(冶金行业)平禹煤电公司白庙采煤工作面设计说明书

(冶金行业)平禹煤电公司书二1-21060综采工作面及瓦斯综合治理设计说明书(修订)第壹章工作面概况及危险源分析第二章工作面工程设计第三章工作面各生产系统设计第四章专项设计第五章注意事项及主要安全技术措施第壹章工作面概况及危险源分析第壹节工作面概况1、工作面位置21060采煤工作面北临21040采煤工作面，南接21080采煤工作面(未采),西部为井田边界，东靠二水平副暗斜井，工作面标高：-142～-192m,工作面范围75600mz。21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地表为村庄(正在搬迁中),地面对应标高254～288m,埋深2、邻近煤层我矿开采山西组二,煤层，上部为三煤段，主要岩性为浅灰色灰绿色细一中粒岩屑石英砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层组成，含煤12层，其中仅三。煤偶尔可采，距矿井开采的二煤层较远(110米)。下部为壹煤段，主要岩性为砂岩、泥岩和灰岩组成，共含灰岩11层，常见8层，壹煤段含煤10余层，多为薄煤层或煤线，仅壹煤偶尔达到可采厚度，根据钻孔资料分析，距二，煤层间距为30～87m。3、区内煤层赋存状况及地质情况煤层走向北东45°,倾向南东，平均倾角29°,根据其临近的21040工作面机巷煤厚变化情况且结合附近钻孔资料分析，该工作面煤层厚度自东北往西南逐渐变大，最薄2.5m,最厚10m,平均6m。伪顶：浅灰色，顶面为灰黑色，有细层理，泥质胶结，岩性为粉砂质泥岩，硬度系数为f=1.8直接顶：特性为浅灰白色，底面为黑色，以石英为主，含云母及黑色矿物，微含炭质，岩屑呈次圆状，硅质胶结，表面含有大量白云母碎片，岩性为中粒砂岩，硬度系数f=3～5。老顶：特性为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物呈次棱角状，硅质胶结，岩性为细粒砂岩，硬度系数f直接底：特性为浅灰色，顶面为灰黑色，有细层理，泥质胶结，岩性为粉砂质泥岩。老底：特征为浅白灰色，以石英为主，黑色矿物呈次棱角状，泥质胶结，岩性为细粒砂岩4、工作面设计采长及设计能力21060采煤工作面设计可采走向560m,采长120m平均煤厚3.0m,可采储量26.2万吨。第二节危险源分析及采掘工艺、采面设计生产能力确定1、瓦斯情况该工作面煤层底板标高-142～-192m,根据矿井煤和瓦斯突出区域划分，该工作面处于煤和瓦斯突出以下),因此在巷道掘进及采面回采期间要严格执行“四位壹体”综合防突措施，根据平煤天成X公司2008年2月在机巷车场口测定煤层瓦斯压力为0.88MP,煤层瓦斯含量为7.2mʒ/t。2、地质构造根据上部21040采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域内地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，对巷道施工及回采无大的影响。3、水文地质该工作面主要水源为顶板砂岩裂隙水和底板灰岩水，顶板砂岩单位涌水量为0.005升/s。顶板裂隙水的特点是水压高，水量小，补给不良，经流不畅，易于疏干；底板为太原组灰岩，太原组灰岩上段有L₈-L₁₁四层组成，平均厚度为10.79m,L₈距煤层平均距离为12.14m,该含水层段厚度薄，储水能力差，动力补给弱，岩溶发育不均壹，下段灰岩含燧石灰岩组成(L₁-L₄),层位稳定，总厚度平均为19m,L₄距二1煤层底板平均46.39m,属底板间接充水含水层，单位涌水量为0.00042-2.07L/s,渗透系数0.0201-19.4m/d,渗透性较强，压力传递快，含水层非均质各项异性明显。该含水层段下距寒武系灰岩岩溶含水层较近，在断裂带附近会获得下伏含水层水的越流补给，造成采面突水。21060采面机巷水压预计为3.8MP(21040机巷3.15MP),因此，需对采面底板水文地质异常区进行验证治理工程,同时在机巷低阻异常区内打放水孔进行疏水降压，即可保证采面安全开采。根据上采面(21040采面)在回采期间的涌水量，我矿所采二,煤层煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数15.42-18.23%。5、矿压根据21040采煤工作面风、机巷在掘进期间的巷道压力情况分析，21060风、机巷在掘进期间巷道俩帮(特别是上帮)会受到矿压的影响，容易出现片帮现象，顶板受矿压影响较小。在掘进期间应加强顶部及俩帮管理，加强顶板离层观测及俩帮压力观测。(二)工作面对地面建筑及水体的影响21060采煤工作面位于文殊镇贺庙村南，地面为村庄(正在搬迁中),采面塌陷范围内没有河流及水塘。工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为实现高产高效，按综采工作面布置，由于煤层厚度为2.5～10m,常见厚度为6.0m左右，因此，采取分层开采。选用MGTY300/700-1.1D型双滚筒采煤机落煤、装煤，双向割煤。采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。3、运煤工作面采用SGZ—764/500型刮板运输机运煤，运输机道采用SZZ—730/132转载机运煤，选用ZY5000-18/38型支撑掩护式液压支架。5、工作面支护形式液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m,伸出前梁及掩护梁的侧护板，保持架间无间隙前梁端面距不超过340mm。6、端头支护上下端头使用长4mπ型钢梁，壹梁三柱，交替迈步前移，移动步距0.6m。7、顶板管理采用全部跨落法。巷道均采用炮掘。(五)采面生产能力确定式中： 工作面日生产能力，t/d 煤的容重t/m₃,取1.4 工作面回采率，中厚煤层取0.93 工作面正规循环作业系数，取0.8。工作面日生产能力为1125t/d。(六)瓦斯涌出量预测二1-21061综采工作面瓦斯涌出量预测采用分源预测法。按照矿井瓦斯涌出构成关系分别对掘进、回采俩个阶段的瓦斯涌出量进行分析预测。壹、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量预测采用绝对瓦斯涌出量表达，可分为掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量和掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量俩个方面。