煤矿8304综放面利用二氧化碳致裂强制放顶提高放煤率试验方案

PAGE35矿业煤矿8304综放面利用二氧化碳致裂强制放顶提高放煤率试验方案

目录目录 21矿井概况 51.1交通位置 51.2气象及地震 51.3地形地貌 51.4煤层 61.4.1含煤性 61.4.2可采煤层 71.5煤质 81.5.1煤的物理性质及煤岩特征 81.5.2煤的化学性质、工艺性能、煤类 91.5.3煤种及工业用途 111.6矿井概况及通风、瓦斯情况 111.6.1矿井开拓 111.6.2通风系统 131.6.3矿井瓦斯等级 132工作面概况 142.1工作面位置及井上下关系 142.1.1位置及范围 142.1.2邻区情况 142.1.3地面情况及受生产影响程度 142.2煤层 152.3煤层顶底板 152.4地质构造 152.5水文地质 162.6影响回采的其它因素 162.7储量及服务年限 173采煤方法 183.1巷道布置 183.1.1煤柱设计 183.1.2巷道及硐室布置 183.2采煤工艺 193.2.1采煤工艺 193.2.2工作面液压支架的选型 203.2.3工艺流程 204综采放顶煤工作面顶煤弱化处理方案确定 235二氧化碳致裂强制放顶工艺设计 265.1二氧化碳致裂技术简介 265.1.1二氧化碳开采器基本结构 265.1.2二氧化碳开采器工作原理 265.1.3二氧化碳开采器配套设备 265.2二氧化碳致裂强制放顶煤技术工艺设计 275.2.1工艺流程 275.2.2钻孔布置 285.2.3封孔及致裂连线方式 295.2.4预裂方式及顺序 296顶煤致裂安全技术措施 306.1组织措施 306.1.1组织指挥 306.1.2双方职责 306.2安全技术措施 306.3液态二氧化碳开采器的使用管理 306.3.1二氧化碳开采器正常工作环境 306.3.2二氧化碳开采器适应的贮运环境条件 316.3.3安装液态二氧化碳充装设备的车间应满足条件 316.3.4发热材料储藏 316.3.5发热材料运输、包装 326.3.6二氧化碳开采器组装、充装及运输 326.3.7二氧化碳开采器井下存放及管理 326.3.8二氧化碳开采器使用操作 336.3.9二氧化碳开采器维护 336.3.10管理档案 337人员安排及项目所需设备材料资金概算 347.1人员安排 347.2二氧化碳致裂成套设备及材料 347.3资金概算 341矿井概况1.1交通位置井田位于库尔勒市镇以西12km处，距库尔勒市31km，距焉耆县47km。南疆铁路，乌库公路均从通过，井田距火车站18km，至井田有沥青公路相通，交通较为便利，详见交通位置图1-1-1。行政区划隶属库尔勒市管辖。井田地理坐标为：东经86°09′39″～86°12′37″；北纬41°51′36″～41°52′57″。1.2气象及地震井田所处地区性属大陆性干旱气候。据1991年库尔勒市气象站资料：最高气温38.3℃(1991年7月18日)，最低气温-16℃(1991年12月30日)。年降水量59.3mm；年蒸发量2506.5mm；相对湿度30～69％；最小为7％(1991年6月5日及1991年12月5日)；每年l～3月、ll～12月份为冻结期，冻土深度5～4lcm。另据新疆地质矿产局第三地质大队在向斜北翼二井田设站观测，2～4月份风向多南西风，5～6月份多南风或南西风，12月至翌年1月风向多东北风；每年西北和南西风最大，最大风速大于32m／s(1984年6月9日及1984年6月25日)。据库尔勒地震台观测，该区新构造运动较活跃；山体以1cm／a幅度持续上升，活断层引发构造地震较频，但强度不大，据记载百余年内库尔勒地区未遭受六级以上灾害性地震。1978年4月22日在库尔勒西北约35km，即东经85°49′，北纬41°57′处发生5．8级地震，堪称最大。然而低级别地震甚频，仅1985年有感地震达15次之多。该地区属六级震裂带，故井田工业与民用建筑需按七级裂度设防较为安全。1.3地形地貌矿区地处焉耆盆地西南缘，其西南有海拔+1500～+2500m的库鲁克山，西北有海拔+3000余米的虎拉山，东北与开都河流域相连，开都河在矿区以东40余公里处注入博斯腾湖。井田位于矿区西南缘，地处虎拉山与库鲁克山之交汇处，地势具东、西高，中间低，北高南低之趋势，海拔+1114.23m～+1261.20m，相对最大高差146.97m，一般高差30m左右。地表多无植被，仅在低洼处有白刺、麻黄等低小植物,呈一秃山荒漠景观。1.4煤层1.4.1含煤性井田所处区域含煤地层，主要为中下侏罗统克拉苏群(J1-2k1)。自下而上为哈满沟组(Jlh)及组(J2ts)。其次中、上三迭统小泉沟群(T2+3xq)也有薄煤层，但无经济意义。侏罗系地层可见平均厚度578m，含煤13组(自上而下编号为l～13号)，达12～76层，煤层平均厚27.08m，含煤系数3.5％。其各组含煤情况为：（1）哈满沟组（J1h）地层平均厚170m，含煤3组（即11、12、13号），计3－10层，其中可采煤层2层，主要分布在区的西部和东部，均属区域次要可采煤层。（2）组（J2ts）地层平均厚度408m，含1－10号煤组，达9～66层，可采煤层6～13层。其中8、9、10号煤组煤层为区内主要可采煤层，集中发育在本组地层的下部。综上所述，区内共有8个可采煤组，8～15层为可采煤层，其余煤组煤层不可采或局部发育，工业价值不大。组（J2ts）是区域主要含煤层段。井田内勘探的含煤地层为侏罗系中统组（J2ts），含煤地层平均厚312.92m，含煤7组，计25层，自上而下煤组编号为4～10号。煤层平均总厚39.73m，有益总厚30.93m，含煤系数9.9％。可采及局部可采煤层5层，总厚度24.28m，占煤层总厚的61.1％。根据岩性组合，聚煤特征及煤层稳定性将含煤地层分为三段：上段（J32ts）：地层厚67.10m，含4号煤组，1～2层，因其上界受不同程度的风化剥蚀，井田所剩为剥蚀残留部分，分布范围不大，有二个钻孔见此煤组，只见一个可采点，属不可采煤层。中段（J22ts）：地层厚131.92m，含5、6、7号煤组，达15层，煤层厚9.82m。本段虽呈多煤层，但多为不连续的煤层透镜体及薄煤层，个别煤层偶见可采点，煤层变化不稳定～极不稳定，均为不可采煤层。下段（J12ts）：地层厚113.90m，含8、9、10号煤组。计8层。煤层厚27.2m，为井田的主要含煤层段，含可采及局部可采煤层：8－2+3+4、9－2、9－3、9－4、10－1。总厚24.28m，占本段煤层厚度的89.3％，其中8－2+3+4为全区可采煤层，9－2、9－4、10－1为大部可采煤层，9－3为局部可采煤层，本段其它煤层8－1、8－5仅在井田中部个别孔见此煤层，均不可采，10－2号煤层在井田内不发育，仅一个钻孔在井田东部见此煤层。