查得：Mi第i邻近煤层的煤层厚度（m）X0i、 Xci第i邻近煤层的原始、残存瓦斯含量（m3/t）Xci =（1i）（1K7i）X0i K7i为第i上或下邻近层的瓦斯预排率1.1 采用分源预测法预测回采工作面的瓦斯涌出量结果一)、本煤层瓦斯涌出量预测其基本参数代入式（2）计算，结果见下表：张集北区11218面本煤层瓦斯涌出量预测表工作面区域标高（m）瓦斯含量（m3/t）相对瓦斯涌出量（m3/t）-480-5054.15.61-505-5304.85.81-530-5555.26.40-555-5805.96.88-580-6056.57.26-605-62078.079二)、邻近煤层瓦斯涌出量预测结果由地质资料可看出,在8煤层回采时,上邻近煤层有9煤、下邻近煤层有7-2煤、7-1煤、6煤的瓦斯向工作面涌出，其基本参数代入式（3）得下表。煤层煤厚(m)与开采层间距(m)瓦斯含量(m3/t)%相对瓦斯含量(m3/t)91.0320.012.352.582.583.043.243.44750.510.560.610.660.700.75711.179.632.43.13.14.455.055.65400.170.210.270.310.350.40721.2318.682.362.723.083.473.774.07300.100.110.130.140.160.1763.9238.342.362.723.083.473.774.07180.110.130.150.170.180.19相对瓦斯涌出量m3/t(合计)0.891.011.161.281.391.5142三)、11218回采工作面相对瓦斯涌出量将本煤层相对瓦斯涌出量、邻近煤层相对瓦斯涌出量代入式（1），计算结果如下：工作面区域标高（m）相对瓦斯涌出量m3/t-480-5056.50-505-5306.82-530-5557.56-555-5808.16-580-6058.65-605-6209.58四)、11218回采工作面绝对瓦斯涌出量工作面回采期间日产量按7000吨计算，经计算绝对瓦斯涌出量，结果如下：工作面区域标高（m）绝对瓦斯涌出量m3/min-480-50531.61-505-53033.17-530-55536.74-555-58039.69-580-60542.05-605-62046.57利用分源预测法预测11218回采工作面绝对瓦斯涌出量为46.57 m3/min。1.2采用类比法预测采煤面的瓦斯涌出量11418（W）综采面工作面长240 m，回采长度1320m，回采标高为-475-550 m，煤层厚度为2.5m3.45m，平均3.2 m，煤层倾角为25，平均3。11218综采面工作面面长240m，回采长度1860m，回采标高为480620m，煤层厚度为3.23.93m，平均煤厚3.25m，煤层倾角为210，平均40。因11218综采面与11418（W）综采面的煤层地质条件、采煤方法、煤层槽别等方面相类似，11418（W）综采面回采期间的瓦斯涌出量为：瓦斯相对涌出量：8.9 m3/t，瓦斯绝对涌出量：53.57 m3/min。所以可以根据11418（W）综采面回采期间的瓦斯收集资料情况来预测11218综采面回采期间的瓦斯涌出情况。类比法预测结果为：1、11218综采面瓦斯相对涌出量：10.9 m3/t。2、11218综采面瓦斯绝对涌出量：60.57 m3/min。根据以上二种预测方法的预测结果，并结合11218综采面回采期间的实际瓦斯涌出量，取其中的最大值做为预测结果即：1、11218综采面瓦斯相对涌出量：10.9m3/t。2、11218综采面瓦斯绝对涌出量：60.57 m3/min。