其关系为：q掘=q煤壁+q落煤q煤壁——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min;D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m;对于薄及中厚煤层，D=2mo,mo为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b,h及b分别为巷道的高度及宽度，为厚煤层D取9.8m;u——巷道平均掘进速度，m/min,取0.017m/q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2.min),取q落煤——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/S——掘进巷道断面积，m2,取12.6m2;u——巷道平均掘进速度，m/min,取0.017m/W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t,取8.5m3/t;Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t,二、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为壹个预测圆班，采用下式计算。q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;q开采——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t;q邻近一—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t,无邻近层。K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3,取1.3;K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，取1.1;K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取0.8;Kf——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，取1.5。按日产1500t计，则：q采=9.4/1500/(24×60)三、回采工作面采空区瓦斯涌出量预测回采工作面采空区瓦斯涌出量为掘进瓦斯涌出量和回采工作面瓦斯涌出量之和的K'倍，K'取0.15。工作面工程设计巷道布置示意图第壹节工作面巷道布置工作面按走向长壁布置，采面布置三条巷道：从上至下依次为风巷、机巷低抽巷、机巷，机、风俩巷沿二,煤层顶板布置，低位巷布置在距二,煤层地板7m以下的上段灰岩内。①机巷低抽巷：机巷低抽巷：从机巷A点处以276°方位、+4°坡度施工斜巷47m,进入煤层底板7m后再以231°方位、+2.78°坡度施工500m机巷低抽巷(其中在施工至B点时以37°方位、+22°50坡度施工上山85m和21060风巷专用回风巷贯通，作为21060机巷低抽巷在掘进期间的专用回风巷),机巷低抽巷及切眼低抽巷内施工钻场20个(深度4m),工程量88m,总工程量为：712m。②机巷：从车场内开口，先以225°方位施工车场28m,然后以276°方位、+8°坡度施工斜巷44m,然后完善机巷回风和运输系统，工程量243m,最后以231°方位沿煤层顶板施工机巷587m到达切眼位置，总工程量：902m③风巷：从21040机巷口向西12.5m处以138°方位沿煤层顶板施工下山22m,然后以231°方位、+2.78°坡度施工风巷580m,后以135°方位沿煤层顶板施工下山120m和21060机巷贯通(风巷回风在21060风巷车场内施工，方位角282°,坡度+12°,工程量64m,开口位置距专回口10m)工程量：786m。总工程量：2400m。第二节巷道断面支护设计机巷车场：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，采用φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面9.76mz;巷道宽3600mm,高3100mm,拱高1800mm,墙高1300mm。风、机巷专回：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，采用φ20×2000mm等强树脂锚杆，间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处墙高1200mm。皮带运输巷：设计断面形状为半圆拱锚喷支护，采用φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固。设计掘进断面7.86mz;巷道宽3200mm,高2800mm,拱高1600mm,墙高1200mm。3000mm,净断面12.6m,支护选用锚杆锚网支护。顶板：每排采用φ20mm,L2400mm的左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆7根，间排距为750×800mm,顶板俩肩角锚杆，必须和铅垂线成20°-30°夹角。树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360各壹根，锚固长度为1.1m,铺设金属网和φ14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁。俩帮：采用φ20mm,L2600mm的左旋无纵筋高强螺纹钢锚杆9根，间排距为700×800mm,树脂药卷加长锚固，每根锚杆采用CK2335、Z2360各壹支，锚固长度为1.1m,铺设金属网。同时使用φ14mm圆钢焊制的钢筋梯子梁。顶板俩端的锚杆距俩帮不超过300mm。金属网搭接长度100mm,且用12#铁丝双股绑扎，绑扎间距200mm。最上边金属网和金属网扭结连接好，不得漏连，最下排锚杆和金属网到底板不得超过400mm。