煤矿6502-8502区3条带设计书

1、辽源矿业（集团）有限责任公司梅河煤矿六井6502-8502区条带准备设计PAGE - 12 -第 PAGE 68 页 共 NUMPAGES 68 页保存单位： 编 号： mhmklj-sj-2014-1辽源矿业（集团）有限责任公司梅河煤矿六井6502-8502区条带准备设计 设 计：井 长技术主管安全井长监察站长机电段长通风段长编制日期：2014年7月11日呈报日期： 批准日期： 执行日期： 6502-8502区条带准备设计 第一章 地质资料第一节 采区几何尺寸、位置、边界、煤柱6502-8502区条带位于梅河六井井田五层煤向斜构造轴部，-20.1m-99.3m水平之间，该区工作面长7m，可采

2、走向长407m，风道标高为-20.1m-99.3m、溜道标高为-30.7m-96.5m。该区东部以-9勘探线东50m为界；西部以-5勘探线东22m为界。南部距6502-8502区条带溜道为界，北部距+50-100开拓系统集中皮带道11.548.8m保护煤柱为界。上部54028402区（上、下段）采区现正在开采，下部为九层煤待开发区原始煤层。6502-8502区条带，与本区间隔6m保护煤柱。第二节 临区开采情况，采动后对矿井或地面影响的预计和采取措施54028402区，采法为综采放顶煤，剩余走向长度为400米。预计2015年2月末结束，接续区为6502-8502区条带。6502-8502区条带对

3、应地表标高为+351.6+352.4m之间，地表为兰卜村旱田地，地表无建筑物。该区上部对应地表为兰堡村水泥公路，于本区间隔372.5m450.9m左右，于本区最大距离450.9米，此公路横穿本区结束边位置。预计采区回采后，对该公路路面及刘堡小河有一定轻微下沉影响，对行驶车辆无较大影响。回采前提前圈定采区塌陷范围，并通知该区域土地拥有者-兰堡村村委会，通知村民不得进入塌陷区内活动。该区水文地质条件简单，主要涌水量为四层和五层煤旧采迹通过采动裂隙逐渐下渗的水量，预计采区涌水量为512m3/h,回采时应提前编制好采区探放水措施及采区防治水措施。采区回采前及回采中应对四层煤和五层煤旧采迹内需进行打探放

4、水钻防治水工作，提前做好放水工作，确认无水害威胁后，方可进行正常回采工作。第三节 井上、下对照图，采区边界煤柱设计图（见附图）第四节 采区储量图表和采区回采率工业储量（吨）可采储量（吨）采区回采率31046426336785工业储量：440727.01.4= =440*72*7.0*1.4 310464吨可采储量： 407717.01.493 =407*71*7*1.4*0.93 263367吨采区回采率：85%第五节 煤层结构、厚度、倾角、硬度、煤种本区煤层厚度赋存不稳定，煤层由南向北逐渐变厚，由轴部煤层向可采边界逐渐变薄。该区煤层厚度溜道为68m，至可采边界逐渐变薄为1.0m，平均煤层厚度

5、为7.0m。煤层中含有24层砂岩夹石层，厚度多为0.051.0m左右，赋存不稳定，局部变薄尖灭。该区煤层走向为：N87，倾向357，煤层倾角825，平均倾角16。煤层硬度2。煤种为长焰煤。该区煤层煤质情况：水分：8.2511.4/9.83，灰分：17.1230.51/23.81，挥发分：44.1049.30/46.70，发热量：17.1223.30/19.11Mj/Kg，硫分：0.39。第六节 地质构造及围岩性质本区回采煤层为五层煤向斜构造轴部，回采水平为0-100m水平之间。预计本区内无较大的地质构造赋存，受向斜构造影响多为小的正断层赋存，断层断距小于1.0m，对掘进及回采工作影响较小。区内

6、无褶曲构造，无岩墙，无陷落柱影响。该区煤层顶板：老顶、直接顶为褐色泥岩，较软，破坏后成块状，厚度8.010.0m，赋存较稳定。底板为褐色泥岩，较软，破坏后成块状。第七节 有害气体的含量或突出危险，煤层自然发火期、煤尘爆炸指数该区主要有害气体为瓦斯，无突出威胁。预计该区掘进期间瓦斯涌出量为0.53/分，回采期间瓦斯涌出量为2.53/分.自燃发火期为2个月，煤尘爆炸指数为56.1。第八节 地表变形预计一、概况1、该区位于六井井田轴部，属5层煤，煤层缓倾斜。5402-8402煤柱区长560米，宽55米，风道标高为-77.061.3米，溜道标高为-7860.2米。煤层倾角为13.5，开采厚度为13.2

7、米。正在回采。6502-8502区长400米，宽77米，风道标高为-99.3-20.1米，溜道标高为-100-30.7米。煤层倾角为18，开采厚度为7米。将要准备。2、开采方法为综采放顶煤，顶板管理为全部陷落。3、附近最晚结束采区是4202-8202煤柱区，于2013年12月回采完毕。4、本区上方地表是塌陷区，标高352357米，正上方水泥路已经下沉变形、北部有民房。二、地表变形预计1、6502-8502煤柱区与5402-8402煤柱区从时间和空间上都较近，两区一起预计。2、本次预计进一步掌握本区开采后水泥路和民房受影响的程度。3、采取在图纸上选择特殊点的方法预计变形值大小来表示其变形程度。我