1.4.2可采煤层井田可采及局部可采煤层有5层，自上而下分别为：8-2+3+4、9-2、9-3、9-4、10-1号煤层。煤层可采总厚度18.01m。8-2+3+4号煤层：有13个钻孔控制。位于组下段上部，属特厚煤层，层位稳定，全井田可采，为井田主要可采煤层。根据8号煤组在矿区的聚煤特点，经对比井田内8-2+3+4为8-2、8-3、8-4之合层，部分点可分解为：8-2、8-3+4或8-2+3、8-4或8-2、8-3、8-4煤层，按分层原则，仅8-2与8-3+4号煤层之间在一定范围发育砂岩透镜体可单独分开，其余呈不可分开的一层。该煤层可采厚度5.78～19.82m，平均11.88m，结构简单—复杂，含夹矸3～7层，岩性一般为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩。其顶、底板岩性一般为泥岩、粉砂岩。煤层变化大体为由东向西厚度变大，西部、深部较东部、浅部结构简单。除1-1、1-3孔周围煤层中发育砂岩透镜体，使局部煤层沉积厚度变薄外，井田内煤层变化有规律可循，为较稳定煤层。9-2号煤层：上距8-2+3+4煤层19.02～34.80m,平均25.04m。有13个钻孔控制，其中12个孔见此煤层，其可采范围集中于井田中部，呈一北西、东南向的可采带，为大部分可采煤层。煤层可采厚度1.43～1.78m，平均1.60m。结构较简单，含夹矸0～3层，岩性多为炭质泥岩、粉砂岩、泥岩。顶板一般为粉砂岩、泥岩及炭质泥岩，偶为中砂岩；底板一般为粉砂岩、炭质泥岩及泥岩，其可采范围内厚度变化不大，属较稳定煤层。9-3号煤层：距9-2号煤层1.35～4.47m，平均2.31m。有13个钻孔控制，其中6个孔见此煤层，其可采范围集中于井田中部的9-4、9-3、1-2及加1-1孔附近，呈一北西、东南向的“葫芦”状形态，为小面积局部可采煤层。煤层可采厚度0.84～1.51m，平均厚1.08m。结构较简单，含夹矸0～3层，岩性多为炭质泥岩，其顶、底板岩性多为粉砂岩，底板偶见炭质泥岩。煤层变化无明显规律，可采边界不规则，为不稳定煤层。因其可采范围小，不参与井田储量计算。9-4号煤层：上距9-3号煤层1.11～7.74m,平均3.19m。有13个钻孔控制，井田内9个钻孔见此煤层，其可采范围分布于井田中部，呈一近乎南北向的可采带，为大部分可采煤层，煤层可采厚度0.80～4.72m，平均1.84m，结构较简单，含夹矸0～2层，岩性多为炭质泥岩；其顶、底板岩性一般为粉砂岩。除1-1孔厚度较大外，可采范围内厚度变化不大，为较稳定煤层。10-1号煤层：上距9-4号煤层11.09～14.25m,平均12.21m。有14个钻孔控制，其中8个钻孔见此煤层，可采范围集中于井田南部，沿走向呈带状分布，井田西部及北部煤层逐渐变薄至尖灭。为大部可采煤层。煤层可采厚度1.04～1.92m，平均1.61m，结构简单，含夹矸0～3层；岩性多为炭质泥岩。顶板岩性多为粉砂岩、泥岩，偶为砂砾岩；底板岩性多为粉砂岩、泥岩，偶为细砂岩。煤层厚度大体为东部、浅部较厚，向西及深部渐薄，可采范围内厚度变化不大，属较稳定煤层。各可采煤层特征详见表1-1。表1-1可采煤层特征一览表煤层编号可采厚度(m)层间距(m)结构夹矸层数稳定性顶底板主要岩性倾角(°)两极值平均值两极值平均值顶板底板8-2+3+45.78～19.8211.8819.02～34.8025.04简单～复杂3～7较稳定全区可采粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩7～589-21.43～1.781.60较简单0～3较稳定大部可采粉砂岩泥岩粉砂岩炭质泥岩1.35～4.472.319-30.84～1.511.08较简单0～3不稳定局部可采粉砂岩粉砂岩1.11～7.743.199-40.80～4.721.84较简单0～2较稳定大部可采粉砂岩粉砂岩11.09～14.2512.2110-11.04～1.921.61简单0～3较稳定大部可采粉砂岩泥岩粉砂岩泥岩1.5煤质1.5.1煤的物理性质及煤岩特征井田内的煤为高等植物形成的腐植煤，颜色为黑色，条痕为深棕色，沥青光泽，条带状结构，以参差状断口为主，贝壳状断口次之，煤易燃且烟浓。宏观煤岩成分：以亮煤为主，镜煤、暗煤次之，丝炭含量较低。宏观煤岩类型：以半亮型为主，光亮、半暗型次之。根据显微煤岩特征分析，井田内煤均由有机质和无机质构成，有机质总含量占88.25％～94.88％，无机质总含量5.12％～11.75％。在有机质中以凝胶化组分为主，丝炭组分次之，半凝胶化组分和稳定组分含量较低；在无机质中以粘土矿物为主，其它种类矿物少见。镜煤最大反射率为0.56％～0.60％。变质阶段属（Ⅰ－Ⅱ）阶段。1.5.2煤的化学性质、工艺性能、煤类1）各煤层主要煤质指标井田内为低变质烟煤。煤的主要化验指标一般为：原煤：水分(Mad)2.33～2.49％，平均为2.44％；灰分(Ad)指标9.43～16.89％，平均为12.99％；发热量(Qbd)26.11～29.55MJ／kg，平均为28.11MJ／kg；(Qb.daf)32.53～32.92MJ／kg，平均为32.78MJ／kg；全硫(St．d)0.47～0.54％，平均为0.50％；焦油产率（Tar.ad)13.6l～15.61％，平均为14.39％。精煤：回收率51.5～75.34％，平均为63.74%，碳含量(Cdaf)79.84～80.73％，平均为80.20％；挥发分产率(Vdaf)44.99～46.44％，平均为45.48％；粘结指数（GR.r)10～15.00，平均为11.44，煤类为长焰煤。各煤层主要煤质指标见表1-2。表1-2各煤层主要煤质指标表煤层号8-2+3+49-29-410-1原煤Mad（%）1.92～3.302.521.94～2.702.431.77～3.142.491.52～2.892.33Ad（%）4.10～22.149.439.00～28.2916.893.19～17.249.443.05～36.9116.20Qhd（MJ／kg）25.04～31.2129.4922.88～29.1226.1126.75～31.7929.5520.20～31.4527.29Qb.daf(MJ／kg)32.08～33.2832.9231.91～32.9432.5331.48～33.6832.8132.02～33.2832.85St．