切眼：(4)切眼：正矩形，净宽6.5m,净高2.8m,净断面18.2m,采用φ20×2600mm左旋无纵筋高强锚杆、锚网、锚索联合支护，切眼中间打设俩排支柱作为临时支护，待切眼支架安装时支柱拆除。切眼顶板锚杆间排距750×800mm,帮锚杆间排距750×800mm。每根锚杆采用Z2335锚固剂端头锚固，锚网必须前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固。钻场：设计断面形状为梯形支护，顶板及俩帮支护形式为锚杆支护，采用中20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。设计掘进断面12mz;巷道宽4000m,高机巷低抽巷：设计断面形状为半圆拱形，顶板支护形式为锚喷支护，采用φ20×2200mm等强树脂锚杆，间排距800mm×800mm,每根锚杆采用Z2335锚固剂锚固。锚网必须前压后，上压下，搭接长度不少于100mm,且搭接处用铁丝捆扎牢固，设计掘进断风、机巷车场断面示意图风、机巷专回断面示意图抽放巷钻场断面示意图皮带运输巷断面图风、机巷断面图切眼断面图低抽巷断面示意图第三节巷道布置思路及参数选定考虑到巷道掘进期间将受到上部21040采煤工作面回采期间的动压影响及掘进期间对21040采煤工作面采空区内的老空水进行疏放(防止在回采期间顶板受到破坏后引发上部老空水涌入采面),风巷开口布置机巷根据钻机钻进长度、采面回采期间瓦斯治理空白带和综采工作面的采长考虑，布置在距风巷120m的-192m标高位置；根据我矿顶、底板的岩性、地质水文情况，为了解决采面回采期间底板涌水和瓦斯治理空白带问题，决定把低抽巷布置在底板7m以下的上段灰岩内，根据我矿煤层的倾向及倾角把抽放巷定为内抽。由于该采面施行综采，根据参观和结合别矿的综采工作面把风巷的断面形式定为沿顶板锚网梁支护，规格定位4200mm×3000mm;机巷低抽巷，由于我矿底板岩石的岩性较差，断面支护形式定为半圆拱锚喷支护，断面选定为3200mm×3000mm。根据矿井煤层的倾向及倾角把抽放巷定为内抽。我矿把低抽巷距煤层底板的距离定为7m,距机巷平第三章工作面各生产系统设计1、主运输系统设计工作面：刮板输送机1部，型号SGZ—764/500;机巷：转载机1部，型号：SZZ—730/132;带式部，型号：SGZ764-75.出煤系统回采工作面→21060机巷→21030机巷皮带巷→主暗斜皮带上山→煤仓皮带→主石门皮带→主井皮带→地面2、辅助运输系统设计辅助运输主要采用JD-11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道俩帮布置，中绞车窝尺寸必须保证绞车安装后有1.2m₂的操作空间；绞车最突出部位和巷帮的距离不小于250mm,和轨道不小于500mm。辅助运输系统：副井→副石门→副暗斜井车场→21060风巷车场→20160风巷→采面。3、通风系统设计壹、掘进及回采期间的风量计算1、二1-21061风、机巷所需风量Q掘=100×q瓦掘×K掘通式中：A—掘进时壹次爆破时的最大装药量式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，考虑到某些时候检查人员较多，最大人数增加到20人掘为348m3/min符合条件。由于二1-21061风、机巷为突出危险工作面，需选择KDJN2/6.0对旋式风机，功率为2×30KW,选φ1000风筒，供风量为350～450m3/min,满足通风需求。(6)全风压供风量Q掘供=N×Q吸×60+0.15S=1×450+0.15×12.6式中：Q吸一风机吸风量N—风机台数S大一风机至掘进工作面回风口之间的巷道最大断面积，则全风压供风量为563m3/min。2、二1-21061机巷低抽巷所风量(1)按瓦斯涌出量计算因为岩巷瓦斯涌出量很小可不予考虑。(2)按炸药用量计算Q掘=(7.317～25)×25(m3/min)式中：A—掘进时壹次爆破时的最大装药量式中：N—掘进工作面同时工作的最多人数，考虑到某些时候检查人员较多，最大人数增加到20人。掘为182m3/min符合条件。二1-21061机巷低抽巷由于通风距离较远，需选择KDJ5.6对旋式风机，功率为2×15KW,选φ600风筒，供风量为250～390m3/min,满足通风需求。(6)全风压供风量Q掘供=N×Q吸×60+0.15S=1×390+0.15×8.5×N—风机台数S大一风机至掘进工作面回风口之间的巷道最大断面积，则全风压供风量为467m3/min。(二)回采工作面所需风量(1)按瓦斯涌出量计算Q采=100×q瓦采×K采通K采通一瓦斯涌出不均匀系数，1.2～1.8,取1.8;q瓦采一采面瓦斯绝对涌出量，10.6m3/min;(2)按二氧化碳涌出量计算Q采=100×q碳×K通根据矿井采掘面二氧化碳涌出情况，其值平均为瓦斯涌出量的三分之壹。(3)按劳动气象条件计算(综采面)Q采=QK×Kt×Kh×K1(m3/min)式中QK=330,采面基本风量(m3/min)Kt=a×t-b=0.1×26-1.24=1.36,采煤工作面温度系数Kh=C×H×δ=1.0×3×0.8=2.4,采煤工作面采高系数K1=1.1,采煤工作面走向超长系数(5)工作面能够供给的最适宜风量式中：L—最小控顶距，6m;H—采高，3m;φ—有效断面系数，φ=0.75;V—综采工作面最适(6)按风速进行校验即300m3/min≤1300m3/min≤5400m3/min根据之上计算，采煤工作面风速符合《规程》中最大风速和最小风速的规定，则经抽放后采面供风量二、通风系统路线①二1-21061机巷：新风：副暗斜井下山→二1-21061机巷车场(局扇)→工作面。乏风：工作面→二1-21061机巷→副暗斜井专回→专用回风上山→南风井→地面。②二1-21061机巷低抽巷：新风：副暗斜井下山→二1-21061机巷车场(局扇)→21060机巷低抽巷→工作面乏风：低抽巷工作面→低抽巷→二1-21061机巷低抽巷专回→专用回风上山→南风井→地面。③二1-21061风巷：新风：副暗斜井下山→二1-21061风巷车场(局扇)→工作面乏风：工作面→二1-21061风巷→二1-21061风巷专用回风上山→专用回风上山→南风井→地面。详见掘进期间通风系统示意图。新风：主、副斜井→主、副石门→主、副暗斜井→二1-21061机巷→工作面。乏风：工作面→二1-21061风巷→二1-21061风巷专用回风巷→专用回风上山→南风井→地面。详见回采期间通风系统示意图。