8、们共选择了21个特殊点，位置如平面图所示。4、预计方法为概率积分法，采用北京煤科院编制的地表移动变形预计程序电算而成，计算机绘制变形曲线和下沉曲线。5、地表移动参数(参考其他采区裂隙位置，tan()选择1.2)下沉系数水平移动系数tan()0.750.31.26、采区参考角点坐标及采深块段编号参数值坐标123455402-1采厚(m)7x(m)439750734437煤层倾角18y(m)667718778732传播角83H(m)4105402-2采厚(m)7x(m)750879998992734煤层倾角18y(m)718761780818778传播角83H(m)4376502采厚(m)7x(m

9、)585980963571煤层倾角18y(m)677754830754传播角83H(m)4537、地表下沉等值线下沉盆地边缘为下沉值等于10mm的值圈定，该采区的最大下沉值达到1756.0256mm，其盆地中心在两采区中间。8、地表水平变形等值线从水平变形等值线图上看，该区开采后地表变形将产生一个压缩区和四个拉伸区，其正值为拉伸，其最大拉伸值达到4.6149mm/m，负值为压缩区，其最大压缩值达到-9.1162mm/m。地表将在拉伸最大值的区域内产生裂缝和沉降台阶。9、在开采后的变形情况请参阅特殊点计算移动与变形最大值表和散点预计变形值表。散点预计变形值成果表11、两带高度计算根据煤科院提供的

10、经验公式H冒=100M/（0.832M+6.9）=10014/(0.83214+6.9)= =100*14/(0.832*14+6.9) 75.48米H裂=100M/（0.795M+4.4）=10014/(0.79514+4.4)= =100*14/(0.795*14+4.4) 90.148米三下采煤规程防水安全煤岩柱保护层厚度（不适用于综放开采，单位：m）覆岩岩性05455707190abcdabcdabcd坚硬4A5A6A7A1518202217202224中硬3A4A5A6A1013151712151719软弱2A3A4A5A5810127101214极软弱2A2A3A4A注：A=M/n

11、、M累计采厚、n分层厚度；a:松散层底部粘性土层大于累计采厚；b:松散层底部粘性土层小于累计采厚；c:松散层全厚为小于累计采厚的粘性土层；d:松散层底部无粘性土层；风道最高点标高为50.5米，砂层底板标高320米，采区至砂层底板距离=砂底标高-风道标高-采高=320-50.5-7= =320-50.5-7 262.5米。弯曲下沉带厚度=采区至砂层底板距离-H裂=262.5-90.1= =262.5-90.1 172.4 450-113.7 米，大于K*H保=50米（H保取10m，即中硬岩性，5570，a列；考虑上表不适用于综放，因此采用H保乘以最大系数K=5）。三、结论建筑物、水体、铁路及主要

12、井巷煤柱留设与压煤开采规程中砖混结构建筑物损坏等级表:损坏等级裂缝宽度mm水平变形(mm/m)曲率(10-3/m)倾斜(mm/m)损坏分类14（10）2.00.23.0轻微损坏215（30）4.00.46.0轻度损坏330（50）6.00.610.0中度损坏430（50）6.00.610.0严重损坏以此为依据对以上预算结果进行如下说明：两采区回采后，水泥路有4、5号点水平变形超过轻度损坏值，3、4号点倾斜值超过轻度损坏值，3-5号点下沉值在500mm以上，最大下沉值4号点达到1142mm。小河最大下沉值在10号点，为560mm。民房和水渠没有达到轻微损坏值，但在17号点有110mm的下沉值。四

13、、采取的措施：根据以上变形预计结果，我们认为在开采时应注意以下几方面问题：1、采区回采时，对应地表不准积水。2、派人定期巡视民房是否受采动影响。梅河煤矿生产技术科杨雪伟 2014年7月14日第二章 重点说明第一节 采区概况及设计依据1、采区概况本井54028402区下段溜道既将准备完毕，投入生产，接续区为6502-8502区条带采区。2、采区设计依据本区位于五层煤向斜构造的轴部，0-100水平之间，采区走向平均长度407米，工作面长度71米，工作面倾角为918。采区风道6502-8502区条带风道为界，并留设6米保护煤柱。采区溜道以五层煤向斜构造的轴部为界。本区开切位于-5勘探线东22米。采区

14、结束边拟定在采区边界道前12米处。本区的设计依据是根据煤层赋存情况、结合我井54028402区及65028502区条带、条带俯斜综采放顶煤的开采实践经验，减少煤炭资源的损失，提高煤层的回采率，决定采用综采放顶煤的采煤方法。利用-100+50集中皮带道入风、出货等，利用-100大巷运料、运输综采架子等，利用采区专用回风道进行回风。该区设计为采区内巷道布置。即风道、溜道、联络道、开切、架子道、风道等。第二节 采区准备设计的确定6502-8502区条带采区根据煤层赋存情况、结合我井54028402区及65028502区条带、条带俯斜综采放顶煤的开采实践经验，决定采用综采放顶煤的采煤方法，后退式开采，

15、设计平均采放高度为7m。1、采区两道的确定本区煤层厚度变化大，风道、溜道尽量沿煤层底板布置，工作面尽量保持等长。在设计时，风道、溜道局部打半岩、打全岩，风道高于溜道。作业要素：中心、底板，或中心、腰线。掘送时，要结合煤层赋存情况及时调整作业要素。采区溜道布置在布置在5层煤轴部，上部为54028402区溜道，道标高：-30.7 m-100m，长度：421m，坡度：024。风道布置在五层煤轴部南侧，与65028502区条带溜道留保护煤柱6米，标高：-20.1m-99.3m，长度：417m，坡度：018。2、开切位置的确定开切位置暂拟定于-5勘探线东22米，届时根据煤层厚度变化情况考虑是否顺延。3、