d（%）0.30～0.820.490.37～0.850.540.41～0.490.470.27～0.600.49Tar.ad（%）15.06～16.3515.6113.10～14.3013.7013.50～16.1014.6012.60～14.9013.65精煤Vdaf（%）44.43～48.1746.4443.51～47.8245.1443.72～47.7644.9942.33～48.8145.36GR.r3.36～21.3011.602～1910.03～329.171～3515.0Cdaf（%）79.34～80.8279.9979.23～80.3779.8479.43～80.6580.2480.45～81.4680.73煤类CY2）煤质变化规律①8-2+3+4至10-l号煤层，虽属低变质的长焰煤，但煤的挥发分产率以煤层层位的加深而降低，炭含量则反之。详见表1-3。表1-38－2+3+4、10－1号煤层挥发分、碳含量结果表煤层编号Vdaf（％）Cdaf（％）8-2+3+446.4479.9910-145.3680.73②8-2+3+4、9-4号煤层原煤灰分(Ad)较低，属特低灰煤，发热量(Qb.d)较高。9-2、10-l号煤层原煤灰分(Ad)较高，属中灰煤，发热量(Qb.a)较低。③8-2+3+4至10-l号煤层均属高油煤，相比之下8-2+3+4号煤层焦油产率(Tar．ad)略高，9-4号煤层中等，9-2，10-1号煤层略低。④8-2+3+4号煤层为巨厚煤层，其下部煤分层与上部煤分层相比，灰分(Ad)，有害元素氟（Fad），磷（Pd）增高。发热量（Qb.d）、精煤回收率降低。⑤9-2、10-1号煤层沿倾向，由浅至深有原煤灰分(Ad)降低，发热量增高之趋势。详见表1-4。表1-49-2、10-1号煤层灰份、发热量成果表钻孔号10－1号煤层9－2号煤层Ad（％）Qb.d（MJ/kg）Ad（％）Qb.d（MJ/kg）1－136.9120.2028.2922.881－218.5126.0818.6526.349－311.6728.083）煤的灰成分及灰熔融性井田内煤层的煤灰中含二氧化硅(Si02)33.77—57.41％，三氧化二铁(Fe203)4.19～11.87％，三氧化二铝(Al203)17.91～24.23％，氧化钙(CaO)4．52～14．48％，(MgO)2.70～8.45％，三氧化硫(S03)3.21～8.49％，二氧化钛(Ti02)0.27～0.64％。由于灰成分中二氧化硅(Si02)、三氧化二铝(Al203)等各种成分的含量不同，故灰熔融性有所不同，一般灰熔融性软化温度(ST)为1225～1360℃，属低熔灰分～高熔灰分。详见表1-5。表1-5各煤的灰成分、灰熔融性结果表煤层编号灰成分（％）灰熔融性级别Si02Fe203Al203CaOMgOS03Ti02ST(℃)8-2+3+433.7710.6317.9114.488.458.490.601241低熔灰分9-251.8311.8719.474.523.553.310.271225低熔灰分9-451.835.2220.237.904.196.280.541300高熔灰分10-157.414.1924.234.592.703.210.641360高熔灰分4）煤中有害元素①硫井田内各煤层全硫(St.d)含量：为0.40～0.51％，均属特低硫煤，经分析主要以硫化铁硫(Sp．d)，有机硫(So.d)为主，硫酸盐硫(Ss.d)含量甚微。详见表1-6。表1-6各煤层硫含量结果表煤层编号St.d（％）Sp．d（％）So.d（％）Ss.d（％）8-2+3+40.490.290.010.199-20.400.180.020.209-40.460.190.010.2610-10.510.220.010.28②磷井田内各煤层含磷较低，8－2+3+4号煤层平均为0.054％，属中磷煤。9－2号煤层平均为0.007％，9－4号煤层平均为0.004％。10－1号煤层平均为0.009％，均属特低磷煤。详见表2－3－7。③氟、氯、砷各煤层中氟、氯、砷的含量较低，一般氟（Fad）含量为84～111.5g/t，氯（Cla）含量为0.002～0.010％，砷（Asad）含量为0.5～2g/t。详见表1-7。表1-7各煤层磷、氟、氯、砷含量成果表煤层编号Pd（％）Fad(g/t)Cla（％）Asad（g/t）8-2+3+40.05486.90.00629-20.007111.50.01029-40.0041010.0020.510-10.009840.0061.67综上所述，井田内各煤层中有害元素的含量较低，为酿造和食品工业之较好燃料。1.5.3煤种及工业用途井田内煤层属低变质烟煤，其变质阶段为(Ⅰ一Ⅱ)阶段，煤类为长焰煤。煤质为特低灰～中灰、特低硫、特低磷～中磷、高挥发分、高油、低熔灰分～高熔灰分的煤，可做气化用煤和低温干馏炼油用煤，是较好的机车和火力发电用煤及良好的工业锅炉和民用之燃料，由于有害元素含量较低，也是酿造和食品工业的较好燃料。1.6矿井概况及通风、瓦斯情况1.6.1矿井开拓矿井采用斜井单水平开拓方式，井田内现有三个斜井，分别为主斜井、副斜井及斜风井。矿井水平标高为+775m，为现生产水平。开采8号煤层，开采下限至+740m水平。运输大巷布置在+775m水平，采用5t蓄电池电机车牵引1t固定矿车运输。回风大巷布置在+868m水平。主斜井井口坐标：X=4636655.060，Y=15433449.440，方位角α＝160°，井口标高+1141.147m，井底标高为+775m，坡度30°，现斜长732m，井筒净宽3.6m，净高3.1m，净断面为9.8㎡，料石砌碹支护，采用双钩串车混合提升。主斜井提升绞车型号为2GKT2.5×2-20,配套电机YR450-46-10型，200KW，串车混合提升（7辆1吨U型固定矿车），主要担负提升原煤、材料、设备和升降人员任务，井筒内敷设有动力电缆、通信电缆和排水管路等，兼作矿井的进风井和安全出口。副斜井布置在主斜井以东480m处。井口坐标：X=4636810.535，Y=15433905.069，方位角α＝359°，井口标高+1117.876m，井底标高+775m水平，坡度30°，现斜长684m，井筒净宽2.6m，净高2.5m，净断面为5.8㎡，料石砌碹支护，为单钩串车混合提升。副斜井提升绞车型号为GKT2.5×2-20，配套电机YR500-1010KV型，功率400Kw，串车混合提升（7辆1吨U型固定矿车），主要担负提升原煤、矸石、运送设备、材料和升降人员任务，井筒内敷设有动力电缆、通信电缆、排水管路和消防灌浆管路等，兼作矿井的进风井和安全出口。斜风井平行于副斜井30m布置。井口坐标：X=4636805.543，Y=15433873.935，方位角α＝359°，井口标高+1119.168m，井底回风水平至+868m水平，坡度30°，斜长502m，井筒净宽2.6m，净高2.5m，净断面为5.8㎡，亦为料石碹支护。