WORD 格式整理版 学习参考好帮手 煤矿矿矿矿井采区划区划分调调整方案设计设计 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 前言 .- 2 -第一章 井田概况概况及地质质特征.- 5 -第一节 井田概况.- 5 -第二节 地质特征.- 8 -第三节矿井开拓.- 23 -第二章矿矿井采区区重新划划分.- 29 -第一节 矿井采区划分原则.- 29 -第二节 矿井采区划分方案.- 29 -第三节矿井采区接续.- 36 -第三章矿矿井开开采 .- 39 -第一节 巷道布置.- 39 -第二节 采煤方法及工艺.- 40 -第三节 巷道掘进.- 41 -第四章矿矿井通风风与与安全.- 43 -第一节 通风.- 43 -第二节 瓦斯灾害防治.- 48 -第三节 火灾防治.- 55 -第四节 粉尘防治.- 58 -第五节 水害防治.- 62 -第六节 热害防治.- 70 -第七节 冲击地压灾害防治.- 75 - WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第八节 安全避险“六大系统”.- 91 -前言某煤电开发有限公司于 2004 年 12 月 16 日首次取得由国土资源部颁发的*煤矿采矿许可证，证号：1000000410074。2009 年 9 月 28 日成功实现联合试运转， 2010年 3 月 25 日， “五证一照”全部办理齐全，矿井正式投产。2011 年 7 月 25 日进行换证，将矿区范围拐点坐标由 1954 北京坐标系统调整为 1980 西安坐标系统，其它内容未变，证号：C1000002011071110116460，面积 69.3293km2，有效期限自 2004 年 12 月16 日至 2034 年 12 月 16 日。矿区平面边界由 24 个拐点坐标圈定，开采标高为：-600m-1200m。本矿井由南京设计研究院设计，矿井设置主井（5.0m） 、副井（6.5m） 、风井（5.5m）三个井筒。矿井设一个水平，上、下山开采，水平标高-808m，-670m 设辅助水平。根据通风和运输需要，初期设-808m 水平集中轨道石门、-808m 水平集中胶带输送机石门及-808m 水平集中回风石门，后期增加一条-808m 进风石门，四条大巷平行布置。轨道石门及进风石门进风，胶带输送机石门及回风石门回风。在-670m 辅助水平设三条平行石门，分别为-670m 辅助水平集中轨道石门、-670m 辅助水平集中胶带输送机石门及-670m 辅助水平集中回风石门。井底车场形式采用卧式环形车场，并设有主井装载系统、主井井底清理撒煤系统、副井井底系统、排水系统、供电系统及其他硐室。采煤方法采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部垮落法管理顶板。回采 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 工艺采用综采（综放）开采工艺。一、矿井采区划分调整原则1. 根据*煤矿矿井初步设计对采区进行调整，各生产系统没有发生变化。2. 根据矿井三维地震勘探资料和补充勘探资料，依大型地质构造为自然边界重新调整采区边界。3. 根据矿井目前安全生产情况、矿井生产实际揭露地质构造情况及现有生产系统，调整采区边界。4. 尽可能减小采区划分的资源损失，最大程度开采煤炭资源。二、矿井采区划分调整依据1.*煤矿矿井初步设计及相关图纸资料2.*煤矿一采区补充设计及相关图纸资料3.*煤矿建井地质报告及相关批复文件4.*煤矿一采区补充勘探地质报告和*煤矿四、五采区补充勘探地质报告5.*煤矿三维地震勘探报告及相关图纸资料6.*煤矿储量核实报告 （2010 版）7.*煤矿 3 煤层冲击地压鉴定报告8*煤矿采矿许可证及其它批复文件三、采区划分调整方案基于上述采区划分调整原则和依据，共提出四个方案，经过方案对比分析，采区划分调整方案确定采用第四方案。1、将原一采区大巷保护煤柱线为边界划分为一采区和二采区，新划一采区位于 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 矿井大巷北部，东至井田边界和五采区边界线、西至煤层露头、北至 3 煤合并分叉线、南至回风大巷保护煤柱线；新划二采区位于井田大巷南部，东至井田边界和四采区边界线、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼。原一采区南部部分块段和原二采区划分为六采区（新增加采区） ，三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，四、五、七、九采区不变。2、将原一采区 1311 和 1312 工作面为边界划分为一采区和二采区，东部为一采区，西部为二采区。新划一采区位于井田东部，东至井田边界和四、五采区边界线、西至 1311 和 1312 工作面、北至 3 煤合并分叉线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼；新划二采区位于井田西部，东至 1311 和 1312 工作面、西至煤层露头、北至 3 煤合并分叉线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼。原一采区南部部分块段和原二采区划分为六采区（新增加采区） ，三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区边界线、西至煤层露头，四、五、七、九采区不变。3、将原一采区大巷保护煤柱线为边界划分为一采区和二采区，新划一采区位于井田大巷北部，东至井田边界和五采区边界线、西至煤层露头、北至 3 煤合并分叉线、南至回风大巷保护煤柱线；新划二采区位于井田大巷南部，东至井田边界和四采区边界线、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至井田边界和原二采区边界线。三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，原二区改为六采区，四、五、七、九采区不变。4、将原一采区大巷保护煤柱线和 F7 断层为边界划分为一采区和二采区。新划一采区包括原一采区北翼和 F7 断层以东部分，东至井田边界和四、五采区边界线、西至 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 煤层露头和 F7 断层、北至 3 煤合并分叉线和轨道大巷保护煤柱线、南至回风大巷保护煤柱线以及井田边界和原二采区边界线；新划二采区位于井田大巷南部，东至 F7 断层、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至井田边界和原二采区边界线。三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，原二区改为六采区，四、五、七、九采区不变。*煤矿矿井初步设计共设 7 个采区，分别为一、二、三、四、五、七、九采区，采区划分调整后采区数目由原来的 7 个采区划分为 8 个采区（增加一个六采区） ，为此，特编制*煤矿矿井采区划分调整方案设计 。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第一章 井田概况概况及地质质特征第一节节 井田概况概况一、交通位置郭屯井田位于某县县城南约约 10km，行政区划属区划属某县县管辖辖。其范围东围东起田桥桥断断层层及田桥桥支断断层层，西至煤系地层层底界露头头，南起 3925000 纬线纬线以北，北至 25 勘探线线以北，南北长约长约 14km，东东西宽约宽约 13km。极极值值地理坐标标：东经东经 11550001160000，北纬纬 352700353430。本区区西南距某市约约 48km，东东距济济宁市约约 61km。西北 810km 处处有京九铁铁路和 220 国国道，南约约 3km 处处有日东东高速公路通过过，向南约约20km 为兖为兖（州）新（乡乡）铁铁路的垅垅堌堌集车车站，南 20km 处处有济济（南）菏菏（泽泽）高速公路、西约约 40km 处为处为德（州）商（丘）高速公路，形成了高速公路、铁铁路、国国道和省道四通八达达的交通网网络络，矿矿区运区运煤专线铁专线铁路与与京九线线相连连。本区区交通十分便利（见图见图 1-1-1） 。二、地形地貌及水系本区地处黄河冲积平原，地势平坦，略呈西高东低之势，地面标高+41.60+45.38m。自然地形坡度 0.2。区内沟渠多为人工开掘，纵横交错并构成水利网，用以引黄灌溉和防旱排涝，主要水系有宋金河、向阳河、鄄郓河、友谊河等。三、气气象及地震烈度（1）气 象 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 本区属温带半湿润季风区海洋大陆性气候，具有四季分明，春旱多风，夏热多雨，晚秋又旱，冬长干冷多北风的特点。根据某县多年气象资料统计，本区年平均气温为 14.8。全年以 1 月份气温最低，平均为-1.8，7 月份最高，平均 26.6。多年平均降水量 677.3mm（1959-2009 年） ，年最大降水量 1219.5mm（1964 年） ，年最小降水量 360.9mm（2002 年） 。日最大降水量 223.00mm（1975 年 9 月 19 日） ，年内降水分布极不均匀，主要集中在 7、8 两个月。年最大蒸发量 1318.3mm（1966 年） ，年最小蒸发量 226.4mm（1964 年） 。主导风向为北风，次主导风向为南风，平均风速3.3m/s。平均日照时数为 2479.7 小时，平均相对湿度 70%，最大冻土深度 0.35m。（2）地震及其它地质灾害本区地质构造比较复杂，属地震多发区，据记载历史上直接发生地震 10 次，其中造成重大灾害的 2 次；周围地区发生地震波及某县的 21 次，其中造成灾害的 3 次。据中国地震动参数区划图 （GB 183062001） ，本区所属地震动峰值加速度为 0.10g，地震烈度为 7 度。本区属黄河冲积地形，无发生滑坡、泥石流等自然地质灾害的可能。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图 1-1-1 交通位置图四、矿矿区开区开发发情况况郭屯井田位于某市某县。某古称曹州，历史悠久，是中国牡丹之乡，也是全世界面积最大，品种最多的牡丹生产、科研、出口、观赏基地。某县位于某市东北部，全县辖 2 个街道办事处、20 个乡镇，925 个行政村，总面积 1643km2，耕地 155 万亩，人口 105 万人，劳动力充足。某县煤炭地质储量丰富，是华东地区最后一块整装煤田巨野煤田的主要组成部分，县辖区现有四个煤矿，从南到北分别为赵楼煤矿、*煤矿、彭庄煤矿、某煤矿，其设计生产能力分别为 300 万吨、240 万吨、110 万吨、 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 300 万吨，为工业生产提供了重要能源。本区周边有国电某电厂、某热电厂等，电力供应充足。周围有充足的钢材、石料、水泥等建筑材料。根据矿区总体规划，巨野煤田划分为 7 对矿井，到目前为止，梁宝寺矿井、龙固矿井、赵楼矿井、彭庄矿井、郭屯矿井均已建成投产，某矿井正在建设。五、迁迁村和土地征用本矿井初期建设工业场地用地已办理相关用地手续，后期需建设风井场地，还需要占用农村土地并办理相关手续。另外，本井田范围内村庄稠密，共有行政村 50 个，约 20719 户，矿井生产期间，井下开采煤炭会造成地面不同程度的塌陷，影响土地使用和地面建筑的安全使用。根据矿井与当地政府的接触情况，地方政府非常支持本项目，为此在土地征用和村庄搬迁方面积极配合，目前，已有 6 个村庄列入搬迁计划，正在组织搬迁。六、水源及电电源（1）水源据调查资料和现有供水水井取样化验证实，第四系、上第三系水可作为供水水源，但水质条件较差。区内河流多引自黄河水，经取样化验，可作为供水水源，但黄河水为地表水，易受污染，卫生指标严重超标，并受季节影响，所以不宜作为永久供水水源，本区外围奥灰隐伏区，面积大，岩溶裂隙发育，含水丰富，建议进行水源勘探开发，作为矿井供水水源。某县水资源管理委员会于 2001 年 12 月 11 日出具了“关于郭屯矿井用水保证情况的证明”函，认为当地浅层地下水和深层地下水（奥灰水）可以满足矿井生产和生活用水需要。（2）电源本区现有某、济宁两座发电厂。某电厂装机容量 850MW，济宁电厂装机容量300MW，两电厂以 220KV 网络与山东电网相联。矿井附近电源点有 110KV 某中心变电所、220KV 巨野三里庙变电所和 220KV 水浒变电所。根据矿井可行性研究报告批复 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 意见及某电业局、某供电公司关于郭屯矿井供电方案、供电线路出线口位置的批复意见，本矿井一回电源引自 220KV 水浒变电站，另一回电源由 220KV 三里庙变电站5915 三郓线 T 接。第二节节 地质质特征一、地层层本区地层区划属华北地层区鲁西地层分区，区内多被第四系覆盖，基岩出露甚少，煤系基底为寒武、奥陶系，石炭系中、上统和二叠纪含煤地层发育较好，煤炭资源较为丰富，地层发育情况详见表 1-2-1。二、构构造（一）大地构造位置巨野煤田位于鲁西南断块拗陷的西北部，就东西向构造带而言，位于昆仑秦岭纬向构造带的东延北支部分，并处于和新华夏系第二沉降带南端复合部位，属于华北陆块（I） 、鲁西隆起（II） 、鲁西南潜隆起区（III） 、某兖州潜断隆（IV） 、某凸起（潜）（V） 。（二）区域构造范围及基本特征1、区域范围：东起峄山断层，西至聊考断层，北起汶泗断层，南至单县、韩台断层。2、区域构造基本特征鲁西南地区的基本构造特征明显表现为断块型，无论褶曲、断层均与大地构造位置、区域构造单元的相互组合及变化有着明显的关系（见图 1-2-1） 。（1）褶曲构造本区发育有北东北北东和东西向两组褶曲构造。北东北北东向褶曲：主要有滋阳背斜、兖州、济宁向斜、滕县背斜、滕县向斜及巨野向斜等，多数是北东向的宽缓褶曲，特别是东部区域更为明显，其中济宁煤 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 田由于受南北向区域构造的影响，构造也以南北向断层为主，但含煤地层的褶曲轴向仍保持北东向的特点；而巨野向斜由于受东部刚性岩体挤压和北东向断层的切割等构造应力场的干扰，使不对称的巨野向斜偏转成北北东向，而且东翼残缺不全。区域地层特征一览表 表 1-2-1 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 地 层 系 统主 要 岩 性 特 征第 四 系 （Q）黄褐、棕、灰等 杂色粘土、粘土 质砂、砂、砂砾石层.广布于全区，东北薄、西南厚。 0350m新 近 系 （N）棕黄、黄、棕红、杂色粘土、粉砂 夹细砂，下部有时夹泥煤薄层，底部常见砂砾.主要分布于西部，地表未出露。 01000m古 进 系 （E）上部杂色粘土岩、粉砂岩夹泥灰岩和石膏 层.下部红色粘土质粉砂岩、细粒砂岩夹砾砂岩，普遍含石膏层.分布于北部和西部。 1000m侏 罗 系 上 统蒙 阴 组 （J3）上部为灰绿色粉细粒砂岩互层夹泥岩，下部为红色砂岩，并有燕山晚期岩浆岩侵入，底部有不 稳定的砾岩。 1300m上统上石盒子 组杂色泥岩、粉砂岩和灰色砂岩，含植物化石，底部含 B层铝土岩。 残厚500m 下石盒子 组灰绿色砂岩和杂色泥岩、粉砂岩，富含植物化石。 65m二迭系（P）下统山西组浅灰、灰白色中、 细粒砂岩及深灰色粉砂岩、泥岩 夹煤层，为主要含煤地 层。 80m 上统太原组以深灰、灰黑色粉砂岩、泥岩为主， 夹灰色砂岩、石灰岩 813层、煤1723层，为本区主要含煤地 层，属海陆交互相沉 积，厚度 稳定。 170m 石炭系中统本溪组以杂色泥岩为主，夹石灰岩24层，上部夹不稳定薄煤12层，底部有G层铝土岩及山西式残积铁矿。 35m中 统八陡组:为浅海相厚层白云岩夹豹皮灰岩、泥灰岩。 65121m 阁庄组:为浅海相白云质灰岩、白云岩、泥灰岩、豹皮灰岩、石灰岩。 105127m 奥陶系（O）下 统马家沟组:为浅海相中厚层灰岩、豹皮灰岩夹泥灰岩、白云质灰岩。 202227m北庵庄组:为浅海相灰岩、泥灰岩、白云 质灰岩、豹皮灰岩。 198282m纸 坊 组:为泻湖相白云岩、白云 质灰岩，含燧石 结核。 86117m上 统凤山组、长山组、崮山组:青灰色竹叶状白云质灰岩、夹鲕状灰岩、泥岩及粉砂岩。 280m中 统张夏组、徐庄组:厚层泥质灰岩、鲕状灰岩及黄绿、暗紫色云母泥岩、粉砂岩。 240m寒武系下 统毛庄组、馒头组:暗紫色云母泥岩、白云 质灰岩，夹豹皮灰岩、泥岩及竹叶 状灰岩。 200m震旦系亚界土门组（Zt）为灰黄色硅质灰岩。 030m太古界泰山群（Art）主要为深变质的变质岩系及太古代 晚期侵入岩。 6000m东西向褶曲：主要受东西向构造控制所致，如汶上宁阳向斜、单县鱼台向斜等。（2）断裂构造 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 因受昆仑秦岭纬向构造带和燕山运动的影响，使东西向断层被南北向断层切割，形成鲁西南“棋盘格”状的构造格局，具有经济价值的煤层均赋存于早期的地堑内。东西向正断层由北向南依次有汶泗断层、某断层、某断层、凫山断层、单县断层等，它们均为落差大、延展长的区域性断层，且常伴有走向相同，倾向相反的共生断层出现，形成近东西向地堑、地垒构造。南北向正断层自东而西有峄山断层、孙氏店断层、济宁断层、嘉祥断层、巨野断层、田桥断层及聊考断层。与东西向断层相同，它们也是落差大、延展长的区域性断层。在东部形成西倾正断层组，从而构成区内地层由东向西台阶式下降；在中、西部分布着走向相同但倾向相反的断层组，形成南北向的地堑、地垒构造。按落差划分，落差100m 的断层 5 条，落差50m100m 的断层 6 条，落差30m50m 的断层 5 条，落差30m 的断层 19 条。（3）岩浆岩井田内岩浆岩侵入对山西组及太原组的煤层均有不同程度的影响，岩浆岩的分布为一采区的北部和南部边界，四采区的西部边界，五采区的中西部，根据有关资料分图 1-2-1 区域构造示意图 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 析，初步认为岩浆岩经早期形成的区域性大断裂上升，沿较松软的地层侵入到煤系地层，局部煤层厚度、结构遭到破坏，变质为无烟煤、天然焦等，甚至吞蚀殆尽。（三）区域构造演化晚古生代的海西构造运动，地壳以垂直升降为主，由北向南地壳逐渐抬升，海水逐渐向南撤出，从而沉积了一套海陆交互相滨海平原相内陆湖泊相含煤沉积，这些沉积物具有东西成带、南北分异的特征。到三迭纪印支期由于南北向挤压，横穿昆仑秦岭纬向构造带进一步发展，受其影响本区发育了轴向北东东西向的宽缓褶曲及东西向的正断层组。晚三迭世至早、中侏罗世地壳不断抬升，背斜的轴部遭剥蚀，至晚侏罗世在本区的向斜部位由东向西开始沉积了侏罗系上统蒙阴组地层。早白垩世燕山运动第三幕由于受环太平洋构造带的影响，本区断裂活动剧烈，除早期已形成的东西向断层继续活动外，又发育了一组近南北向的区域性断层组，并伴有基性酸性岩浆岩侵入。喜山期构造运动，使早期已形成的近南北向断层继续活动，部分断层活动更为剧烈（如本区西部边界聊考断层） ，在断陷盆地中从西向东沉积了巨厚新生界地层。总之，在整个鲁西南地区早期以北东、东西向褶曲为主，并伴有东西向正断层，晚期以近南北向断层为主，形成鲁西南地区“棋盘格”式构造形态。三、煤层层1、含煤地层本区为全隐蔽式煤田，主要含煤地层为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组，平均总厚 241.94m。含煤 25 层，其中，山西组含煤 3 层（1、2、3（3上、3下） ；太原组含煤 22 层（4、5、6、7、8、9、10上、10中、10下、12上、12中、12下、14、15上、15中、15下、16上、16下、17、18上、18中、18下煤层） 。煤层平均总厚10.35m，含煤系数 4.3%。3（3下） 、3上、15上、16上、17、18中煤层平均厚8.67m，占煤层总厚的 84%，其中 3（3下）煤层平均厚 4.45m，占可采煤层厚度的 51%，是首采及主采煤层。井田内岩浆岩侵入对山西组及太原组的煤层均有不同程度的影响，一采区仅在北 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 部和南部边界受岩浆岩影响，煤质变化复杂，出现煤、焦混及岩浆岩与煤、焦杂体。