16、采区联络道、插孔道的确定综合考虑采区走向达407米，根据安全规程要求，采区走向超过300米，要射联络道，利于行人运料，以及避灾，设置一条采区联络道，采区联络道标高：-50.8m72.3m，长度：76m，坡度： 22。插孔道从-100+50集中皮带道插孔施工，施工至五层煤底板，掘送溜道，巷道标高：-65.9m72.3，长度：36m，坡度：10。4、采区架子道的确定综合考虑采区回采时回风及运料关系，利用-100大巷为采区及运输综采支架等设备。5、 采区疏水道的确定溜道疏水低洼点设风水泵进行疏排水，水从溜道至-100大巷，经过-150100入风巷进入-150水仓。4、采区边界道的确定综合考虑采区回采

17、时回风及运料关系，边界道设备在5402-8402区边界道往东6米位置处，巷道标高：-96m99.3，长度：84m，坡度：0230。5、结束边：结束边拟定在采区边界道前12米位置。见采掘工程平面图。6、专用回风道设计：本区沿九层煤掘送到-100专用回风道做为6502-8502区条带专用回风道使用。7、工作面坡度：风道高于溜道，工作面倾角为918。8、采放高度的确定：根据煤矿安全规程第68条第5款规定，采放高度规定不得超过1：3，采放高度不得超过13.2米，根据煤层赋存条件，设计平均采放高度为7米，符合规定。第三节 各系统说明工作面回采时的各系统说明1、通风系统皮带井-100+50集中皮带道650

18、2-8502区条带溜道工作面6502-8502区条带风道专用回风道-100大巷-100暗副井车场-100+50暗副井井筒+50大巷副井地面。2、运煤系统工作面6502-8502区条带溜道-100+50集中皮带道折返皮带道+50煤库+50+200皮带上山倾角强力皮带道地面。3、排水系统工作面6502-8502区条带溜道边界道-100大巷-100-150回风上山-150大巷-150水仓-150管子道-100大巷暗副井+50暗副井车场+50石门大巷+50水仓+50管子道副井地面。4、消防火系统露天水池副井井筒+100副井车场+100大巷+100+50疏水下山拆返皮带道+50-100集中皮带道6502

19、-8502区条带边界道6502-8502区条带风、溜道采区工作面。5、运料系统地面副井+50副井车场+50石门+50暗主井车场暗主井-100暗主井车场-100大巷6502-8502区条带风道工作面。6、瓦斯抽放系统工作面6502-8502区条带回风顺槽集中风道-100大巷-100+100暗副井井筒-50+100回风上山+100石门+100主井车场主井地面。7、供电系统-150变电所-150-100入风上山-100+50四层皮带上山6502-8502区集中溜道6502-8502区条带运输顺槽工作面。8、防尘系统+195水池主井绞车道+100主井车场+100大巷+100水池+100+50疏水下山拆

20、返皮带道+50-100集中皮带道6502-8502区条带边界道6502-8502区条带风、溜道工作面。9、压风系统地面压风站副井+50副井车场+50石门+50暗主井车场-100暗主井车场-100大巷6502-8502区集中风道6502-8502区条带回风顺槽工作面。第三章 采区设计第一节 采煤方法 、回采工艺、顶板管理方法选择及依据1、采煤方法选择依据：根据该区煤层的赋存情况并结合我井俯斜综放采煤方法的经验，确定该区的采煤方法为俯斜综采放顶煤的采煤方法。2、回采工艺：采煤机割煤推溜子移架子放顶煤3、顶板管理方法选择依据：顶板管理方法为架后自然垮落，其依据为我井各个采区开采实际经验。4、开采程序

21、：后退式开采。第二节 开采顺序、采煤设备及采煤方法图1、开采程序：本区由上向下采用俯斜综采放顶煤的采煤方法进行回采。2、采煤设备：1）MGD150单滚筒采煤机。2）工作面煤帮采用：SGD-630/220型刮板运输机 工作面砂帮采用：SGD-630/180型刮板运输机3）ZF4000/18.7/33G液压支架。4）溜道采用：SGW-40t刮板输送机SDJ-800带式输送机5）BQS20-50潜水泵。3、采煤方法图1)工作面平面图(单位：mm)2)工作面纵、横剖面图(单位：mm)第三节 采区生产能力，回采掘进工作面个数、采掘比例关系1）采区日生产能力：T=NLSmc=4710.571.40.931

22、295吨式中：N-日循环次数：4次； L工作面长度，米； S采煤机的截深，0.5米； m采高，米； 煤的容重，吨/米3； c工作面回采率，约为93；2）回采工作面个数：1个3）掘进工作面个数：2个4）采掘比例关系：1：2第四节 采区服务年限及工作制度1、采区服务年限： =407*71*7*1.4*0.93 2633671295203天6.7个月。2、工作制度：“三八”作业制第五节 采区巷道布置、小阶段划分个数1、采区巷道布置采区巷道布置：见6502-8502区条带平、剖面图。2、小阶段划分个数：本区内无小阶段划分。 第六节 巷道工程说明 工程量统计表序号巷道名称标 高煤岩别断面坡度（）支护形式

23、工程量（米）荒（m2）净（m2）1上段溜道-30.7-72.3煤10.810.4924锚网1692下段溜道-72.3-96.5煤10.810.479锚网2483上段风道-20.1-50.8煤10.810.4012锚网1414下段风道-50.8-99.3煤岩10.810.4012锚网2805插孔道-65.9-72.3煤10.810.410锚网366联络道-72.3-50.8煤10.810.422锚网767开 切-20.1-30.7煤10.810.49锚网718边界道-96-99.3煤岩10.810.40230锚网849专用回风道-102-99.3煤岩10.810.4030锚网333总计1438说