井筒内无装备，作为矿井总回风井和第二安全出口。矿井总回风巷设在＋868m水平，梯形砼棚支护，部分锚杆支护，上宽2m，下宽2.6m，高度2m，断面为4.6㎡；运输大巷设在+775m水平，梯形砼棚支护，部分锚杆支护，上宽2.3m，下宽2.9m，高度2.4m，断面为6.2㎡。主、副斜井井底车场均设在+775m水平，主斜井在+775m水平处设有水仓、水泵房、变电所；副斜井在+970m处设有水仓、水泵房、配电室。主斜井井底水仓设在+775m水平，水仓容量为800m3，水泵型号D155-67×5，电机型号Y355M1-2，220KW，共计3台；主井+900m水平水仓容量为1500m3，安装2台型号为D155－67×5的水泵，配套电机功率为220kw，一趟管，管径159mm。副斜井井底水仓设在+775m水平，水仓容量为400m3，水泵型号D85-45×4，电机型号Y315-2，75KW，共计3台，三趟管，管径108mm；副斜井+868m水平水仓容量为500m3，安装2台型号为D80－30×9，配套电机为55kw，敷设2趟4吋无缝钢管到副斜井+970m水平水仓；副斜井+970m水平水仓容量为400m3，安装2台型号D80－30×9，配套电机为55kw，敷设2趟4吋无缝钢管到地面。从副斜井+970m水平水仓至风井也敷设了2趟4吋无缝钢管到地面。主副井井筒+980m水平处有一60m厚的含水层，根据哈满沟煤矿的观察数据，主井平均涌水量为70.6m3/h，副井与风井平均涌水量为72.5m3/h。该含水层涌出的水分别流入主井+900m水平水仓和副井+868m水平水仓。1.6.2通风系统矿井采用中央并列式通风，主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，总进风量为21m3/S。矿井现有2台型号为BDK－6－№16型主扇，每台通风机配用YBFe-6型专用防爆电动机2台，电机功率为37KW，电压为380V。井下掘进工作面选用的局扇型号为JBT51－2型（5.5KW）。根据矿井的开拓方式，矿井采用中央并列式通风系统，通风方式为抽出式。1.6.3矿井瓦斯等级该矿井2002年由国家矿山安全计量站乌鲁木齐分站进行了瓦斯等级鉴定，其鉴定结果为：矿井瓦斯相对涌出量为3.27m3/t，二氧化碳相对涌出量为4.05m3/t，确定矿井为低瓦斯矿井。2004年矿井瓦斯等级鉴定结果为：瓦斯相对涌出量为3.95m3/t，二氧化碳相对涌出量为3.57m3/t，仍为低瓦斯矿井。2工作面概况2.1工作面位置及井上下关系2.1.1位置及范围1）位置：位于中央采区西翼，水平标高+742米，8304处于侏罗系中统组8-2+3+4号煤层2）范围：顺槽走向长平距平均1748.5米，工作面倾向长平距128米，面积223808m2。2.1.2邻区情况1）地质及水文地质简述：主采煤层8-2+3+4煤层为缓倾斜煤层，煤层靠近露头处厚度变化大，并且变薄，煤质较差，夹矸多。煤层直接顶板以粉砂岩、碳质泥岩、泥岩为主，属易冒落－中等冒落的软弱－中等坚硬的岩石类型，直接底板为泥岩、碳质泥岩，局部粉砂岩，抗压强度低遇水膨胀易软化。主要含水层为第四系松散岩类孔隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙孔隙层间水和基岩裂隙水三种类型。2）采掘情况：8304上顺槽南面170m处为8302工作面采空区，北面为8304工作面下顺槽，南面8302采空区内积水325570m³，目前采空区补给水量约为65m³/h，补给水通过8302轨道顺槽排出。8304上顺槽掘进应坚持“逢掘必探，先探后掘”确保施工作业安全。3）自然灾害及其他：煤层自燃发火期为2～6个月，煤尘具有爆炸性，采空区容易积水，架后在回采过程中有可能发生突水事故。2.1.3地面情况及受生产影响程度1）地面建筑、设施等：本工作面地面相对位置，位于工业广场西翼。地表上限标高+1154。地面对应位置为戈壁，无建筑物影响。2）地形（地貌、植被、地层出露情况等）：地面主要为丘陵戈壁地貌，东西高、中间低，北高南低。地表主要为风积相砂层、冲洪积相砂砾石层、洪积相砂砾石层，地表被少量沙蒿等植被覆盖，植被稀少。3）水系及地面积水范围：地表无常年性河流，只是在雨后及冰雪融化后东部冲沟中水流量较大，主要汇水区为北部山区4）采掘影响及破坏程度：地面冲沟在雨后及冰雪融化后水流量较大，在回采过程中雨雪水可能从岩层裂隙渗入井下，加大工作面的涌水量，造成工作面透水、突水事故。2.2煤层表2-1煤层特征表物理特征煤层颜色光泽硬度容重煤岩类型10-1黑色沥表或油脂光泽1.29以光亮型和半光亮型为主，少量纯亮煤亚型，个别为暗煤型8-2+3+4黑色油脂光泽沥青光泽1.29半亮型和光亮型，少量为暗亮煤型和暗煤型9-2黑色油脂光泽工业指标煤层WAVFCSPQY工业牌号10-12.3316.2045.360.490.05141、42号长焰煤8-2+3+42.529.4346.440.490.04941、42号长焰煤9-22.4316.8945.140.540.04041、42号长焰煤2.3煤层顶底板根据钻孔揭露资料，8304工作面主采煤层8-2+3+4煤层伪顶一般不发育。8-2+3+4号煤层直接顶、底板及老顶、底板均发育，顶、底板岩性均为泥岩、粉砂岩。通过对测试结果的对比分析，现就各主要可采煤层顶、底板岩石物理力学特征分述如下：8-2+3+4号煤层顶板砂岩类：自然块体密度2.50～2.66g/cm3，自然含水率0.11～0.96%，饱和状态下单轴抗压强度平均5.1—14.8Mpa，抗拉强度1.1～2.2Mpa，软化系数0.17～0.23，显示其顶板为不稳定型顶板，遇水软化性强。8-2+3+4号煤层底板砂岩类：自然块体密度2.54～2.60g/cm3，自然含水率0.10～1.02%，饱和状态下单轴抗压强度平均4.60～19.90Mpa，饱和状态下抗剪强度1.1～1.7Mpa，抗拉强度0.80～1.2Mpa，软化系数0.10～0.45，显示其底板为不稳定型底板，遇水软化性强。2.4地质构造1)区域地质构造主要特征及影响范围：复向斜由北向斜、背斜、南向斜组成。煤田二井田位于北向斜北翼，侏罗系中统，隐伏于F2逆断层上盘——下元界兴地塔格群推复之下。呈较缓的简单单斜构造。2)工作面地质构造及对工作面掘进、回采的影响在工作面设计范围内三维地震资料显示，8304工作面中部有两条地质构造，因此对掘进、回采会造成一定影响，在回采、掘进中加强顶板管理，确保施工作业安全。2.5水文地质1)基本特征：按地下水赋存条件和水利特征，井田地下水划分为第四系松松岩类空隙水、第三系与中生界碎屑岩类裂隙空隙层和基岩裂隙水三种类型。