采区防突设计.docx
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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114°10′37″～114°13′28″，北纬35°52′49″～35°58′23″。
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，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、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。
㈠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=15～20m，∠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6F15-1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，其次为太原组一11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，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0.72～17.5m，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。
一11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。
一11煤煤厚0～2.00m，平均厚度1.35m，为局部可采煤层，偶含1～2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7.70～33.38%，平均为18.34%，瘦煤区灰分产率为11.15～17.61%，属低、中灰分煤；全硫含量为0.21～0.62%，平均0.35%，属特低硫煤；含磷量为0.016～0.030%，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。
本区一11煤灰分产率为15.34～33.66%，平均为22.94%，属中灰分煤；全硫含量为1.66～5.23%，平均2.96%，属中高硫煤；含磷量为0.008～0.110%，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5～55mm，抑制爆炸的最低岩粉量为45～70%；根据鹤壁一矿资料，一11煤属爆炸危险性煤层，其爆炸火焰长度为5～20mm，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92～157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16.32～45.95m3/min，相对瓦斯涌出量14.64～29.43m3/t，矿井瓦斯等级为高沼气矿井。
1970～2009年，绝对瓦斯涌出量为19.63～79.82m3/min，相对瓦斯涌出量12.55～42.60m3/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=0.0394×573+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0.012～0.018m2/atm2·d，百米钻孔自然瓦斯涌出量为0.02m3/100m·min，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0.25～0.35，而在煤层的正常区段坚固性系数f≥0.6，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[2002]70号予以批准，可作为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=ZAK==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1～1.5m。
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5°～91°。
煤层倾角14.2°～23.8°，平均倾角18.5°
2、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，回采高度5.36m。
第三节采区供电及通讯
一、采区供电
㈠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=2×132kw=264kw
最大涌水期负荷为（同时工作2台）：
S1=n×Pecosψ=（2×132/0.92）×1=287KVA
式中：
n——工作台数；
Pe——单台水泵配套电机功率；
cosψ——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=kx·ΣPecosψpj=0.5×387.50.7=276.78KVA
式中：
KX——需用系数，取0.5
cosψpj——加权平均功率因数，取0.7
ΣPe——20911工作面负荷，KW
ΣPe=2×55+3×1.2+7.5+11.4+3X40+15+3X40=387.5KW
3、20931煤巷掘进工作面、上顺槽负荷：
S3=kx·ΣPecosψpj=0.4×73.80.6=49.2KVA
式中：
Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe—掘进工作面、上顺槽负荷，KW
ΣPe=2×1.2+2*30+11.4=73.8KW
4、20931煤巷掘进工作面、下顺槽运输机负荷：
S4=kx·ΣPecosψpj=0.4×102.40.6=68.2KVA
式中：
Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe——掘进工作面、下顺槽运输机负荷负荷，KW
ΣPe=2×1.2+2*30+40=102.4KW
5、南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
S5=kx·ΣPecosψpj=0.4×71.50.6=47.6KVA
式中：
Kx——需用系数，取0.4
cosψpj——加权平均功率因数，取0.6
ΣPe——南翼三水平辅助回风巷掘进负荷;
ΣPe=2×17+28+4+5.5=71.5KW
6、下山采区轨道提升绞车：
S7=kx·ΣPecosψpj=55/0.9=62KVA
Pe=62KW
Kx—取1。
7、主皮带上山运输机
S8=kx·ΣPecosψpj=2×90/0.92=196KVA
ΣPe=2×91=180KW
Kx—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:
SΣ=S2+S3+S4+S3=287+276.78+49.2+68.2+47.6=728.78KVA
三水平中央变电所增加负荷:
（轨道下山绞车、主皮带上山运输机）
SΣ=S7+S8=62+196=258KVA
㈡高压电缆选择：
1.09采区变电所（南一变电所）高压电源电缆:
SΣ=728.78+287=1015.78KVA
其对应的负荷电流：
IΣ=3SΣ·Ve=97.7A
根据长时负荷电流、短路电流、热稳定计算，选择MYJV22—6KV—3×50mm2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=2×600m。
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
㈢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
1
2*55
660
2*63/2*441
110
刮板运输机
2
2*40
660
2*45/2*261
80
11.4绞车
2
11.4
660
13.7/95.5
22.8
JD40绞车
2
40
660
45/292.5
80
小皮带
2
15
660
17/119
30
乳化液泵
1
15
660
44.8/282.8
37
耙岩机
1
3.7
660
20/133
17
喷浆机
1
5.5
660
6.3/41
5.5
局扇
2
28
660
31.2/218
56
水泵
2
132
660
155.2/931
264
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
2
28
660
31.2/218
56
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、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
⑴小庄风井位于井田南部，井口坐标为：
X=3972955，Y=516514，Z=163.225。
⑵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。
⑶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
209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：
①采煤工作面所需风量计算
Q采=100×q采×KCH4
Q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8～11m3/min
取q采=11m3/min
Q采=100×11×1.3=1430取Q采=1500m3/min
②岩巷掘进工作面所需风量计算
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/min
t-----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18kg。
Q掘=（7.8×/30=160m3/min
取Q掘=200m3/min
③煤巷掘进工作面所需风量计算
Q掘煤=100×q×K
式中：
Q掘煤-----煤巷掘进工作面所需风量m3/min
q-----煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量m3/min
K-----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1.12～2.36m3/min，取最大值q=2.36m3/min
Q掘煤=100×2.36×1.8=423m3/min
根据六矿煤巷掘进的实际供风量统计资料取Q掘煤=450m3/min
2个煤巷掘进面共需配风900m3/min。
④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600m3/min；
采区变电所配风120m3/min；
井下火药库配风量120m3/min；
充电硐室配风量120m3/min；
采区绞车房配风量120m3/min；
其他地点配风量240m3/min；
风量合计：
Q=1500+900+200+600+120+120+120+120+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2×15kw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，
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