2采用分源预测法预测掘进工作面的瓦斯涌出量全煤及半煤岩掘进巷道的瓦斯来源包括两部分，即从煤壁涌出和落煤涌出。a、 煤壁瓦斯涌出量 q1=nmVG02（L0/V）0.5-1，m3/min；式中：q1掘进巷道内煤壁的瓦斯涌出量，m3/min；n巷道涌出瓦斯（暴露）煤壁个数，单孔送道时n=2；m煤层厚度，m；V平均掘进速度，m/min；G0暴露煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2min）；采用下式进行计算： G0=0.0263*0.0004(Vr)2+0.16*WO,m3/(m2min)；式中:Vr煤中挥发份含量，%；L0掘进巷道长度，m；其中最大长度的合理取值应按煤壁瓦斯极限排放时间取值， L0=（GO/0.00025）2-1V， m；上式适用于低变质煤，煤层厚度为巷道的2倍。b、 掘进巷道落煤时瓦斯涌出量 q2=SV0，m3/min；式中：q2掘进巷道落煤时平均瓦斯涌出量，m3/min；S巷道见煤断面；煤的容重，t/m3；c、掘进巷道瓦斯涌出量 q掘=q1+q2，m3/min；式中： q掘掘进巷道掘进时平均瓦斯涌出量，m3/min。8煤层煤巷综掘头月进度为230米，其瓦斯涌出量预计为0.752.03 m3/min，8煤层煤巷炮掘头月进度为100米，其瓦斯涌出量预计约为0.25 0.4m3/min，岩巷瓦斯涌出量预计为0.120.28 m3/min。3采用分源预测法预测收作面及采空区的瓦斯涌出量根据收作面的回风风量和回风流中的瓦斯浓度，11418（W）收作面的瓦斯涌出量为3.4m3/min，采空区的瓦斯涌出量估算为1.12m3/min。采区序号工作面名称下顺槽标 高（m）煤层瓦斯含量（m3/t）日产量（t）瓦 斯涌出量m3/min相 对涌出量m3/t东一采区111218综采面（综采队）-6056.53800060.5710.9211418（W）收作面-4752.43.4311718轨顺 1.66411718运顺1.13511718轨顺提料联巷0.86西二采区2#回风石门0.76711718高抽巷0.238东一采区南翼7煤胶带机大巷0.2911126皮带机巷联巷0.121011126回风巷联巷0.1611西二采区2#轨道石门0.1312西二采区1#回风石门0.15采空区1.12北区矿井合计853170.4311.89根据以上预测结果可知：张集矿北区全矿井暨东一采区的瓦斯涌出量为：60.575.343.41.1270.43m3/min4 矿井瓦斯涌出量预测结果综合利用分源预测法和类比法的矿井瓦斯涌出量的预测结果，并结合矿井的实际瓦斯涌出量，最终确定张集矿北区矿井暨东一采区的瓦斯涌出量为70.43 m3/min，11218综采面瓦斯绝对涌出量：60.57 m3/min。第三章 瓦斯治理设计第一节 通风设计一、矿井通风系统概况： 目前张集矿北区工业场地内设3个井筒，主井（D5.5m）、副井（D6.8m）和回风井（D6.0m），矿井初期的通风方式为中央并列式。其中2个进风井：主井、副井，1个回风井，担负全矿井的回风；全矿井目前只有一个东一采区，实行了分区通风，北区矿井的主要进风大巷为：东一采区-492m东翼轨道石门、-492m支架硐室、-512m-380m胶带机下山；新鲜风流通过主要进风大巷进入东一采区南、北翼内的轨道大巷和皮带机大巷，再进入采区内的各个采、掘工作面，回风经过采区内南、北翼的8煤回风大巷和第二回风大巷进入矿井总回风道，在东一采区的南、北翼各形成“双进双回”的采区通风系统；后期开采西三采区时，需在其浅部增补一个回风井（即西风井），现安装二台型号为GAF37.522.41型轴流式抽风机，一台使用，一台备用，配套电机为TD32008同步电机、电机功率3200kw，总进风量18086m3/min，总回风量18109m3/min，工作负压3540Pa，等积孔6.4m2,采用全负压抽出式机械通风。