2、可采煤层井田内主要含煤地层为下二迭系山西组和上石炭统太原组，平均总厚 237.75m。含煤 25 层，其中山西组含煤 3 层；太原组含煤 22 层。煤层平均总厚 10.35m，含煤系数 4.3，可采及局部可采煤层有 5 层 3(3上、3下)煤、15上煤、16上煤、17 煤和 18中煤。平均厚 8.67m，占煤层总厚的 84，其中 3（3下）煤层平均厚 4.73m，占可采煤层厚度的 55，是本矿井主要可采煤层。各煤层主要特征见表 122。煤层主要特征表 表 122煤 层夹石全区厚度(m)可采范围厚度(m)层间距(m)煤层名称两极值平均值两极值平均值结构稳定性可采性两极值平均值层数岩性名称308.184.915.158.187.02较简单较稳定大部可采02炭质泥岩泥岩3上03.851.200.713.851.63简单较稳定局部可采02炭质泥岩泥岩3下0.735.313.470.735.313.47较简单较稳定大部可采04炭质泥岩泥岩15上0.380.800.620.710.800.76简单不稳定零星可采16上00.820.580.720.820.77简单不稳定零星可采炭质泥岩170.271.981.271.061.981.52简单较稳定大部可采炭质泥岩18中00.820.580.720.820.77简单不稳定零星可采0.7827.2913.27124.32137.88132.4125.4551.4933.817.6213.559.822.7714.129.72炭质泥岩（1）3 煤层位于山西组中下部，下距太原组三灰 44.5771.74m，平均 59.21m。该煤层为 3上、3下煤层合并后的厚煤层，主要分布于井田的西部、南部及北部，可采范围内煤厚5.518.18m，平均 7.02m。该煤层属较稳定煤层，结构较简单，含 02 层夹石。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （2）3上煤层该煤层为 3 煤层分叉后的上分层，主要分布于井田中部。下距 3下煤层0.7827.29m，平均 13.27m。煤层厚度 03.85m，平均 1.19m，可采范围内煤厚0.713.85m，平均 1.59m。该层煤部分受冲刷缺失，属较稳定偏不稳定煤层。煤层结构简单，含夹石 02 层。可采范围内未受火成岩侵蚀。（3）3下煤层该煤层为 3 煤层分叉后的下分层，分布于井田中部。下距三灰 51.2973.24m，平均 57.49m。煤层厚度 0.735.31m，平均 3.47m，属较稳定煤层。井田东部受冲刷缺失，煤层结构较简单，含夹石 04 层。井田内 3(3 下)煤层赋存面积 89.8km2。其中南部天然焦区面积 24.0km2，北部天然焦区面积 9.7km2，煤区面积 56.1km2。（4）太原组煤层太原组煤层包括 15上、16上、17、18中煤层。其中 17 煤厚 1.061.98m，平均1.52m，属较稳定煤层。15上、16上、18中三层煤均为平均煤厚小于 1m 的不稳定煤层。16上煤层下距奥灰顶界面间距 26.1844.21m，平均 33.41m。由于太原组煤层距奥灰太近，受其突水威协严重。四、煤类类、煤质质与与煤的用途按中国煤炭分类国家标准（GB 5751-2009）划分，以浮煤挥发分产率（900Vdaf%）和粘结指数（GRI）为主要分类指标，胶质层厚度（Ymm） 、奥亚膨胀度（b%）为辅助指标，其中将 1979、1980 年的 850挥发分产率换算成 900挥发分产率，计算的经验公式是：Vdaf（900）=Vdaf（850）+63/100-Mad-Ad*（100-Mad）/100；利用经验公式换算出粘结指数，天然焦利用宏观鉴定、化学分析、显微煤岩鉴定、测井曲线解释等综合确定，本区煤类划分结果为山西组煤层主要有气煤、1/3 焦煤、天然焦等三种；15上煤层以气肥煤为主；16上煤层为肥煤，南部为天然焦区；17 煤层为 1/3 焦煤、肥煤、气肥煤；18 中煤层以气肥煤为主，次为肥煤。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 太原组煤层为气肥煤、肥煤，中硫至中高硫煤，可用作炼焦配煤；天然焦因灰分较低，发热量较高，可供民用，如经加工处理可作为发电燃料用煤；各煤层大都符合液化用煤工业要求，从煤岩组分看，气煤、气肥煤多含有最易液化的树皮类稳定组分，可大大提高液化效果。各可采煤层煤质特征见表 1-2-3。煤 质 特 征 一 览 表 表 1-2-3煤层项目3上3（3下） 315上16上1718中原煤1.382.361.77（16）1.352.441.72（24）1.17（2）1.37（3）1.54（3）1.02（3）水分Mad（%）浮煤0.92.261.54（16）0.542.001.56（24）1.17（2）1.63（3）1.52（3）1.39（3）原煤7.6822.7514.55（16）8.8228.4616.43（24）10.31（2）8.30（3）19.31（3）29.48（3）灰分Ad（%）浮煤5.599.067.10（16）5.599.857.05（24）5.56（2）3.03（3）4.13（3）7.63（3）原煤35.9338.6637.22（16）31.5338.5936.80（24）39.96（2）36.61（3）35.28（3）38.71（3）挥发分Vdaf（%）浮煤35.3538.8537.45（16）34.0539.6537.45（24）39.82（2）36.42（3）34.91（3）37.07（3）原煤0.410.870.58（16）0.520.950.69（24）2.40（2）3.77（3）4.10（3）4.42（3）全硫St，d（%）浮煤0.350.620.50（16）0.420.940.61（24）1.82（2）2.14（3）2.25（3）2.45（3）原煤0.0060.0310.013（12）0.0030.0560.022（18）0.004（2）0.008（2）0.119（1）0.044（2）磷Pd（%）浮煤0.0020.0160.007（10）0.0020.0340.015（17）0.002（2）0.006（2）0.045（1）原煤25.7638.2429.16（24）20.8332.3728.65（30）31.91（2）32.49（3）28.11（3）24.31（3）发热量Qb，ad（MJ/kg）浮煤31.4732.8332.31（13）26.1533.2231.60（30）33.78（2）34.32（3）34.15（1）32.95（2）Cdaf浮煤84.6886.3385.24（11）84.1486.1285.23（21）86.58（3）86.58（3）86.44（2）85.27（1）元素分析（ %）Hdaf浮煤5.285.715.45（11）5.155.775.51（21）5.28（3）5.28（3）5.42（2）5.30（1） WORD 格式整理版 学习参考好帮手 Ndaf浮煤1.541.741.64（11）1.571.791.69（21）1.46（3）1.46（3）1.48（2）1.31（1）焦油产率Tar，d（%）11.6413.6012.55（8）10.4015.6012.21（25）13.20（2）11.51（2）11.82（2）7.65（1）灰熔融性ST（）130014001380（7）134014001400（23）1200（2）1240（3）1240（3）1170（3）粘结指数GR.I789587（16）769888（23）99（2）98（3）98（3）100（3）胶质层厚度Y（mm）13.522.516.6（16）14.522.318.5（23）40.8（2）37.0（3）30.5（3）37.5（3）煤 类QM45（12）1/3JM35（4）QM45（17）1/3JM35（6）天然焦（8）QF46（2）FM36（3）QM46（1）1/3JM35（1）FM36（1）QM46（2）FM36（1）五、水文地质质区域范围东起峄山断层，西至聊考断裂，北起汶泗断层，南至凫山断层，东西长约 160km，南北宽约 80km，面积 10000 余 km2。区域内地表水系发育，赵王河、洙水河、万福河自西向东穿越本区流入南阳湖，京杭运河自北向南流经本区，光府河、泗河和白马河自东向西流入南阳湖。本区多为黄河冲、洪积平原，仅在区域中部及东南有小面积低山丘陵。京杭运河以东，沉积颗粒粗，地下迳流较强，具优质松散层孔隙水；运河以西，松散层颗粒细，迳流变弱，由东向西水质变差。嘉祥、巨野、某等地地势低洼，潜水位浅，蒸发强烈，潜水浓缩盐化，局部形成盐碱地。1、含水层区域内煤系中的直接充水含水层有山西组 3 煤层顶、底板砂岩裂隙含水层、太原组三灰和十下灰岩溶裂隙含水层，部分矿井的侏罗系砂岩亦为直接充水含水层（如南屯矿等） 。3 煤层顶、底板砂岩含水层厚度 3060m，一般约 40m，区域内最大单位涌水量 0.504L/s.m；三灰含水层厚度比较稳定，平均约 5m，兖州、济宁煤田三灰最大单位涌水量 0.480L/s.m，上述两含水层为开采上组煤的直接充水含水层。十下灰含水层厚度平均约 5m，济宁煤田最大单位涌水量为 0.484L/s.m，是开采下组煤的顶板进水含水层。其它含水层有第四系、新近系砂、砾层孔隙含水层，二叠系石盒子组砂岩裂隙含 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 水层和奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层。除奥灰外，其它含水层均分布在煤系地层之上，远离可采煤层又大都与隔水岩层相间分布，一般情况下不会对矿井直接充水。奥陶系灰岩为煤系基底含水层，在煤田范围内其含水性具明显垂直分带性，浅部岩溶发育，含水丰富，属强含水层，向深部岩溶发育程度降低，含水性逐渐减弱。许厂、代庄、何岗、唐口、葛亭及梁宝寺等井田下组煤与奥灰间距较小，不足以抵抗奥灰水压力，奥灰水成为采下组煤的底板进水直接充水含水层。奥灰隐伏区内岩溶普遍发育，区域上已有邹西、兖西、嘉祥三个水源地。整个区域范围内，奥灰裸露补给区主要集中在凫山背斜丘陵区、滋阳山及嘉祥隆起区。凫山丘陵区有约 200km2寒武系灰岩裸露，北部有零星奥灰出露，形成岩溶水补给区，接受大气降水和地表水补给后顺岩层倾斜方向由南向北流向邹西水源地。兖州西部的滋阳山一带亦有小面积奥灰出露，成为补给区。此外，区域外曲阜境内有约100km2的寒武系、奥陶系灰岩出露，在区外东北部形成补给区。补给区地下水沿曲阜水源地流向兖西水源详勘区，再南下流向邹西水源地，与北流的岩溶水汇合，形成强迳流带，至南阳湖畔两城附近呈泉群出露，成为泄水区。邹西水源地大部分地段为奥灰级（单位涌水量大于 10L/s.m）富水区，水位变化较降雨迟后 20 天左右，与降水补给关系密切。邹西水源已开发，供水量 10 万 m3/d，供水区域地下水位呈逐年下降趋势；兖西水源详勘区奥灰富水性为级（单位涌水量为 110L/s.m）补给条件比邹西水源地差，供水水量约 3 万 m3/d。嘉祥隆起区有约 100km2的寒武、奥陶系灰岩出露，在区域中部形成岩溶水补给区，接受大气降水后，沿地势向周围缓慢迳流流向隐伏区。其中奥陶系灰岩出露区主要分布在兖（州）新（乡）铁路两侧，出露区至葛亭井田一带为奥灰隐伏区。2、隔水层区域内隔水层主要为新生界地层中的粘土、砂质粘土层，侏罗系泥岩、粉砂岩，上石盒子组泥岩，下石盒子组杂色泥岩、粉砂岩，太原组泥岩、粉砂岩及本溪组铁铝质泥岩等，它们大都与含水层相间沉积，阻隔了含水层间的水力联系。3、矿井充水因素分析 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （1）3 煤层充水因素根据东部生产矿井的开采实践，3 煤开采的主要充水途径为直接揭露含水层的井巷工程，受采动影响而造成的顶板冒裂导水带、底板破坏裂隙带，以及导水的断裂构造。其主要正常充水方式为采动裂隙导水带。根据东部矿区综采放顶煤开采经验及华东、华北部分矿井水体下开采的实践，综采放顶煤开采冒裂带高度一般为采煤厚度的11.3 倍。根据本井田现有钻探成果，除 G58 号孔冒裂高度顶界距 N 底不足10m（9.8m）外，其余均大于 10m。上、下石盒子组砂岩漏水点都在冒裂带范围之外，因此只有山西组 3 煤层顶底板砂岩含水层为其直接充水含水层。需要指出的是在井田中西部 3 煤层露头附近，煤层至 N 间距较小，直到为零，并且 3 煤层露头大部分位于 N 底部砂层分布区，因此在靠近煤层露头区上第三系底部砂层成为 3 煤层开采的直接充水含水层。由于冒裂高度与采煤方法有关，若采用分层开采法可以降低冒裂高度从而提高开采上限。从全井田考虑不将上第三系底不部砂层评价为 3 煤直接充水含水层。建议在矿井生产过程中做好上第三系底部砂层的水位动态观测工作，并在露头区补做一定地质工作后再根据资料结果逐步提高开采上限，解放煤炭储量。三灰上距 3 煤层 44.5771.74m，平均 59.21m；上距 3上煤层 58.7189.30m，平均 74.80m，上距 3下煤层 51.2973.24m，平均 57.49m，按照-808m 开采水平计算，三灰第一水平水压达 80kg 以上，因此三灰水成为 3 煤层开采时的直接充水含水层。（2）16 煤层充水因素十下灰岩是 16 煤层直接顶板，是其直接充水含水层。16 煤层下距奥灰26.1844.21m，结合 16 煤层至奥灰间的岩性组合及强度值，计算奥灰水井田内突水系数为 0.220.44MPa/m，均大于 0.15MPa/m，因此奥灰水对 16上、17、18中煤层开采有严重底鼓突水威胁，影响煤层正常开采，在目前技术条件下建议将 16上、17、18中煤层列为暂不能利用储量。4、矿井水文地质类型 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 本井田上组煤的直接充水含水层为 3 煤层顶、底板砂岩和太原组。3 砂裂隙含水层，富水性弱，三灰岩溶裂隙含水层的富水性弱至中等，上述两含水层的补给条件较差，故本井田上组煤的水文地质类型为裂隙、岩溶类简单中等类型。下组煤的直接充水含水层为太原组十下灰和奥灰。十下灰的富水性弱至中等，但基底奥灰含水层的富水性较强，补给较充沛，采下组煤时有底鼓水的威胁。故下组煤的水文地质类型为裂隙岩溶类中等类型。5、矿井涌水量*煤矿水文地质类型划分报告矿井正常涌水量为 582m3/h，最大涌水量为1008m3/h。六、其它开它开采技术术条条件（一） 、岩土工程地质特征1、松散覆盖层井田内上覆新生界地层较厚，一般厚 530650m。主要由粘土、粘土质砂及砂组成。第四系均未固结，第三系上段局部微固结，大部未固结，下段大部半固结，局部未固结。2、可采煤层顶底板3 煤层：伪顶为泥岩、粉砂岩或炭质泥岩，厚度 0.210.65m，直接顶多为中细砂岩，厚度 0.7513.73m，岩石抗压强度为 39.3148.2MPa；次为泥岩，厚度0.884.55m，岩石抗压强度为 38.0110.6MPa；局部为细、中、砂岩；老顶厚2.527.8m，主要为细砂岩和中砂岩，在岩浆岩侵蚀区煤层顶板常为煌斑岩或浊变黄斑岩，硬度较大，裂隙较发育。3上煤层顶板：以中、细砂岩为主，厚 1.4417.79m；次为泥岩，厚0.755.36m，偶见碳质泥岩伪顶。3下煤层顶板：以中、细砂岩为主，厚 2.7719.02m；次为泥岩，厚0.782.89m，偶见碳质泥岩伪顶。3上煤层底板：以粉砂岩为主，厚 0.7810.90m，次为泥岩，厚 0.956.20m，偶 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 见碳质泥岩伪底。3（3下）煤层底板：主要为泥岩、碳质泥岩，厚 0.726.19m，多数在 2m 左右；次为粉砂，局部块段为细砂岩，偶见泥岩、碳质泥岩伪底。15上煤层：伪顶多为泥岩，厚 0.170.40m，九灰为直接顶，厚 1.182.53m，含泥质，有时泥岩伪顶增厚变为直接顶。底板主要为泥岩，厚 0.957.44m，其次为粉砂岩，厚 5.569.58m。16上煤层：直接顶为十下灰，厚 4.406.65m，个别孔见泥岩伪顶，厚0.560.79m，底板以泥岩为主，厚 1.306.94m，偶见粉砂岩及砂质泥岩底板，厚0.765.15m。17 煤层：直接顶 16下煤与泥岩组合而成，厚 0.727.29m，局部为砂质泥岩或细砂岩。底板主要为粉砂岩，最大厚度 6.15m，平均 3.06m，其次为泥岩，厚0.301.46m，个别点为细砂岩。18中煤层：直接顶多为粉砂岩、砂质泥岩，厚 2.528.33m，次为细砂岩厚3.655.68m，个别点有泥岩、炭质泥岩伪顶。底板主要为泥岩，厚 3.057.0m，次为粉砂岩，厚 2.733.20m，个别点为细砂岩。本井田除 3 煤层顶底板岩石采力学样外，其它煤层顶底板均未采力学样，根据强度测井曲线，结合煤层顶底板的岩性组合及与东部矿井的开采经验对比各煤层顶底板，稳定性评价为：3（3上、3下）顶板为较稳定稳定，底板不坚固；15上、16上煤层顶板稳定，底板不坚固；17 煤层顶板不稳定，底板不坚固较坚固；18中煤层顶板不稳定较稳定，底板不坚固较坚固。（二） 、瓦斯、煤尘及煤的自燃1、瓦斯本井田 3上3（3下）煤层共采取瓦斯样 13 件。分析结果表明，瓦斯（CH4）成份和含量最高分别为 1.02%和 0.017cm3/g燃；CO2成分和含量最高分别为 14.80%和0.222cm3/g燃,见表 124，应属瓦斯风化带和氮气带。根据钻孔测得的瓦斯含量资料，本井田瓦期含量较低，但由于井田内各煤层埋藏 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 较深，又有岩浆岩侵入，局部煤的变质程度高，会有较高瓦斯带存在，因此，在生产过程中应加强瓦斯管理，以防止瓦斯聚集，发生瓦斯爆炸事故。瓦斯含量及成分表 表 124瓦斯成分最大/平均（点数）瓦斯含量 cm3/g燃最大/平均（点数）煤层CH4CO2CH4CO2N2及其它3上微量5.61（1）微量0.154（1）3.467（1）3（3下） 1.02 0.27（8）14.807.09（8）0.0170.006（8）0.2220.135（8）30.763.190（7）2、煤尘爆炸性和煤的自燃各煤层煤尘爆炸性试验结果（见表 125）表明，火焰长度在 50600mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 2527%之间，可燃基挥发分一般都大于 37%，根据挥发分和固定碳计算的煤尘爆炸指数变化在 38.6447.09%之间，故各煤层均有煤尘爆炸危险性。根据各煤层煤样测试结果，各煤层原样着火温度变化在 332391之间，还原样与氧化样着火点之差为 428，变化在不自燃易自燃之间，各煤层均属自燃发火煤层。煤尘爆炸性及煤的自燃试验结果表 表 125煤层火焰长度（mm）岩粉量（%）结论还原样（）氧化样（） T（）自燃等级3上200500（8）556057（8）348374360（8）323369349（8）52711（8）（1）（7）3（3下）60600（13）537361（13）有爆炸危险338384358（14）317380347（14）42811（14）（1）（1）（12） WORD 格式整理版 学习参考好帮手 15上100550（2）206542（2）378394386（2）357380369（2）142118（2）（1）（1）16上450（1）55（1）368（1）361（1）7（1）（1）17250（1）30（1）366（1）359（1）7（1）（1）18中50（1）25（1）372（1）360（1）12（1）（1）3、地温沿用了巨野煤田普查地质报告确定的恒温点的深度 50m、温度 18.9。非含煤地层平均地温梯度 2.33/100m，含煤地层平均地温梯度 3.12/100m，煤系地层的平均地温梯度略高非煤系地层；全井田平均地温梯度 2.78/100m，地热增温率为 1/35.97m。煤系基底广布着奥陶系含水层，据揭露奥灰钻孔简易测温资料统计，地温梯度一般在 2.13/100m，地温梯度较小，说明导热性能较好。据测温钻孔资料，3（3下）煤层埋藏深度-618.02-1014.89m，煤层底板温度平均 38.1。因此，3（3下）煤层全部处于一或二级高温区，且大部分处于二级高温区，二级高温区大致在-750m 以深，主要位于井田东部；一级高温区基本上在-750m 以浅，在井田西部虽然地温梯度较高，但由于 3（3下）煤层埋藏较浅，分布着窄长的一级高温区条带。