掘进期间通风系统示意图回采期间通风系统示意图4、供电系统设计(壹)掘进期间供电设计(见供电设计图)(二)回采期间供电设计(见供电设计示意图)5、供水及综合防尘系统设计(1)由地面俩个200m2的净压水池供水，水池标高+293m。(2)采面主要用水点①机巷需用总水量：Q1=各转载点喷雾水量+机巷洒水量式中：Q转=n转+喷雾×Q喷=3×0.2=0.6m3/h机巷洒水量取1.0m3/h②风巷及采面需用总水量Q2=架下水幕喷雾量+泵站用水量+采面风巷洒水量+煤体注水量+采煤机喷雾+输送机冷却水Q煤注=Q钻+Q注=3+(3+1.3×32×0.03)Q煤机=(60/1000)×1.2×250=18m3/h需用总水量Q=Q1+Q2=1.6+42.65=44.25m3/h式中：K—水量备用系数取1.2故在风机巷各铺设壹趟中100mm供水管道，掘进期间壹次铺设到位。(1)防尘水管向风、机巷各排设壹趟防尘管路，向俩巷及采面各用水点供水。设壹架架间水幕，雾化效果好，割煤时打开。范围内设置俩道净化水幕，间距10～30m,机巷设壹道，割煤过程中，净化水幕打开，雾化效果好，覆盖巷道全断面。(4)机巷运输机、转载机、皮带运煤各转载点设喷雾，开机时必须开喷雾。(5)机、风俩巷班班有专职防尘工洒水灭尘，风巷超前段每班至少冲尘俩次。(6)各转载点喷雾齐全，且正常使用，且及时清除浮煤。(7)加强个体防护,工作人员必须佩带防尘口罩。6、排水系统设计(1)采面涌水量预计及排水系统的配备：机巷：预计采面正常涌水量50m₃/h,最大涌水量IS100-65-250型排水泵3台，壹使壹备壹检修，φ100mm排水管路三趟。风巷排水系统：风巷预计涌水量10m₃/h。风巷配备IS100-65-250型排水泵俩台，壹台工作，壹台备用，φ100mm排水管路俩趟。参考依据为21040采煤工作面根据矿地测科对井下涌水量进行测量结果显示,该10m₃/h;所以选定机巷水仓容量为320mʒ左右，风巷50m₃/h,水泵型号为IS100-65-250。(3)防治水措施①采面使用的供水设施要安装牢固，保证齐全、完好，严禁损坏管路，造成跑水。②风、机俩巷有积水的地段要安设水泵及时排水，保证水深不超标。③采煤工作面出现煤壁挂汗、空气变冷、发生雾气、顶板渗水量增大，顶板来压等透水预兆时，严格执行“有疑必探，先探后采”的原则。④若壹旦发生透水事故，要停止作业，立即沿避灾路线撤出所有人员，且及时向调度室汇报。⑤其它执行21060工作面专项防治水措施。排水路线：采面—机巷水仓—-240m水仓一专用回风下山一立风井一平地风巷：风巷水仓—-240m水仓一专用回风下山一立风井一平地7、监测监控系统设计1、掘进期间巷道在掘进期间需安设俩个甲烷传感器,报警值为0.6%,断电值为0.8%,复电值为0.75%,其具体位置分别位于：(1)距掘进工作面≤5m处；(2)巷道回风口以里10～15m处。2、回采期间采煤机司机、采面上隅角必须佩戴和悬挂便携式甲烷监测报警仪。二1-21061采面回采期间，共需要安设4个甲烷传感器，其具体位置分别是：(1)二1-21061风巷里口(距回采工作面10~(2)二1-21061风巷外段(风巷回风道以里约10~(3)二1-21061采面(距上出口10~15m);之上3个甲烷传感器，报警值均为0.6%,断电值均为0.8%,复电值均在0.79%及以下，断电范围为采煤工作面及回风流内所有非本质安全型电气设备。(4)为防止采面出现事故，造成风流逆转，特在机巷安设甲烷传感器壹个，二1-21061采面机巷(下出口以外15～20m);报警值均为0.5%,断电值均为0.5%,复电值均在0.49%及以下，断电范围为采煤工作面及回风流内所有非本质安全型电气设备。掘进期间，风机巷每隔30～50m布设壹个顶板离层观测仪、壹个巷道帮顶位移观测站。及时掌握巷道压力变化、巷道变形情况，以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。回采期间，采用KBJ-2004B型液压支架监测系统，壹次布置五个点，分段检测，在支架的上、下立柱高压腔用φ10mm高压管和分机进行连接，收集立柱的瞬时工作阻力数据。8、压风自救系统系统设计(1)压风自救风量和风压要求：风压不小于0.4MPa,风量不低于K₁、K₂为漏风系数和备用系数(2)压风自救管选择压风自救管选用2寸无缝钢管，对破损的压风管必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。(3)压风自救站设置掘进期间：每隔50m安装壹组压风自救，个数不少于5个,最后壹组压风自救距工作面迎头25—40m,个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.2—1.3m。回采期间：①机巷安装壹组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处，个数25个。②风巷在切眼往外25～40m处安装壹组压风自救，个数20个；在回风口以里5m处安装壹组压风自救，个数5个；在风巷每组绞车处安装俩个压风自救。(4)压风管路线路机巷：副暗斜井→二₁-21061机巷车场→机巷；风巷：副暗斜井→二₁-21061风巷车场→风巷；(5)压风自救管理施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及压风自救完好，且及时移动压风自救，保证压风自救和掘进工作面保持合适的距离，要对气水分离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。9、防灭火系统设计该采面煤层为不易自燃煤层，但必需采取外因火灾防治措施。(1)加强机电设备检修，杜绝电器产生火花，严禁违章操作机电设备和超负荷运行。(2)做好采面机电设备运转部分的保养工作，及时加油，防止摩擦过热而发生火灾。俩巷备用、多余电缆要盘好。(3)严禁井下打开矿灯，不得穿化纤衣服下井，各转载机头、机尾，机电设备旁要配备沙箱、灭火器。(4)提高煤炭回收率，减少老塘侧的丢煤。(5)在采面老塘侧应挂挡风帘，以减少向老空区漏风。(6)加强检查监测上隅角气样且采取化验分析，正常时每天壹次,异常时每天或每班壹次,若发现CH4超限，必须立即采取有效措施进行处理.且向通风科、调度室和总工程师汇报。(7)壹旦发生火灾，应尽量组织直接灭火，且将情况及时向矿调度汇报，火灾严重时，应由跟班队长、班(组)长迅速组织人员带上自救器，按避灾路线撤离。(8)采面结束后，必须尽快构筑永久密闭，时间不得超过45天。