二、矿井和东一采区的风量分配情况：北区主要进风巷道的进风量如下：东一采区-492m东翼轨道石门 6496 m3/min-492m支架硐室 5405 m3/min-380m胶带机下山 4352 m3/min北区主要回风巷道的回风量和瓦斯浓度如下：东一采区1#回风石门 9885 m3/min，瓦斯浓度为0.29%东一采区2#回风石门 6690 m3/min，瓦斯浓度为0.16%西二采区1#回风石门 864 m3/min，瓦斯浓度为0.04%采区内主要进风大巷风量分配如下：北翼7煤轨道大巷 3264 m3/min北翼8煤皮带机大巷 2526 m3/min南翼8煤皮带机大巷 3188 m3/min南翼7煤轨道大巷 1554 m3/min采区内主要回风大巷风量分配和瓦斯浓度如下：北翼8煤第一回风巷 4312 m3/min，瓦斯浓度为0.52%北翼8煤第二回风巷 5033 m3/min，瓦斯浓度为0.49%南翼8煤第一回风巷 2033 m3/min，瓦斯浓度为0.13%南翼8煤第二回风巷 4033 m3/min，瓦斯浓度为0.26%11218工作面和11418（W）收作面采用运顺进风，轨顺回风，通风方式为“U”型独立通风。其中11218综采面风量为3419 m3/min，回风流中的瓦斯浓度约0.58%；11418（W）收作面风量为1922 m3/min，回风流中的瓦斯浓度约0.16%。由此可以看出矿井总风量较为富裕，采区回风巷道、矿井总回风道和采煤面回风流中正常情况下的瓦斯浓度均较小。矿井的风排瓦斯量为98850.29%66900.16%8640.04%5.13（井下移动抽采泵排放瓦斯量）28.6710.70.355.1334.59 m3/min。第二节 抽采系统设计一、矿井抽采系统设计北区的抽采系统分为地面永久抽采系统和井下临时抽采系统，井下高瓦斯采煤工作面均按规定进行了瓦斯抽采，2006年北区年度计划抽采瓦斯1300万m3，抽采率不低于50%。地面永久抽采系统：矿井永久抽采系统总体设计采用4台2BEF-72型抽采泵，配560kw电机。目前已安装并使用了2台（用于抽采11218采煤面的瓦斯），2台在建（06年9月份可以投入使用，用于抽采11718采煤面的瓦斯）；单台抽采混合量可达300 m3/min。地面抽采干管为800mm螺纹焊管，利用抽采钻孔配560mm工作管至风井下口井底-492m水平与井下630mmPE管合茬，一路从抽采钻孔下口至东一采区1#回风石门管路采用630mmPE管，再用630mmPE管经北翼8煤回风大巷接至11218采煤面高抽巷，重点抽采11218高抽巷内的瓦斯；另一路从抽采钻孔（目前正在施工，预计06年8月份可以正式投入使用）下口至东一采区2#回风石门管路采用630mm螺纹焊管，再用630mm螺纹焊管经南翼8煤第一、第二回风下山接至11718采煤面高抽巷，重点抽采11718高抽巷内的瓦斯。在东一采区8煤北翼第一回风大巷内安设一路500mmPE管，在东一采区8煤南翼第一、第二回风下山内各安设一路630mm螺纹焊管，在11218高抽巷内埋设一路500mm螺纹焊管，在11718高抽巷内埋设二路500mm螺纹焊管。 地面永久抽采系统目前主要抽采11218高抽巷内的瓦斯；在以后回采11718采煤面时，在11718高抽巷内埋设二路500mm螺纹焊管，抽采11718高抽巷内的瓦斯；正常抽采时（日产8000t）混合量为270 m3/min，抽采浓度可达11.23%，抽采纯量平均为30.84 m3/min左右，抽采纯量最大可达43 m3/min。