*煤矿已经掌握的主、副、风井和巷道（808m）的实际测量温度为 3941。现井下多为二级高温区。4、岩层冲击倾向性与地压2009 年 7 月 15 日*煤矿采集了一批 1302 工作面轨道顺槽的的煤层和顶、底板样，经煤科总院北京开采研究所岩石力学实验室分析，判定 3 煤层属于 3 类，为具有强冲击倾向性的煤层；3 煤层顶板属于 2 类，为具有弱冲击倾向性的岩层。在开采过程中，煤、岩层是否发生冲击还同其开采深度和地应力状况有关，特别是该矿井采深已近900m，地压加大，冲击倾向性加剧，应注意采取相应措施。根据 1301、1302、1304 工作面回采矿压观测数据统计，直接顶初次来压垮落步 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 距在 13.618.3m 左右，工作面初次来压步距 4853.2m 左右，工作面周期来压步距1637m 左右。七、勘查查程度评评述整个井田已达精查阶段，其中一采区、四采区、五采区、七采区、九采区已进行三维地震勘探，一采区的补充勘探已完成。第三节矿矿井开开拓一、井田境界 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 某煤电开发有限公司于 2004 年 12 月 16 日首次取得由国土资源部颁发的*煤矿采矿许可证，证号：1000000410074。2011 年 7 月 25 日进行换证，将矿区范围拐点坐标由 1954 北京坐标系统调整为 1980 西安坐标系统，其它内容未变，证号：C1000002011071110116460，面积 69.3293km2，有效期限自 2004 年 12 月 16 日至2034 年 12 月 16 日。矿区平面边界由 24 个拐点坐标圈定（见下表） ，开采标高为：-600m-1200m。*煤矿矿拐点坐标标一览览表（1980 西安坐标标系）拐点编号X 坐标Y 坐标拐点编号X 坐标Y 坐标13928334.3739405603.84133937954.3039400353.7923930954.3639405753.82143936954.3039400853.7933932954.3439404233.81153934414.3139401003.8143935694.3639407773.78163931954.3239400793.8353936954.3539407683.77173931814.3239400333.8463937454.3639408943.76183930124.3239400083.8573937454.3739409643.76193930214.3239399223.8583939354.3639409643.74203928954.3239399273.8693939434.3039402223.77213927954.3239398943.87103936954.3139401943.79223925704.3339398593.89113936954.3139401803.79233927124.3439401443.87123939074.2939400753.78243929384.3339401173.85面积69.3293km2开采标高-600m-1200m二、井田资资源量根据山 东 省 巨 野 煤 田 郭 屯 煤 矿资源储量核实报告 ，对*煤矿 3上、3（3下） 、15上、16上、17、18中六层煤的资源储量进行核实，截至 2009 年 9 月 30 日，采矿许可证范围内，煤炭保有资源储量 35628.3 万吨，其中：（一）探明的（可研）经济基础储量（111b）7202.9 万吨，其中：1正常块段：7111.3 万吨其中，QM：5458.1 万吨，1/3JM：1653.2 万吨 ；2大巷煤柱：91.6 万吨全为 QM 。（二）控制的经济基础储量（122b）7523.8 万吨，其中： WORD 格式整理版 学习参考好帮手 1正常块段：7346.4 万吨其中，QM：3361.9 万吨，1/3JM：3984.5 万吨 ；2大巷煤柱 141.9 万吨全为 QM ；3工广煤柱 35.5 万吨全为 QM 。（三）推断的内蕴经济资源量（333）20901.6 万吨，其中：1正常块段 16734.0 万吨其中，QM：5420.1 万吨，QF：73.7 万吨，1/3JM：10955.3 万吨，BN：284.9 万吨 ；2工广煤柱 348.2 万吨其中，QM：251.9 万吨，1/3JM：96.3 万吨 ；3边界煤柱 184.7 万吨其中，QM：55.0 万吨，QF：2.1 万吨，1/3JM：120.8 万吨，BN：6.8 万吨 ；4防水煤柱 1799.6 万吨其中，QM：1167.5 万吨，1/3JM：632.1 万吨 ；5断层煤柱 1835.1 万吨其中，QM：662.1 万吨，另有，天然焦资源储量：6028.3 万吨；高硫煤资源量为：8422.4 万吨。三、矿矿井设计设计生产产能力及服务务年限 矿井工作制度矿井年工作日 330d，井下实行“四六制”，每天四班作业，其中三班生产，一班检修，每日净提升时间为 16h。地面实行“三八制”，每天三班作业，其中两班生产，一班检修。 矿井设计生产能力及服务年限设计矿井生产能力为 240 万吨，服务年限为 52.4a四、设计设计及建井情况况 2004 年 3 月，中煤国际科工集团南京设计研究院编制了山东省巨野矿区郭屯矿 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 井初步设计说明书 ，2004 年 11 月 23 日，山东省发展和改革委员会以“关于某某煤电开发有限公司郭屯矿井初步设计的批复 2004585 号”予以批复。2008 年 11 月中煤国际科工集团南京设计研究院又编制了山东省巨野矿区郭屯矿井初步设计变更说明书 。矿井 2004 年 2 月开始前期工程施工，2005 年 10 月 16 日正式开工建设，2008年 2 月 26 日三个井筒全部到底，2009 年 9 月 28 日成功实现联合试运转，建设工期47.5 个月。2010 年 3 月 25 日， “五证一照”全部办理齐全，矿井正式投产。五、矿矿井开开拓1、开拓方式矿井采用立井开拓方式，走向长壁综采一次采全高开采，全部垮落法管理顶板。初期设主、副、中央风井三个井筒，主井净直径 5.0m，副井净直径 6.5m，中央风井净直径 5.5m。主井井筒设计净直径 5m，装备一对 25t 提煤箕斗，担负全矿井的提煤任务。副井井筒设计净直径 6.5m，装备一对一宽一窄 1.5t 矿车双层四车罐笼，担负全矿井的人员、矸石、上下材料的任务。2、水平划分及标高矿井设一个水平，上、下山开采，水平标高-808m。3、大巷布置大巷布置主要以石门、集中大巷结合上（下）山的布置方式。现有集中大巷（石门）有：-808m 水平集中轨道石门、-808m 水平集中运输石门、-808m 水平集中回风石门，目前正在施工-808m 水平进风石门，下一步拟掘-808m 水平南翼轨道大巷、-808m 水平南翼运输大巷、-808m 水平南翼回风大巷、北翼轨道大巷、北翼运输大巷、北翼回风大巷。4、原采区的划分及开采顺序整个井田共划分为 7 个采区，分别为 1、2、3、4、5、7、9 采区，其中一采区为首采区，采区接续安排为一采区、四采区五采区、三采区二采区七采区九采区。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 5、采区重新划分及开采顺序整个井田重新划分为 8 个采区，分别为 1、2、3、4、5、6、7、9 采区，采区接续安排为一采区、二采区四采区、五采区六采区、三采区七采区、九采区。六、主要生产产系统统1、主井提升设备主井装备 JKMD44.5 落地多绳摩擦式提升机一套，装备一对 25t 多绳箕斗，配套主电动机为低速同步电动机 IDM5640-6XT 08-Z 10KV 4200KW 58r/min，电控为交-直-交变频技术。提升主钢丝绳为引进 48 628TS+ FC1770ZZ（SS）各两根，平衡尾绳为17728ZBBP8419137021101510（GB/T89181996）两根，13923ZBBP84913701000820（GB/T89181996）一根，共三根。最大提升速度为 13.67m/s，年提升量为 396 万 t/a。井筒罐道采用钢性组合罐道，型号：18018010。主井井架采用金属钢结构井架，高度 60m。2、副井提升设备副井装备 JKMD44（GB/T10599-1998）落地多绳摩擦式提升机一台，提升容器为一对 1.5t 矿车双层四车宽窄罐笼，配套主电动机为直流ZKTD250/71，10KV，1300KW 38r/min，电控设备为西门子全数字控制直流成套设备，为了提高提升系统的安全，可靠性，钢丝绳、液压、电控系统均引进国外设备。提升主钢丝绳为 44 628TS+FC 1770ZZ（SS）各两根，平衡尾绳为16327ZBBP8491120GB/T89181996 两根，15526ZBBP84191050GB/T89181996 一根，为平衡提升系统。双层装车乘人，采用沉罐方式进出车辆。3、运输系统a、原煤运输系统：采煤工作面使用的 MG550/1220-WD 型新采煤机-SGZ900/1050 刮板运输机-PLM2200 轮式破碎机及 SZZ900/315 转载机-DSJ100/120/2*185 皮带输送机-DTL140/200/3500s 型强力胶带机-主井底煤仓 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 -主井箕斗-洗煤厂 101 皮带-地面煤仓。b、轨道运输系统：采区各采掘工作面所需的材料、设备经井底车场-808 集中轨道大巷-工作面轨道顺槽，综掘工作面出矸沿相反方向运至井底车场，-808 集中轨道大巷使用四台 CTY8/6GB 型蓄电池电机车，采掘顺槽使用无极绳绞车或调度绞车，钢轨为 30kg/m。c、运送人员系统：-808 集中轨道大巷运送人员使用 PRC12-6/3 型平巷人行车，共装备了 32 套信集闭系统，并和安全生产指挥中心监测系统连接，该系统从安装成功至今，运行稳定可靠，对于井下车辆调度起到很大的作用。4、矿井通风矿井初期设主、副、风井三个井筒，主、副井进风，中央风井回风，为中央并列式通风方式；后期在矿井的北部及南部设置边界风井，构成混合式通风方式。总进风量：170m3/s。矿井负压：矿井达到设计产量时的通风阻力为 1967.92Pa，中后期最大通风负压为 2910.96Pa。主扇风机选用 FBCDZ -8- NO28B 型风机 2 台，1 台工作，1 台备用。配配YBF630M1-8。型防爆电机，每台风机配 2 台，2450KW， 10KV，741r/min 的电机。（5）矿井排水808m 水平井底车场北侧设内、外主副水仓，水仓总容积为 8720m3。共有 2 个排水泵房，其中 1#泵房配备 6 台 PJ200AB10 型高扬程多级离心泵及 YKKY630-4 10KV 1600KW 电动机、三趟 32514mm 管路；采用双回路供电，正常情况下 3 台工作、2 台备用、1 台检修，最大排水能力 1600m3/h；矿井二期扩排工程 2#泵房已施工完成，增加 PJ200AB10 型排水泵 5 台，增设 2 路 62014mm 排水管，预计增加排水能力 1600m3/h，目前已有 2 台水泵及一路排水管投入运行，另外 3 台正在调试，第三环水仓计划下半年开始施工。（6）矿井供电：分别接自某水浒变电所和巨野三里庙变电所，工业场地设 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 110/10KV 变电所。（7）压风系统地面设集中供气站，采用 SA-250A 型空压机五台，三台工作，一台备用，一台检修，每台排气量 41.5 m3/min, 排气压力 0.85MPa。配套电机为250KW，10KV，1480r/min。空压机采用风冷。七、生产现产现状状*煤矿 3（3下）煤层为主采煤层，矿井自投产以来，已回采1301、1302、1304、1308 工作面，现正在回采 1303 工作面，准备工作面为 1305 工作面和 1312 工作面。回采工作面选择长壁式采煤法，后退式综采采煤工艺，全部冒落法管理顶板。目前共有 5 个掘进头，分别为集中轨道上山、集中回风上山、1307 第二联络巷、1312 轨道顺槽和 1312 胶带顺槽。掘进工作面临时支护采用吊挂式前探梁做为临时支护，回采巷道采用锚网索+w 钢带联合支护做为永久支护，开拓巷道和准备巷道采用锚网索喷联合支护做为永久支护。目前矿用锚杆有 202200 螺纹钢锚杆、202400的超强螺纹钢锚杆，锚索有 17.86000 钢绞线锚索和 17.88000 钢绞线锚索，锚网有 10#铁丝编制的菱形网和聚丙烯制成的塑料网。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第二章矿矿井采区区重新划划分第一节节 矿矿井采区划区划分原则则1、 依照煤矿安全规程 、 煤炭工业矿井设计规范 、 采矿工程设计手册等国家、地方和行业的有关规定及标准。2、 综合考虑井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、矿井目前生产状况及装备水平，对*煤矿采区进行重新划分。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3、 依断层和褶皱构造轴部做为采区划分的自然边界。4、 按照煤层组与储量分布情况重新划分采区。5、 按照煤种（煤焦分界线） 、煤质分布规律、煤层分叉合并线重新划分采区。6、 适应矿井现有开拓布局和有利于组织正常生产。7、 适应矿井管理水平，有利于矿井稳产高产。第二节节 矿矿井采区划区划分方案综合考虑井田地质条件、煤层赋存条件、开采技术条件、矿井目前生产状况及装备水平，对*煤矿采区进行重新划分，共四个方案。一、采区划区划分方案 1、将原一采区大巷保护煤柱线为边界划分为一采区和二采区，新划一采区位于矿井大巷北部，东至井田边界和五采区边界线、西至煤层露头、北至 3 煤合并分叉线、南至回风大巷保护煤柱线；新划二采区位于井田大巷南部，东至井田边界和四采区边界线、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼。原一采区南部部分块段和原二采区划分为六采区（新增加采区） ，三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，四、五、七、九采区不变。 （各个采区范围见图 2-2-1）2、将原一采区 1311 和 1312 工作面为边界划分为一采区和二采区，东部为一采区，西部为二采区。新划一采区位于井田东部，东至井田边界和四、五采区边界线、西至 1311 和 1312 工作面、北至 3 煤合并分叉线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼；新划二采区位于井田西部，东至 1311 和 1312 工作面、西至煤层露头、北至 3 煤 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 合并分叉线、南至 1301、1303、1305 工作面切眼。原一采区南部部分块段和原二采区划分为六采区（新增加采区） ，三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区边界线、西至煤层露头，四、五、七、九采区不变。 （各个采区范围见图 2-2-2）3、将原一采区大巷保护煤柱线为边界划分为一采区和二采区，新划一采区位于井田大巷北部，东至井田边界和五采区边界线、西至煤层露头、北至 3 煤合并分叉线、南至回风大巷保护煤柱线；新划二采区位于井田大巷南部，东至井田边界和四采区边界线、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至井田边界和原二采区边界线。三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，原二区改为六采区，四、五、七、九采区不变。 （各个采区范围见图 2-2-3）4、将原一采区大巷保护煤柱线和 F7 断层为边界划分为一采区和二采区。新划一采区包括原一采区北翼和 F7 断层以东部分，东至井田边界和四、五采区边界线、西至煤层露头和 F7 断层、北至 3 煤合并分叉线和轨道大巷保护煤柱线、南至回风大巷保护煤柱线以及井田边界和原二采区边界线；新划二采区位于井田大巷南部，东至 F7 断层、西至煤层露头、北至轨道大巷保护煤柱线、南至井田边界和原二采区边界线。三采区南至 3 煤层合并分叉线、北至井田边界、东至五采区、西至煤层露头，原二区改为六采区，四、五、七、九采区不变。 （各个采区范围见图 2-2-4） WORD 格式整理版 学习参考好帮手 二、方案比较较方案 优缺点优点缺点方案一有利于矿井采掘接续，井田大巷掘进到煤层露头位置后可实现对向开采。1、开拓巷道工程量大。2、采区保护煤柱多，资源损失量大。方案二3上煤层开采区域和 3下煤层开采区域分开，有利于顶板管理和冲击地压管理。1、开拓巷道工程量大。2、采区保护煤柱多，资源损失量大。3、不利于矿井采掘接续，5 年后出现单采区开采。方案三1有利于矿井采掘接续，井田大巷掘进到煤层露头位置后可实现对向开采。2采区保护煤柱少，提高资源回收率。3开拓工程量相对较小。4有利于工作面布置。不利于矿井相关工作的正常衔接，1301、1303 和 1305 工作面的相关手续需重新办理和变更。方案四1有利于矿井采掘接续，井田大巷掘进到煤层露头位置后可实现对向开采。2采区保护煤柱少，提高资源回收率。3开拓工程量相对较小。4有利于工作面布置。5有利于矿井相关工作的正常衔接，1301、1303 和 1305 工作面的相关 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 手续不需重新办理和变更。三、结论结论综合考虑四个方案优缺点，第四方案有利于矿井采掘接续，开拓工程量小，采区保护煤柱少且有利于工作面布置，同时，有利于与前期工作的正常衔接，确定采用第四方案。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图图 2-2-1 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图图 2-2-2 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图图 2-2-3 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图图 2-2-4 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第三节矿矿井采区区接续续一、 采区区接续续原则则1、*煤矿采区开采和接续采用前进式，由靠近井筒的采区向井田边界推进。采区内工作面推进采用后退式，由采区边界（工作面切眼）向采区大巷或采区上（下）山推进。2、按照合理的开采顺序编制矿井开采计划，统筹安排矿井两翼产量、分区开拓时分区产量、上下山产量。3、开采计划做到厚、薄煤层搭配，开采难易程度搭配，保证矿井长期稳定生产。4、尽可能实现多个采区生产，减少每个采区工作面个数。二、 采区区接续计续计划划（一）*煤矿矿采区区储储量及特征表序号采区名称 设计能力（吨/年）开采煤层地质储量（万吨）可采储量（万吨）煤层厚度（m）煤层倾角（）3上429.95343.961.411一采区2403下3756.231756.454.9810153上1333.88766.321.472二采区2403下5478.562456.324.123163上3三采区2403下2845.28716.84.82315 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3上608.1486.51.324四采区2403下1258.3826.541.473123上455.24364.191.315五采区2403下3567.121689.453.537213上205.39164.31.616六采区2403下4989.271658.766.984143上233.33186.661.117七采区2403下2745.16622.3745153上103.8683.091.118九采区2403下4876.25496.614515合计32885.9212618.32说说明：1.