24、明: 总工程量1438米,其中岩巷235米,煤巷981米,半煤巷222米。第七节 采区准备顺序、预计工期、掘进设备、万吨掘进率采区准备顺序1、先期形成通风系统掘送采区上段：先期掘送插孔道，边界联络道与-50大巷形成回风系统，而后掘送采区上段风、溜道、开切，形成采区上段，保证采区接续。601队：6502-8502区条带插孔道 边界联络道 上段风道602队： 6502-8502区条带上段溜道开切预计工期(36+76)5=23d(141+169+71)10=38d2、掘送采区下段601队：6502-8502区条下段溜道602队：6502-8502区条边界道下段风道 (248+280+84)10=53

25、d3、掘送采区专用回风道601队：6502-8502区条专用回风道602队：6502-8502区条专用回风道（对头）3338=42d采区形成需要23+38+53+42=156天为减轻工人劳动强度，增加掘进速度，在掘进期间使用适合综掘机和装载机。2、掘进设备：刮板运输机：SGW-40T风煤钻：JQS50型吊 挂 皮 带：SPJ-8003、万吨掘进率：1438m26.34万t =54.59m/万t第八节 采掘工程平面图（详见图纸）第九节 支护设计根据该区地层岩性、地质构造、及水文地质特征等条件， 及以往生产的实际情况，本区回采巷道选用3.6锚网加锚索联合支护，局部巷道喷浆。由于部分巷道过旧采迹或旧

26、巷选用40U3.63半圆拱三节U型钢棚进行支护棚距0.5m/架或0.8m/架。3.6锚网支护地点断 面锚 杆金属网规 格荒m2净m2种类规格 m锚深m锚 药眼 距5.01.2种类型号顶眼帮眼纵横纵横风道、溜道、开切、联络道、边界道、10.48.8螺纹钢锚杆2.4222.35树脂MS233500.70.60.70.65.01.2附支护主视图、侧视图、临时支护图S=1：50 单位mm说明：1、临时支护：采用挑前探杆的方法或采用临时性锚网封帮护顶。2、锚杆螺母外漏长度于1040。3、锚索按“ 三、三”的排列方式进行布置，锚索纵横间距：3.0米1.0米。锚索长7.3米，锚深7.05米，锚索锚具外露15

27、0250。U棚3.63支护地点支架材料支架规格(Mcm)断面(m2)尺寸(m)棚距柱窝棚梁棚腿荒净上宽中宽中高(m)(m)风道、溜道、开切、联络道、边界道40U3.6m,三节U钢棚3.32.410.38.73.62.80.80.2附支护主视图、侧视图、临时支护图 S1：50 单位mm 3.63节U型钢断面图 侧视图说明：1、最大控顶距1.0m，背衬锚网。2、给棚时，要掌握好巷道的迎山角，平均68迎1。3、采用架棚巷道时，要打好前探杆。4.0m锚网支护地点断 面锚 杆 金属网 规格 m荒m2净m2种类规格 m锚深m锚 药眼 距5.01.2种类型号顶眼帮眼纵横纵横溜子道10.49.8螺纹钢2.42

28、22.35树脂 MS233500.60.70.60.75.01.2说明：1、临时支护：采用挑前探杆的方法或采用临时性锚网封帮护顶。2、锚杆螺母外漏长度于1040。3、锚索按“ 三、三”的排列方式进行布置，锚索纵横间距：3.0米1.0米。锚索长7.3米，锚深7.05米，锚索锚具外露150250。4一通三防设计4.1.1 准备期间1、通风系统、6502-8502区条带上段外围系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道入风立眼+50暗井绞车通路+50暗主井车场 暗主井-50暗主井车场局扇6502-8502区条带上段边界道工作面-50大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副

29、井筒主扇地面。、6502-8502区条带上段区内系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道局扇6502-8502区条带上段溜道工作面6502-8502区条带上段边界道-50大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道局扇6502-8502区条带上段风道工作面6502-8502区条带上段边界道-50大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。、6502-8502区条带下段外围系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮

30、带道入风立眼+50暗井绞车通路+50暗主井车场 暗主井-100暗主井车场局扇6502-8502区条带下段边界道工作面-100大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。、6502-8502区条带下段区内系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道局扇6502-8502区条带下段溜道工作面6502-8502区条带下段边界道-100大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道局扇6502-8502区条带下段风道工作面6502-8502区条带

31、下段边界道-100大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。2、工作面风量计算工作面风量计算计算公式风量（m3/min）1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qK1402、按炸药量计算：Q=25A101.253、按人数计算：Q=4N724、工作面应配风量最小值（按最低风速计算）：1565、确定掘进工作面实际配风量（满足以上4项要求）：1566、按局扇吸入风量计算准备期间需要风量：Q=Q局+Q巷道3857、局扇安装地点： -50暗主井车场（1套） -100暗主井车场（1套）+50-100集中皮带道（2套）8、局扇型号： FBDJ5.027.5 两台280m3/min；9、局扇安装标准：

32、三专（专开关、专变压器、专线路），双风机、双电源、自动换扇符合标准风排瓦斯量取0.7m3/min；K瓦斯涌出不均匀风量备用系数取2.0；A炸药用量 ，kg（分次放炮选最大装药量；如计算风量过高可不按其值确定掘进工作面风量，但放炮及排烟期间，道口内所有人员必须撤至新鲜风流中，并在措施中详细说明）取4.05kg；N工作面作业人数 取18人；Q准备期间需要风量取385m3/min；Q局局扇吸入风量取280m3/min；Q巷道局扇至道口回风之间巷道风量（局扇 安设位置巷道断面为7m2半煤岩巷，根据规程规定半煤岩巷最低风速不得低于15 m/min,Q=VS=157=105取105m3/min）；S巷道最