井下临时抽采系统：井下临时抽采系统采用4台2BE1-353型抽采泵，配160Kw电机，其中2台并联运行，一台抽采11218运顺顺层钻孔、轨顺顺层钻孔、轨顺顶板钻孔和巷帮钻孔内的瓦斯,一台抽采11418（W）收作面尾抽巷、11218老塘埋管和上隅角内的瓦斯，一台备用。在东一采区北翼8煤第一回风大巷内安设二路400mmPE管路，经11218风桥接至11218轨顺、运顺，在11218轨顺内安设一路377mmPE管路和一路273mm溥壁铁管，在11218运顺内安设一路273mm溥壁铁管，抽采混合量可达60 m3/min，抽采浓度可达4.65%，抽采纯量为5.13 m3/min。抽采泵站设置在东一采区北翼8煤轨回一联巷处。出口设在风井下口北车场，出口处风量10296 m3/min。在以后回采11718采煤面时在17268回风巷掘进运煤联巷处安设一井下移动抽采泵站，安设3台2BE1-353型抽采泵，一台抽采11718运顺顺层钻孔、轨顺顺层钻孔、轨顺顶板钻孔和轨顺巷帮顶板高位钻场钻孔内的瓦斯,一台抽采11718老塘埋管、上隅角和尾抽巷内的瓦斯，一台备用。在东一采区南翼8煤第一回风大巷内安设二路377mmPE管路，接至11718轨顺、运顺，在11718轨顺内安设一路377mm螺纹焊管和一路273mm溥壁铁管，在11718运顺内安设一路273mm溥壁铁管。抽采瓦斯总量为：永久系统抽采量临时系统抽采量=30.845.1335.97 矿井瓦斯涌出总量为：风排瓦斯量抽采瓦斯量=34.5935.9770.56矿井瓦斯风排率为=34.59/70.56=49.02%矿井瓦斯抽采率为=35.97/70.56=50.98%二、抽采方法设计1 地面钻井抽采为了提高瓦斯抽采的力度，我矿采用地面钻井抽采方式，在地面施工钻孔至采煤面的采空区，并利用地面野外抽采泵站抽采11218、11718采空区及邻近层内的瓦斯。地面钻井及抽采泵的参数见瓦地院设计，利用地面野外抽采泵站抽采采煤面采空区内的瓦斯。预计抽采瓦斯量Q钻井=10 m3/min。2 高位抽采巷抽采采煤面采空区上端头冒落带上方的裂隙带为瓦斯富集区，将高位抽采巷布置在瓦斯富集区，才能抽到尽可能多的瓦斯。将高抽巷布置在距8煤顶板1520米处，高抽巷内错采煤面轨道顺槽平距为20米，利用地面永久抽采泵抽采高抽巷内的瓦斯，预计抽采瓦斯量Q高抽巷=20 m3/min。3上隅角埋管抽采在采煤面老塘内埋设一路273mm溥壁铁管，埋入深度为1020m，抽采采煤面采空区内的瓦斯，上隅角抽采管路选用一路10寸铁皮管，要求此路铁皮管每30m拔一个三通，将10寸铁皮管埋入老塘内，与井下临时抽采系统合茬进行抽采。4 轨道顺槽巷帮走向长钻孔抽采在采煤面轨道顺槽巷帮每隔60m施工一组走向长钻孔，每二组钻孔之间的压茬距为30 m，钻孔长为90m，孔径91mm，每组施工8个钻孔，第一个钻孔距离开切眼为60m，要求钻孔终孔见9煤，距8煤顶板约16m位置处，钻孔终孔内错轨道顺槽平距为520 m，钻孔封孔长度为15m，与井下临时抽采系统合茬进行抽采。5 轨道顺槽顶部倾向长钻孔抽采在采煤面轨道巷每隔60m沿工作面倾向方向施工一组钻孔，每组施工钻孔3个，平行轨顺倾向中心线布置，每个钻孔孔径为91mm，中间钻孔布置在轨顺倾向中心线处，钻孔间距为0.8 m，孔深为80m，钻孔与8煤层的倾角为120，中间钻孔方位角与轨道顺槽的方位角一致，左右两个钻孔的方位角分别与轨顺的方位角偏差正负60，终孔见9煤，距离8煤顶板为16m，前后两组钻孔的压茬距为20 m，钻孔封孔长度为15m，与井下临时抽采系统合茬进行抽采。