采区储量计算依*煤矿储量核实报告 （2010 年）计算。2.采区储量计算时地质储量不包括天然礁和高硫煤，矿井开采以来储量已扣除。（二）*煤矿矿采区区接续续表序号采区名称 可采储量（万吨）生产能力（万吨/年）服务年限（年） 接续采区生产时间备注1一采210012012.5 五采区2014 年 1 月-2026 年 7 月矿井 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 区2二采区3222.612019.2 四采区2014 年 1 月-2033 年 3 月3四采区13131207.8 六采区2033 年 3 月-2040 年 11月4五采区2053.612012.2 三采区2026 年 7 月-2038 年 9 月5六采区182312010.8 九采区2040 年 11 月-2051 年 7月6三采区716.81203.4 七采区2038 年 9 月-2042 年 1 月7七采区8091205.0 2042 年 1 月-2047 年 1 月8九采区5801203.4 2047 年 1 月-2050 年 5 月后期出现一个采区生产，届时将开始矿井收尾残采工作。说说明： 1、一采区、二采区同时开采，两采区剩余煤炭储量将在矿井收尾残采时开采。2、接续采区按照时间先后顺序交替接续，矿井后期会出现一个采区生产，届时将开始矿井收尾残采工作。3、矿井采区接续表从 2014 年 1 月份开始算起。（三）*煤矿矿采区区回采率计计算表序号采区名称 开采煤层煤层类型动用储量（万吨）回采储量（万吨）回采率1一采区3上薄煤层362.8315.650.87 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3下中厚煤层/局部厚煤层19201612.430.84 3上薄煤层823.86708.520.86 2二采区3下中厚煤层/局部厚煤层25562045.120.80 3上薄煤层3三采区3下中厚煤层/局部厚煤层2546.5820880.82 3上薄煤层440.51385.280.87 4四采区3下中厚煤层975789.560.81 3上薄煤层340.47298.450.88 5五采区3下中厚煤层1636.41325.450.81 3上薄煤层140.25120.350.86 6六采区3下中厚煤层1800.211458.360.81 3上薄煤层135.21115.620.86 7七采区3下中厚煤层1958.471586.40.81 3上薄煤层70.1459.870.85 8九采区3下中厚煤层4258.623540.210.83 合计19964.5216449.27说明：1.储量计算依*煤矿储量核实报告 （2010 年）计算。 2.由于*煤矿储量核实报告 （2010 年）部分块段储量级别较低，随着勘探程度提高，提高了可采储量和回采储量，采区动用储量比原报告储量高。通过计算，采区回采率符合煤矿储量管理规定和煤矿安全规程：薄煤层采区 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 回采率不低于 85%，中厚煤层采区回采率不低于 80%，厚煤层采区回采率不低于 75%的规定，此外，采区划分调整后没有增加保护煤柱，与原设计方案相比，不存在储量损失，因此，采区回采率没有发生变化。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第三章矿矿井开开采第一节节 巷道布置一、开拓巷道布置根据矿井开拓部署，由-808m 水平井底车场向西布置 4 条石门，分别为集中轨道石门、集中胶带输送机石门、集中回风石门及进风石门，其中集中轨道石门及进风石门进风，集中胶带输送机石门、集中回风石门回风。四条石门皆位于 3 煤层之上，岩巷布置，约至 DF49断层及 F3断层之间见 3下煤层，之后煤层渐高又趋于变低，相对-808m 轨道石门起伏波动，在见煤点附近布置轨道上山。在-808m 集中轨道石门西端距副立井 1969m 处，按 14 度布置集中轨道上山，上山斜长 565m，集中轨道上山层位在 3下煤下部 10m20m 底板中，变平点标高为-670m。在-808 集中胶带输送机石门西端距井底 2 号煤仓 1853m 处布置采区煤仓，自煤仓上口向西布置皮带上山，层位基本位于 3下煤底板中，变平点标高为-650m。在-808 集中回风石门西端距 1843m 处见煤，沿煤层布置集中回风上山。在采区煤仓上口西侧与-808m 进风石门通过斜巷联通，集中轨道上山及皮带上山进风，集中回风上山回风，采用两进一回的方式。集中轨道上山辅设单轨及可摘挂式架空乘人装置，皮带上山为下运胶带，带宽 1400mm。西部设-670m 辅助水平，沿东西向布置石门车场与集中轨道上山联通。其中集中轨道石门标高为-670m，集中胶带石门高于轨道石门 20m，集中胶带石门及回风石门沿 3下煤布置，石门西端到露头保护煤柱，长度约为 1229m。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 二、顺槽布置达到设计生产能力时，采区内布置 1 个 3上煤层综采工作面和 1 个 3下煤层综采工作面。3上、3下两层煤间距 1.3127.29m，平均 15.81m， ，经计算两层煤不宜采用上行法开采，两层煤采用联合开采。为了确保采煤工作面的安全与正常生产，一般在采区同一区段两翼布置 3上、3下工作面，采区内同一区段同一翼的上、下煤工作面之间应保持一定的距离，其错距应满足以下要求：（1）下层回采所引起的岩层移动，不致波及影响上层工作面回采；（2）上层回采所引起的顶板活动和垮落，不影响下层工作面回采；（3）上、下层采掘作业不互相影响。第二节节 采煤方法及工艺艺一、采煤方法（一）矿井煤层开采条件1、煤层起伏变化较大，在井田中部煤层倾角一般小于 14；在井田东部煤层倾角相对较小，一般小于 10，矿井西部除接近煤层露头处煤层倾角较大外，一般不超过3。因此，本井田煤层大部分属缓倾斜煤层，局部属倾斜煤层。2、煤层赋存稳定，结构比较简单，主要可采煤层 3上和 3下煤层。3上煤层大部可采，可采范围内煤层厚度 0.703.50m，平均 1.66m；结构简单，属于不稳定煤层。在可采范围内为较稳定煤层。煤层赋存标高-620-820m。根据钻探和三维地震资料综合分析，区内存在多个冲刷变薄带，其中最大的 1 条走向东西将煤层切割为南北两块。该煤层结构简单，含 02 层夹石，夹石岩性多为炭质泥岩和泥岩。煤层顶板多为泥岩、细粒砂岩和粉砂岩，个别点为中、粗砂岩；底板多为泥岩、粉砂岩。3、3下煤层为 3 煤层分叉后的下分层，属大部可采煤层（见图 4-2） 。位于山西组下部，距三灰 51.5262.50m，平均 54.61m。煤层厚度 1.745.53m，平均 3.31m，属较稳定煤层。煤层赋存标高-640-880m。结构较简单，含 04 层夹石，夹石岩性多为炭质泥岩、泥岩。顶板多为粉砂岩、细粒砂岩，个别点为中粒砂岩、粗砂岩；底板多为泥岩、粉砂岩。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 4、3 煤层位于山西组中、下部，上距上石盒子组 B 层铝土岩 92.53114.69m，平均104.58m，下距太原组三灰 47.9068.19m，平均 57.94m。该煤层为 3上、3下煤层合并后的厚煤层，属局部可采煤层，主要分布于井田的西南部和北部，煤层赋存标高-560-800m。该煤层属稳定煤层，结构较简单，含 03 层夹石，夹石岩性多为泥岩、炭质泥岩，煤层顶板多为泥岩和细粒砂岩，局部为粉砂岩、中粒砂岩、粗砂岩，煤层底板多为泥岩，局部为粉砂岩、炭质泥岩。5、矿井为瓦斯矿井，各煤层煤尘具有爆炸危险性，煤层为自燃煤层。6、井田地面建构筑物较多，村庄较为稠密，由于煤层较厚，应根据生产接续进行合理搬迁。7、3下煤层为具有强冲击倾向性的煤层。二、采煤工艺（一）开煤工艺（1） 3上煤层采煤工艺3上煤层采用薄煤层综采回采工艺，工作面装备为 MG200/456WD 型新型薄煤层电牵引滚筒采煤机（采高范围 1.12.6m） ，与 ZZ5000 型掩护式液压支架、SGZ730/320 型刮板输送机等配套，组成薄煤层高产高效开采成套设备。工作面生产能力可达到 6080 万 t/a。（2） 3下及 3 煤合并区采煤工艺井田除浅部和北翼两层煤合并成一层煤外，其余大部分为 3上及 3下煤层分叉区。根据国内目前综采发展水平，结合本矿井具体开采条件及已有设备情况，3下煤层煤厚小于 4.1m 的工作面采用该矿现有综采设备，同一工作面中有 3下煤层和 3 煤合并区同时存在的工作面，采用综采放顶煤开采工艺。第三节节 巷道掘进进一、支护形式 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 根据采区通风及运输需要和有关规程的规定确定巷道断面，根据巷道围岩性质确定支护方式。支护方式确定如下：1、开拓巷道和准备巷道采用锚网索喷联合支护。2、回采巷道采用锚网索+w 钢带联合支护。3、开拓巷道锚杆采用全螺纹钢高强锚杆，回采巷道采用等强锚杆，锚杆间排距为 800800mm，局部地压大的地段可加密锚杆。二、掘进工作面个数及掘进机械化为保证矿井正常接替，根据需要共配备 5 个掘进工作面，其中四个综掘工作面，1 个普掘工作面，采掘比为 2：5。另外为确保采区接替，南北翼大巷开拓配备 6 个掘进工作面，其中四个综掘工作面，2 个普掘工作面。总采掘比为 2:11。三、主要掘进设备选型综掘工作面配备 EBZ-150 型掘进机 5 台，EBZ-230 型掘进机 3 台、带式输送机、转载机等设备。普掘工作面配备气腿凿岩机、湿式煤电钻、耙斗装岩机和锚喷设备等。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第四章矿矿井通风风与与安全第一节节 通风风一、通风方式和通风系统的选择及其依据（一）通风方式根据井田煤层赋存条件和矿井开拓部署，矿井初期设主、副、风井三个井筒，主、副井进风，中央风井回风，为中央并列式通风方式；后期在矿井的北部及南部设置边界风井，构成混合式通风方式。（二）通风系统新鲜风流由副井进入-808m 水平井底车场后，经-808m 水平集中轨道石门及-808m 水平进风石门、集中轨道上山、工作面中部车场、轨道顺槽，进入工作面。冲洗工作面的乏风风流经运输顺槽、集中回风上山、-808m 水平集中回风石门及-808m 水平集中胶带石门，由风井排至地面。矿井主要机电设备硐室均处于新鲜风流中。为降低井下温度，井下机电设备硐室尽可能独立回风，如井底主变电所和主泵房设独立回风巷，使机电设备的发热量直接进入回风巷。二、矿井风量计算根据煤矿安全规程要求，矿井总风量按下列方法计算，并取其中最大值。1、按井下同时工作的最多人数计算，每人每分钟供给的风量不得小于 4m3：Q=4NK=41981.20/60=15.84 m3/s WORD 格式整理版 学习参考好帮手 式中：N-井下同时工作的最多人数，按交接班时人数。K-矿井漏风系数，包括内部漏风和配风不均匀等因素，根据煤炭工业矿井设计规范，中央并列抽出式 K=1.2。2、按采煤、掘进、硐室及其它地点实际需要风量的总和计算：Q=(Q采+Q掘+Q硐 +Q其它)K式中：Q采采煤工作面实际需要风量的总和， m3/sQ掘掘进工作面实际需要风量的总和， m3/sQ硐硐室实际需要风量的总和， m3/sQ其它矿井除了采煤、掘进和硐室以外，其它井巷需要风量的总和，本矿井取：Q其它=(Q采+Q掘+Q硐)5%3、采煤工作面实际所需风量（1）采煤工作面实际所需风量总和 按瓦斯涌出量计算Qcf100qcgKcg式中：Qcf 采煤工作面需风量，m/s；qcg采煤工作面绝对瓦斯涌出量，m/min，根据计算取 1.0 m/min；Kcg瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综采工作面取 1.5。按瓦斯涌出量计算，采煤工作面需风量为 2.5m/s。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 按二氧化碳涌出量计算Qcf67qccKcc式中：Qcf 采煤工作面需风量，m/s；qcc采煤工作面绝对二氧化碳涌出量，m/min，根据计算取 1.49 m/min；Kcg瓦斯涌出不均匀备用风量系数，综采工作面取 1.5。按二氧化碳涌出量计算，采煤工作面需风量为 2.5m/s。按工作面气温条件计算Q采=60VcfScfkchkcl70 式中 vcf采煤工作面的风速，工作面适宜风速按 1.8 m/s,见表 4-1-1；Scf采煤工作面的平均有效面积，3上工作面为 6.0 m，3下工作面为 8.4 m；kch采煤工作面采高调整系数，3上工作面取 1.0，3下工作面 1.2 取 1.0,见表 4-1-2；kcl采煤工作面长度调整系数，取 1.4,见表 4-1-3；60为单位换算产生的系数。70有效通风断面系数。采煤工作面进风流气温与对应风速 表 4-1-1采煤工作面进风流气温采煤工作面风速（ms）201.020231.01.523261.51.8 kch采煤工作面采高调整系数 表 4-1-2 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 采高m2.02.02.52.5 及放顶煤面系数（kch）1.01.11.11.5 kcl采煤工作面长度调整系数 表 4-1-3采煤工作面长度m长度风量调整系数（kcl）801501.01502001.01.32001.31.53上工作面风量计算： Q采=601.86.01.01.4=907.2 m3/min=15.12m/s；3下工作面风量计算： Q采=601.88.41.21.4=1524.1 m3/min=25.4m/s； 按工作面同时工作最多人数计算Q 采4N=424=96m/min=1.6 m/s式中：N采煤工作面同时工作最多人数。 按工作面温度选择适宜的风速进行验算VminSQ采VmaxS式中 Q采工作面所需风量 m3/mins； Vmin 、Vmax 工作面所允许的最小和最大风速； Vmin =0.25m/s，Vmax =4m/s； S 通风断面。 则： A、3上煤层：0.256= 1.5 m3/s 15.124.06=24.0 m3/sB、3下煤层：0.258.4= 2.1m3/s 25.44.08.4=33.6 m3/s按工作面温度条件计算风量为最大需风量，3上工作面需风量为 15.12 m/s，3下工作面需风量为 25.4m/s。3下综采备用工作面配风量为 13m/s。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 Q 采=16+26+13=55 m/s（2）掘进工作面实际所需风量本矿井正常生产时共配备 11 个掘进工作面，其中 8 个综掘工作面，3 个普掘工作面，根据煤矿安全规程的规定计算掘进工作面配风。按瓦斯涌出量计算Q 掘100q 瓦掘K 瓦通式中：Q 掘 掘进工作面需风量，m/s；q 瓦掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m/min，根据计算取 0.6 m/min；K 瓦通瓦斯涌出不均匀备用风量系数，取 1.8。按瓦斯涌出量计算，掘进工作面需风量为 1.8m/s。按炸药使用量计算Q 掘煤10A =106 m/min=150m/min=1 m/sQ 掘岩25A =108 m/min=200m/min=1.3 m/s式中：A掘进工作面一次爆破所需要的最大炸药量，kg。按工作面人员数计算Q 掘4N=418=72 m/min =1.2 m/s。按局部通风机吸风量计算按局部通风机的吸风量计算需要风量无瓦斯涌出的岩巷Qhf=QafI +600.15Shd WORD 格式整理版 学习参考好帮手 有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷Qhf=QafI+600.25Shd式中：Qf掘进面局部通风机额定风量，m3/s；选用 FBDNO6.3 型局部通风机，实际吸风量 329480m3/min；I掘进工作面同时通风的局部通风机台数；0.15无瓦斯涌出岩巷的允许最低风速；0.25有瓦斯涌出的岩巷，半煤岩巷和煤巷允许的最低风速；Shd局部通风机安装地点到回风口间的巷道最大断面积，13.5m2。Q岩掘79.5m3/sQ煤掘8.8511.3m3/s按最低风速验算Q岩掘9S=921.2=190.8 m/min=3.18m/s。Q煤掘15S=1521.2=318.0 m/min=5.3m/s。Q煤顺15S=1513.5=202.5m/min=3.4m/s。按最大风速验算Q岩掘240S=24021.2=5088 m/min=84.8m/s。Q煤掘240S=24021.2=4824 m/min=84.8m/s。Q煤顺240S=24013.5=3240m/min=54.0m/s。根据上述计算，综掘最大断面时，最大风量为 11.3 m/s，采用钻爆法掘进的小巷道断面，需风量 9.5m/s。结合以上计算，取综掘工作面风量 11m/s，普通钻爆法掘进工作面风量10m/s。Q 掘=118+9.53=118m3/s。硐室风量：独立通风的硐室风量按有关规程规定和生产矿井的经验数据配风：井下爆破材料库：1.5m3/s； WORD 格式整理版 学习参考好帮手 胶带输送机机头硐室（2）：21.5m3/s；井下降温硐室：3m3/s；主排水硐室：2m3/s；主变电硐室：3m3/s；采区变电所（2 个）：22=4m3/s；则硐室风量合计：Q 硐=1.5+3+3+2+3+4=16.5m3/s。其他用风量Q 其他=（Q 采Q 掘Q 硐）5 =（55118+16.5）5 =9m3/s；矿井总风量：Q=（Q 采Q 掘Q 硐+Q 其他）1.2 =（65118+16.5+9）1.2 =250.2m3/s根据上述计算结果，取矿井初期总风量 250.2m3/s。第二节节 瓦斯灾害防治一、瓦斯根据以往地质资料及补充勘探资料（B4-1、B8-3 钻孔取瓦斯样测试） ，井田内 3上、3（3下）煤层共采取瓦斯样 16 件，分析结果表明：其瓦斯（CH4）成分和含量最高分别为 1.02%和 0.017cm3/g燃，二氧化碳（CO2）成分和含量最高为 14.80%和0.222cm3/g燃（见表 4-2-1） ，应属瓦斯风化带和氮气带。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3上、3（3下）煤层共采取瓦斯分析结果表 表 4-2-1瓦斯成分（）最大/平均（点数）瓦斯含量（cm3/g燃）最大/平均（点数） 项目煤层CH4CO2CH4CO2N2及其它3上微量5.612.81（2）微量0.1540.119（2）4.7294.098（2）3（3下）1.020.22（10）14.805.67（10）0.0170.005（10）0.2220.145（10）30.763.13（9）2011 年瓦斯等级鉴定结果为：矿井相对瓦斯涌出量 0.93m3/t，相对二氧化碳涌出量 1.31m3/t，绝对瓦斯涌出量 3.86 m3/min，绝对二氧化碳涌出量 5.47 m3/min，为低瓦斯矿井。2012 年瓦斯等级鉴定结果为：矿井相对瓦斯涌出量 0.88m3/t，相对二氧化碳涌出量 1.28m3/t，绝对瓦斯涌出量 3.75m3/min，绝对二氧化碳涌出量5.45m3/min，为瓦斯矿井（见表 5-2-2） 。历年矿井瓦斯涌出量一览表 表4-2-2瓦斯二氧化碳全矿井全矿井年度相对量（m3/t）绝对量（m3/min）鉴定等级相对量（m3/t）绝对量（m3/min）鉴定等级20110.933.86低1.315.47低20120.883.751.285.45二、防治措施（一）防止瓦斯超限和积聚措施采掘巷道瓦斯超限的原因主要是通风不好引起的，其次是发生瓦斯局部积聚和瓦斯突然涌出，为此采取如下措施预防。1、防止掘进巷道瓦斯积聚 在掘进巷道中最常遇到的瓦斯积聚形式有巷道顶板附近和支架附近空洞的积聚；回风巷矸石带附近积聚；在报废的风巷和采空区联接处积聚；钻孔中和打钻时的孔口 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 附近积聚；防止瓦斯积聚除采用独立通风外,尚需采取以下措施：（1）消除巷道顶板附近和支架附近空洞中瓦斯积聚的措施主要有：保证巷道通风量及风速，在一般瓦斯涌出情况下使顶板风速不小于 0.5m/s。当风速不能满足要求时，在靠瓦斯涌出区段，局部增加风速，采用帆布风幛，靠顶板挂倾斜档板，安装水力引射器等方法，局部提高风速。