10、通讯系统设计1、掘进期间则》及《煤矿安全规程》第213条、第478条之规定，须安设电话地点：2、回采期间泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设置电铃、信号装置。小绞车运输设置声光信号装置。工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。则》及《煤矿安全规程》第213条、第478条之规定，须安设电话地点：(4)乳化液泵站。11、采面液压系统设计(1)泵站开关列车设置在工作面机巷转载机前20m,不影响机巷正常通风、行人等，泵站列车放置地点保证支护完好。(2)乳化液泵站采用WRB200/31.5A-F乳化液泵配XR-WS2500乳化液箱向采面供液。(3)乳化液泵站向采面敷设供液管(φ32mm)、回液管路(φ50mm)各壹趟，在采面下端头供、回液管路分别安设壹个三通分别向采面液压支架和乳化液钻机供、回液。在供、回液管路的采面上、下端头和采面中间各设置壹个截止阀以备检修和急用。12、采面照明系统设计按照规程第473条规定，在采面、机巷转载点、机头硐室设固定照明，其中采面照明灯间距不得大于15m。灯具选用DGS20/127YB型防爆萤光灯。第四章专项设计第壹节防突设计壹、突出危险性分析二₁-21060采面开采标高-142m～-192m,根据矿井突出危险性区域划分，标高-145m以下为突出危险区域，因此二1-21060采面标高-145m~-192m之间具有突出危险性。二、防突管理级别根据突出危险性分析，在掘进期间，二₁-21060机巷按突出危险进行管理，二,-21060风巷按非突出危险进行管理，但必须采取安全防护措施，二₁-21060采煤工作面在回采期间全部按突出危险进行管理。三、防突专项设计1.区域防突设计距二1-21060机巷底板平距30m,距煤层底板7m处施工壹条机巷低抽巷，设计断面形状为半圆拱在低抽巷内布置钻场对21060机巷施工穿层钻孔预抽，沿低抽巷下帮每25m布置壹个钻场，钻场为梯形支护，宽4000m,高3000m,断面12m₂。为了防止低抽巷误揭煤层，保证正常施工的安全预留岩柱，在工作面施工过程中执行边探边掘措施。探孔的超前距不得小于2m。利用机巷瓦斯低抽巷以走向呈壹排布置，每隔50m施工壹个穿层钻孔作为高压水力压裂钻孔。压裂有效半径取25m,其压裂面积为300×50=1500mz。抽放钻孔穿过岩层呈扇形布置，且距巷道上帮8m,下帮5m,钻孔长度最短16.7m(钻场中间孔),最长33m(钻场俩边孔)。在巷道走向上钻孔终孔间距为8m,每个钻场布置三排共21个钻孔。低位钻场抽放钻孔布置俯视图2.掘进工作面局部防突设计(1)突出危险性分析及防突管理级别二1-21060机巷标高为-192m,根据矿井突出危险性区域划分，标高-145m以下为突出危险区域，二1-21060机巷虽经低抽巷水力压裂和穿层预抽已消除突出危险性，但该工作面在施工过程中仍要按照“四位壹体”防突措施执行。KDJN²/6.0对旋式风机，功率为2×30KW,选φ1000风筒，供风量为350～450m₃/min。供风风机安装在21060机巷车场防突风门外，回风流经机巷专回进入总回风，形成独立通风。(3)地质超前探设计首先利用瑞利泼进行工作面瓦斯地质超前物探，前探距离50m,允许进尺30,保留20m物探超前距。其次在工作面采用超前地质钻探，设计钻孔不少于3个，必须保证正前投影孔深不小于30m,每执行壹次超前钻探,允许进尺20m,保留10m超前钻探距。(4)突出危险性预测a.预测指标及临界值确定根据《防突细则》和集团X公司有关规定，突出危险性测试必须采用俩个或俩个之上测试指标，根据我矿经验，且结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出初速度qmax值和钻屑量Smax值俩个指标。临界值指标：9max<4.5L/min且Smax<4.8kg/m无突出危险qmax≥4.5L/min或Smax≥4.8kg/m有突出危险b.预测钻孔设计在工作面布置三个预测孔，中孔距底1.2m,正前0°,孔深8m;左孔距帮0.5m,距底1.8m,偏左25°,仰角19°,孔深8.8m;右孔距帮0.5m,距底0.7m,偏右25°,俯角19°,孔深8.8m。俩帮均控制到3m处。效检钻孔直径42mm。c.预测操作程序用手持式风动钻机打钻，钻头中42mm,(1)瓦斯涌出初速度q值测定步骤：①预测孔要布置在工作面煤层的软分层中，钻进②当预测孔深达到3m、5m、7m、9m、10m位置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔后测量室长度为0.5m,封孔胶囊的压力达到0.2MPa。③在测试管末端连接上q值测定仪，测量1min钟流过测定仪表的流量，每个位置的测试时间不超过2min,每壹预测钻孔的最大瓦斯流量值即为该钻孔瓦斯涌出初速度9max值。(2)钻屑指标测定步骤：钻屑量和q值的测定用同壹钻孔进行。钻孔打至2m、4m、6m、8m、10m时，开始用专用口袋接取每米钻孔所排出的钻屑，且用弹簧秤称出每米钻孔钻屑的重量，即钻屑量。每壹钻孔沿孔长最大钻屑量即为该的孔最大钻屑量S(3)突出危险性判定只有俩项效检指标均小于其临界值且连续俩次预测为无突出危险时，工作面可判定为无突出危险工作面，在采取安全防护措施下方可施工。当有突出危险时，采取防突措施。二1-21060机巷防突措施选定为浅孔抽放，b.防突钻孔设计机巷煤厚平均4m,抽放半径为1m,按照抽采指标上帮控制8m,下帮控制5m,具体布置如下：①孔数：30个，分3排布置，每排10个；②孔径：φ75mm;③孔深：20m,允许进尺10m,保留超前距10m,分3次效检，效检允许进尺分别为4m、3m、3m;c.防突装备采用ZDY-400液压防突钻机。(6)防突措施的效果检验按照(4)突出危险性预测的方法进行效果检验。(7)安全防护措施a.压风自救风压不小于0.4MPa,风量不低于2.16mʒ/min;机巷每隔50m安装壹组压风自救，个数不少于5个，最后壹组压风自救距工作面25—40m,个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.2—1.3m。b.防突反向风门的设置：防突反向风门严格按《防突细则》第95条规定进行设置c.避难硐室设置要求：当巷道需要设置避难硐室时，严格按《防突细则》第97条以及平煤集团X公司<2006>100号文件的要求进行设置。d.