33、大荒断面，10.4m2附：通风系统示意图（包括局扇、风筒、通风设施、巷道风量配备、后期局扇位置变动等）。 （见附图）2、风速校核：Q小S大V小=600.2510.4=154.5m3/min Q大S小V大=6048.7=2088m3/min Q小385m3/minQ大3、决定风量：385m3/min。4.1.2 回采期间1、通风系统、6502-8502区条带上段系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道6502-8502区条带上段溜道工作面6502-8502区条带上段风道-50大巷暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。、6502-8

34、502区条带下段系统西异皮带井（西异入风井）入风+50+200强力皮带道拆返皮带道+50-100集中皮带道6502-8502区条带下段溜道工作面6502-8502区条带下段风道6502-8502区条带专用回风道-100暗副井暗副井筒+39改造回风道+50副井车场副井筒主扇地面。2、工作面风量计算计算公式风量（m3/min）1、按瓦斯涌出量计算：Q=100qK5002、按炸药量计算：Q=25A33.753、按人数计算：Q=4N1204、按工作面温度计算Q60VS2405、决定风量500说明：1、q瓦斯绝对涌出量，取2.5m3/min；K瓦斯涌出不均匀风量备用系数，取A炸药用量，取1.35Kg（分

35、次放炮选最大装药量，如计算风量过高可不按其值确定掘进工作面风量，但放炮及排烟期间，道口内所有人员必须撤至新鲜风流中，并在措施中详细说明）。N工作面作业人数，取30人；V工作面平均风速，取0.5m/S；S工作面平均断面，取8m2；2、风速校核：Q小S大V小=600.258=120 m3/minQ大S小V大=6048=1920 m3/minQ小500 m3/minQ大3、决定风量：Q=500 m3/min 附：通风系统图4.2 防治煤层自然发火设计4.2.1 防治自然发火（一）、监测系统（束管监测、管路布置方式、监测内容） 本区上束管监测、安设CO监测传感器。本区采用AQG-300型号气体分析仪,

36、对采区溜道、风道后砂口及各设气体采样点。终端分析仪设在露天制氮房内，24小时对采区有害气体进行采样分析。（二）、预测预报方法1、瓦检员每班对采区上砂口、采区砂道以及抽放管内进行CO检查和温度检查，有发火隐患要及时向调度室及有关领导汇报，并把检查的煤温、空温、CO及CH4浓度，填写在自然发火观测站的记录板上。2、测温员每天对该区进行发火隐患及温度的检查，发现有超过35OC以上的高温及时汇报，通风段及时进行消防火处理，杜绝盲流发火。3、取气样员每天对该区上砂口进行取气样到矿化验室，进行化验，有发火迹象采取措施进行处理。(三) 、消防火系统能力、管路布置消防火设施：地面水池一个，储水量1245 m3

37、 ，砂井一个，储砂量200 m3。设 备：消火管路干线6，支线4。系统能力：每小时充砂量10m3，充砂倍线是4.74。（四）、采取的防灭火措施。（充填、灌浆、移动注浆、注氮、喷洒阻化剂、工作面月推进度等）1、对采区高温点采取插管、压浆、充砂处理。2、在采区风道回风侧留有备用注浆泵，如发生隐患可对作业地点进行注浆处理。3、定期对采区上、下砂口喷洒阻化剂，起到防灭火作用。4、为防治本区自燃发火，要求采煤工作面月推进度不得低于40米5、每月1号在采区下砂口用黄泥堵漏不低于3米，保证下砂口严密不漏风。（五）、5402-8402煤柱区防火门设计 1、根据煤矿安全规程规定，6502-8502区条带在回采前

38、，我井在6502-8502区条带风、溜道分别安设两道防火门。 2、风道安设防火门位置在6502-8502区条带风道口门位置（见通风系统图）。 3、风、溜道分别安设两道防火门，间距为6米，用料石、板子，水泥进行砌筑，并按工作面所需要的风量留好门口，不得影响运输和行人，按照门口的大小预制好备用门扇或备用材料。 4、本区防火门所需要的备用材料不小于一寸板，并且宽度不小于300mm，风溜道各备用板子200块，编好号，并摆放整齐后放置在消火门附近，由消火副段长每7天进行检查1次，发现变形或者丢失要及时更换和补齐。 5、砌筑的防火门墙体厚度不小于600mm，圈好边，与巷道壁接实，砌筑时掏槽深度不得小于30

39、0mm，不漏风，灰浆饱满。 6、防火门框采用1.8m2.8m规格，风、溜道各备60m3沙子（装袋）摆放整齐，定期检查。（六）、消火灌浆系统图本区必须有消火灌浆系统。（祥见蓝图）4.2.2 注氮防灭火设计1、注氮机参数 型号：QDT-1000/97 电压：6000 电机功率：250KW 额度氮气流量：1000Nm3/h。 额度氮气纯度：97。管路系统 地面注氮机房地面主井口门主井绞车道+100主井车场+100大巷+100疏水道折返皮带带道+50-100集中皮带道下货道采区溜子道监测系统3、安全措施（1）、注氮管路，由地面制氮房，用6寸朔料注氮管接设到6502-8502区条带溜道口门在用4寸朔料注