2)充水因素及威胁程度：二井田直接充水含水层以孔隙裂隙含水层为主，无常年地下水体，未来矿坑充水的主要水源为哈满沟沟谷地表洪流和第四系潜流以及含水层中的地下水和地层裂隙的远源补给。它们通过裂隙和大小断层进入巷道，但是由于含水层本身透水性差，加之补给水源贫乏，地下水以静储量为主，水量不大。井田水文地质条件简单，属二类一型。3)8302皮带顺槽在掘进至650m处时顶板出现淋水现象，因此8304上顺槽在掘进过程中会遇见顶板滴水现象。4)防治水建议及措施：矿井西面的大冲沟在雨后水量较大，因此应加强对冲沟的检查工作，发现裂口及时用进行推填，防止洪水由开采后地裂缝流入井下。加强工作面的水情监测工作，必须严格执行预测预报，坚持“逢掘必探，先探后掘”的原则。做好对顶板含水层的超前探放水工作。2.6影响回采的其它因素根据文件《关于对兵团联合矿业公司煤矿2011年度瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定报告的批复》，矿井绝对瓦斯涌出量为1.21m³/t，相对瓦斯涌出为0.65m³/t，1.46m3/t，为瓦斯矿井；由于井田内大小断层不多，在局部地段(8304轨道巷650米高冒区、8304皮带巷1350米高冒区）可能有瓦斯富集带存在。8-2+3+4煤层煤尘爆炸性根据2008年7月22日在新疆煤炭科学研究所通风安全研究室在我矿8#煤层取样的鉴定结论为具有爆炸性8-2+3+4煤层△T〉15.50C，着火点3650C，属自燃煤层，具有自燃发火倾向（见自然倾向性鉴定报告）。表2-2自然倾向性鉴定报告序号煤层煤样编号煤的吸氧量cm3/g.干煤自然倾向性分类Vd容易自然自然不易自然18-2+3+40.44I级自然井田内地热增温率为1.850C/100m，局部地段有高温异常区。8-2+3+4号煤层顶板为粉砂岩、炭质泥岩、裂隙不发育属半坚硬岩石，煤层底板为炭质泥岩或泥岩遇水易软化，抗压强度低。8-2+3+4号煤层没有冲击地压危险性。2.7储量及服务年限1)工作面生产能力循环产量：A′=L×r(h1×C1+H2×C2)×L′式中：L-工作面平均长度，L=128m;r-煤的容重，r=1.29t/m3;h1-开帮高度，h1=2.8m;C1-开帮工作面回采率，C1=0.95H2-放顶煤平均高度，H2=8.2L′-循环进度，L′=1.2mC2-放顶煤回采率，C2=93%A′=128×1.29（2.66+8.2×0.93）×1.2=2038t式中：A=A′×d×n×b×10-4=2038×300×2.5×0.8×10-4=122.28万t/an-日循环数，n=2.5；b-正规循环率，b=0.8d-年工作日，d=300d2)工作面服务年限工作面服务年限=可采出储量/工作面年产量=279/125=2.2年3采煤方法倾斜长壁综合机械化放顶煤开采根据地质资料，煤层平均厚度为11m。前面已确定工作面机采高度为2.8m，因此经计算采放比为1：3，在合理范围内。3.1巷道布置3.1.1煤柱设计参考文献：1）根据我矿在二采区工作面布置的实际开采经验。工作面间保安煤柱留设距离为10-15m较为稳定，此工作面两端未开采，可不考虑保安煤柱的问题。3.1.2巷道及硐室布置1)工作面下顺槽及配套硐室和巷道8304皮带巷开口从+742皮带下山进行开口，方位角为276°30′00″，顺槽设计平距长度为1741m，顺槽开口前45m坡度为+4°43′27″，45m巷道掘进完成后，巷道坡度调整为-5°40′31″掘进50m后变坡摸至煤层底板沿煤层底板掘进至设计点。8304皮带顺槽联络巷开口从皮带顺槽内开口，联络巷方位角为46°12′22″，掘进长度57.95m,前29.05m为平巷掘进，中间25.9m为-11°17′18″的下坡掘进，最后3m为平巷掘进，该巷道主要用途：进风、铺设顺槽皮带运输。2)工作面上顺槽及配套硐室和巷道根据设计方案，8304轨道顺槽开口从742皮带下山进行开口，开口坐标为（X:15433110.577,Y：4637828.634，H:708.78）,巷道开口方位角为276°30′00″，巷道全长1756m，前44.8m坡度为-4°3′39″掘进完成后改变坡度，以-13°1′19秒的坡度掘进20.53m，第二段变坡掘进完成后将巷道北帮收0.5m布置无极绳绞车车场，无极绳绞车车场为水平掘进，长度为22m，车场施工完成工作面根据煤层的走向坡度逐渐变坡沿煤层底板掘进至设计点。8304通风联络巷开口从742皮带下山进行开口，开口坐标为（X:15433110.503,Y：4637830.952，H:708.465）,巷道开口方位角为100°，联络巷开口前3m，后2m为平巷掘进，中间20.94m为17°34′10″的上坡掘进。巷道全长25.94m。8304运输联络巷开口从8304轨道顺槽内进行开口，开口坐标为（X:15433032.376,Y：4637837.028，H:701.042）,巷道开口方位角为114°43′0″，联络巷道全长31.83m，巷道掘进为水平掘进。3)开切巷(1)切巷与上下顺槽垂直，方位角为96°30′00″，开切巷掘进采用二次成巷掘进，首先毛巷掘进断面为：宽4.5m×高2.8m，掘进方式为机掘；毛巷与8304轨道顺槽贯通后综掘机退回对毛巷东帮进行扩巷，扩巷断面为：宽2.5m×高2.8m，上下开口5m巷道及距8304轨道巷口35m至50m段扩巷断面为宽3m×高2.8m为后期作为二部车场铺设轨道，用于工作面安装端头支架及运输预留空间，扩巷完成后，开切巷断面规格：宽7m，高2.8m，上下端头、采煤机入窝处断面规格：宽7.5m×高2.8m。(2)硐室掘进：在开切巷开口前需在皮带巷北帮掘进20T绞车硐室，硐室中心距切巷西帮5m，东帮（扩巷帮）2m，硐室规格：宽2.5m×高2.8m×长3m。毛巷贯通后在轨道巷南帮掘进30T绞车硐室，硐室中心与毛巷中心重合，硐室规格：宽3.5m×高2.8m×长5m；(3)轨道、30T、20T绞车出绳中心：轨道中心与毛巷中心偏差68cm，轨道中心靠西帮2.93m，距东帮（扩巷帮）1.57m；30T绞车中心与轨道中心重合，距绞车硐室西帮2m，距东帮1.5m；下端头20T绞车中心为硐室中心，距切巷西帮5m，东帮（扩巷帮）2m。3.2采煤工艺3.2.1采煤工艺工作面采用倾斜长壁综合机械化放顶煤开采，煤层地质构造简单，煤层倾角9º，平均厚度11.0m，属近水平特厚煤层，综采放顶煤是经过武汉设计院设计的采煤方法。根据井下实际布置的设备，其采煤工艺为：1)开邦：采用MG200/530-W型采煤机割煤。工作面采高2.8米。2)伸前探梁：煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。3)运煤：工作面选用SGZ730/320型输送机运煤。