放炮管理采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难硐室内，放炮地点距工作面的距离不得小于300m。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。远距离放炮时，回风系统的有人作业的地点，都必须停电撤人。放炮30min后，方可进入工作面检查。(二)回采阶段防突设计1.本煤层预抽设计由机巷沿上帮腰线每隔50m设壹个压裂孔，孔深倾向下排距底0.5m,上排距底1m,孔深60m,采用MK-4型钻机施工。2.回采工作面局部防突设计经水力压裂和深孔预抽后采煤工作面应达到消突作用，但仍需执行注水湿润煤体和超前排放钻孔措施。按突出危险工作面进行管理。见第三章工作面各生产系统设计中的采煤工作面风量计算设计。a.预测指标及临界值确定根据《防突细则》和集团X公司有关规定，突出危险性测试必须采用俩个或俩个之上测试指标，根据我矿经验，且结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出初速度qmax值和钻屑量Smax值俩个指标。临界值指标：qmax<4.5L/min且Smax<4.8kg/m无突出危险9max≥4.5L/min或Smax≥4.8kg/m有突出危险b.预测钻孔设计采煤工作面突出危险性预测可采用机巷的预测方法,沿采煤工作面每隔10m布置壹个预测孔，孔深9m,预测不超标，可进尺7m,保留2m超前距。c.预测操作程序按照机巷预测操作程序执行。a.防突措施选定经水力压裂和深孔预抽后采煤工作面应达到消突作用，但仍需执行注水湿润煤体和超前排放钻孔措施。b.防突钻孔设计①采面注水措施采用风钻配1.0米可接式麻花钻杆打眼，钻孔直径42毫米，深度4.5m,注水时，采用专用封孔器注水，由专用液压泵站提供高压水源，封孔器采用膨胀式封孔器。注水参数：(1)注水范围：采煤工作面煤墙侧；(2)注水眼眼距：注水眼距3壹4m;(3)注水眼眼位：棚梁下方0.3m,单孔布置；(4)注水眼角度：垂直煤墙打设，仰角30°~40°;(5)注水眼深度：注水眼深度4.5m;(6)注水时间：每眼内注水次数不少于3次，第壹次注水时间不少于30分钟；第二次注水时间不少于20分钟；第三次注水时间不少于20分钟。注水时，只要不沿煤墙及顶板向外溢水，就不能停止注水，向外溢水后仍要坚持2分钟的注水时间，每眼分次注水时间间隔2～3小时。(7)注水循环：工作面每推进2m注水壹次；(8)注水泵压力：6～8Mpa。②超前排放钻孔措施根据防突细则要求和白庙矿排放半径测定结果和工作面煤层确定为：超前排放钻孔沿采煤工作面布置三排，三排平行布置，距底板第壹排0.6m,第壹排1.5m,第三排2.4m(孔尽量布置在软煤层中),孔径φ75mm,深6m的排放孔，经过2小时排放时间，再进行效果检验，效验指标低于临界值则措施有效。保持3m措施孔超前距，在安全防护措施下方可进行作c.防突装备ZQS手持式气动钻机(6)防突措施的效果检验按照采煤工作面(4)突出危险性预测的方法进行效果检验。液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m,伸出前梁及掩护梁的侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。端头支护：上下端头使用长4mπ型钢梁，壹梁三柱，交替迈步前移，移动步距风巷在风巷切眼往外25～40m处安装壹组压风自救，个数20个，在回风口以里5m处安装壹组压风自救，个数5个。同时在风巷每组绞车处安装俩个压风自救。机巷安装壹组压风自救，安装位置机巷切眼第二节瓦斯抽放设计壹、采面概况二1-21060采煤工作面位于二水平西翼，相邻上部为正在回采的21040采煤工作面、下部为未开采的实体煤，西到采区边界，东和副暗斜井相连。采煤工作面标高为-142m~-197m,工作面对应地面标高：254～288m,埋深396～485m,21060采煤工作面设计可采走向560m,采长120m,平均煤厚4m,可突出危险性区域的划分及平煤办(2006)57号《关于对白庙煤矿突出危险性区域划分》的批复，矿井-145m水平之上为无突出危险区域，-145m水平以下为突出危险区域。21060采面标高在-145m以下属于突出危险区域，因此该工作面按突出危险工作面管理。二、采面瓦斯涌出量预测(具体内容见第三章工作面各生产系统设计中的通风系统设计)三、采面最大风排瓦斯量计算在有瓦斯涌出巷道工作面内，其所需风量应保证巷道内任何地点瓦斯浓度不超限，其值可按下式计算：Qg---巷道瓦斯绝对涌出量，4.2m₃/min;CP---最高允许瓦斯浓度，0.45%;Ci---进风流瓦斯浓度，0.05%;Kg---瓦斯涌出不均匀系数，取1.5～2.0。=100×1.5×4.2/0.45-0.05四、采面瓦斯抽放必要性分析A.瓦斯涌出量和最大风排量能力的比较分析1、采面瓦斯涌出量预测(1)相对瓦斯涌出量式中：Qa—工作面相对瓦斯涌出量，mʒ/t;Wa—开采煤层原始瓦斯含量，Wa=13m₃/tWc—残存瓦斯量，m₃/t,壹般取煤层瓦斯含量的L—工作面采长m,L=120m;Lh—机、风巷排放瓦斯带的总宽度m,当煤的挥发分小于27%时，取Lh=18m。经过计算得，Qa=8.25mʒ/t。(2)绝对瓦斯涌出量2、工作面所需风量计算3、工作面能够供给的最大风量H—采高，设计采高为3m;φ—有效断面系数，φ=0.75;V一综采工作面最适宜风速，v=1.6m/s。从计算结果能够见出，工作面的需风量远大于能够供给的风量，根据《规程》第145条规定，“壹个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5mʒ/min或壹个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m₃/min,用通风方法解决不合理时，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统。因此，二1-21060采面建立瓦斯抽放系统是必B.抽采指标规定根据《煤矿安全规程》(2006)第壹百四十五条、《矿井瓦斯抽采管理规范》(煤安字[1997]第189号)第9条、《煤矿瓦斯抽采技术规范》(MT/T692—1997)第2.1条、《煤矿瓦斯抽采基本指标XAQ1026—2006)第3条的有关规定，有下列情况之壹的矿井，必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统：(1)1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m₃/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m₃/min,用通风方法解决瓦斯问题不合理的。