40、氮管接设到6502-8502 区条带开切0米。用铁线将管路吊挂平直，在低洼出设好三通阀门放水或加放水器，每班由瓦检员进行放水。（2）、注氮管路要接设平、直、稳尽量减少拐弯，接头四个螺丝拧紧把牢，软管用12号铁线吊挂好间距不大于2米，铁管每节不少于2吊，不许在管路上堆放他物，每班指派专人检查管路情况，发现有漏风透气缺螺丝缺吊丝现象，及时处理完好。（3）、在采区溜子道开切0米处往采空区引管，每隔回采走向20米埋设一个注氮管头，要掌握好开帮进度，管头落入采空区15米后，方可注氮气使用，如此交替埋管注氮气，到采区回采结束后为止。（4）、采空区埋设注氮管必须用4寸铁管落地接设，接头要加好皮垫，四个螺丝要

41、叫劲拧牢，不许有漏风透气现象。为防止将注氮管头堵严，管头要下花管，打木剁护好。（5）、该区每隔三天注一次氮气，如采区上砂口发现CO或回风流中CO达到0.005%时，要对采空区连续注氮气，注到无CO后为止，此后，仍保持三天注一次氮气。（6）、瓦检员每班必须携带多种气体检测仪，进入采区后，要对工作面上下砂口及架子尾梁处巡回检查氧气浓度，要保证工作面风流中氧气浓度不低于20%，局部氧气浓度不低于18.5%方可作业。如果氧气浓度低立即通知工作面人员停止作业或停止注氮，人员撤到入风巷道中安全地点，及时汇报处理，待处理完好后，方可恢复作业，瓦检员每班要把检查氧气情况向工作面作业人员汇报。（7）、注氮时必须

42、保证注氮管头在氧化带内即工作面的砂帮往里1040米之间。（8）、注氮流量在500m3/h以上氮气浓度不得低于97%。(9)、在每一个注氮采区的管路末端安设观测孔，由瓦检员每班检查三次并设签到。(10)、溜管工每班要对管路进行详细检查，发现有隐患处要及时处理确保有效注氮。（11）、采区上下砂口要及时回落，不许滞后，如果滞后于工作面尾梁，要停止作业进行回落处理。（12）、采区作业人员进入工作面，作业前首先找瓦检员询问采区内各地点氧气情况，如果氧气不足，不许作业，更不许不问氧气情况，而盲目作业。（13）、采区作业人员在工作面两道砂口作业前，必须找瓦检员检查氧气情况，否则不许作业。（14）、要爱护注氮

43、设施，采区内运料及工作时，不许把注氮管路碰坏，发现有损坏漏气现象立即停止作业，将采区外部阀门关闭，然后向井调度室及有关领导汇报，进行妥善处理。4.3 防尘设计4.3 防尘设计（一）防尘水源、供水能力、管路系统防尘水池两个，+195主井车场水池流量0.1 m3/min， +100五层回风巷水池流量0.1 m3/min。管路系统：+195水池主井绞车道+100主井车场+100大巷+100水池+100+50疏水下山拆返皮带道+50-100集中皮带道6502-8502区条带边界道6502-8502区条带风、溜道工作面。（二）防尘方式、方法（煤层注水、湿式凿岩、洒水、喷雾、扫尘等）1、防尘系统中各类管路

44、三通阀要齐全，运输巷道内的管路必须每50m设一个，其它巷道内的管路每50m设一个，冲尘软管的数量符合要求。2、采区两道及边界道每班由施工段进行清扫，杜绝粉尘堆积和粉尘飞扬。 3、工作面割煤机设喷雾、架子及架子间由施工段用高压枪洒水消尘。 4、防尘喷雾、转载点喷雾、洒水等设施应指定专人管理和维护，不得任意拆卸。5、溜子道刮板运输机转载处设转载点喷雾，当采区出货时打开转载喷雾进行降尘，巷道每班随时进行冲洗。6、施工段每两天对采区两道及边界道进行冲洗巷道洒水灭尘。7、必须安设净化水幕，水幕必须覆盖巷道全断面，灵敏可靠、雾化好、使用正常。8、净化水幕要随工作面推进及时移动。采区风、溜道距工作面510m

45、内设净化水幕一道，距风、溜道口门510m安设第二道水幕。（三）隔爆措施（洒布岩粉、设水棚、水幕、喷雾洒水、水洗巷道等） 1、采区风溜子道，各设隔爆水袋1组，水量200升/m2，每组延长米不少于20m，即2006.0=1200升/组。 2、采区风溜道各设一组喷雾洒水设施。4.4防治瓦斯设计4.4.1 瓦斯检查（一）瓦斯检查（人员配备、检查次数、交接班地点、交接班行走路线、负责区域）1、每班配备2名瓦检员，其中一名瓦检员检查工作面及距工作面30m以内采区两道的通风、抽放、瓦斯等隐患情况，另一名瓦检员检查四层皮带道及外围风道等采区外围的通风、抽放、瓦斯隐患情况。2、瓦检员每班对整个采区的所有情况巡回

46、检查不得少于三次，对所有签到填写三次。 在采区风道距工作面30米处交接班。3、交接班行走路线：主井候车室主井+50候车室+50大巷暗主井-50暗主井-50大巷6502-8502区条带上段风道工作面6502-8502区条带上段溜道4、负责区域工作面瓦检员负责区域6502-8502区条带风道工作面6502-8502区条带溜道。外围道瓦检员负责区域-50大巷6502-8502区条带边界道+50-100集中皮带道工作面30米以外的风、溜道。4.4.2瓦斯监测（系统及设备型号，设备及传感器安装位置，报警、断电值及复电值，断电范围）1、监测系统是KJ19系统，通过信号线与本区BFDZ2型分站相联，本区CH