巷道掘进时，采用光爆，对超挖部分以不燃性材料填实，消除空洞。（2）消除报废的风巷和采空区联接处的积聚主要采取及时封闭的措施，需重新启用时必须按有关规定先加强通风，确认瓦斯不超限后才可重新施工。（3）防止打钻时的瓦斯局部积聚采取以下措施：增加打钻巷道的供风量。依靠在巷道中安设风幛、倾斜挡板、喷射器等，以局部增加钻孔孔口附近的风速。在钻孔中瓦斯涌出量较大时，应在孔口安设专门的密封装置，并把瓦斯引入总回风巷中。（4）掘进工作面局扇必须设置在进风口侧新鲜风流处，防止产生循环风。风筒出风口应随工作面掘进及时移动，确保掘进工作面有足够风量。2、防止回采工作面瓦斯超限（1）采用独立通风。保证风量及风速符合煤矿安全规程要求。（2）在回采工作面与回风巷联接处（上隅角）附近设置一道木板或抗静电帆布风幛，迫使一部分风流清洗工作面上隅角，防止瓦斯积聚。（3）工作面采用上行通风，以保证大功率机电设备的运行的安全性，有利于瓦斯排放。3、防止其它巷道瓦斯超限（1）独头巷道扩散通风距离不超过 6m，且巷道宽度不得小于 1.5m，巷道不得有瓦斯涌出，并经常检查其瓦斯是否超限。（2）所有巷道风速必须符合煤矿安全规程要求。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （3）对已报废巷道或硐室或暂时不用的巷道或硐室或硐室的某一部分，必须及时密闭，并设置警示标志，经常检查密闭效果。（4）加强井底煤仓、采区煤仓、溜煤眼上下口的通风，以稀解瓦斯等有害气体，煤仓有多个放煤口时，必须轮换使用，防止放煤口上方瓦斯积聚及积煤自燃引起瓦斯爆炸。（二）杜绝火源措施1、电动机、电器、变压器均采用防爆型；弱电设施为本安型。生产过程中应加强机械及电器设备的管理，防止机械磨擦及碰撞引起火花及电火花引爆瓦斯。2、必须使用安全炸药，采用水炮泥，在放炮前后仔细检测瓦斯浓度，在瓦斯浓度达到 1%时，严禁装药爆破。严禁违章作业。3、巷道所用风幛必须用不透气、抗静电、阻燃、耐撕裂的材料制造，以防静电引起火花引发瓦斯爆炸。4、井口房和通风机房附近 20m 内，不得有烟火或用火炉取暖。5、井下严禁使用灯泡取暖和使用电炉。6、井下和井口房内不得从事电焊、气焊或喷灯焊接等工作。如果必须在井下主要硐室、主要进风井巷和井口房内进行电焊、气焊或喷灯焊接等工作，每次必须制定安全措施，并遵守下列规定：（1）指定专人在场检查和监督。（2）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的前后两端各 10m 的井巷范围内，应是不燃性材料支护，并应有供水管路，有专人负责喷水。工作地点应至少备有 2 个灭火器。（3）在井口房、井筒和倾斜巷道内进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作时，必须在工作地点的下方用不燃性材料设施接受火星。（4）电焊、气焊和喷灯焊接等工作地点的风流中，瓦斯浓度不得超过 0.5%，只有在检查证明作业地点附近 20m 范围内巷道顶部和支护背板后无瓦斯积存时，方可进行作业。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （5）电焊、气焊和喷灯焊接等工作完毕后，工作地点应再次用水喷洒，并应有专人在工作地点检查 1h，发现异状，立即处理。（6）煤层中未采用砌碹或喷浆封闭的主要硐室和主要进风大巷中，不得进行电焊、气焊和喷灯焊接等工作。7、严禁在井下修理矿灯。8、井下工作人员必须严格遵守煤矿安全规程及各工种有关规定。9、采用湿式打眼，防止火花产生。10、井底车场和井下中央变电所选用矿用一般型电气设备。11、井下各供电系统采用中性点不接地系统，在各采区变电所、配电点及机电硐室等处均设置局部接地极，通过接地线、电缆铠装外皮及接地芯线将上述接地极接成一完整接地网，该网的任一处接地电阻均不得大于 2。井下高、低配电设备均设有选择性漏电保护装置。12、各种电气设备及测量仪器、仪表的使用、检修均应严格按煤矿安全规程及有关工种的有关规定执行。13、加强井下电气设备及机械设备的维护管理。14、采掘工作面及其它作业地点风流中瓦斯达到 1%时，必须停止用电钻打眼及一切施工。15、对因瓦斯浓度超过规定应切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到 1%以下时，才可通电启动。16、必须严格遵守煤矿安全规程的有关规定。17、不得穿化纤服装下井。（三）其它措施1、加强对通风设备、设施的管理，经常检查维修，保证设备、设施一直处于良好运行状态。2、经常进行各用风地点的风量、风速、瓦斯、煤尘等参数测定，使之符合煤矿安全规程要求。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3、矿井通风系统中设置控制风流的风门、风桥、挡风墙、调节风门、风筒、风幛、挡板等设施，保证风路的畅通。4、主要进回风巷道之间的联络巷设置两道联锁的正向风门和两道反向风门，以为矿井及采区工作面反风创造必要条件。5、在中央风井井口装设防爆门，以保护主通风机。6、矿井配备足够的安全检测仪器仪表及人员，并装备 KJ70N 型煤矿综合监控系统，进行人工巡回检测与集中自动连续检测双保险检查。7、主扇风机共装备 2 台，1 台工作，1 台备用，均采用双回路供电。主扇风机反风风量不小于正常风量的 40%。8、各主要机电设备硐室均处于新鲜风流中。9、井下爆炸材料库设专用回风道，回风风流直接引入总回风大巷。其硐室及巷道均采用砌碹及锚喷支护。硐室按规定配备灭火器。10、各采区、各掘进工作面均设有独立进回风系统，并设有隔爆水棚及自动抑爆装置互相隔离。11、回采工作面及掘进工作面均设有完善的风电闭锁瓦斯断电报警系统。选用KFJ4 型主机并配有瓦斯传感器、风筒开关，远动开关等，不仅可确保工作面安全生产，并且可及时将信息传入安全监测监控系统。12、下井人员必须配备隔离式自救器。13、在主要风巷中，均建立测风站，测风站设置应符合煤矿安全规程要求。14、若必须串联通风时，进入串联工作面的风流中，必须装有瓦斯自动检测报警断电装置，并及时将信息传入安全监测系统。瓦斯和二氧化碳浓度、其它有害气体浓度均应符合煤矿安全规程要求。15、及时对采空区实施封闭，并根据有关规定及具体情况定期检查。16、根据瓦斯涌出特点，在矿井生产期间采取其它针对性防治措施。17、矿井总回风巷或一翼回风巷中瓦斯或二氧化碳浓度超过 0.75%时，必须立即查明原因，进行处理。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 18、回风巷、采掘工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过 1%或二氧化碳浓度超过1.5%时，必须停止工作，撤出人员，采取措施，进行处理。19、矿井必须从采掘生产管理上采取措施，防止瓦斯积聚；当发生瓦斯积聚时，必须及时处理。矿井必须有因停电和检修主要通风机停止运转或通风系统遭到破坏以后恢复通风、排除瓦斯和送电的安全措施。恢复正常通风后，所有受到停风影响的地点，都必须通过通风、瓦斯检查人员检查，确认无危险后，方可恢复工作。所有安装电动机及其开关的地点附近 20m 的巷道内，都必须检查瓦斯，只有瓦斯浓度符合煤矿安全规程规定时方可开启。20、局扇及其启动装置，必须安装在进风巷道中，距掘进巷道回风口不得小于10m；全风压供给该处的风量必须大于局扇的吸入风量，局扇安装地点到回风口间的巷道的最低风速应符合煤矿安全规程规定的最低风速要求。21、必须采用抗静电、阻燃风筒。风筒口到掘进工作面的距离应在作业规程中明确规定。22、不得使用 1 台局扇同时向 2 个作业的掘进工作面供风。23、使用局扇通风的掘进工作面，不得停风；因检修、停电等原因停风时，必须撤出人员，切断电源。恢复通风前，必须检查瓦斯。只有在局扇及其开关附近 10m 以内风流中的瓦斯浓度都不超过 0.5%时，方可人工开启局扇。24、井下机电设备应设在进风风流中。如果硐室深度不超过 6m、入口宽度不小于1.5m 且无瓦斯涌出，可采用扩散通风。25、严禁在停风或瓦斯超限的区域内作业。26、局扇因故停止运转，在恢复通风前，必须检查瓦斯，只有停风区中最高瓦斯浓度不超过 1%和最高二氧化碳浓度不超过 1.5%，且符合上边第 25 条要求时，方可人工开启局扇，恢复正常通风。停风区中瓦斯浓度超过 1%或二氧休碳浓度超过 1.5%，最高瓦斯浓度和二氧化碳浓度不超过 3%时，必须采取安全措施，控制风流排放瓦斯。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 停风区中瓦斯浓度或二氧化碳浓度超过 3%时，必须制订安全排瓦斯措施，报矿技术负责人批准。在排放瓦斯过程中，排出的瓦斯与全风压风流混合处的瓦斯和二氧化碳浓度都不得超过 1.5%，且采区回风系统内必须停电撤人，其它地点的停电撤人范围应在措施中明确规定。27、基建或生产期间，巷道第一次接近各煤层时，必须按掘进工作面距煤层的准确位置，在距煤层垂距 10m 以外开始打探煤钻孔，钻孔超前工作面的距离不得小于5m，并有专职瓦斯检查员经常检查瓦斯。岩巷掘进遇到煤线或接近地质破坏带时，必须有专职瓦斯检查员经常检查瓦斯，发现瓦斯大量增加或其它异状时，必须停止掘进，撤出人员，进行处理。28、矿井必须建立瓦斯、二氧化碳和其它有害气体检查制度，严格遵守煤矿安全规程第 149 条规定。（四） 隔爆措施按照煤矿安全规程有关规定，设计在矿井主要运输、回风大巷、采区上下山、采区顺槽内，均设置被动式隔爆水槽（袋）棚、自动抑爆装置，防止井下瓦斯、煤尘爆炸后连续引爆，减少爆炸范围。要求生产期间加强管理，经常检查和更换破损水槽、水袋，保证出现事故时产生隔爆效力。第三节节 火灾防治一、煤层的自燃倾向性等级根据以往地质资料及补勘煤样测试结果，3上、3（3下）煤层原样着火温度变化在342365之间，还原样与氧化样着火点之差为 527，变化在不自燃至易自燃之间，各煤层均属自燃发火煤层，自然发火期为 87 天，自燃倾向性等级为级。因此，在未来矿井生产中运输大巷要加强通风，降低一氧化碳含量，井上应减少煤的空气暴露时间，以防煤的自燃。2009 年 57 月，*煤矿分别在山西组 3下煤层 1302 综采面采取多种煤炭样品， WORD 格式整理版 学习参考好帮手 送煤炭科学研究总院重庆研究院进行实验。分别得到较真实可靠的第一手数据，为煤炭的生产提供了有力的指导。其结果如下：1瓦斯，煤的瓦斯放散初速度指标（P）为：6（mmHz）2煤尘爆炸性，检验结果为“有煤尘爆炸性”。3煤的自燃，煤样干燥无灰基挥发分 Vdaf（为：37.01，Vdaf18%）吸氧量Vd（cmg）为：0.57，0.40Vd0.70，自燃倾向为类。4自然发火期，实验最短自然发火烧火期为 87 天。从实验结果来看，*煤矿 3下煤层的煤质为瓦斯、有自燃倾向、有煤尘爆炸性、最短自然发火期为 87 天。根据补勘报告对煤的自燃倾向试验结果，3上和 3（3下）煤层以级自燃为主，零星样为级容易自燃。二、防灭火措施（一）开拓开采方面的措施1、采用走向长壁后退式采煤法，全部垮落法管理顶板，这种长壁式采煤法回采率高，巷道布置比较简单，便于加快回采速度，缩短采空区暴露时间。由于各煤层顶板及底板岩石强度不大，开采过程中易冒落，空气难以进入采空区，加之采空区均采用黄泥灌浆及喷洒阻化剂，所以采空区自燃危险性较小。2、提高回采率、加快回采速度，可提高产量又可以在空间上和时间上减少煤炭的氧化作用。生产技术管理人员必须考虑合理的回采速度和合理划分采区，在自燃发火期之前将工作面采完，而且采完后立即按有关规定封闭采空区。3、当采煤工作面投产和通风系统形成后，在适当位置构筑好防火门墙，并储备足够数量的封闭防火门的材料。当采煤工作面回采结束后，立即进行永久性封闭。4、在开采设计中，明确选定自燃发火观测站或观测点位置，并建立束管监测系统，确定煤层自燃发火的标志气体和建立自燃发火预测预报制度，所有检测分析结果必须记录在专用的防火记录簿内，并定期检查、分析整理，发现自燃发火指标超标或达到临界值等异常变化时，立即发出自燃发火预报，采取措施，进行处理。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 5、在煤层中掘进巷道时，对巷道中出现的冒顶区必须用不燃材料充填密实。轨道大巷、上山、回风大巷必须采用锚喷或砌碹支护，碹后的空隙与冒落处也必须用不燃材料充填密实。并定期检查。6、在开采设计中，先采上层煤，后采下层煤，对于倾斜煤层先采上阶段，后采下阶段，以免被破坏的上层或上阶段煤层因漏风而自燃。并尽量避免形成“孤岛”工作面。7、控制风流的巷道预留出能保证实现通风、防火措施的位置。8、采用喷洒阻化剂防止煤层自燃。9、防火墙上应设注浆管、观测管和排水管。10、采取有效措施（如放炮等） ，使整个采空区顶板冒落并压实，物别是切眼及停采线、各种煤柱附近，以减少漏风。11、在沿空巷道四周挂上不通气、抗静电、阻燃自熄、抗拉、耐撕裂、高温氧化时无有害气体的帘布，以防漏风。12、对已报废的溜煤眼采用压注阻化剂及以不燃材料封闭的办法防火。（二）通风方面措施在既定的生产条件下，矿井通风网路中漏风的数量与方向往往是煤炭自燃发展过程转化的决定性因素，防火对于通风的要求是：风流稳定，漏风量小和通风网路中的有关区段易于隔绝。1、矿井设计工作面开采采用后退式回采。工作面开采均采用“U”型通风方式，一进一回。新风与乏风均不通过采空区，漏风小。2、调节风门、风门和风墙应设置在围岩坚固、地压稳定的地点，还要注意避免引起采空区或附近煤柱裂隙漏风量的增大。3、防火墙必须由不燃材料构成，必须密实，不能有漏风，并定期检查维修。4、采取措施，降低采区进回风巷之间两端的负压差，以减少漏风。5、风门与调节风门造成的风压控制在 100Pa 以下。6、风门、调节风门之间的距离要留有较大余地。7、矿井作大的风量调整时，应测定防火墙内气体成分和空气温度。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 8、在合适地点设立双向风门，使矿井既可全区实现反风，也可局部实现反风，以防火灾事故扩大。9、实现风门闭锁。井下风门均安装闭锁装置，使一组风门不能同时敞开，确保风流稳定。（三）监测方面的措施1、每周至少检查一次已采区的密闭情况，测定一次采区回风巷道和可能发热地点的温度和风量，并应采取空气试样进行分析，每 15 天至少检查一次废弃巷道的密闭情况。所有检查、测定、分析结果，都必须记入防火记录簿内。2、采用均压防灭火时，对采空区和火区内的漏风量、漏风方向、空气温度、防火墙墙内外气压差等，都必须按规定进行定期检查、观测，并将结果登记造册。3、使用 SG-2003 矿用火灾预报束管监测系统，对每个可能发热的地点、防火墙、密闭、采空区、采煤工作面上下顺槽靠采空区部位等可能引发火灾地点进行连续监测。4、防火检测的测点或站应具有代表性，由矿井防火灾领导小组确定，并且每个采区或回采工作面至少设立两处，此处的巷道至少要有 10m 长直线段，并符合井下测风站的要求。5、防火检测时间间隔：采区进、回风流中不大于 3 天；工作面采空区上隅角不大于 3 天；采空区回风侧防火墙不大于 7 天；其它地点不大于 15 天。（四）火灾瓦斯爆炸与抑制措施1、合理选择封闭顺序。在有瓦斯爆炸危险时一般应采用进、回风侧同时封闭法，在统一指挥下同时封闭进、回风防火墙上的通风口。2、合理选择封闭位置。尽可能靠近火源进行封闭，封闭区不得存在漏风口。3、加强火区气体成分的探测，正确判断瓦斯爆炸的危险程度。4、正确选用防爆防火墙，采用砂袋防火墙（或石膏防火墙）施工时边通风边探测、边砌筑，迅速封口，撤离人员。第四节节 粉尘尘防治 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 一、粉尘爆炸指数及煤尘的爆炸性：根据以往地质资料及补勘取样测试，3上、3（3下）煤层煤尘爆炸性试验结果（见表 4-4-1）表明，3上煤层火焰长度在 200850mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在5580%之间，3（3下）煤层火焰长度在 400950mm 之间，扑灭火焰的岩粉量变化在 4485之间，3上、3（3下）煤层均有煤尘爆炸危险性。各煤层煤尘爆炸性试验结果表 表 4-4-1煤 层火焰长度（mm）岩粉量（%）结论还原样（）氧化样（）T（）自燃等级3上200850（12）558060（12）348367358（7）323360346（7）52711（7）（1）（4）3（3下）400950（19）448566（19）有爆炸危险348384361（9）328380352（9）5229（9）（1）（1）（7）根据 2009 年 5 月国家安全生产重庆矿用设备检测检验中心对 1302 轨道顺槽煤样的测试，3下煤层的煤层爆炸性指数 37.01%，火焰长度400mm，最低岩粉添加量80%，结论为有煤尘爆炸性。二、防尘措施（一）掘进及锚喷支护防尘1、采用湿式打眼，凿岩机、煤电钻、风镐等凿岩机械均具有湿式凿岩功能。2、采用水封爆破和水炮泥。爆破前后冲冼巷道壁，并采用爆破波自动喷雾装置，进行自动喷雾。3、在装岩机、装煤机安装喷雾器洒水。装岩（煤）前后必须向岩（煤）堆洒水。4、采用湿式锚杆机打锚杆眼。5、采用湿式混凝土喷射机。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 6、为净化掘进巷道的含尘风流，在局扇后方 2030m 处、距掘进工作面约150200m 处及约 80m 左右三处地点设置水幕除尘。7、掘进工作面局扇安装 JTC 通风除尘器，混凝土喷射机安装 MLC-IC 除尘器。8、作业人员必须佩戴防尘保护用品。9、掘进工作面，根据装备不同，采用不同的喷雾降尘措施。炮掘工作面放炮后自动喷雾，放炮前后冲洗巷帮。综掘工作面防尘采用内外喷雾装置，喷嘴位于截割头和掘进机上。（二）回采防尘1、采用煤层注水防尘措施，有下列情况之一者除外：（1）围岩有严重吸水膨胀性质、泡水后易造成顶板垮塌或底板变形，或者地质情况复杂、顶板破坏严重，注水后影响采煤安全的煤层。（2）注水后会影响采煤安全或造成劳动条件恶化的煤层。（3）原有自然水分或防灭火灌浆后水分大于 4%的煤层。（4）煤层很松软、破碎，打钻孔时易塌孔、难成孔的煤层。（5）采用下行法开采近距离煤层群或分层开采厚煤层，上层的采空区采取灌水防尘措施时的下一层。2、综采工作面采煤机设有内外喷雾装置，内喷雾压力大于 2MPa，外喷雾压力大于 4MPa， （具体参数应在设备定货时明确） ，无水或喷雾装置损坏时必须停机。每架液压支架上均须安装喷雾装置，降柱、移架时同步喷雾,并公用一个自动喷雾控制阀，形成一个综合的自动喷雾系统。3、综采放顶煤工作面降尘措施本矿井部分块段采用综采放顶煤开采工艺，对于综放工作面，除采取综采工作面相应的降尘措施外，应加强对液压支架及放煤口的粉尘防治工作，液压支架移架和放煤口放煤是仅次于采煤机采煤的两个主要产尘源。液压支架移架和放煤口放煤的防尘，主要是采取自动喷雾降尘方法，即利用一个多功能控制阀并通过与液压支架系统（支架动作）的联动而实现支架移架和放煤喷雾的自动化。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 4、在运输顺槽设置二道降尘水幕降尘。上述各用水地点均由井下消防洒水系统供给。（三）转载运输的防尘1、在各转载点、煤仓及溜煤眼上下口、装载硐室等均配备自动喷雾洒水等防尘装置进行喷雾洒水降尘。作业时自动开启降尘装置。2、煤仓及溜煤眼不得放空，溜煤眼不得作为风眼使用。3、井下消防和防尘洒水采用洒水与消防合一的供水管网，水源取自工业场地600m3井下消防水池，井下消防在主井和副井井筒与井底车场连接处、机电硐室、检修硐室、消防材料库、井下爆炸材料库等处附近设置消火栓，在胶带运输机巷每隔50m，在其它巷道每隔 100m 设一支管阀门。在回风顺槽靠近出口及距工作面 50m 内，在装煤点下风方向 1525m 处，在胶带运输机巷道，在采区回风巷及承担运煤的进风巷，在回风大巷、承担运煤的进风大巷，设置一道水幕。与用水设备连接时，一般改用胶管，不同用水设备其胶管的规格长度不同。（四）防尘供水矿井必须建立完善的防尘供水系统，在主要运输巷、胶带输送机巷、平巷、上山、下山、采区运输巷与回风巷、采煤工作面顺槽、掘进巷道、煤仓上口及下口、溜煤眼上口及下口、转载点、卸载点等处都敷设了消防洒水管路。井下所有巷道和正在掘进中的巷道所敷设的防尘洒水管路上，每隔 50m 安设一个三通并设管嘴和阀门，以供清洗巷道用。