采区防突设计.docx

1、采区防突设计河南煤业化工集团鹤煤公司第六煤矿209采区防突设计说 明 书鹤煤公司六矿二九年九月河南煤业化工集团鹤煤公司第六煤矿209采区防突设计说 明 书 编 制：牛现伟审 核：总工程师：鹤煤公司六矿二九年九月前 言 1前 言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11410371141328，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/

2、a，目前生产水平为二水平，核定生产能力130万t/a。依据煤矿安全规程第一百七十九条及防治煤与瓦斯突出规定第十四条之规定，对我矿209采区编制防突专项设计。一、设计依据1、六矿209采区地质说明书；2、六矿209采区设计；3、六矿209采区机电、通风等相关资料。4、2009年8月1日实施的防治煤与瓦斯突出规定。二、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

3、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209采区执行区域防突措施、局部防突措施工作流程如下：区域防突措施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工作面措施效果检验工作面预测区域措施效果检验每掘10到50m进行区域验证坚持“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

4、、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四、设计的主要特点及安全评价1、 1、本矿井属于煤与瓦斯突出矿井，矿井设计有地面永久瓦斯抽放系统和井下移动抽放系统，实现瓦斯分源抽放和稳定抽放，从而减小煤层瓦斯含量，减小煤与瓦斯突出强度，进而消除突出的危险。2、 2、本设计依据新防治煤与瓦斯突出规定，防治煤与瓦斯突出执行区域综合防突措施先行，局部综合防突措施补充的原则，坚持做到不掘突出头、不采突出面。3、 3、矿井建有监测监控系统，井下各工作地点配置了相关的安全仪器，能够

5、对各作业地点进行监测、监控。4、 4、井下电气设备选型，严格按照煤矿安全规程，采用矿用防爆型电气设备，并配备有专用通讯设备。5、 5、制定了防治煤与瓦斯突出事故预案，从而可以减少人员伤亡和财产损失。根据矿井的安全条件，结合矿井开拓开采方式，该设计对危害六矿煤与瓦斯突出的各种因素进行了详细地分析研究，提出了相应的安全防治技术措施。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按煤矿安全规程及防治煤与瓦斯突出规定执行，加强安全生产管理，充分利用、掌握好各种设备、仪器，在生产建设过程中能取得良好的安全保障效果。第一章 地质概况第一节 地质构造一、位置 根据矿井改扩建初步设计中开拓方

6、式的采区划分，209采区属于二水平南翼采区，原名为南五采区，为规范采区编号，改为209采区。采区位于红旗桥保安煤柱边界以南。采区范围1、地面：汤鹤公路以南100m，工业广场东南500m。2、井下位置及采区边界划分：采区北部是红旗桥保安煤柱边界，上部为二水平01采区，南部为原南六采区，深部以-450煤层等高线为界。3、采区走向、倾斜长度及标高：走向长度：600米，倾斜宽平均320米。标高：北上点-350米，北下点-430米，南上点-338米，南下点为-435米。二、地质构造采区设计范围内地面堪探钻孔共3个，均揭露底板砂岩或砂质页岩。1、采区内主要断层：采区设计范围主要影响断层有三条，采区上部及北

7、部边界均有两条落差较大的断层，即F876-10断层（H=40m，65）和F71-10断层（H=1520m，86），受该断层影响，工作面采掘过程有可能揭露断层，2095工作面北部受6 F15-1断层（H=40m，70）影响。2、采区内褶曲：从煤层等高线可看出，209采区煤层赋存为较陡的向斜构造，向斜轴正位于采区走向中央，因此，褶曲构造对巷道布置及采掘生产影响较大。第二节 煤层情况一、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，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

8、，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、煤质本区二1煤灰分产率为7.7033.38%，平均为18.34%，瘦煤区

9、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1、煤尘据本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55

10、5mm，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。第三节 瓦斯地质一、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

11、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。209采区相对瓦斯涌出量q相=0.0394H+0.065=0.0394573+0.065=22.64T(m3/t)，从采区上部已采工作面和已掘煤岩巷看，不论采煤和掘进都有瓦斯超限影响生产现象。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、瓦斯压力由鹤煤（集

12、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 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

13、今后矿井生产的依据。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。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