6轨道顺槽和运输顺槽顺层孔抽采在采煤面轨道顺槽和运输顺槽内在8煤层中部沿着煤层走向每隔510米施工一个顺层钻孔，孔深110130米，与井下临时抽采系统合茬进行抽采。7轨道顺槽顶板高位钻场走向长钻孔抽采在采煤面轨道顺槽巷帮每隔80米施工一个顶板高位钻场，在钻场内布置810个钻孔，孔深100110米，钻孔终孔落在8煤顶板以上10米处。钻孔终孔内错轨道顺槽的平距为520米。高位钻场施工参数为：先沿着轨道巷煤层走向施工一个长7米、宽4米、高2.2米，倾角向上250的斜巷，然后再沿着煤层倾向施工一个长7米、宽4米、高2.2米的钻场巷道，将钻场布置在8煤顶板中，距8煤底板高为3米，与井下临时抽采系统合茬进行抽采。8尾抽巷抽采在布置高抽巷有难度的地点，可以在采煤面工作面轨道顺槽外错510米的范围内施工采煤工作面的尾抽巷，尾抽巷施工完毕后在尾抽巷内预埋长为50100米的抽采管路，并在尾抽巷的外口施工封闭墙进行封闭后进行抽采。利用地面永久抽采泵抽采采煤面尾抽巷和采空区内的瓦斯。为了认真地落实集团公司“可保尽保、应抽尽抽”的瓦斯综合治理方针，提高采煤工作面的瓦斯抽采量，在实际工作中我们根据煤层地质情况，选用多种瓦斯抽采方法最大限度地抽采采煤工作面的瓦斯。三、抽采泵的选型地面永久抽采泵选型：选择地面永久抽采泵抽采负压最大的地点，即抽采11718高抽巷里口处的瓦斯。地面永久抽采泵选型：Q泵=（QmaK）/（c）Qma：最大抽采瓦斯量15 m3/min：抽采泵的机械效率取75%，K：瓦斯抽采系数取1.4，C：最小抽采瓦斯浓度取10%。经计算Q泵=280m3/min。抽采泵的泵压采用下式计算：H泵=（H总+H孔+H正）KH总= H直+H局H直1=9.8（LQ2）/（KoD15）=9.8（400360020.915）/（0.71475）=285.5 PaH直2=9.8（1000360020.915）/（0.71605）=210.5PaH直3=9.8（530360020.915）/（0.71505）=277.6PaH直4=9.8（619360020.915）/（0.71755）=42.7PaH直= H直1 +H直2+ H直3 + H直4=285.5+210.5+277.6+42.7=816.3PaH总= H直+H局=1.15 H直=1.15816.3=938.7H泵=（H总+H孔+H正）K=（938.7+15000+9200）1.2=30166.4 Pa式中：H泵抽采泵的压力（Pa）H总抽采管路总阻力损失（Pa）（包括直管阻力损失H直和局部阻力损失H局，局部阻力损失依据管路安装条件取经验值取H局=15%H直）H孔抽采孔口所需负压（取值不低于0.015Mpa,取H孔=0.015Mpa）H正抽采泵出口正压（取9200pa）K抽采备用系数,取K=1.2其中：H直=9.8（LQ2）/（K0D5）式中：H直直管阻力损失（Pa）L抽采直管长度（m）， Q抽采管内瓦斯流量（m3/h）,取Q= 3600m3/h含瓦斯混合气体对空气的相对密度，取0.915K0 综合系数，取K0=0.71D抽采管道内径（cm）H局取15%H直。根据Q泵=280 m3/min，H泵=30166.4 Pa，查抽采泵曲线知，我矿地面安装的2BEF-72-240型抽采泵（Q泵=450m3/min，H泵=3000070000 Pa）能满足要求，因此，抽采泵使用地面永久抽采泵，数量为2台，1台使用，1台备用。井下移动抽采泵选型：选择井下移动抽采泵抽采负压最大的地点，即抽采11218采煤面老塘处的瓦斯。抽采泵选型：Q泵=（QmaK）/（c）Qma：最大抽采瓦斯量2 m3/min：抽采泵的机械效率取75%，K：瓦斯抽采系数取1.4，C：抽采瓦斯浓度取5%。