在井底车场、采区上、下山口、机电硐室、检修硐室、消防材料库、爆破材料库附近设消火栓，每个消火栓流量不低于 150L/min。（五）通风防尘加强通风管理，严格控制风速，风速的大小是影响空气中煤尘浓度的一个重要因素，风速过大，会将堆积煤尘吹起，风速过小，会影响工作面的风量，因此在工作面投产初期，利用通风设施对工作面的风速、风量进行调节，达到合理的风量和风速。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （六）防止煤尘聚集定期冲冼和清扫巷道，防止煤尘聚集。（七）个体防护加强对接触粉尘的职工的个体防护，工作人员必须佩戴防尘保护用品。三、隔爆措施1、隔爆水棚的设置地点(1)矿井的两翼、相邻的煤层、相邻的采煤工作面、煤层掘进巷道与同其相连的巷道间、煤仓同与其相连通的巷道间，必须用隔爆水棚隔开。(2)水槽棚按隔绝煤尘爆炸的保护范围，分为主要水槽棚与辅助水槽棚，按水槽棚的安装方式，分集中式棚与分散式棚。为便于管理，减少维护工作量，本矿设计采用集中式棚。2、隔爆水棚必须按下列要求安装：（1）全部采用集中式安装，水棚组的用水量按巷道的断面积计算，主要隔爆水棚400L/m2，辅助隔爆水棚 200L/m2；（2）水棚的排、间距为 1.23m，主要隔爆水棚棚区长度不得小于 30m，辅助隔爆水棚棚区长度不得小于 20m；（3）首列水棚与工作面的距离必须保持在 60200m 范围内；（4）水袋（水槽）应横向（长边垂直于巷道走向方向）安装；（5）水棚应设置在巷道的直线段内，与巷道的交叉、拐弯处、变坡处的距离，不得小于 50m；（6）水袋的挂钩使用 48mm 的圆钢，挂钩角度为 605 度，弯钩长 25mm。3、实行挂牌管理，牌板标明：地点、水袋个数、棚区长度、水量、断面、管理人等。4、隔爆设施应每周至少检查 1 次，并有记录可查，时时保持完好，水量充足。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 第五节节 水害防治一、矿井开拓、开采所采取的安全保证措施根据矿井煤层赋存条件和水文地质条件，矿井开拓开采主要采取以下安全保证措施：（1）由于下组煤开采受奥灰突水威胁严重，设计结合其它因素，将其列为暂不利用储量；（2）留设新生界防水煤柱；对于大断层，造成煤系地层与含水层对盘或接近时，留设足够的断层防水煤柱；（3）配备足够数量的探放水设备；（4）留设井田边界煤柱和采区隔离煤柱。二、防水安全煤（岩）柱留设（一） 防水煤（岩）柱留设原则1、在有突水威胁但又不宜疏放或注浆堵水（疏放或注浆很不经济时）的地区采掘时，必须留设防水煤（岩）柱。2、防水煤柱一般不能再利用，故要在安全可靠的基础上把煤柱的宽度或高度降低到最低限度，以提高资源利用率。为了多采煤炭，充分利用资源，也可以用采后充填、疏水降压、改造含水层（充填岩溶裂隙）等方法，消除突水威胁，创造少留煤柱的条件。3、留设防水煤（岩）柱必须与矿井的地质构造、水文地质条件、煤层赋存条件、围岩的物理力学特性、煤层的组合结构方式等自然因素密切结合，还要与采煤方法、开采强度、支护方式等人为因素相适应。4、一个井田或一个水文地质单元的防水煤（岩）柱应该在它的总体开采设计中确定。即开采方式和井巷布局必须与各种煤柱的留设相适应，否则会给以后煤柱的留设造成极大困难，甚至无法留设。5、在同一地点有两种或两种以上留设煤（岩）柱的条件时，所留设的煤（岩）柱 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 必须满足各个留设煤（岩）柱的条件。6、对防水煤（岩）柱的维护要特别严格，因为煤（岩）柱任何一处被破坏，必将造成整个煤（岩）柱无效。防水煤（岩）柱一经留设即不得破坏，巷道必须穿过煤柱时，必须采取加固巷道、修建防水闸门或其它防水措施，保护煤（岩）柱的完整性。7、留设防水煤（岩）柱所需要的数据必须在本地区取得。邻区或外地的数据只能参考，如果需要采用，应适当加大安全系数。8、防水岩柱中必须有一定厚度的粘土质隔水岩层或裂隙不发育、含水层极弱的岩层，否则防水岩柱将无隔水作用。9、对可能影响采掘安全的未封闭好的钻孔根据具体情况采取重封、留设防水煤柱、探放钻孔水等措施。（二） 断层防水煤（岩）柱1、断层导水性预测（1） 本矿井煤系隔水层均属半坚硬岩层、深埋地下，长期受地压地温的作用，使产生断层当时扭张作用的形迹，变为挤压性质，从富水性质变为弱富水、弱导水。（2） 只有断层两侧为含水层互相对接才有富水导水性，而且其富水导水性受对接处含水层富水性的控制，对接处含水层的富水性强则导水性强，对接处含水层的富水性弱则导水性弱，对接处含水层致密而不富水则不导水，富水性不均匀则导水性也不均匀。（3） 煤系含水层距太灰、奥灰越远，地下水在断层带渗透阻力越大，补给量越小。（4） 不排除由于采动影响及巷道掘进影响破坏了矿井原始应力而使断层导水性由弱变强，由不导水变成导水的可能性。（5） 断层破坏了岩层的完整性，常常成为含水层间的联系通道。断层的某一区段是否导水、导水性强弱、是沿破碎带上下连通还是仅仅水平接触导水，取决于断层的力学性质、断层带的成分结构、断层的后期改造、断层两侧岩层接触关系、含水层的水压以及采矿活动引起的围岩应力对断层的重复破坏作用，因此在没有掌握断层各 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 区段的导水性时，应把整个断层作为导水断层对待。断层防水煤柱不得小于 20m。总之，根据地质报告，断层的富水性极弱，导水性差。2、断层煤柱计算公式：（1） 含水或导水断层防隔水煤柱留设计算公式：根据矿井水文地质规程 （试行）所推荐公式计算：式中:L煤柱留设的宽度（m） ； K安全系数（一般取 25） ，取 4； P水头压力（kgf/cm2） ； Kp煤的抗张强度（kgf/cm2） ；取 2 kgf/cm2。（2） 煤层与强含水层或导水断层接触，并局部被覆盖时，断层防隔水煤柱留设计算公式： 当含水层顶面高于最高导水裂隙带上限时，断层防隔水煤柱留设计算公式：L=L1+L2+L3=H安cse+H裂ctg+H裂ctg （公式 2） 当最高导水裂隙带上限高于断层上盘含水层时，断层防隔水煤柱留设计算公式：L=L1+L2+L3=H安（sin-cosctg）+ （H安cos+M1） （ctg+ ctg）20m （公式 3）公式 2、公式 3 中L防隔水煤柱宽度（m） ，L1、L2、L3为分段宽度；H裂最大导水裂隙带高度（m） ；断层面与煤层夹角(取锐角)（） ；岩移塌陷边与煤层的夹角（） ；M1断层上盘含水层层面高出下盘煤层底板的高度（m） ；H安导水裂隙带至含水层间防水岩柱厚度（m） ；）公式1(2035 . 0mkpKMLp WORD 格式整理版 学习参考好帮手 H安值按下式计算： H安=10VP （公式 4）公式 4 中P防水煤柱所承受的静水压力（kgf/cm2） ；V突水系数；参照任楼矿井，取 0.7kgf(cm2m)；10保护带厚度（一般取 10m） 。（3） 在煤层位于含水层的上方，断层又导水的情况下，防隔水煤柱的留设原则，主要应考虑两个方向的压力。一是煤层底部隔水层能否抗住下部含水层的压力；二是断层水在顺煤层方向上的压力。当考虑底部压力时，应使煤层底板到断层面之间的最小距离（垂距） ，大于安全煤柱的高度（H安）的计算值，并不得小于 20m。计算公式为： L=H安/sin20m （公式 5）式中断层倾角（） ；当考虑断层水在顺煤层方向上的压力时，按公式 1 计算煤柱宽度。根据以上两种方法计算的结果，取用较大的数字，但仍不得小于 20m。如果断层不导水，防水煤柱的留设，使（在垂直于断层走向的剖面上）含水层顶面与断层面交点至煤层底板间的最小距离，大于安全煤柱的高度 H安即可，但仍不得小于 20m。导水裂隙带的高度（包括冒落带最大高度）的计算按矿井水文地质规程所推荐的公式计算：H裂=2 .111 . 24 . 2100nM （公式 6）式中： M累计采厚 （m） ； n煤层分层数。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 3、断层防水煤柱的留设根据本井田精查地质报告，虽然断层导水性较弱，但随着煤炭开采、地层移动、应力重新分布，断层导水性会发生变化，因此对落差较大的断层要严加控制，留足煤柱。根据生产矿井开采经验，确定断层煤柱留设原则为：对于落差大于 100m 的断层两侧各留 100m，落差 50100m 的断层两侧各留 50m，落差 3050m 的断层两侧各留 30m。小于 30m 的断层原则上可不留煤柱。在生产过程中，对大断层按导水断层核定防水煤柱的安全性。在断层交叉、复合部位，要适当加大煤柱尺寸。（三） 煤层露头防水（砂）煤（岩）柱计算方法与计算结果根据建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设与压煤开采规程 ，结合本井田煤系地层上覆新生界下部含水层及隔水层赋存特性，计算 3上、3(3下)煤层采区防水煤柱。防水煤柱高度公式：HshHliHb6.56.36.1100MMHli中硬岩性时:2020MHliHb=3A式中：Hsh防水煤柱高度（m） ；Hli导水裂隙带高度（m） ，两公式分别计算后取大值。Hb保护层厚度（m） ；M累计采厚(m)。当露头附近 3 煤层分叉区按裂隙带最高点计算。An/M，n 为分层层数，取 1。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 根据郭屯矿井安全设施设计修改中的计算结果，3 煤上为 77m，3 煤下为 88m。需要指出的是，生产时应加强“三带”观测，积累经验，根据各处具体煤厚、采高、上覆岩层岩性和含水层标高等，在保证安全的前提下，调整回采上限，尽量获得较多的可采储量。（四） 井田边界煤（岩）柱一采区只是在井田西部包含一段井田境界，其保护煤柱按按煤层露头防水（防砂）煤岩柱留设煤柱。(五) 采区边界煤（岩）柱的留设根据经验，采区人为边界每侧留设 20m 宽煤柱。三、疏水降压根据井田勘探精查地质报告，本井田主采 3 煤层露头附近，煤层至 N 间距较小，直到为“0”，并且大部分位于 N 底部砂层分布区，因此在靠近煤层露头区上第三系底部砂层成为 3 煤开采的直接充水含水层。据此 3 煤层开采时必须留防水煤柱，但随着矿井开采，上第三系底部砂层静水压力及富水性均会有所变化，当条件具备时安全煤岩柱可以按防砂煤柱留设。（一） 疏水降压地点、方法的确定根据本井田的地质条件和特点，开采上组煤时浅部时，需疏降上第三系底部砂岩含水层水，应在矿井生产中后期，进一步勘探查明水文地质条件后，确定矿井疏水量及疏降范围，论证可疏性。但由于各含水层含水的不均匀性，增加了开采煤层时突水的危险性。因此矿井生产期间应加强水文地质工作，对具突水危险性区域，应及时进行探放水，以保证矿井生产安全。疏水降压地点主要是在煤层开采时从采区巷道底板及顶板打疏放水孔放水降压，具体布置应在专门的疏放水方案中确定。矿井疏放水的含水层为影响采掘安全的第三系底部砂岩含水层、3 煤层顶底板砂岩水及三灰。（二） 疏水降压设备选择 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 疏水降压设备与井下探放水设备共用，不铺设专门管道，井下疏水通过水沟流入井底水仓中。建议在矿井生产过程中做好上第三系底部砂层的水位动态观测工作，并在露头区补做一定地质工作后再根据资料结果逐步提高开采上限。四、探放水（一） 探放水原则1、探水的目的探水系指采矿过程中用超前勘探方法、查明采掘工作面顶底板、侧邦和前方的含水构造（包括陷落柱） 、含水层、积水老窑等水体的具体位置、产状等，其目的是为有效的防治水害作好必要的准备。2、探放水的原则采掘工作必须执行“有疑必探、先探后掘”的原则，因而，遇到下列情况之一时，必须探水。（1） 接近水淹区或情况不明的井巷、老空时。（2） 接近含水层、可疑断层、含水裂隙密集带、溶洞和陷落柱时，或通过它们之前。（3） 打开隔离煤柱放水前。（4） 接近未封闭又可能出（突）水的钻孔时。（5） 接近有水的采煤工作面或灌浆区时。（6） 采动影响范围内有承压含水层或含水构造、或煤层与含水层之间的隔水岩柱厚度不清，可能突水时。（7） 接近水文地质条件复杂的地段，采掘工作有突（出）水征兆或情况不明时。（8） 采掘工程接近其它可能出（突）水地段时。（9） 对影响采掘工作面生产安全的煤系砂岩局部富水块段，应采取疏放措施，消除对采掘工作面的不良影响。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （二） 探放水设备选择1、探放水设备选择依据探放水设备选择必须能用于井下探水、放水、煤层注水、断层及巷道底板注浆、灭火、勘探地质构造孔的施工。必须防爆及获得煤安标志。2、井下探放水设备型号及数量确定积水范围后，探水线应沿积水线外推 60150m，根据这一经验数据，确定探水钻机的钻进深度应达到 150m。据此选择 MAZ200 钻机 3 台，用于工作面超前探放水，除完成探放水工程外，兼顾其它用途。根据井田地质条件及开拓开采布置，配备共 3 台这种型号钻机。五、注浆堵水措施（一） 注浆堵水地点的确定1、注浆堵水应符合以下原则：（1） 减轻矿井排水负担，节省排水用电，从而降低吨煤成本。（2） 有利于地下水资源的保护和利用。（3） 加固井巷或工作面的薄弱地段，减少突水几率。（4） 能使被淹矿井迅速恢复生产。2、注浆地点的确定（1） 对巷道需穿过的导水断层在穿过前一定距离进行预注浆加固阻水。（2） 对影响采煤、掘进安全，有可能突水的其它地点，如巷道距离可能与突水断层距离较近，岩柱有可能不能抵抗水压；回采时由于采动影响，顶板垮落后可能造成突水等，进行预注浆。（二） 注浆堵水设备选择由于地质报告说明断层导水性差，只有当井下遇导水断层时，疏放水很不经济时，采取注浆措施。注浆堵水设备暂选用 HFVC 型液压驱动注浆泵。六、老空水 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 目前该已采 1301、1302、1304、1308、1310 工作面，采空区后积水顺巷道排出；采取措施：定期对老空积水区域进行排查，并根据排查情况在采掘工程平面图、充水性图上标定充水区范围和积水量。由于一采区内工作面由深向浅布置，老空区位于生产工作面的下部，所以不受老空水威胁。七、矿井排水设施现开采的808m 水平设内、外主副水仓，水仓总容积为 8720m3。共有 2 个排水泵房，其中 1#泵房配备 6 台 PJ200AB10 型高扬程多级离心泵及 YKKY630-4 10KV 1600KW 电动机、三趟 32514mm 管路；采用双回路供电，正常情况下 3 台工作、2 台备用、1 台检修，最大排水能力 1600m3/h；矿井二期扩排工程（2#泵房）正在施工，计划增加 PJ200AB10 型排水泵 5 台，增设 2 路 42014mm 排水管，预计增加排水能力 1600m3/h，目前已有 2 台水泵及一路排水管投入运行，另外 3 台正在安装，第三环水仓计划下半年开始施工。第六节节 热热害防治一、井田地温状况及气象本井田属于以地温正常为背景的高温区，地下水活动对地温场有一定影响，地温随深度增加而升高，是影响井田地温的主要因素。全区平均地温梯度 2.78/100m，非煤系地层平均地温梯度 2.33/100m，煤系地层平均地温梯度 3.12/100m。由煤层底板等温线图可以看出，等温线与煤层底板等高线基本平行，即煤层埋藏越深地温越高。但同一深度，由于所处构造位置不同以及受其它地质因素的影响，地温梯度也不同，如背斜轴部，地温梯度略有增高。据测温钻孔资料，3（3下）煤层埋藏深度-618.02-1014.89m，煤层底板温度平均 38.1。因此 3（3下）煤层全部处于一或二级高温区，且大部分处于二级高温区，二级高温区大致在-750m 以深，主要位于井田东部；一级高温区基本上在-750m 以浅。本井田地处山东省某地区某县境内，根据某县气象局资料，本区属温带半湿润季风区域大陆性气候，年平均气温 14.8，最冷月一月份平均气温-1.8，最热月七月份 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 平均气温 26.6，日最低温度-12.3，日最高温度 35.7。年平均降雨量694.7mm，年平均相对湿度 70%。春季多南至东南风，秋冬季多北到东北风。二、矿井热害原因本矿井属深井地热型矿井，导致矿井热害的主要因素有以下几点：（1）井田地温梯度偏高，与邻近的梁宝寺矿井相比，梁宝寺矿井平均地温梯度0.99C100m，其中非煤系地层平均地温梯度为 0.61C100m，煤系地层平均地温梯度为 1.37C100m。本井田平均地温梯度达到 2.78/100m，再加上本井田煤层埋藏较深，是造成地温偏高的主要原因。（2）开采机械化程度高，本矿井为生产高度集中的现代化特大型矿井，为适应生产要求，设备选型大型化，如采煤工作面装机容量达 2530KW，主运输顺槽装机容量达到 1275KW。机电设备散热量大。（3）井筒深、工作面进风线路长，为保证采区及工作面有足够的服务年限和推进度，采区设计大型化。矿井达产时，工作面进风长度 51005300m，其中煤层顺槽长度 27003000m 左右，空气压缩热及煤、岩氧化散热量大。三、降温措施针对上述热害原因，设计在通风、开拓、采煤、巷道隔热等方面采取综合降温措施。（1）加大采掘工作面及矿井通风量，综采工作面风量配到 30m3/s，煤巷综掘工作面风量 7m3/s。若再增加风量，降温效果已不明显。（2）井下机电硐室，如中央变电所、主排水泵房、制冷机硐室、胶带输送机机头硐室采用单独回风，以免机电设备散热带入采掘工作面。（3）生产高度集中化，减少采掘工作面个数，减少井下散热点。（4）采用煤层注水，起到降尘、降温作用。（5）建议有条件时，煤层巷道壁后采用导热系数低的材料（如炉渣等）充填，并进行封闭，起到隔热和防止氧化作用。（6）采取除湿措施，如注浆封堵，减少井筒、巷道淋水，降低井下空气含湿量。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （7）尽可能使煤流系统处于回风流，使煤炭运输过程中产生的热量不再返回工作面。因此本矿井采煤工作面通风采用轨道顺槽进风，胶带运输顺槽回风的通风系统，采区胶带输送机上山及胶带输送机石门也作为回风巷道。四、机械制冷降温由于本矿井地温高，机械设备散热量大，虽然采取上述综合降温措施，仍不能把采掘工作面气温降到有关规程规定的范围以内。为此需采取机械制冷降温措施。（1）气温预测 预测方法矿井气温预测采用改进的“平松良雄实用近似计算法”，以井巷通风网络为基础，以井口年平均气象参数为依据，自井口至采掘工作面终端，逐段进行数次迭代，求出井巷通风网络各节点和终端年平均气温，加上对应的气温年变化波辐值，并用地面最高月平均气象参数直接计算进行校核。 热源气温预测主要考虑了井巷围岩散热、空气压缩散热、煤岩氧化散热、机电设备散热、煤炭运输过程中的冷却散热等。由于矿井机械化程度高，人体散热忽略不计。 井巷热物理参数选取本井田地质报告未提供巷道围岩岩石热物理参数，设计根据矿井岩层所属的地质年代，参照有关资料提供的数据选取。（2） 采掘工作面需冷量根据采掘工作面气温预测结果，矿井达到设计生产能力时，移交 1 个 3上煤层综采工作面，一个 3下煤层综放工作面，11 个掘进工作面，实际需冷量 5880.9kW，配冷量7200kW。（3） 矿井制冷系统本矿井现已安装井下制冷与集中降温、地面排热系统，制冷设备共有三台KM3000 型螺杆式制冷机，每台制冷机制冷量为 3.3MW，总制冷量 9.9MW。供冷末端设备有十台 RWK350 型、七台 RWK400 型空冷器，单机供冷量分别为 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 350kW、400kW。根据国家标准煤炭工业矿井设计规范 （GB 50215-2005）规定，制冷机设计工况下的制冷量应大于等于制冷站的冷负荷。制冷站冷负荷包括采掘工作面和机电设备硐室的冷负荷、输冷管路的冷损失、输冷泵对载冷剂的加热量，并在此几项数值累加之后再乘以 1.11.2 的附加系数确定。采掘工作面和机电设备硐室的冷负荷为5880.9kW，输冷管路冷损失取采掘工作面和机电设备硐室冷负荷的 5%，冷冻水循环泵对冷水的加热量约为采掘工作面和机电设备硐室冷负荷的 4.35%，则制冷站冷负荷，kWQQQQ77170435. 005. 019 .58802 . 12 . 1321则现有制冷设备总能力完全能满足一采区-670m 水平采掘工作面和-808m 水平南北翼掘进工作面降温要求。制冷机组设计供回水温度为 3/18，设计温差为 15。