14、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，并建议进行专门矿井瓦斯评价和预测工作。第二章 采区巷道布置及开采顺序第一节 生产能力、服务年限及开采顺序一、采区范围及储量1、范围西：以F876-10断层为界 ； 东：以-470等高线为界；南：到211采区边界；北：红旗桥保安煤柱边界。2、储量该区地质储量212万t，煤柱损失53万t，可采储量159万t。二、生产能力及服务年限1、采区设计生产能力209采区的生产能力确定为0.33Mt/a。2、采区服务年限：T= Z

15、AK= =3.7年式中：T采区服务年限，年；A采区设计生产能力，万t/a；Z采区可采储量，万t；K备用系数，取1.3；3、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，工作面采用后退式开采；先采顶分层，后才底分层。3、本区移交的首采工作面为20911工作面。第二节 采区巷道布置及采煤方法一、区段划分本采区划分三个区段，工作面单翼布置，分别为2091、2093、2095共计3个工作面。二、巷道布置1、采区准备巷道该区采用走向长壁法开采， 209采区轨道、皮带、回风三条下山开拓，皮带

16、下山位于煤导底板岩石中，轨道下山沿煤层顶板掘进，回风下山上部为煤巷，下部由于受断层影响布置在煤层顶板岩石中。2、采区回采巷道六矿开采二1煤层，回采巷道设底板岩石抽放巷，沿煤层顶、底板布置回采工作面顺槽，顺槽与底抽巷由岩石横川联系，回采巷道采用单巷布置，区段（工作面）之间采用沿空掘巷方法布置，留设煤柱11.5m。三、采煤方法1、 1、开采条件该区可采煤层为二迭系山西组二1煤层，平均煤厚7.36m。煤层走向变化较大，煤层走向变化范围591。煤层倾角14.223.8，平均倾角18.52、 2、采煤方法采用走向长壁、倾斜分层，全部垮落采煤法，高档回采顶分层，回采高度2.0m；底分层采用炮采放顶煤开采，

17、回采高度5.36m。第三节 采区供电及通讯一、采区供电电力负荷统计1、209采区泵房主排水泵负荷:泵房主排水泵装机容量为：N总=2132kw=264kw最大涌水期负荷为（同时工作2台）：S1= nPecos=（2132/0.92）1=287KVA式中：n工作台数；Pe单台水泵配套电机功率；cos配套电机功率因数，取0.92；Kt同时系数，Kt 取1。2、20911工作面、下顺槽正常生产负荷：S2= kxPecospj= 0.5387.50.7=276.78KVA式中：KX需用系数，取0.5cospj加权平均功率因数，取0.7Pe20911工作面负荷，KWPe =255+31.2+7.5+11.

18、4+3X40+15+3X40=387.5KW3、20931煤巷掘进工作面、上顺槽负荷：S3= kxPecospj= 0.473.80.6=49.2KVA式中：Kx需用系数，取0.4cospj加权平均功率因数，取0.6Pe掘进工作面、上顺槽负荷，KWPe =21.2+2*30+11.4=73.8KW4、20931煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷：S4= kxPecospj= 0.4102.40.6=68.2KVA式中：Kx需用系数，取0.4cospj加权平均功率因数，取0.6Pe掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷，KWPe =21.2+2*30+40=102.4KW5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷

19、;S5= kxPecospj= 0.471.50.6=47.6KVA式中：Kx需用系数，取0.4cospj加权平均功率因数，取0.6Pe南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;Pe=217+28+4+5.5=71.5KW6、下山采区轨道提升绞车：S7= kxPecospj= 55/0.9=62KVAPe =62KWKx取1。7、主皮带上山运输机S8= kxPecospj= 290/0.92=196KVAPe=291=180KWKx取1。通过以上计算，各负荷点负荷统计如下：井下209采区变电所负荷:S=S2+S3+S4+S3 =287+276.78+49.2+68.2+47.6=728.78KVA三水平中

20、央变电所增加负荷:（轨道下山绞车、主皮带上山运输机）S=S7+S8=62+196=258KVA高压电缆选择：1.09采区变电所（南一变电所）高压电源电缆:S=728.78+287=1015.78KVA其对应的负荷电流：I= 3SVe= 97.7A根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算，选择MYJV226KV350mm2电缆，其长时工作电流为Ie=158A，由二水平中央变电所直接供给09采区变电所（南一变电所），双回路L=2600m。当其中任一回路发生故障，另一回路均能担负09采区变电所（南一变电所）承担的全部动力负荷供电系统综述：09采区供电系统主要包括:南五水泵房、轨道下山绞车、皮带上山运输