经计算Q泵=74.7 m3/min。抽采泵的泵压采用下式计算：H泵=（H总+H孔+H正）KH总= H直+H局H直1=9.8（LQ2）/（KoD15）=9.8（850240020.915）/（0.71355）=1177.3PaH直2=9.8（LQ2）/（KoD15）=9.8（2020240020.915）/（0.71255）=15047.4PaH直= H直1+ H直2=1177.3+15047.4=16224.7H总= H直1+ H直2+H局=1.15 H直=1.1516224.7=18658.4 PaH泵=（H总+H孔+H正）K=（18658.4+13000+800）1.2=32458.4Pa式中：H泵抽采泵的压力（Pa）H总抽采管路总阻力损失（Pa）（包括直管阻力损失H直和局部阻力损失H局，局部阻力损失依据管路安装条件取经验值取H局=15%H直）H孔抽采孔口所需负压（取值不低于0.013Mpa,取H孔=0.013Mpa）H正抽采泵出口正压（取800pa）K抽采备用系数,取K=1.2其中：H直=9.8（LQ2）/（K0D5）式中：H直直管阻力损失（Pa）L抽采直管长度（m）， Q抽采管内瓦斯流量（m3/h）,取Q= 2400m3/h含瓦斯混合气体对空气的相对密度，取0.915K0 综合系数，取K0=0.71D抽采管道内径（35或25cm）H局取15%H直。根据Q泵=74.7 m3/min，H泵=32458.4Pa，查抽采泵曲线知，2BE1-353型抽采泵（Q泵=85m3/min，H泵=33000Pa）能满足要求。第四章 防灭火设计第一节 防灭火概况北区主要可采煤层分别为13-1、11-2、8、6-1和1煤。可采煤层煤质稳定,煤类单一,属低中中高灰、低特低硫、中特低磷、高灰发份、富油高油、中等高灰发热量的气煤和1/3焦煤。各煤层具有煤尘爆炸危险；煤的自燃倾向性介于很易自燃不自燃之间，煤层的自燃发火期为36个月。因此，防灭火是矿井“一通三防”工作的重点。第二节 防灭火系统一、 灌浆系统根据煤矿安全规程相关规定，张集矿北区建立了灌浆灭火系统。北区工业广场有一个地面灌浆站，地面灌浆站总容量120m3，分为3个容量为40的灌浆池，配3台泥浆搅拌机，搅拌机制浆能力为 132.8/。井下干管为159mm无缝钢管，采区回风道内为133mm或159mm无缝钢管，进入采区内部工作面的浆管为108mm无缝钢管，全矿井主干管长为2000m，支管长5000m，深入到采区每个灌浆地点，防灭火系统完善。灌浆系统：地面灌浆站-灌浆钻孔管路（总管管径21910）-风井下口井底车场（管径1598）-492m东翼1#回风石门管路（管径1598）-492m464m东翼回风上山管路（管径1598）-北翼464m8煤层第一回风大巷管路（管径1598）-11218风桥（管径1088）接至11218轨道顺槽管路、运输顺槽（管径1088）以及11418（W）轨道顺槽和运输顺槽（管径1088）-11218和11418（W）采空区（管径1088）。另一路从井下灌浆钻孔管路经东一采区2#回风石门（管径1598）接至东一采区8煤南翼第一回风下山（管径1598）接至11718轨道顺槽和采空区处（管径1088）。灌浆方法：根据需要随时对工作面采空区进行埋管灌浆，并随着工作面的向前推进，及时将埋入老塘深部的浆管甩掉，并及时将新的浆管埋入老塘。根据采煤面的自燃发火实际情况，选择是否灌浆。并在采煤面收作后另行编制专项防火设计。灌浆参数的选择灌浆参数：灌浆材料选用粘性黄土，泥浆水土比5：1。灌浆量：Q=KMLLsKr式中K灌浆系数，M煤层开采厚度，mL灌浆区的倾向长度，mLs工作面宽度，mKr煤炭回收率，%则Q每天灌浆量=0.043.26.42400.95=186.8 m3黄土。