目前制冷设备硐室安装了三台制冷机组，实际供回水温度为 34/1415，实际温差为 11，三台机组的负荷率约为 63%，制冷设备的总出力尚有较大富裕。由于郭屯矿井属于热害严重矿井，目前工作面实际温度较高、相对湿度较大，为保障矿井正常安全生产，设计在-808m 水平集中轨道上山附近新建一个制冷硐室，新增二台 KM3000 型制冷机及配套设备，制冷机总数达到五台，运行方式为三用二备，所有制冷机轮番备用、维护及检修。地面冷却机房设备及风井井筒冷却水管仍利用现有设施。（4）工作面供冷末端水温计算制冷机组设计供回水温度为 3/18，设计温差为 15；供冷末端空冷器设计供回水温度为 5/15，设计温差为 10。制冷设备硐室至最远工作面供水管长度约5000m，需计算出冷水通过循环泵的温升和供水管沿途的温升，以此计算出到达最远工作面冷水的温升和温度。以主管为例计算，供水管外径为 325mm，保温管外径为 440mm，保冷材料聚氨酯的导热系数为 0.0277W/(m*)，冷水温度为 3，环境温度取 35，管路沿途巷道平均风速取 3.2m/s，则保冷结构的表面放热系数计算结果为 24.11W/(m2*)，根据实用供热空调设计手册（第二版） 第 1499 页计算公式得出冷水通过循环泵的温升约 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 为 0.65，根据国家标准工业设备及管道绝热工程设计规范 （GB 50264-97）计算公式 4.4.3-1 得出每米管道冷损失量为-18.07W/m，冷水通过 5000m 管道因管壁吸热而引起的温升约为 0.28，则自冷水机组蒸发器出口至最远工作面供冷末端设备冷冻水的总温升约为 0.93，工作面供水温度约为 3.93。根据计算结果可以看出，到达最远工作面供冷末端的冷水温度是符合设计要求的，是能满足末端设备正常运行条件的。（5）末端供冷设备校核由于掘进工作面数量增加，现有空冷器数量不能满足要求，需增加四台 RWK400型空冷器和一台 RWK350 型空冷器。具体设计如下：3下2311 采煤工作面选用五台RWK350 型空冷器（利用现有四台，新增一台） ，每台风量 6m3/s；3上1312 采煤工作面选用三台 RWK400 型空冷器（利用现有） ，每台风量 7m3/s；综掘工作面选用四台RWK400 型空冷器（利用现有） ，每台风量 7m3/s；普掘工作面选用一台 RWK350 型空冷器（利用现有） ，每台风量 5m3/s；-808m 水平南北翼综掘工作面选用四台 RWK400型空冷器（新增） ，每台风量 7m3/s；-808m 水平南北翼普掘工作面选用二台 RWK350型空冷器（利用现有） ，每台风量 5m3/s。（6）补给水泵校核由于-670m 辅助水平与制冷设备硐室所在-808m 水平存在 138m 的高差，现有制冷设备硐室内补给水泵扬程不能满足服务辅助水平要求，需更换较大扬程水泵，流量不变。选用二台 65DL30-1610 型立式多级离心泵，单台参数Q=30m3/h、H=160m、N=30kW、1140V，一用一备。第七节节 冲击击地压压灾害防治一、煤（岩）冲击地压冲击地压级别2009 年 7 月 15 日*煤矿采集了一批 1302 工作面轨道顺槽的的煤层和顶、底板样，经煤科总院北京开采研究所岩石力学实验室分析，判定 3 煤层属于 3 类，为具有强冲 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 击倾向性的煤层；3 煤层顶板属于 2 类，为具有弱冲击倾向性的岩层。在开采过程中，煤、岩层是否发生冲击还同其开采深度和地应力状况有关，特别是该矿井采深已近900m，地压加大，冲击倾向性加剧，应注意采取相应措施。二、冲击地压防治主要措施（一）井田的合理开拓井田的合理开拓是开采设计中的重大问题。深井的开拓和准备巷道应布置在底板岩石中或没有冲击地压的薄煤层中，在岩体存在构造应力情况下，主要开拓及准备巷道方向最好与构造应力作用方向一致，以使巷道周边应力分布趋于均匀，避免巷道与构造应力作用方向垂直布置，出现应力集中现象。在煤层中尽量少布置巷道和把对于煤层的切割破坏限制在最低限度，是控制因开采活动造成冲击危险性增加的基本原则之一。对于开采煤层群时的开拓布置应有利于保护层的开采。要首先开采无冲击危险或冲击危险小的煤层，并以此作为保护层，且优先开采上保护层。井田划分必须保证合理的开采顺序，最大限度地避免形成应力集中区。（二）合理的开采顺序同一煤层各个工作面的接替顺序，决定了围岩应力的分布特征。在开采方向和回采顺序上，采区的工作面应朝一个方向推进，避免相向或背向开采，杜绝应力叠加。当工作面一侧为采空区时，相应的工作面只形成采空区侧侧向与超前支承压力的叠加，围岩应力集中已降低到可以不采取特殊措施下的最低限度。如果工作面被迫跳采接替，则会形成两侧采空的孤岛工作面，在煤壁前方两端都会形成工作面中部对称的支承压力叠加现象，煤柱中部出现高应力集中区，煤层中分布有高垂直应力，在高垂直应力作用下，在煤柱边缘一点范围内释放高级别的变形能，形成的高应力和积聚的高级别能量必然增加煤柱的危险性，有冲击危险的煤层开采时应尽量避免此种情况的存在。（三）煤柱留设及采空区处理1、煤柱留 设开采过程中留 设的煤柱，受 两侧采空 区的影响而产生压力叠加，会形成较高的煤柱支承 压力，上 层遗留的煤柱 还会向下传递集中 压力，影 响深度可 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 达百米以上。有条件的采区实行沿空送巷或留巷，使回采巷道处于煤体边缘的破碎区内，以减少应力集中和维持煤体的承载能力。本矿井采区采用留设净煤柱，宽度不低于巷道宽度 5 倍，以使巷道处于正常应力区或应力降低区。由于井田煤层赋存特征不允许跨上山连续开采，首采区由于采用顺序接替，采用区段间留设煤柱开采，采区上（下）山及大巷（石门）采用大煤柱护巷并将其布置在底板岩石中。2、采空区处理方法顶板管理应尽量采用全部垮落法。工作面支架要采用具有整体性和防护能力的可缩性支架。我国冲击地压煤层的顶板大多为厚度较大的坚硬岩层，开采时不易冒落。由于顶板断裂时出现不均衡位移，容易引起支承压力分布的急剧改变，同时给煤层和顶板很大的加载速度，导致煤层和顶板接触面产生很大的剪应力，而且砂岩等致密岩石顶板都能悬垂很大的面积，可积聚大量变形能，因此，为了消除或减缓冲击低压发生条件，必须采取有力措施，把顶板悬垂面积尽可能减少，使工作面和工作空间上方基本顶具有最小挠度。采用注水和爆破等方法，使顶板软化或冒落，能够减缓冲击地压强度。大面积悬顶和遗留煤柱对相邻工作面和邻近煤层的开采构成了严重的冲击地压隐患，而且顶板的区域垮落会引起矿震。所以有冲击危险的工作面必须采取特殊的支护形式，加强支护强度，提高支架的整体性及稳定性。本矿井顶板管理采用全部垮落法。工作面支架采用高强度具有整体性和防护能力的综采液压支架。（四）卸压措施根据监测的冲击地压危险区域进行具体的冲击地压解危措施，如采用煤体钻孔卸压、煤体卸压爆破、顶板爆破预裂方法进行冲击地压危险区域的具体解危。解危顺序应遵循原则为：从安全区域向危险区域依次解危。、钻孔卸压 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 1 施工方法钻孔卸压是通过大直径钻孔引起巷道深部围岩(钻孔远端附近围岩)发生结构性破坏,形成一个弱化带,引起巷道周边围岩内的高应力向深部转移,从而使巷道周边附近围岩处于低应力区。钻孔施工采用 ZQJ-300/6 型气动架柱式钻机配合 110150mm 钻头钻进。 2 卸压孔参数卸压钻孔的主要参数为：孔深 15m，钻孔直径 110-150mm。对于所划定的危险区域，在一般危险区卸压孔按间距不大于 2m 布置单排孔；中、高度危险区按间距不大于 1m 布置单排孔。冲击征兆严重时，卸压孔采取三花布置或施工卸压孔群进行卸压解危，超前钻设，提前预防。3 效果检查 钻孔卸压后监测人员现场要进行效果检查，检查采用钻屑法和电磁辐射仪监测法进行效果检验，检测孔布置在卸压孔左右约 23m，如果仍存在冲击危险，则进行爆破卸压，直到符合防冲要求。、煤层预注水1、注水参数 注水方法：单向长钻孔注水； 钻孔位置：工作面顺槽； 钻孔间距：20m25m； 钻孔深度： 6090m； 钻孔直径：65mm； 钻孔位置及角度：孔口距底板 1.2m，考虑到巷道的起伏，掌握孔口位置在巷道高度的一半，平行煤层施工，钻孔的方位垂直于煤壁； 钻孔布置方式：第一个钻孔位置从距采煤工作面切眼 20m 位置，考虑断层的导水性和支护问题，钻孔应距断层带距离不低于 20m。钻孔数量根据工作面的推采情况及现场岩层情况具体确定； WORD 格式整理版 学习参考好帮手 注水时间：超前工作面 6080m； 注水压力： 610MPa。2、钻孔的施工 钻机采用 ZLJ-250 型矿用坑道钻机,钻杆采用 42mm 的中空钻杆及其附属设备。3、封孔施工封孔采用注水专用封孔器进行封孔（封孔器直径为 65mm） ，封孔器长度为1.6m，最大承载压力为 20MPa。封孔器的原理是：封孔器高压直通与注水泵压力水管连通，当注水泵开启后，压力水管压力大于 1MPa 时，封孔器就迅速膨胀（直径增大长度变小） 。利用橡胶材料的较大磨擦系数所产生的磨擦阻力，将膨胀体的外径紧固在煤层孔壁上，达到有效的封孔目的。4、注水施工 采用 MZQ-2/15 型煤层注水器进行注水； 注水器运至施工地点，应首先检查煤层注水器的动力耐震压力表、流量计是否完好、灵敏，动力底座上柱塞泵是否有跑、冒、滴、漏等现象。并对注水泵曲轴箱进行注油润滑； 参照安装图纸将煤层注水泵和水箱相应的接头用橡胶管一一对应连接牢靠。开启供水阀门，向水箱内加满水； 将封孔器、注液枪及煤层注水泵的压力水管连接牢靠，将封孔器放入已钻好的注水孔内，封孔器进入钻孔内的深度应在 1m 以上； 开启煤层注水泵，打开排气阀门，将煤层注水泵中的空气排净后，关闭排气阀门；开启注液枪，使封孔器膨胀，并开始注水； 注水时，应缓慢开启注水枪，使注水压力由小到大，逐步增大。当开启压力为6MPa 注水一段时间压力表上升到 10MPa 左右时，把注液枪手把放松，但不能将手把推到前面的卸压位置，等 30 秒钟到 2 分钟左右，等孔内压力下降一部分再进行注水，反复多次，至煤壁挂汗为宜； 注水完毕后，将注液枪下部手把向外推，卸压取出封孔器，进行下一个孔的注 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 水施工。、爆破卸压1 施工方法炮眼采用 FIV 型气动手持式钻机或 ZQSJ-90/2.4A 型气动手持式钻机、麻花钻杆配合 42mm 钻头施工，炮眼距底板 1.5m 左右，炮眼角度平行于煤层、垂直于煤帮。爆破采用 FD200DA 型发爆器起爆，打一孔装一孔放一孔。2 爆破参数 爆破孔直径：42mm。 爆破孔深度： 15m。 装药量及装药方式：每孔装药长度一般取 68m，炸药采用煤矿许用炸药，剩余炮眼长度全部用水炮泥和粘土炮泥封口，装药采用塑料 PVC 管防护式正向装药，每孔均匀布置 3 个同段毫秒延期电雷管，孔内并联连线。 装药、放炮、警戒等严格执行1310 工作面作业规程中有关规定。其中解危性卸压爆破执行 30 分钟的躲炮时间和 150m 的躲炮距离的规定。3 效果检查爆破卸压 30 分钟后爆破工、瓦斯检查工和班组长进入爆破地点，检查通风、瓦斯、煤尘、顶板、支护等情况，确认安全后，监测人员方可进入现场进行效果检验，采用钻屑法和电磁辐射仪监测法进行效果检验，检测孔布置在爆破孔左右大约 23m，如果检验出仍存在冲击危险，必须继续进行爆破卸压，直至冲击危险解除为止。（五）工作面冲击地压防治措施、巷道掘进冲击地压卸压方法1、常规卸压方法在巷道掘进过程中出现冲击地压危险时，需要在巷道迎头采取钻孔爆破循环卸压处理。卸压参数：孔径 42mm；孔深 8.0m；孔间距 0.5m；装药长度 1/2（或 1/3）孔深。如图 4-7-1 所示。沿空侧角度可以适当减小。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 每爆破一次掘进巷道 3m，循环进行，始终保持巷道迎头煤体有 5m 的爆破卸压区域。图 4-7-1 卸压钻孔布置平面示意图2、高应力区卸压方法当工作面顺槽存在高应力区时，掘进进入该区域时，需要进行诱发型爆破措施，即在迎头、后路采用钻孔群布置卸压爆破孔，采取一次起爆措施，进行大面积诱发爆破（如图 4-7-2 所示） 。采用上述方法完成切眼的掘进后，还要进行危险性检测，当用钻屑法进行冲击危险性监测，监测到的危险区域中出现严重危险，比如钻进距离小于规定的距离时，出现严重卡钻、钻进速度慢、根本不进钻等情况，这种情况下的解危措施必须按相关程序进行。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图 4-7-2 诱发爆破钻孔群布置示意图采用上述方法完成切眼的掘进后，还要进行危险性检测，当用钻屑法进行冲击危险性监测，监测到的危险区域中出现严重危险，比如钻进距离小于规定的距离时，出现严重卡钻、钻进速度慢、根本不进钻等情况，这种情况下的解危措施必须按相关程序进行。、 巷道冲击地压解危技术1、 巷道掘进冲击地压防治措施（1）巷道两迎头“相向”掘进时防冲措施巷道两迎头相向掘进，当两迎头相距 50m 时，须停止一个掘进迎头，只进行一个迎头的掘进，如图 4-7-3 所示；当距贯通还有 12m 时，采取（8m 钻孔，1/31/2 装药）钻孔爆破的“一炮贯通法”处理。（2）巷道“尾随”推采工作面掘进时防冲措施当巷道掘进“尾随”工作面推采时， “尾随”极限距离应150m。（3）巷道支护参数建议 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 为提高巷道整体性和稳定性，除常规支护措施外，可采取打地脚 45锚杆、帮部斜向上锚索（角度根据煤柱宽度而定） 、注浆加固等加强支护措施。图 4-7-3 巷道“相向”掘进极限位置示意图（4）高应力巷道掘进冲击地压防治措施当用钻屑法进行冲击危险性监测，监测到的危险区域中出现严重危险等，这种情况下的解危措施必须按相关程序进行。图 4-7-4 所示为用钻屑法监测到的危险区域分布情况，其中 1 区为冲击地压安全区域，2 区为冲击危险程度逐渐增强区域，3 区为严重冲击危险区域，4 区为冲击危险程度逐渐减弱区域。实施爆破卸压按从区域 2 到区域 3 最后到区域 4 的程序进行，即从巷道后路的安全区域逐渐过度到危险区域的渐进式解危技术。2 区和 4 区属于冲击地压危险过度区。对该区域实施钻孔爆破卸压时，要求钻孔深度、药量能确保爆破后形成足够的缓冲带，且设计钻孔药量时，从安全区到危险区逐渐增加；对该区域实施大直径钻孔卸压时，从安全区到危险区钻孔密度依次加密，钻孔间能形成贯通的裂隙。对于危险性最大的 3 区，进行卸压时，在卸压的深度上，可采取渐进式，先卸压设计孔深的 1/2，再卸压设计孔深的 2/3，最后卸压设计的整个深度。、工作面冲击地压防治措施（1）卸压区域在监测到的工作面冲击地压危险区域进行钻孔爆破卸压处理。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 （2）卸压参数孔径：42mm；孔深：6.0m；孔间距：5.0m（可根据实际情况调整） ；孔方位：平行工作面方向，仰角 35；距底板距离：1.21.5m；装药长度：1/2（或 1/3）孔深。如图 5-7-5 所示。图 4-7-4 高应力巷道危险区解危示意图三、冲击地压监测针对对采区整体和各个工作面分析的冲击地压危险区域和危险程度划分进行具体的冲击地压的预测。一般采用钻屑法、微震法、电磁辐射法和应力监测法等相结合的手段进行冲击地压的预测预报工作。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 图 4-7-5 工作面卸压钻孔布置平面示意图冲击地压预测原则：在巷道掘进期间测得的冲击地压危险区域在工作面回采期间遭作为冲击地压危险区域重点监测，必要时应预先进行解危。（一）矿压观测在工作面安设支架在线监测、顶板离层在线监测系统重点对工作面支架阻力在线监测、巷道顶板离层情况进行监测，及时对工作面顶板来压、超前压力显现进行预报分析。1、液压支架压力监测支架工作阻力用 KJ-216 矿用综采支架工作阻力监测系统连续观测，沿工作面布置一台通讯分站及压力监测分站，观测部分综采液压支架压力。通讯分站负责一个测区一个功能子系统数据采集和通讯，通讯分站的下位机为监测分站或一体化监测传感器。压力监测分站是现场实时数据采集、显示、传输单元 ，压力监测分站集传感器、监测电路、显示器、数据通讯接口为一体。每个压力监测分站包含 3 个传感器，可监测一组综采支架。压力监测分站，分别安装在液压支架上，系统自动记录数据。2、顶板离层观测在工作面掘进期间安装 KZL-300 型巷道顶板离层自动监测报警系统进行观测。每 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 50m 安装 1 个顶板离层仪，对顶板离层情况进行在线监测。3、采场支护质量与顶板动态统计观测沿工作面方向，每隔 10 架，进行端面破碎度观测，包括：煤壁片帮深度（c） 、顶板冒落高度（h） 、端面距（b） 、顶梁第 1 接顶点距梁端距离（a）及顶板冒落宽度（d）等。（二）电磁辐射仪监测1、监测地点：采煤工作面两顺槽超前工作面 150m 范围；掘进迎头 100m 范围内，每 10m 布置 1 个测点，上下两顺槽分别布置 1015 个测点，每个测点监测 2 分钟。2、监测时间：一般情况下，每两天对采煤工作面进行一次监测，每三天对掘进工作面监测一次，临近所划定的危险区域等特殊情况每天进行一次监测。3、监测目的：电磁辐射强度主要反映了煤岩体的受载程度及变形破裂强度，脉冲数主要反映了煤岩体变形及微破裂的频次。两者相结合监测煤岩体变形破裂的过程。4、监测方法：采用监测仪对煤岩体进行多点动态跟踪监测。随着工作面的推进，监测工作面前方 100m 范围内的煤岩体电磁辐射及其变化规律，以预测工作面前方煤岩体的冲击地压危险程度。监测时必须尽可能避开电缆及电器设备、机械设备影响，如确实影响监测效果，所监测范围内的电器设备必须停电。5、监测分析内容： 电磁辐射强度值和电磁辐射脉冲数值是否超过临界值。 电磁辐射强度值和电磁辐射脉冲数值是否有明显增长趋势。 电磁辐射强度或脉冲数值是否明显由大变小，但一段时间后又突然增大现象。该矿电磁辐射强度平均值报警临界值暂定为 150，电磁辐射极大值的报警临界值为 200，电磁辐射脉冲临界值为 1000。如果出现以上情况之一，说明存在冲击危险，必须立即采用煤粉量检测进一步验证，如煤粉量超标或打钻过程中出现异常动力现象，必须停止作业，撤出作业人员（解危人员除外） ，必须进行冲击地压解危工作。（三）钻屑法监测 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 1、监测目的通过此项监测，及时客观的评价回采工作面两顺槽超前应力范围内的冲击地压危险程度，确定支撑压力带峰值的大小和位置，从而鉴别冲击地压危险程度。2、监测地点及时期采煤工作面每两天监测一组，距工作面不超过 60m； 掘进迎头每三天监测一组。对以下特殊地点每天监测一次。 电磁辐射仪及应力在线监测数据出现异常区域； 矿压、冲击地压征兆显现明显区域； 临近所排查出的冲击地压危险区域； 遇到地质构造变化、应力集中区前后 50m 区域。采掘工作面有严重冲击危险的区域要坚持每班监测。3、施工参数钻屑法监测采用 FIV 型气动手持式钻机或 ZQSJ-90/2.4A 型气动手持式钻机进行施工，钻杆直径为 42mm，间距 5m，钻孔深度不小于 9m。在轨道顺槽和胶带顺槽超前范围内，距离煤层底板 1m 左右处（根据底板地质情况而定，可取到 1.2m） ，单排布置，垂直于巷道壁，平行于煤层。4、施工流程 选定监测地点，检查顶板及周围支护情况，防止冒顶片帮，清理干净施工地点巷道卫生，以确保施工期间的操作空间和安全间距。 将钻机与风管连接牢固紧密，不得有漏风现象。在钻孔下风口安装临时补尘装置。 安装钻杆及钻头，手持安装好钻杆及钻头的钻机抵靠煤壁，缓慢开启钻机进风手柄，加大两侧进给加力控制好钻机，避免左右前后晃动，保证钻进时为水平钻进； 打完 1m 后，将事先准备的胶结袋放在孔口下方，开始收集煤粉； 每钻 1m，钻杆要反复钻进和后退，以便于使钻孔内煤粉全部返出。并更换 1个胶结袋。