(2)矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：①大于或等于40m₃/min;②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m₃/min;③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m₃/min;④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m₃/min;(3)开采有煤和瓦斯突出危险煤层的。矿井在2002年主副暗斜延伸时曾发生瓦斯动力现象，属煤和瓦斯突出矿井。因此，白庙矿必须建立瓦斯抽采系统，通过抽采瓦斯来保证矿井的安全生产。五、矿井抽放系统简介A.地面永久瓦斯抽放站简介地面永久瓦斯抽放泵站位于南风井东侧100m,泵型真空水水循环式抽放泵俩台，电机功率200KW、最大抽气速率156.6m₃/min、极限真空度为160hpa,主抽放管路为φ426mm。B.井下移动瓦斯抽放站简介矿井在2005年5月-70m水平建有瓦斯抽放泵站，内设山东淄博2BEA-303型真空水循环式抽放泵三台，电机功率90KW、最大抽气速率58mʒ/min,主抽放管路为φ200mm。六、抽放方式选择1.掘进期间抽放方式A.水力压裂设计利用机巷瓦斯低抽巷以走向呈壹排布置，每隔50m施工壹个穿层钻孔作为高压水力压裂钻孔。压裂有效半径取25m,其压裂面积为300×50=1500m2。B.穿层预抽钻孔设计抽放钻孔穿过岩层呈扇形布置，且距巷道上帮8m,下帮5m,钻孔长度最短16.7m(钻场中间孔),最长33m(钻场俩边孔)。在巷道走向上钻孔终孔间距为8m,每个钻场布置三排共21个钻孔。2.采前预抽方式A.水力压裂由机巷沿上帮腰线每隔50m设壹个压裂孔，孔深B.深孔预抽倾向下排距底0.5m,上排距底1m,孔深60m,采用MK-4型钻机施工。3.回采期间抽放方式A.工作面浅孔抽放根据《防突细则》要求和工作经验将抽放半径选用1.0m,沿采煤工作面倾向每隔2m平行布置俩排浅孔抽放钻孔，距底板第壹排0.6m,第二排2m,其上下排间距为1.4m(孔尽量布置在软煤层中),孔径中75mm,深30m的抽放孔，抽放时间不低于4小时。经效果检验后指标不超，允许推采10m,保留20,超前距。B、上隅角低负压抽放采煤工作面上隅角靠采空区壹侧安设锯末墙垛，从风巷抽放管路穿过墙垛进入采空区，抽放采空区瓦七、抽放能力评估1.应抽瓦斯量估算采面瓦斯储量×预抽率21060采煤工作面走向长560m,采长120m,平W储=可采储量×吨煤瓦斯含量=560×120×4.5×抽放率按26%计算，则可抽瓦斯量为2095632×2.工作面支抽放管径计算A.本煤层抽放混合流量计算本煤层抽放，百米钻孔抽放量按0.02m₃/min计算，取成孔率80%:a.机巷布置792个钻孔，总长度22176m,封孔长5m,则抽放纯流量抽放瓦斯浓度按10%计算b.风巷布置792个钻孔，总长度22176m,封孔长5m,则抽放纯流量Q1=(22176×80%-5×792)/100=(17740.8-3960)/100×抽放瓦斯浓度按10%计算B.抽放管径的选择：a.机巷、风巷抽放混合流量均为27.6m₃/min,d=0.1457.v—管内瓦斯流速，取经济流速v=10m/s。的10时薄壁钢管作为本煤层机巷和风巷的抽放支管。b.本煤层总抽放混合流量Q纯=55.2m₃/min,d=0.1457.v—管内瓦斯流速，取经济流速v=10m/s。的14时薄壁钢管作为本煤层抽放主干管。C.抽排巷抽放a.抽排巷抽放需要解决的绝对瓦斯涌出量5%计算，混合瓦斯流量10m/s,则高位斜交孔抽放管内径取内径350mm的14时薄壁钢管作为抽排巷抽放主干管。3.抽放能力评估现地面永久瓦斯抽放泵2BEF-42型真空水水循环极限真空度为160hpa,主抽放管路为φ426mm和山东淄博2BEA-303型真空水循环式抽放泵三台，电机功率90KW、最大抽气速率58m₃/min,主抽放管路为φ200mm。综上所述已有的抽放系统能满足矿井的抽放能力。八、抽放效果预测A.低位预抽瓦斯量预测预抽条带瓦斯储量×预抽率根据21040采面的抽放经验,在21060采面可采地段布孔，取百米钻孔抽放量为0.02m₃/min,取成孔15246m,封孔长度5m,则抽放量B.本煤层预抽瓦斯量预测预抽条带瓦斯储量×预抽率根据21040采面的抽放经验，在21060采面可采地段布孔，取百米钻孔抽放量为0.02m₃/min,取成孔机巷：280个钻孔，累计孔长16800m,封孔长度5m,则抽放量×X×风巷：280个钻孔，累计孔长16800m,封孔长度5m,则抽放量×C.上隅角瓦斯抽放量预测预计抽放流量×浓度D.抽放瓦斯总量计算=1.98+2.41+2.41+0.825=E.抽放效果预测计算采面瓦斯抽放率(抽放瓦斯总量/瓦斯储量)第三节水害防治专项设计21060采面在开采期间，底板含水层主要由石炭系上统太原组灰岩和下部寒武断系成，上段灰岩由L8～L11四层组成，是开采二1煤层的直接充水水源，平均总厚10.79m。壹、二1煤层顶、底板含水层情况西组和下石盒子组中的砂岩组成，以构造裂隙和风化裂隙为主，裂隙发育不均壹，壹般随深度增加而减弱，开采顶板水有减小趋势。二、底板隔水层厚度的理论计算计算时要把岩石力学测定结果换算成工程单位，下计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的计算结果乘以安全系数，加上采动破坏带影响深度的根据上述计算结果，隔水层理论安全厚度，约为采面底板隔水层厚度的1/3-1/2。为此，简化计算，直接取安全厚度较大值52.86m,作为采面系统底板隔水层安全厚度即可。根据钻孔资料井田内底板隔水岩组(己16-17煤层底到寒武系灰岩顶)的厚度平均为78米，能够满足安全生产需要，己16-17-21060采面能够安全带压回采(但在构造区域则满足不了安全距离)。