二、注氮系统现张集矿北区工业广场有一个地面注氮站，位于北区回风井附近。采用北京瑞赛长城公司的PAS97-1000型制氮机组，制氮量1000Nm3/h，共2套，1台使用，1台备用。制氮方法是变压吸附法,原理就是利用空气中氧和氮分子的气体扩散速度不同而分离的。整个装置由空压机、冷干机、储气罐、吸附器等主要设备组成，保证该系统生产的氮气纯度在97%以上。地面注氮站-注氮钻孔（总管管径1945）-风井下口井底车场管路（管径1595）-492m东翼1#回风石门管路（管径1595）-492m464m东翼回风上山管路（管径1598）-464m北翼8槽煤层第一回风大巷管路（管径1598）-11218运输顺槽管路和11418（W）运输顺槽管路（管径1084）-11218综采工作面和1部队1418（W）收作面采空区。另一路从东一采区464m 1#回风石门通过南翼回风联巷接至东一采区8煤南翼第一回风下山（管径1598）接至11718运输顺槽和采空区处（管径1088）。注氮方法：通过管路敷设至采煤面进风巷工作面下三角内，根据需要对采煤面采空区进行预埋注氮管注氮防火。注氮采用非连续方式，主要用于采煤面拆架、收作、停采时的防灭火，也可用于采煤面高冒区、老空区的防灭火。第三节 矿井火灾预测预报一、防灭火预测预报1、每七天安排专人检查采煤面和收作面老塘、回风流以及采空区封闭墙、抽采钻场、抽采管路内、抽采管路出气口、有自然发火隐患的煤柱和巷道高冒处的4、气温、水温等参数，每次检查都要有专门的记录，定期收集气样并进行分析化验，发现自燃隐患应立即处理、汇报。2、在东一采区492m 1#回风石门、492m 2#回风石门、采煤面和收作面轨道巷外口安设一只一氧化碳传感器，以便动态监测一氧化碳及其它发火特征气体浓度变化情况。二、矿井外因火灾的预防1、矿井必须设地面消防水池和井下消防管路系统，井下消防管路系统应每隔100m设置支管和阀门，但在胶带输送机的巷道中每隔50m设置支管和阀门，并保证完好和正常使用，地面消防水池必须经常保持不得少于200m的水量。主要大巷消防管路采用159mm钢管，采区或其他作业地点采用108mm钢管。2、井口房和通风机房附近20m内，不得有明火或用火炉取暖。 3、井筒、各水平的连接处及井底车场，主要绞车道同主要运输巷和回风巷的连接处，井下机电硐室，主要巷道内的胶带输送机的机头前后两端各20m范围内，都必须用不燃性材料支护。4、每一入井人员严禁携带烟草和点火用品，严禁穿化纤衣服。5、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。6、井下机电设备严禁超负荷运行，加强机电设备的检查与维护，杜绝机电设备失爆。7、加强放炮及火工品管理，严禁使用变质，失效炸药，严禁使用不合格电雷管，母线与脚线之间的接头必须用绝缘胶布包扎，严禁放糊炮和明炮。8、井下和井口房不得从事电焊和喷灯焊接等工作，如果必须在井下主要硐室，主要进风井和井口房内进行电焊、气焊和喷灯焊接工作，每次都必须制订安全措施，同时还必须严格遵守煤矿安全规程第223条规定。9、井下和硐室内不准存放汽油、煤油和变压器油，井下使用的润滑油、棉纱、布头和纸等，也必须放在带盖的铁桶内，并由专人定期送地面处理，不准乱放乱扔，严禁将剩油、废油泼洒在井巷和硐室内。10、矿井必须在井上、下设置消防材料库，其储存的材料、工具的品种和数量必须满足矿井灾害预防和处理计划中的要求，符合煤矿安全规程225条规定，并备有明细卡，指定专人定期检查和更换，其材料和工具非因处理事故不得使用，因处理事故所消耗的材料，必须及时补齐。