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 将煤粉倒入专门的袋中称重并记录，之后倒入筛子中筛选，筛选后倒回胶结袋中，待胶结袋中的煤粉筛选完后，称重并记录，筛选和称重可同时进行；5、监测内容表 4-7-1 判别工作地点冲击地压危险性的煤粉量指数钻孔深度 / 煤层开采厚度1.51.533钻粉率指数1.5234钻粉率指数 = 每米实际钻粉量 / 每米正常钻粉量。本矿每米正常钻粉量为 2.70kg。 如在钻进过程中出现煤粉量超标（钻粉率指数大于上表中对应数值）或钻进过程中出现异常动力现象，可判断该区域具有冲击地压危险性，必须进行冲击地压解危。 在监测时，用专用表格详细记录钻孔深度、每钻进 1m 的煤粉重量、煤粉粒度指标、钻进过程中的动力效应；若出现卡钻、吸钻、孔内冲击、煤炮增多等动力现象，再在本孔 23m 左右位置进行验证，经验证确实存在冲击地压危险时，必须立即停止作业，撤出人员，进行解危卸压。（四）冲击地压预测预报系统本矿井已有一套微震监测系统（KJ20） 。冲击地压是应力集中的结果，应力增大，声发射就发生。由于巷道和工作面的煤体受力由表面到深部不断增大，其声发射的能量也逐渐增大，利用微震信息，包括微震的类型、次数、震级等，揭示这些信息的显现规律，就可以对未来冲击地压的强度、发生地点 进行预测。微震监测系统的主要功能是对全矿范围进行微震监测，根据记录的单独时间参量及序列活动来评价冲击危险发生趋势。系统能自动记录微震活动，适时进行震源定位和微震能量计算，为评价全矿范围内的冲击危险提供依据。其原理是利用井下拾震仪站接收的直达 P 波起始点的时间差，在特定的波速场条件下进行三维定位，以判断破 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 坏地点，同时利用震相持续时间计算所释放的能量和震级，并标注采掘工程图和速报显示给生产指挥系统，以及 时采取措施。目前 该种系统国内外成熟的型 号较多。微震系统有三个部分组成：1、信号传输系统：包括拾震仪、传输电缆和接收箱。2、信号处理系统：在可编程序支持下，由微机完成全部处理工作，并对全部信息进行存储。可以调出多次震动参数进行计算、机制测定和频谱分析等。3、模拟记录系统：适时记录多路模拟震相，可以准确定位和确定震源性质。根据矿井实际情况，微震监测系统设定的单次微震事件预警值为：掘进迎头104J，回采工作面 105J。在南北两翼共布置了 8 个微震监测点，实时监测全矿井范围内的震动情况，对发生的微震信号及时进行准确定位。通过监测记录微震次数及释放的能量，来预测预报冲击地压发生的趋势及应力释放情况，为冲击危险程度预测预报及防治提供依据。四、顶板事故灾害防治（一）预防冒顶1、工作面及两巷加强正常生产中支护质量的检查、检测，初压、周期来压期间加强对液压支架及泵站压力系统维修检查，确保液压支架系统压力不低于 24MPa，泵站系统压力不低于 30MPa。 2、采煤机要割平顶底板，司机严格掌握控制规定采高，过断层时，走向倾向顺坡平缓，防止支架超高、歪架。3、密切注意掌握煤层、顶板结构的变化，当顶板破碎、煤层裂隙发育、煤质松软时，必须及时拉超前架配合板棚护顶、护帮。4、当工作面遇断层地质构造、煤体松软，并伴有淋水时，为防止冒顶或歪架，应暂停机采，要在采取有效措施控制好机道顶板后，方可过机，严禁强行通机、割煤。5、两巷超前支护范围以外段，若顶板出现下沉量大、离层掉顶或架棚变形时，要及时支设单体支柱或架棚处理。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 6、过断层前，根据预计断层落差，及时调整采高，严格控制采煤机飘刀和杀刀的幅度，确保底板顺坡平缓，不出现台阶变化，避免支架或运输机出现死架或推移困难。7、过断层顺平断层上下盘，尽量减少上下盘高低差，顶板破碎时可配合铺网背料控制顶板，防止顶煤或顶板脱落造成冒顶。8、工作面采煤机进刀位置，若出现断层或顶板破碎时，要及时汇报并采取措施，调整改变进刀位置（方式） ，加强面前控制以免造成冒顶事故。9、当班质量员或盯班干部，现场要密切注意工作面与巷道角度变化，及时调整进刀方式、移溜顺序或端头推进度，避免运输机出现上窜下滑现象。10、工作面每班工作之前，必须由当班工长对两巷及工作面现场进行全面检查后，确认安全无隐患时，方可下达开机生产指令。（二）处理冒顶措施1、出现冒顶事故时，当班工长及跟班人员要现场亲自指挥处理，备齐物料，待顶板稳定后，停机停溜，用长把工具摘除活矸危岩，专人观察顶板，在支架掩护、后退路畅通情况下作业。2、处理冒顶必须停机停溜，从冒顶区的一侧逐渐控制进入冒落区，先用抬棚或工字钢打上单体柱，控制住冒顶区，然后利用前梁使用板梁或工字钢一端插入煤帮，另一端托在前梁上，然后用板梁或工字钢将顶板蓬严。3、处理冒顶严禁空顶、空帮作业，禁止在支架顶梁上方处理；冒顶区支架应派熟练的支架工操作，移架要带压擦顶移架，少降快移；当冒顶区跨度较大时，要在护好顶板前提下，进行煤帮端支木墩或打支柱方法托棚处理。4、处理冒顶时，不得操作相邻支架，人员不得在面前冒顶区顶板下行走或逗留。5、放顶煤方法：采用一刀一放，低位间隔顺序放煤法，利用采场压力，反复支撑和尾梁摆动综合性松动放顶煤，放顶煤可采用分段同时进行，但一次最多只可以打开三个放煤口，放煤口以尽可能多放煤为原则，但见到顶板矸石时，要立即关闭插板停止放煤。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 6、两巷支架的回撤：两巷使用拔柱器和放水手把人工回柱。回柱前先整改支架、清理后路，确保过顶严密、支柱正规有劲，后路安全畅通；并备用工具、材料，回柱时先在待回顶梁下方插齐水平销，再挂好大笆，将拔柱器挂在正规有劲的支柱上，钩头挂牢待回支柱的手把及柱鞋链，拉紧拔柱器绳，松掉拔柱器手把，回柱工严禁正对钩头操作，防止脱钩伤人；然后按由里向外、由下向上的顺序逐棚卸载单体支柱并拉出，最后再回收顶梁。两巷回撤支架时挡矸要严密，严禁窜矸，必须与工作面放顶线回成一条直线，必要时可超前回收一硐，隅角悬顶走向超过 1m 或瓦斯积聚空间超过 0.5m3以上时必须充填。检修班上一班，机巷老塘角回柱要滞后下端头过渡支架尾梁一硐（1.2 米），以便于检修老塘链板机机头、机尾，检修后应及时收作机风巷老塘角。三、端头支护方法1、工作面上下端头各使用三架过渡支架支护顶板。2、移动端头过渡支架时，其他人员必须撤到安全地点后操作。移架前要先检查两出口支护情况，严格按先“支支后替”的原则，操作时周围 5m 范围内不得有人作业或停留，移端头支架要与收作密切配合，保证两出口支护安全。3、移机头（尾）时，要按“先支后回”的原则替柱，补柱。4、端头过渡支架与两巷单体支架之间的距离不得大于 500mm，落差不得大于300mm，否则必须加补单体支架棚。5、加补棚梁头、支柱定位要与两巷抹帽棚一致，加补棚可超前工作面煤壁 13m回采，棚距为 500mm，使用限位铰接梁，插齐水平销，严禁用异物代替水平销，拴牢防倒绳，严禁使用坏梁坏柱，发现有自动卸载柱，缺少限位板的梁子，应及时更换。6、若运输机上窜下滑，两端头另外加棚，使用风镐、手镐落煤，落煤后及时支护，由上向下逐棚进行，连续挂梁不得超过三根，顶板破碎，易片帮段应挖一棚，架一棚，背一棚，支柱要正规，迎山角度合理。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 7、端头支架的单体必须根根穿鞋，铁鞋直径为 300 mm，如底软或支柱钻底量较大时必须在铁鞋下面加放方木，确保支护系统的强度符合要求，单体的初撑力不小于 50KN/棵。四、两巷及超前管理方法1、超前管理的形式：为了确保巷道在生产过程中符合安全生产要求，巷道超前管理的形式为：抹帽；挑棚；套棚。 2、超前支护的范围：两巷自工作面煤壁向外 020m 范围内必须超前支护，其中：58m 范围内必须超前抹帽，820m 范围内必须架设挑棚；另外要根据两巷压力及巷道支护情况，可扩大超前管理范围，如巷道断面或腰帮过顶质量不符合安全生产要求时可以采取套棚、撕帮的形式超前支护。五、支护质量要求1、两巷抹帽棚单体支柱要根根穿鞋，支柱架设正规，迎山合理，确保初撑力不低于 50KN/棵。2、加强腰帮过顶，顶板破碎处要重新过顶或用料接实，上、下帮要背实，以防片帮、漏顶，严禁空帮、空顶。3、两巷超前管理要保持巷道宽度和高度，高度不低于 1.8m，人行道宽度不低于0.7m，确保通风断面不低于设计断面的 70%。4、两巷使用的梁、柱应编号清晰、对号管理，5、不同规格的单体液压支柱和金属铰接顶梁不得混合使用，特殊地段需要使用时，必须编制专项技术措施 分段集中管理使用。6、两巷维护人员对断梁折柱等现象应及时更换，超前支护用的梁、腿要符合规定，变形的梁子、柱帽少爪或自动卸载的单体须及时更换。7、不同规格的材料应在风巷的料场内分类码放整齐，并挂牌管理。杂物、浮矸应清理干净，积水及时排除，做到文明生产。8、超前棚要正规有劲，架设成一直线。其偏差不大于50mm。9、替掉的 U 形钢和工字钢棚应及时运出，距工作面 50m 以外，靠一帮堆放整齐， WORD 格式整理版 学习参考好帮手 及时升井。10、随着工作面推进，机头第一架及机尾最后的一架的后立柱与限位梁老塘端基本平齐，多余的砸掉水平销，回掉限位梁和支柱。11、两巷单体必须根根穿鞋初撑力不小于 50KN/棵，人行道两侧拴齐防倒绳。第八节节 安全避险险“六大系统统”一、监测监控系统本矿已装备 KJ70N 型煤矿安全监测系统，满足矿井生产需要。分站分别对综放、综采和掘进工作面的瓦斯、主要机电设备的开停及电源的断电状态、主要风门的开闭状态、井底煤仓的煤位、风筒开关状态、机电硐室的温度等进行监测。一旦监测到瓦斯浓度超限，立即声光报警；如瓦斯浓度继续升高达到限值时，即对监测范围内的非本质安全型机电设备实行超限断电，并对掘进工作面的非本质安全型机电设备实行风电瓦斯闭锁和超限断电。监测监控系统能对临时/永久避难硐室内外的甲烷和一氧化碳、氧气浓度及温度等环境参数进行监测，保证实现 24 小时连续监测。在整个额定防护时间内，紧急避险设施内部环境中氧气含量应在 18.5%23.0%之间，二氧化碳浓度不大于 1.0%，甲烷浓度不大于 1.0%，一氧化碳浓度不大于 0.0024%，温度不高于 30，湿度不大于85%。二、人员定位系统本矿已有 KJ296 型矿用人员定位系统，该系统识别卡数量不小于 8000，完全能满足矿井所需。人员定位控制系统设在安全生产调度指挥中心机房内，配有服务器 2 台作为双机备份，传输接口 1 台用于服务器与井下的信号传输。系统通过 WBE 方式浏览，实现 24 小时值班监控。1、KJ296-K2 型识别卡凡出入井人员皆配备了人员信息识别卡。 。2、KDW0.25/10 矿用隔爆兼本安型电源 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 每台识别分站配置 1 台本安型电源，为井下分站供电，其后备电池可保证在交流电停电情况下，识别分站可连续供电 4 小时以上。2、KJ296-F 识别分站识别分站安装于人员主要经过的巷道中，接入已有的人员定位系统中。根据矿井井下巷道、硐室的分布情况及紧急避险路线，设计在井下设置 30 个 KJ296-F 识别分站，具体位置为：在巷道分支处，综采工作面，掘进巷道、临时/永久避难硐室出入口、采区变电所等重要区域。3、传输电缆：分站与分站之间的主传输电缆： MHYBV-141/1.0mm；三、通讯联络系统1、井下有线通信系统目前井下共安装型号为 KTH3 的防爆话机 78 部，主要分布在重要的配电硐室、绞车硐室、排水点、皮带转载点、掘进迎头、采煤工作面、避难硐室以及人员密集的区域等重要地点。在井下中央泵房、中央变电所、避难硐室等要害场所均已安设了直通调度室的直通电话，可以直通调度室。2、矿井无线通信系统本矿已有一套 KT23 型无线通信系统，在井下主要巷道设置矿用中心控制器，在采区变电所、临时/永久避难硐室、综采工作面顺槽及其他主要行人处设置矿用基站，从而实现信号全覆盖。今后要逐步更换采用信号覆盖强度大、传输距离相对较远的井下 3G 无线通讯系统。在布线困难、工作环境差的地点采用无线接入的方式实现功能最大化。3、井下广播系统矿井已配备 KYXB-127 型矿用语音广播系统。目前井下共安装防爆音箱 25 台，其中主音箱 8 台，副音箱 17 台。井下终端、接口、矿用本安电源应设置在便于观察、调试、检验、围堰稳定、支护良好、无淋水、无杂物的位置。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 四、压风自救系统压风自救系统由 SA-250A 型螺杆式空气压缩机、高压供风管路、压风自救装置等组成。高压供风管路安设在集中轨道大巷、运输大巷和工作面顺槽，每隔 50 米设一组 25mm 截止阀，压风管路紧跟掘进迎头及回采工作面。压风自救装置均安装在避灾线路上的施救硐室内，每间隔 200m 设置一组。五.供水施救系统国家安全监管总局、国家煤矿安监局关于建设完善煤矿井下安全避险“六大系统”的通知中指出：建设完善矿井供水施救系统。本矿井井下已设有完善的消防洒水供水系统，该系统也同时作为救灾的供水施救系统。因此现主要提高整个消防洒水供水系统的可靠性，使管道系统具有更强的抗灾应变能力；增大管道的敷设范围，以满足救灾的需要；增加供水系统的功能，使其作为供水施救系统，不但在救灾时发挥提供灭火，抑制瓦斯、煤尘爆炸的强大水源作用，而且也可以作为向被困人员提供饮用水、输送营养液等救生物品的通道。（一）系统功能1、系统具有防尘供水功能。满足矿井生产供水要求。2、具有供水水源优化调度功能。在工业场地生活给水管网中增加一套转换装置，当井下供水施救时，能够自动切换到提供清洁饮用水。3、具有在灾变期间应急供水功能，发生灾难时作为救灾的供水施救系统。4、具有管网异常报警功能。5、具有水源、主干水管管网压力、流量监测功能。（二）系统组成供水施救系统由一座 600m的井下消防洒水水池、地面供水管网、井下消防洒水供水管网、三通、阀门、过滤装置及监测供水管网系统等组成。（三）设备布置所有采区避灾路线上敷设供水管路，管路安装高度 2.12.3m。1、综采工作面（1）在每个工作面上下口 40 米各设一个供水点，每处分出五个分支接 10 闸阀 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 供施救用水。 （2）采煤工作面运输顺槽每隔 50 米设一三通及闸阀，采煤工作面回风顺槽每隔100 米设一三通及闸阀，轨道和运输顺槽每隔 200 米设一个供水点，每处分出五个分支接 10 闸阀供施救用水。 （3）以上供水设置装置随着工作面的回采不断向后移设。 2、掘进工作面（1）在距离工作面 40 米处设一供水点，每处分出五个分支接 10 闸阀供施救用水。 （2）每隔 100 米设一三通及闸阀； （3）每隔 200 米设一供水点，每处分出五个分支接 10 闸阀供施救用水。 （4）回风巷道每隔 100 米设一三通及闸阀； （5）运输巷道每隔 40 米设一三通及闸阀。 3、候车室等人员集中地段采区变电所、绞车房、水泵房等有工作岗位的地方设三通及闸阀。4、临时避难硐室及避难硐室紧急避险设施内设置供水阀，且接入避难硐室和临时避难硐室前的 20 米供水管路采用高压软管；接入避难硐室供水管径为 DN50，硐室内设五个供水点，每供水点分出五个分支接 10 闸阀供施救用水；接入临时避难硐室供水管径为 DN25，舱内设一个供水点，供水点分出五个分支接 10 闸阀供施救用水。避难硐室最大小时供水量为4.5m3/h，满足 100 人的饮用水水量要求；临时避难硐室最大小时供水量为 0.9m3/h，满足 20 人的饮用水水量要求。5、压风自救装置每一压风自救装置处和供压气阀门附近均安装供水支管和阀门，支管管径为DN25。压风自救装置处最大小时供水量为 0.9m3/h，满足 58 人的饮用水水量。（四）维护 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 1、一旦发生火灾，井下消防、洒水水池的出水管能够自动地由平时出水状态切换成消防时的出水状态。2、加强供水管路维护，不得出现跑、冒、滴、漏现象，保证阀门开关灵活，流水畅通。3、在各采掘作业地点、主要硐室等人员集中地点配桶装饮用水，定期更换水，保持饮水质量。以备在灾变期间作为应急水源。4、定期检查供水施救系统运转情况，确保系统平均无故障工作时间不小于800h。六、井下紧急避险系统煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定要求“煤与瓦斯突出矿井以外的其他矿井，从采掘工作面步行，凡在自救器所能提供的 额定防护时间内不能安全撤到地面的，必须在距离采掘工作面 1000 米范围内建设避难硐室或救生舱。”1、紧急避险系统基本要求紧急避险系统应与监测监控、人员定位、压风自救、供水施救、通信联络等系统相互连接，在紧急避险系统安全防护功能基础上，依靠其他避险系统的支持，提升紧急避险系统的安全防护能力。紧急避险设施应具备安全防护、氧气供给保障、有害气体去除、环境监测、通讯、照明、动力供应、人员生存保障等基本功能，在无任何外界支持的条件下额定防护时间不低于 96 小时。紧急避险设施的容量应满足服务区域所有人员紧急避险需要，包括生产人员、管理人员及可能出现的其他临时人员，并按规定留有一定的备用系数。紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施应有清晰、醒目的标识。紧急避险系统应随井下采掘系统的变化及时调整和补充完善，包括紧急避险设施、配套系统、避灾路线和应急预案等。 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 紧急避险设施的配套设备应符合相关标准的规定，纳入安全标志管理的应取得煤矿矿用产品安全标志。可移动式救生舱应符合相关规定，并取得煤矿用产品安全标志。可移动救生舱设置必须满足煤矿井下紧急避险系统建设管理暂行规定要求。2、紧急避险设施设置情况根据井下巷道布置和考虑实施要求，设计在下列位置设置了避难硐室及临时避难硐室。（1）已建避难硐室目前，*煤矿已建设完成二个永久避险硐室和一个临时避险硐室，分别通过了省局、市局验收。（2）拟建避难硐室根据矿井采场生产实际情况及目前井下工作人员分布，拟在-670m 辅助水平采区变电所以西各布置一永久避险硐室，硐室面积按 100 人施工，为-670m 辅助水平服务，设备暂按 100 人永久避险硐室装备。自工作面切眼位置开始，在上、下顺槽每隔 1000m 各设置 1 个临时避难硐室。3、避灾路线根据井下发生灾害的地点不同或灾害类型不同，应采取不同的避灾路线。因此事故发生时，在场人员应尽量了解或判断事故性质、地点与灾害程度，并由在场的负责人或有经验的老工人带领，根据当时当地实际情况，本着“就近有利”的原则，选择安全路线或沿预先规定的安全路线，迅速撤离危险区域，有条件时，应及时通知地面调度室及相关区域人员，告知灾害种类、预定撤离方向等，以便有效组织营救。井下发生火灾时，要立即通知附近的工作人员迅速撤出灾区，向火焰燃烧的相反方向撤退，最好利用平行巷道，迎着新鲜风流绕过火区，沿新鲜风流的相反方向走出来，在从火区撤出时，必须戴上自救器。井下发生瓦斯、煤尘爆炸事故时，会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。这时，要迅速背着空气震动的方向，脸朝下，卧倒在沟里或者用湿毛巾堵住嘴 WORD 格式整理版 学习参考好帮手 和鼻子，还要用衣服等物掩盖住身体，使身体的暴露部分尽量减少。事故发生后，首先要积极进行自救，戴好自救器，根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线，尽快离开灾区。两人以上要编组同行，由有经验的老工人带领。行进中要注意通风情况，要迎着进风的方向走。井下发生透水事故时，应撤退到涌水地点上部水平，而不能进入涌水附近的独头巷道。但是当独头上山下部唯一出口被淹没无法撤退时，也可在独头工作面暂避。井下发生冒顶事故时，要及时加强冒顶区的支护，全力营救被岩石埋住的人员。在灾害发生时，井下人员应判断在随身携带的自救器防护时间内能否到达安全地点，如果判断结果是不能按时到达或无法确定，必须就近到达压风自救装置地点、进入移动救生舱或进入永久避难硐室进行避难，并设法通过直通电话报告地面调度室，等待救援。避灾路线标牌紧急避险设施的设置要与矿井避灾路线相结合，紧急避险设施有清晰、醒目、牢靠的标识，硐室口采用红色颜料进行粉刷。矿井避灾路线图明确标注紧急避险设施的位置、规格和种类，井巷中有紧急避险设施方位的明显标识，以方便灾变时遇险人员迅速到达紧急避险设施，避灾路线的指向牌采用反光材料制作，以方便人员辨识。