47、4断电主机设在-100采区移动变电站内，采区风道设KYT2000型CH4传感器一个，温度传感器一个，风速传感器一个，溜子道设防煽设CH4传感器个，风道设KGA3-CO传感器一个，采区架子道绞车处设瓦斯传感器5个，回风电气设瓦斯传感器3个。（1）工作面CH4传感器距工作面不超过10m，CH41.0报警，CH41.5断电，断电范围采区总电源。CH41.0复电。（2）采区回风瓦斯传感器设在采区风道口门往里1015米处，CH41.0报警并断电，断电范围采区总电源，CH41.0复电。（3）溜子道距工作面5米处设一防煽CH4探头一个，CH40.5时报警，并断电，断电范围为采区总电源，CH40.5复电。（4

48、）采区架子道绞车前方10m处设瓦斯传感器，CH41.0报警并断电。断电范围绞车电源，CH41.0复电。(5)采区风道1015米处,设KG2A3型CO传感器一个，CO24PPm时报警（不断电）。（6）采区风道测风站处设温度传感器一个，温度大于30报警。采区风道测风站处设风速传感器一个，V4m/s或V0.25m/s报警。（7）采区上隅角和工作面机组各挂一台便携式瓦检仪，CH41.0报警。（8）采区回风电器前方10m处设瓦斯传感器，CH41.0报警并断电。断电范围回风电源，CH41.0复电。（9）采区上隅角设瓦斯传感器一个，CH41.0报警1.0CH41.5断电。断电范围工作面及回风电源，CH41.

49、5复电。（9）采区上隅角设氧气传感器一个，O220报警.（10）采区边界道风门及联络道风门各设风门开关传感器一组，两道风门同时开时报警。（11）采区供电电缆各设KGT馈电传感器1个。2、传感器悬挂距巷道顶板（或棚子顶梁）不大于300mm，距巷道侧壁不小于200mm。3、监测电缆线选用41.5mm2电缆。附：监测系统图(用采掘工程平面图绘制)4.4.3采区瓦斯情况，需要抽放量计算。1、根据煤研所对五层煤的测量平均瓦斯含量为3.07m3/t，工业储量为:253967吨，可采储量：203176吨，煤层瓦斯总储量为： 25.393.07 m3/t=77.95万m3.2、掘进瓦斯总量:.计划掘进米数：1

50、464.5米，每米掘进煤量15吨/米掘进煤量：1464.5米15吨/米=21967.5吨掘进瓦斯总量=21967.5吨3.07 m3/t=6.7万m33、回采前采区煤层瓦斯含量为： （77.956.7）（20317621967.5）=3.93m3/t小于煤矿安全规程中规定的6.0 m3/t.，所以本区开采前不进行预抽工作。4、回采风排瓦斯总量为: 回采天数：197天每天风排瓦斯量；0.2550060241800 m3/天式中；0.25瓦斯浓度 500进入工作面的风量，m3/分回采风排瓦斯总量197天1800m3/天35.5万m36、边采边抽瓦斯总量：边采边抽瓦斯总量瓦斯总储量掘进瓦斯总量回采风

51、排瓦斯总量边采边抽瓦斯总量77.956.735.535.75万m34.5 瓦斯抽放4.5.1采区瓦斯情况，需要抽放量计算。采区煤层瓦斯含量3.07m3/吨，经过计算采区边采边抽瓦斯总量为：35.75万m34.5.2选择抽放设备、设施1、抽放泵选用ZBE-353DBD3型两台，一台抽放，一台备用。两台泵必须保证完好，随时能够使用。2、瓦斯抽放干线管路选用8寸铁管及10寸PE管接设到采区风道。0暗主井车场内设有2BE1-253型移动抽放泵，如采区瓦斯大时可利用0瓦斯抽放泵同时抽放。3、抽放方法：边采边抽（1）在采区上砂口插管抽放。（2）从风道往工作面上方打4寸钻孔进行瓦斯抽放，每隔2米远打一钻，五

52、钻一组，三个钻孔抽放，二个钻孔备用，预计能打42组抽放钻。4.5.3抽放方式、方法 1、6502-8502区条带的瓦斯抽放方法，采取在回风顺槽向采空区冒落拱打瓦斯抽放钻孔和上砂口设附管抽的瓦斯抽放方法进行瓦斯抽放。2、钻孔的布置：以工作面煤壁为基点，每隔2米一个钻孔，每5个钻孔为一组，其中3个钻也为抽放钻孔，2个为备用钻孔（与干线管路合气，但不抽），抽放钻孔和备用钻孔为依次排列，即以靠近煤壁的钻孔为起点，1号、2号、3号钻孔为一组抽放钻孔，号、5号、一组钻孔为备用抽放钻孔，随着工作面的推进，靠近工作面钻孔的失效，必须至少保证有3个钻孔进行抽放瓦斯。3、根据煤层平均厚度为6.0米，确定冒落拱的高

53、度为15.8米，抽放钻孔打入采空区的高度为冒落拱以下的2米位置，即工作面支架尾梁上方13.8米的位置。方位为与采区回风顺槽上帮3.25.2米范围内的支架尾梁上方。4、采区上砂口附管数量不少于2个，附管采用2寸胶皮软管，管头插入不少于1.0米长的花管，防止管内抽货。5、软管不许打死弯、插头不许漏气、管路不许积水。6、钻孔孔径为108mm。7、抽放孔必须封严，封孔长度不小于1.5米，确保钻场不漏风。8、每个钻孔及附管都必须有单独的检查孔及控制阀门。4.5.4安全措施1、稳钻时必须维护好作业地点的支护情况，清理好杂物。2、严格按标定的中心和角度施工，保证施工质量。钻孔打好后必须封严，防止钻孔漏风和涌