21、机及担负的20911工作面、下顺槽、20931掘进工作面动力的供电。在09采区变电所（南一变电所）内安装有PBG型高爆开关8台，低爆馈电开关17台，开关型号为KBZ-400,变压器型号分别为KBSG-500/6、KBSG-315/6、KBSG-200/6共3台。变电所动力负荷统计表设备名称台 数电动机额定功率（KW）电压（V）额定电流（A）/起动电流（A）电机功率合计（KW）刮板动输机12*556602*63/2*441110刮板运输机22*406602*45/2*2618011.4绞车211.466013.7/95.522.8JD40绞车24066045/292.580小皮带21566017

22、/11930乳化液泵11566044.8/282.837耙岩机13.766020/13317喷浆机 15.56606.3/415.5局 扇 22866031.2/21856水泵2132660155.2/931264变电所专用风机负荷统计表设备名称台 数电动机额定功率（KW）电压（V）额定电流（A）/起动电流（A）电机功率合计（KW）局 扇22866031.2/21856二、通 讯209采区通讯系统利用在二水平大巷内安装20对防爆分线盒出线。分别在209采区变电所、泵房、2091工作面、下顺槽皮带巷、轨道下山绞车房、皮带下山运输机驱动硐室、209采区避难硐室、2093煤巷掘进头、南翼三水平辅助回

23、风巷安装防爆电话各1部，共计9部防爆拨号电话。第三章 采区通风第一节 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。第二节 采区通风一、通风系统首采工作面2091通风线路：主、副井井底车场二水平南大巷209采区轨道、皮带下山209轨道一车场2091下顺槽 2091工作面2091上顺槽209采区专用回风巷2109回风巷南翼流煤下山二水平南翼总回风下山小庄风井地面二、风井数目、位置及服务范围1、六矿由主井、新副井、老副井、中央风井进风，中央、小庄、

24、东风井回风，小庄风井主要承担南翼通风（209、211采区），东风井主要承担东翼、北翼通风（214、212、北四采区）。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，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、采区风量20

25、9采区按1个工作面生产，两个煤巷掘进面，一个岩巷掘进面掘进，各采掘面风量计算如下： 采煤工作面所需风量计算Q采=100q采KCH4Q采 回采工作面实际需要风量，m3/min；q采回采工作面回风巷风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，m3/min；矿井瓦斯涌出量指采掘工作面回风流绝对瓦斯涌出量，不含瓦斯抽放量。KCH4采面瓦斯涌出不均衡通风系数。（正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量与月平均日瓦斯绝对涌出量的比值）。根据六矿统计资料采煤工作面q采在811m3/min取q采=11m3/minQ采=100111.3=1430 取Q采=1500m3/min 岩巷掘进工作面所需风量计

26、算Q掘=(7. 8)/t式中：Q掘-采用压入式通风时，稀释炮烟所需风量，m3/mint-掘进巷道的通风时间，min，取30；S-掘进巷道的净断面，m3,取10.85；L-掘进巷道的通风长度，m，取500；P-风筒进出风量之比，取1.5；A-同时爆破的炸药量，kg，取18 kg。Q掘=（7.8/30=160m3/min 取Q掘=200m3/min 煤巷掘进工作面所需风量计算Q掘煤=100qK式中：Q掘煤-煤巷掘进工作面所需风量m3/minq-煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量m3/minK-瓦斯涌出不均衡系数，K=1.8根六矿收集资料，煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量在1.122.36 m3/min，取最

27、大值 q=2.36 m3/minQ掘煤=1002.361.8=423 m3/min根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取Q掘煤=450 m3/min2个煤巷掘进面共需配风900m3/min。 抽放工作面和硐室实际需风量根据规程要求和生产矿井的实际配风情况。抽放工作面和硐室实际配风量如下：抽放工作面配风量 600 m3/min；采区变电所配风 120 m3/min；井下火药库配风量 120 m3/min；充电硐室配风量 120 m3/min；采区绞车房配风量 120 m3/min；其他地点配风量 240 m3/min；风量合计：Q=1500+900+200+600+120+120+120+120

28、+240=3920m3/min五、通风设备截至目前中央风井已停运。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。六、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。在实际生产中，应根据实际供风情况，确定采区的产量。第四章 防突设计六矿二1煤层具有储气条件好，瓦斯含量高，逸散条件差，