机巷采用SZZ730/160型转载机和一台DSJ1000/160×2-3.15胶带输送机运煤。4)移刮板运输机、走架：煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。5)放顶煤：初采支架推出切眼，顶煤一冒落就开始放煤。割煤放煤平行作业，即沿工作面全长一分为二，实行前半部放煤，后半部割煤，或前半部割煤，后半部放煤。采放比为1：3放煤步距1.2米，即采用两刀一放。6)工作面支护：工作面采用采用ZF5000/17/28型基本液压支架81架和6组ZF5400/18/28型过渡液压支架支护顶板。为使支架有效地支撑顶板、护煤壁，防止冒顶事故及减少煤壁片帮，工作面液压系统必须完好可靠，泵站压力达到规定值，支架初撑力达到规定值，采取追机移架，并及时伸护帮板。3.2.2工作面液压支架的选型根据以上要求基本支架选用ZF5000/17/28型低位放煤液压支架；过渡架选用ZG5400/18/28型液压支架，上下端头各3架。ZF5000/17/28型支架主要技术参数如下：支架高度（米）1.7-2.8支架间距（米）1.5工作阻力（KN）5000初撑力（KN）3958支护强度（MPa）>0.77底板比压（MPa）1.67泵站压力（MPa）31.5适应倾角（度）<25ZF5400/18/28型支架主要技术参数如下：支架高度（米）1.8-2.8支架间距（米）1.5工作阻力（KN）5400初撑力（KN）5232支护强度（MPa）0.77底板比压（MPa）1.75泵站压力（MPa）31.5适应倾角（度）<153.2.3工艺流程1)作业循环：割煤-移架-推溜（拉后溜）-放顶煤2)回采工艺(1)落煤采用MG200/530-W型采煤机割煤：①割煤方式：双向割煤，前顶后底②进刀方式：端部斜切进刀③进刀设计:=1\*GB3①当采煤机运行到工作面下端头时，停机，落下滚筒，此时上部支架已移，运输机已推；=2\*GB3②换向上行切入煤壁，下滚筒吃满刀为止；=3\*GB3③推移采煤机以下运输机，移采煤机以下支架，采煤机下行至机头吃三角煤；=4\*GB3④上行，正常割煤至机尾；=5\*GB3⑤上端头进刀和下端头进刀相同（见图）。图3-1工作面端头斜切进刀示意图(2)装煤借助采煤机螺旋滚筒与刮板机的铲煤板相结合，在采煤机与刮板机同时运行过程中自动完成装煤工作。(3)运煤工作面选用SGZ730/320型输送机运煤机巷采用SZZ730/160型转载机和一台DSJ1000/160×2-3.15胶带输送机运煤。(4)移架煤机割煤后坚持带压及时移架，移架工作由支架的推移千斤顶借助运输机来完成。(5)推移前部输送机（拉后部输送机）推移前部输送机靠液压支架的推移千斤顶来完成，推移工作要安全迅速，并保证平直，推移刮板机与采煤机应保持12-15米的距离，弯曲段不小于15米；可自下而上，自上而下或从中间向两头推移刮板机，不准由两头向中间推移。拉后部输送机是靠移后溜千斤顶，移后溜千斤顶是双作用液压缸，它的作用是拉动支架后部输送机，缸体通过十字头与底座一侧连接，活塞杆通过十字头及链环与后部输送机溜槽相连接。拉移方式及要求与移前部输送机相同。(6)放顶煤放煤步距1.2米，即采用两刀一放。4综采放顶煤工作面顶煤弱化处理方案确定根据矿业煤矿工作面以往的生产经验，综采放顶煤工作面生产过程中存在的问题是顶煤难以自然冒落；顶板难以自然冒落。因此，回采率低、采空区浮煤易氧化自燃，与此同时，大面积悬顶还会造成其它安全事故。目前国内强制放顶煤和顶板方式基本有以下几种：(1)高压注水弱化顶煤和顶板即通过向煤层和岩层高压预注水，降低煤层和岩层自身的强度，同时利用高压水的切割作用，使煤体产生裂隙，从而达到随采随冒的目的，该方式目前还在试验之中，国内目前使用较少。优点：水力化措施与炸药爆破相比施工过程较为安全，无火花及有毒有害气体产生。缺点：工艺相对复杂，且施工时管路系统为承压状态，操作人员受高压水伤害威胁。工作面上部顶煤厚度较大，煤体吸水性较差；工作面上方及采空区内大量注水易引发井下水害事故。(2)炸药爆破预裂顶煤和顶板优点：炸药爆破能量大，技术成熟，可借鉴的资料较多；顶煤、顶板通过超前预裂爆破的形式处理采空区大面积悬顶的效果较好；通过爆破，放顶煤工作面顶煤的冒放性较好。缺点：爆破材料的运输及爆破施工时危险性较大；受顶煤离层影响，爆破火焰易引爆放空区瓦斯，导致发生瓦斯爆炸等灾害。以往我国在工作面爆破处理顶煤时发生多起事故，因此国家安全监察局规定“采用预裂爆破对坚硬顶板或坚硬顶煤进行弱化处理时，必须在工作面未采动区进行，严禁在工作面上、下隅角爆破落煤和在工作面内采用炸药爆破方法处理顶煤、顶板及卡在放煤口的大块煤炭和矸石”。根据设计方案，采用超前工作面30m距离，在工作运输顺槽向顶煤和顶板布置炮孔，超前工作面进行预爆破，在顶煤和岩层顶板中造成人工爆破裂隙带，扰动和削弱原生弱面之间的摩擦粘结强度；随着工作面的推进，使得顶煤和岩层顶板应力场受采动应力的影响，使得原生及人工裂隙不断的扩展和分支，改变了煤体力学结构特征，从而降低煤体的强度，加快了顶煤的变形破坏速度，提高了顶煤和顶板的可冒性。该方案的缺点是采取超前预裂措施，超前工作面30米，爆破时没有自由面，因此爆破效果受到影响。预裂爆破钻孔从两巷向工作上方打钻，钻孔数量有限，且工作面顶煤高6-8m左右，工作面中间区域基本为钻孔空白带，这部分顶煤不能跨落，对上部煤体起到支撑的作用，大大降低了超前预裂的效果。见图4-1。因此采取炸药爆破超前预裂强制放顶达不到预期效果。图4-18304工作面煤层爆破预裂钻布置图除了以上两种措施各自存在的缺点外，最主要的是这两种措施都必须在支架和预裂区之间准确保留一定厚度的煤皮，此煤皮留厚了顶煤滞后冒落，导致冒落顶煤无法回收；留薄了架前抽顶冒落，支架无法前行，处理架前冒顶费工费时且很危险，极易导致采空区自然发火。受水压裂和炸药预裂工艺，以及煤层沿走向、倾向节理裂隙等构造变化影响，此煤皮厚度实难把握，这也是这两种方法实难凑效的主要原因。(3)二氧化碳致裂强制放顶 二氧化碳致裂的原理是：利用二氧化碳从液态相变到气态瞬间气化膨胀并产生高压（约200MPa），切断泄能片，高压气体从泄放孔释放，作用在煤（岩）体上，从而达到致裂落煤（顶板）的目的。优点：利用二氧化碳开采器预裂时不产生任何明火或火花；致裂后致裂区域温度极低，产生的二氧化碳气体营造了一个惰性气体环境，从本质上杜绝了瓦斯爆炸的可能性；二氧化碳开采器预裂落煤块多、抛出距离短，且不会发生预裂崩人事故；致裂后基本不扬尘，无炮烟、不产生有毒有害气体，不危害工人身体健康。二氧化碳开采器一次投入可反复使用。致裂过程可避免炸药爆破时产生的火花和有毒有害气体。缺点：相比炸药爆破威力稍小。