54、出瓦斯。3、打钻工要衣着整齐，防止钻杆将衣服带入，造成事故。上、撤钻杆，人员要配合好。钻机有异常声音及时停气，进行处理。4、打钻过程中如果遇到较硬的岩石，可以先采用4寸钻头打透，然后在用5寸钻头套透。5、抽放管路每班有专人检查，发现问题及时处理。6、抽放管要设好观测孔，观测员能随时检查瓦斯和一氧化碳变化情况，每班将检查结果及时汇报调度室。7、瓦斯泵司机必须掌握抽放泵的性能，熟知电路、水路、气路，能够随时换泵。8、泵站司机必须经过培训持证上岗。班中不准脱岗、不准睡觉，严执行现场交接班制度。9、防回火、放水器必须接规定安设，有专人检查。对放水器内的水和杂物及时清理。防回火装置必须完好。10、瓦斯泵

55、司机必须做到每1小时进行一次气体检查，要将瓦斯及CO浓度及时填写记录和汇报调度室。11、瓦斯管路不准与带电体接触，防止产生火花造成事故。12、打钻时必须在瓦斯浓度小于1%时方可作业。严禁瓦斯浓度超限作业。13、打钻结束后必须及时切断钻机电源。附：瓦斯抽放系统示意图。 见下页4.5防煽设计4.5.1防煽钻孔设计：1、开采边布置两组防煽钻孔，每组三个钻孔。2、第一组钻场距开采边6.0米、9.0米、12米位置，终孔水平方向在工作面排气口下6.0米7.5米，垂直方向在工作面液压支架上方4.0米、6.0米、8.0米。3、第二组钻场距开采边15米、18米、21米位置，终孔水平方向距工作面零米2/3位置，垂

56、直方向在工作面液压支架上方7.0米、9.0米、12.0米。 钻孔名称开孔高度钻孔角度钻孔水平长度钻孔长度终孔位置1号2.0447.0104.02号2.04011.0146.03号2.04812.0188.04号2.0824.0247.05号2.01528.0299.06号2.01933.03512.0 4.5.2打防煽钻施工安全措施1、稳钻时必须维护好作业地点的支护情况，清理好杂物。2、严格按标定的中心和角度施工，保证施工质量。钻孔打好后必须封严，防止钻孔漏风和涌出瓦斯。3、打钻工要衣着整齐，防止钻杆将衣服带入，造成事故。上、撤钻杆，人员要配合好。钻机有异常声音及时停气，进行处理。4、打钻过程

57、中如果遇到较硬的岩石，可以先采用2寸钻头打透，然后在用4寸钻头套透。 5、抽放管路每班有专人检查，发现问题及时处理。6、抽放管要设好观测孔，观测员能随时检查瓦斯和一氧化碳变化情况，每班将检查结果及时汇报调度室。7、瓦斯泵司机必须掌握抽放泵的性能，熟知电路、水路、气路，能够随时换泵。8、泵站司机必须经过培训持证上岗。班中不准脱岗、不准睡觉，严格执行现场交接班制度。9、防回火、放水器必须按规定安设，有专人检查。对放水器内的水和杂物及时清理。防回火装置必须完好。10、瓦斯泵司机必须做到每1小时进行一次气体检查，要将瓦斯及CO浓度及时填写记录和汇报调度室。11、瓦斯管路不准与带电体接触，防止产生火花造

58、成事故。12、打钻时必须在瓦斯浓度小于1%时方可作业。严禁瓦斯浓度超限作业。 13、打钻结束后必须及时切断钻机电源。5 探放水设计本区回采范围为五层面向斜南翼0-100水平之间。采区对应上部为四层煤及二层煤旧采迹，二层煤旧采迹补给水源为流砂层水，本区与四层煤间隔810米泥岩岩层，二层煤与本区间隔3060米。通过二层煤及四层煤各阶段采区回采的采动裂隙的共同影响，其流砂层内的含水量已经通过各个采区巷道涌出，预计本区回采时无较大水量涌出，为确保安全生产，需对本区上部四层煤旧采迹进行探放水设计，具体措施另报。6防治冲击地压设计六井煤田无冲击地压现象，无需防治冲击地压设计。7.机电设计7.1 提升运输综

59、合能力及设施提升运输系统：主提升系统为斜井串车提升，主提升机型号为JK2.52.0/20，电机功率为380KW，现最大提升能力为U型一吨矿车，每钩9辆，井下主要运输大巷采用蓄电池机车牵引至井底车场由主提升机提至露天。辅助提升为副井串车提升，主要运送人员和材料以及矸石等材料。煤炭经由采区溜子道刮板运输机运到四层皮带道，在由四层皮带运到+50大巷煤库装车，经机车牵引到主井提到地面翻车，再运到选煤厂。乘降人员经副井人车到+50副井车场，再到各个施工地点。材料经副井下到+50副井车场，再运到各个用料地点。7.2采区供电网路设采区变压器容量选择：S1 =252.8 KVA根据计算和采区供电距离等情况，为

60、减少电压损失，选择KBSGZY-315/6一台（一次侧电压:6000V二次侧电压:660V）。变电站位置设在-100大巷与-150入风上山联络到处，距-150变电所约为650米。S2 =480.8 KVA根据计算和采区供电距离等情况，为减少电压损失，选择KBSGZY-500/6一台（一次侧电压:6000V，二次侧电压:1140V）。变电站位置设在-100大巷与-150入风上山联络道处，距-150变电所约为650米。7.3采区供电系统图：7.4电气设备技术数据 电设3设 备 名 称数 量（台）额定功率（KW）额定电压（V）额定电流（A）起动电流（A）MG150/380AWD1采煤机1371114