11、井下爆破材料库、机电硐室、检修硐室、材料库、井底车场、使用胶带输送机或液力偶合器的巷道以及采掘工作面附近的巷道中，都必须符合矿井灾害预防和处理计划中的规定。12、采煤面轨道巷、进风巷、皮带机转载点、皮带机头、井下移动抽采泵站、井下移动变电站、整流充电峒室、采区变电所、中央水泵房、井下炸药库配备2只干粉灭火器（高泡灭火器）、沙箱、消防沙、消防铲等专用工具。13、所有井下工作人员都必须熟悉灭火器材的使用方法，并熟悉本职工作区域内灭火器材的存放地点。三、矿井内因火灾的预防1、在矿井和新水平的设计中，必须采用综合（包括开拓方式、巷道布置、开采方法、回采工艺、通风方式和通风系统等）以及专项（包括灌浆为主，辅以喷注阻化剂、凝胶、注入惰性气体等）预防煤层自然发火的措施。2、提高工作面的推进度，采用性能优越的采煤机和液压支架，优化回采工艺，缩短循环周期。3、加强煤炭资源回收，减少遗煤。4、适当加大巷道断面，或采用低风阻支护形式，降低矿井通风负压。5、及时密闭老空区，并保证密闭质量、减少漏风。6、矿井生产中可根据工作面周围巷道情况、通风风流可能的流经路线，采取均压防灭火措施。7、由于单产的提高，工作面推进速度明显加快，采煤工作面和工作面上下顺槽煤壁的暴露时间缩短，煤层发火情况得到明显改善。同时，可以通过提高泥浆流速、延长灌浆时间来提高灌浆量。回采工作面采取随采随灌措施时，必须制定严格的技术措施。8、巷道掘进过程中一旦出现高冒点（冒高超过1.0m）时，施工单位必须及时用不燃性材料充填严实并进行喷注浆处理，同时向矿调度和通风调度汇报，并在现场做好明显标记。通风队负责编号并造册登记，并由通风部门设点检查，挂牌管理，建立高冒处防火台帐，并负责预埋检测导管，每周不少于一次对高冒点内的气体成分及空气温度进行检测，发现问题及时处理和汇报。9、高冒处采用外喷内注的方法，将冒落空间充满填实，消除发火隐患。掘进产生的高冒必须在20天内处理完毕。10、注氮时，氮气浓度不得低于97%。注浆、注氮时地面建立注浆和注氮台帐。11、抽采管路、观察管路内一旦出现一氧化碳，应立即停止抽采。加强一氧化碳气体的检查工作，加强对采空区封闭墙附近及可能造成漏风地点的堵漏、密闭工作。12、新施工的采空区封闭墙要及时灌浆，并要灌满。井下所有封闭墙均要定期进行补浆，减少采空区漏风。13、采煤工作面回采结束后，必须在45天内撤出一切设备、材料，并及时进行永久性封闭。14、井下各种防火设施的设置应按有利于防火的原则正确选择位置，严格控制不合理的设施阻力，避免增加采空区、煤壁裂隙、密闭墙等处的漏风。15、必须定期检查防火墙内外空气压差以及防火墙墙体的气密性。矿井做大的风量调整时，应测定防火墙内的气体成分和空气温度。16、建立完善的矿井和采煤工作面灌浆管路系统。工作面回采前必须接齐灌浆、注氮管路。灌浆、注氮管路和工作面必须同时移交生产，没有灌浆、注氮管路的工作面不得进行调试、生产。 17、根据需要对采煤面采用老塘预埋管灌浆，在采煤面回采结束后在轨道顺槽和运输顺槽构筑封闭墙，并向采空区内灌浆。18、严禁各工作地点CO超限作业，当CO浓度超过24ppm时，必须停止工作，撤出人员，切断电源，进行处理；如发现自燃发火征兆（巷道温度、湿度增高，出现雾气，煤壁挂汗，有煤油味、汽油味等）自燃发火隐患或出现高温点（煤体氧化、温度上升至350C）都必须立即停止工作，采取措施进行处理。第五章 防尘设计一、防尘概况主要可采煤层分别为13-1、11-2、8、6-1和1煤。根据精查地质报告,各煤层煤尘具有均有爆炸危险,火焰长度为600650，岩粉量7580%。井下机采、机掘、装载、卸载、转载、钻眼、爆破、支护、支架、行走、喷砼（浆）等工序是生产性粉尘的主要来源；粉尘主要存在于工作面、