但由于其安全性好，可在工作面支架上部直接采取局部致裂措施，煤体自由面较多，不需要太大的威力，以免煤体过度破碎，或煤体受力过大抛入采空区。综上分析，本设计方案采用二氧化碳致裂强制放顶措施。(4)二氧化碳致裂强制放顶技术用于综采放顶煤工作面可行性分析在法律禁止在工作面采用炸药爆破对坚硬顶煤进行处理之前，我国综采放顶煤工作面普遍采用工作面架间向上方打眼，炸药爆破弱化顶煤，实践证明，除安全性差外，工艺是完全可行的，弱化处理顶煤的效果也很好。采用二氧化碳致裂代替炸药强制放顶，避免了次生灾害的发生，因此是完全可行的。二氧化碳致裂弱化处理顶煤技术，是一项新技术，通过不断的实践、改进，可以5二氧化碳致裂强制放顶工艺设计5.1二氧化碳致裂技术简介5.1.1二氧化碳开采器基本结构二氧化碳开采器如图5-1所示，是利用液态二氧化碳受热气化膨胀，快速释放高压气体破断岩石或煤体，克服了以往用炸药爆破预裂中破坏性大、危险性高等缺点，为矿山安全开采和预裂提供了可靠的保证，广泛适用与煤矿和非煤矿山。图5-1二氧化碳开采器二氧化碳开采器由主管、充装器、泄能器、发热装置、泄能片、密封垫、止飞器等组成，如图5-2。1-充装器；2-发热装置；3-主管；4-密封垫；5-泄能片；6-泄能器图5-2二氧化碳开采器结构5.1.2二氧化碳开采器工作原理二氧化碳在低于零下31℃或压力大于7.35MPa时以液态存在，而超过零下31℃时开始气化，且随温度的变化压力也不断变化。利用这一特点，在开采器二氧化碳开采器内充装液态二氧化碳，使用启动器激发发热装置，使液态二氧化碳瞬间气化膨胀并产生高压，当压力达到泄能片极限强度（可设定泄能压力）时，定压泄能片破断，高压气体从泄能孔瞬间释放，并作用在煤（岩）体上，从而达到致裂煤（岩）体的目的。5.1.3二氧化碳开采器配套设备二氧化碳开采器配套设备主要包括以下配套设备及材料：(1）二氧化碳开采器，每根二氧化碳开采器包括主管、充装器、泄能器、发热装置、泄能片、密封垫等(2）二氧化碳灌装设备二氧化碳灌装设备包括：加压泵、空压机、储液灌、加压操作台、专用组合工具等(3）其他附属装置，包括止飞器、封孔器、导线、运输箱、液态二氧化碳、启动器等其中消耗材料主要有发热装置、泄能片、密封垫及液态二氧化碳，其他设备均可重复使用。5.2二氧化碳致裂强制放顶煤技术工艺设计5.2.1工艺流程为了满足二氧化碳开采器的现场使用，需完成钻孔施工、二氧化碳开采器的组装、充装、固定以及预裂、回收等多个工艺流程。见图5-3。图5-3二氧化碳开采器工艺流程示意图工艺流程如下：(1)预裂时间选择在检修班，时间为8个小时。二氧化碳开采器在地面充装完毕后，一次性运到井下，数量应能满足全部钻孔致裂的需求。配套设备包括二氧化碳开采器、大倾角钻机、二氧化碳开采器输送设备、二氧化碳开采器回收装备、封孔器、止飞器等。(2）在综放工作面支架间利用大倾角钻机分别向顶煤施工钻孔，钻孔呈一定角度布置且朝向采空区方向；(3）使用大倾角二氧化碳开采器输送装置，将二氧化碳开采器送入钻孔内；(4)采用囊袋式或橡胶封孔器封孔，并设置止飞器；(5)使用启动器启动发热装置，加热二氧化碳开采器内部的液态二氧化碳使其变为气态，开采器中压力瞬间增大并压迫200MPa定压泄能片，使定压泄能片破断，释放高压气体，致裂煤（岩）体。(6）利用回收装置回收二氧化碳开采器。(7)对每个钻孔依次重复上述步骤(2)至(6)，完成顶煤的预裂。5.2.2钻孔布置钻孔开孔位置视顶煤状态试验确定，初定距工作面煤壁3m左右位置，采用气动钻机(或锚杆机)施工钻孔，钻孔的直径为60mm，即钻头为60mm；钻杆直径为50mm，二氧化碳开采器直径45mm，相邻二氧化碳开采器间连接器直径56mm，每根二氧化碳开采器长1.2m，为避免综放液压支架上方煤体跨落，形成空顶。每组钻孔可按从回风顺槽向运输顺槽依次预裂；工作面预裂钻孔布置见图5-4，A-A剖面见图5-5，B-B剖面见图5-6。参数见表5-1。注：由于工作面长度较长（128m），每次致裂长度为20.0m，建议分7组进行。图5-4预裂钻孔平面布置图图5-5A–A工作面剖面图 图5-6B-B剖面钻孔内结构1、钻孔2、二氧化碳开采器3、钻杆4、封孔器5止飞器6、液压支架7、支撑及缓冲器表5-18304综放面煤层致裂钻孔参数表钻孔名称钻孔直径二氧化碳开采器直径与1号泄能孔间距钻孔深度泄能孔仰角封孔长度致裂长度（mm）（mm）（m）（m）（°）（m）（m)1604507.270-8016.2260454.57.270-8016.2360459.07.270-8016.24604513.57.270-8016.25604518.07.270-8016.2合计5.2.3封孔及致裂连线方式由于二氧化碳开采器需要回收，设计采用橡胶密封塞封孔，也可考虑采用高压封孔器封孔，封孔器内注水。封孔长度根据试验结果确定。连线方式：每个二氧化碳开采器连出两个导线，再通过连接导线连接到矿用启动器上。通过启动器使二氧化碳开采器中的液态二氧化碳气化。5.2.4预裂方式及顺序每次致裂原则上不多于3个钻孔，相邻3个钻孔同时预裂。6顶煤致裂安全技术措施6.1组织措施6.1.1组织指挥为了加强该项目的现场组织领导和指挥，矿专门成立项目实施领导小组。由沈阳研究院与矿方共同组成。每次措施实施时，必须成立现场指挥小组，预裂队必须配有一名副队级以上干部为组长。6.1.2双方职责预裂队负责按设计要求施工预裂孔，并配合沈阳研究院进行效果考察。安检科负责二氧化碳开采器配套设备及材料进矿后的检查、验收、入井、入库的安全管理工作。安检科负责致裂实施时的撤人、警戒工作。沈阳研究院负责方案设计，提供可靠的二氧化碳开采器装备及材料。沈阳研究院负责指导二氧化碳致裂的实施及培训工作，进行参数测定及技术指导。6.2安全技术措施(1)液态二氧化碳罐装人员和井下致裂实施人员必须经过技术培训，培训合格后方可上岗操作。(2)预裂队负责按设计要求打眼。在每次打钻之前，都要由技术人员编制打孔通知单，其内容包括各孔的方位、深度、孔径等参数。(3)预裂孔打完后，要将钻机、钻杆等设备外移，以确保后序工艺的实施。(4)致裂前，必须由班组长亲自布置专人，在警戒线和可能进入致裂地点所有通路上担任警戒工作。警戒人员必须在有掩护的安全地点进行警戒，警戒线处应设置警戒牌、栏杆或拉绳等标志。(5)预裂警戒距离不小于100m。6.3液态二氧化碳开采器的使用管理6.3.1二氧化碳开采器正常工作环境(1)环境压力：80kPa～106kPa；(2)环境温度：0℃～+40℃；(3)空气相对湿度：≤＋95%（＋25℃时）；(4)在煤矿井下，有瓦斯或煤尘爆炸性混合物的场所。6.3.2二氧化碳开采器适应的贮运环境条件(1)高温：+40℃； (2)低温：-40℃；(3)平均相对湿度：95%（+25℃）；(4)振动：50m/s2；(5)冲击：500m/s2。6.3.3安装液态二氧化碳充装设备的车间应满足条件(1)室内温度：0～30℃；(2)充装设备和液态二氧化碳储存罐应远离火源和热源；(3)应避免阳光直射液态二氧化碳储存罐；当使用有大于0.2m3真空夹层的储罐时不受此限。(4)待充装的二氧化碳开采器和已完成充装的气体二氧化碳开采器应分区域存放，存放区域和已经完成充装的二氧化碳开采器应有明显标识。6.3.4发热材料储藏(1)材料储藏应符合GB17914要求。(2)库房耐火等级不低于3级，库房应冬暖夏凉、干燥、易于通风、密封、避光，库房温度≤35℃，相对湿度≤80％，库房周围应无易燃物，库房应配备泡沫灭火器。(3)材料应避免阳光直射、远离火源、热源、电源，无产生火花的条件。(4)材料入库应验收，入库商品必须符合产品标准，并附有生产许可证和产品检验合格证。验收应在库房外安全地点进行，验收内容包括品名、规格、等级、重量、生产批号、危险品标志及商品包装、容器等。(5)不允许落地存放，垫高度应大于15cm,堆垛高度超过3m，堆垛间距应符合：①主通道≥180cm；②墙距≥30cm；③垛距≥10cm；④顶距≥50cm。(6)库房内作业人员应穿工作服等防护用具，操作中应防止摩擦和撞击，不能使用能产生火花的工具。6.3.5发热材料运输、包装(1)货物包装标志应符合GB190规定。(2)货物的包装储运图示标志GB191规定(3)货物的运输包装分级及运输包装容器应符合GB12463的规定。6.3.6二氧化碳开采器组装、充装及运输(1)组装二氧化碳开采器及充装液态二氧化碳必须在地面进行。(2)组装二氧化碳开采器之前，用数字万用表测试电阻丝阻值。组装之后，特别是已充装的二氧化碳开采器，不可再用万用表直接测量。必须测试时，要接不小于20米长的预裂线，等人员撤离后方可进行测量。(3)充装液态二氧化碳必须使用配套提供的成套充装设备。(4)充装压力应不大于10Mpa。(5)二氧化碳开采器充装二氧化碳重量应符合使用说明书规定。(6)已完成组装和充装的二氧化碳开采器，在存放或运输过程中应远离电源、热源，并保护充气阀上的电极，防止淋水和粉尘进入。(7)将二氧化碳开采器从地面运送到井下应遵守新版《煤矿安全规程》第338条～342条的相关规定，应采用专用运输工具将二氧化碳开采器从地面运输到井下使用地点。如使用普通矿车或矿用防爆三轮车等运输工具时，在箱体底部及两端衬垫10～20mm厚的木板或衬垫其它柔软性材,做到防滑、防撞击。每次每车装运开采器的数量应不大于50支。严禁使用翻斗车、自卸车、链板运输机、胶带运输机等运输工具运送。运送二氧化碳开采器时，不能伸出车外，防止滑脱丢失。6.3.7二氧化碳开采器井下存放及管理(1)二氧化碳开采器应存放在不影响工作面作业、行人以及设备运行的安全地带,距工作面使用地点较近且使用方便处。(2)已经使用过的和待用的二氧化碳开采器应有明显的便于区分的标记,不能混放。(3)在井下应有专人管理二氧化碳开采器，对已经使用过的二氧化碳开采器应随时组织运到井上,以备下次使用。交接班时,应交接清楚二氧化碳开采器数量和使用情况,以防丢失或出现差错。6.3.8二氧化碳开采器使用操作(1)必须由专职人员按使用说明书规定的方法正确使用二氧化碳开采器。(2)二氧化碳开采器放入钻孔实施致裂之前，采掘工作面环境必须符合《煤矿安全规程》第361条规定，严禁在采掘工作面控顶距离不够、瓦斯超限、风量不足，以及炮眼内出现异常等情况下进行致裂作业。(3)使用矿用启动器进行操作时，启动器管理、爆破线连接，预裂网络检查和致裂工作应遵守《煤矿安全规程》第364条～369条的相关规定。(4)二氧化碳开采器拒动作的处理①二氧化碳开采器拒动作的处理应参照《煤矿安全规程》第371～372条规定，拒动作的二氧化碳开采器不能再次使用，并应安全泄放掉液态二氧化碳。②二氧化碳开采器拒动作后至少要等待10min，方可进入工作面检查处理。6.3.9二氧化碳开采器维护(1)在每次充装液态二氧化碳之前,充气操作人员要检查二氧化碳开采器有无明显变形、损伤等.如果明显弯曲,要停止使用,由生产厂家处理并探伤检测后确定可否再用。(2)每次拆卸二氧化碳开采器时，要认真检查二氧化碳开采器螺纹和两端阀体状态，对磨损严重、电极绝缘破坏或有伤痕不能使用的要及时更换，并严格按相关报废管理条例处理，并判定其是否报废。(3)对充装完毕的二氧化碳开采器要观察两端有无漏气现象,严重漏气的严禁使用。6.3.10管理档案(1)设备管理帐、卡煤矿应建立二氧化碳开采器管理帐、卡，包括设备编号、规格、购入时间、设备状况等内容，以便对设备的使用、报废实行有效规范管理。(2)设备运行记录煤矿应建立每一台二氧化碳开采器的设备运行记录，记录应包括每次充装气体时间、压力、充气量、出库时间、使用地点、使用保管人员及维护情况等信息。(3)发热材料使用管理记录煤矿应建立发热材料使用管理台帐和材料使用消耗记录，应包括材料名称、购入时间和数量、材料标号、出库时间、用途和数量等。7人员安排及项目所需设备材料资金概算7.1人员安排沈阳研究院：项目组成员由3-4名专业技术人组成。矿业煤矿：为使矿快速掌握相关技术，顺利进行本次二氧化碳致裂放顶煤试验，矿里预计安排9人参与试验工作。参考表7-1。表7-1二氧化碳致裂强制放顶劳动定员表序号工种定员备注1班组长12打钻工33安装工34预裂工16瓦斯检查员1兼职合计97.2二氧化碳致裂成套设备及材料二氧化碳致裂成套设备及材料主要构成如下：(1)二氧化碳开采器每根二氧化碳开采器包括主管、充装器、泄能器、发热装备、泄能片、密封垫等。(2)二氧化碳灌装设备灌装装备包括：加压泵、空压机、储液灌、加压操作台、专用组合工具等。(3)消耗材料，主要包括：发热装置、泄能片、液态二氧化碳。每根二氧化碳开采器预裂后消耗发热装置1个、泄能片1片、液态二氧化碳0.8公斤。(4)其他配套附属装置，包括、止飞器、封孔器、导线、运输箱等。(5)与顶煤致裂配套的其他设备，包括大倾角气动钻机、大倾角二氧化碳开采器推送器等。7.3资金概算由于矿二氧化碳致裂放顶需要进行试验，可先采购能满足试验要求的二氧化碳开采器成套装备。资金概算如下表7-2。表7-2二氧化碳开采器强制放顶设备、材料采购资金概算表单位：万元设备或材料名称数量单位单价合计备注二氧化碳开采器30套0.515二氧化碳灌装设备2套7.515发热装置1000支0.0044泄能片1000片0.00252.5致裂附属装置10套赠送大倾角气动钻机及二氧化碳开采器推送装置1台1818合计54.5设备及材料数量矿方可根据具体情况采购。 目录第一章可行性研究报告概述 11.1项目名称 11.2项目承担单位 11.3项目建设地点 11.4可研报告编制单位 11.5项目概述及主要经济技术指标 1