三、己16.17-21060带压开采措施1、2005年，白庙矿在壹水平+43m、二水平-133m施工了四个水文观测孔(作为疏水降压孔),2008年在-125m、-190m施工了俩个疏水降压孔，现所有孔全部用为防尘用水，经过半年的疏水降压-133m俩个水文观测孔的水压有原来的3.5Mpa下降到当下的3.15MPa,当下所施工的疏放降压孔仍在继续降压，保证安全回采。2、目前，我矿在壹水平施工疏水降压孔2个、二水平施工疏放降压孔4个，疏放水量200m₃/h,加大疏水降压力度。3、在己16-17-21060风、机巷掘进过程中采用物探手段对工作面前方进行超前探测，如发现异常由防突队进行钻探验证。采面贯通后，对这个采面进行电法勘探，根据勘探结果，采取疏、堵措施，保证安全回采。风、机巷沿煤层顶板掘进，在巷道低洼处分别配置俩台排量不小于50m₃/h的水泵，配备壹趟4寸排水管路。6、对矿井水仓及时清挖、水泵及时检查，保证排水系统可靠。7、排水系统己16-17-21060机巷(风巷)-→-240m水仓-→专用回风下山-→立风井-→地面。四、21060采面开采时涌水量预算根据上部21040采煤工作面在开采过程中涌水量分析预计21060采面回采时正常涌水量为50m3/h,最大涌水量为80m3/h。机巷：预计采面正常涌水量50m₃/h,最大涌水量IS100-65-250型排水泵3台，壹使壹备壹检修，φ100mm排水管路三趟。风巷排水系统：风巷预计涌水量10m₃/h。风巷配备IS100-65-250型排水泵俩台，壹台工作，壹台备用，φ100mm排水管路俩趟。六、水害防治措施1、采面圈定后，必须使用直流电法仪、音频电穿透仪对采面风机巷和内部进行探测，发现水文地质异常区必须编制专项底板注浆改造设计对底板及采面内部进行验证、改造。2、采面验证改造后，必须使用直流电法仪、音频电穿透仪对改造段进行验证，若治理效果不好，必须重新对异常区进行二次改造，直到改造达到设计要求。3、采面水文地质异常区未验证、改造合格后，严禁进行开采活动，且满足注浆凝固期不少于6个月。4、排水管路必须吊挂平直，且经常性检查管路是否有淤塞，若出现淤塞时，必须及时处理。5、为保证临时水仓的有效容量，必须对临时水仓必须及时清淤塞，确保水仓容量。6、对在用、备用排水设备要经常性进行检修维修，保持排水设备完好。7、若壹旦发生透水事故，要立即停止作业，沿避水路线撤出所有人员，且及时向调度室汇报。第五章注意事项及主要安全技术措施1、施工单位严格按照设计进行施工，不得擅自修改设计内容及参数，矿井技术部门严格控制施工进度，根据施工设计及时给施工单位调方向线，严禁超掘和欠掘。2、巷道施工期间防突部门要严格按照防突设计及防突措施进行施工，不得擅自修改设计及参数，若需要修改应向防突部门进行汇报。3、风、机巷在掘进过程中要用仪器进行超前探，在采煤工作面形成后对采面风、机巷及切眼进行物探，对低阻异常区进行注浆加固。4、在巷道掘进过程中和形成后回采过程中要在风、机巷内安装顶板离层观测仪，掘进队和采煤队技术员要定期对顶板进行观测，且进行记录，如发现异常应向有关部门进行汇报。5、机电部门在巷道掘进和回采过程中要定期对工作面内的电器设备进行检查，严禁出现失爆现象；每天对运输设备进行检修，防止设备出现故障。6、低抽巷在掘进期间应对掘进头进行钻探，保证低抽巷距煤层底板的距离。第壹节防突设计壹、突出危险性分析二1-21061采面开采标高-142m~-192m,根据矿井突出危险性区域划分，标高-145m以下为突出危险区域，因此二1-21061采面标高-142m~-192m之间具有突出危险性。二、防突管理级别根据突出危险性分析，在掘进期间二1-21061机巷按突出危险进行管理，二1-21061风巷标高为-142m,临近突出危险划分区域，要求在掘进期间仍坚持“四位壹体”防突措施，二1-21061采煤工作面在回采期间全部按突出危险进行管理。三、防突专项设计(壹)掘进阶段防突设计1.区域防突设计距二1-21061机巷底板平距30m,距煤层底板垂距7m处施工壹条机巷低抽巷，设计断面形状为半圆拱形，顶板支护形式为锚喷支护，宽3200mm,高3000mm,拱高1600mm,墙高1400mm,断面8.5m2,工程量500m。在低抽巷内布置钻场对二1-21061机巷施工穿层钻孔预抽，沿低抽巷下帮每25m布置壹个钻场，钻场为梯形支护，宽4000mm,高3000mm,断面12m2。(2)地质超前探设计为了防止低抽巷误揭煤层，保证施工的安全预留岩柱，在工作面施工过程中执行边探边掘措施。设计探孔三个，正前壹个(孔深20m),俩帮各壹个(控制到俩帮轮廓线5m),探孔的超前距不得小于2m。(3)水力压裂设计利用机巷低抽巷以走向呈壹排布置，每隔50m施工壹个穿层钻孔作为高压水力压裂钻孔。压裂有效半径取25m,其压裂面积为500×50=25000m2。(4)穿层预抽钻孔设计抽放钻孔穿过岩层呈扇形布置，距机巷上帮15m,下帮15m,钻孔长度最短20m(钻场中间孔),最长36m(钻场俩边孔)。白庙矿煤层透气性系数为2.803m2/MPa2.d,按照国家煤矿瓦斯抽放规范规定属能够抽放煤层，见煤孔间距为10～15m,矿井为提高抽放效率，在巷道走向上钻孔终孔间距定为6m,每个钻场布置5排共35个钻孔。钻孔布置如下图。2.掘进工作面局部防突设计(1)突出危险性分析及防突管理级别二1-21061机巷标高为-192m,根据矿井突出危险性区域划分，标高-145m以下为突出危险区域，二1-21061机巷虽经低抽巷水力压裂和穿层预抽已消除突出危险性，但该工作面在施工过程中仍要按照“四位壹体”防突措施执行；二1-21061风巷标高为-142m,临近突出危险划分区域，要求在掘进期间仍坚持“四位壹体”防突措施。(2)掘进通风设计按照通风系统设计二1-21061风、机巷掘进工作面配风量为348m3/min,需选择KDJN9/6.0对旋式风机，功率为2×30KW,选φ1000风筒，供风量为350~供风风机安装在二1-21061机巷车场防突风门外，回风流经机巷专回进入总回风，形成独立通风。(3)地质超前探设计首先利用瑞利波进行工作面瓦斯地质超前物探，前探距离50m,允许进尺30,保留20m物探超前距。其次在工作面采用超前地质钻探，设计钻孔不少于3个，必须保证正前投影孔深不小于30m,每执行壹次超前钻探,允许进尺20m,保留10m超前钻探距。(4)突出危险性预测a.预测指标及临界值确定根据《防突细则》和集团X公司有关规定，突出危险性测试必须采用俩个或俩个之上测试指标，根据我矿经验，且结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出初速度qmax值和钻屑量Smax值俩个指标。临界值指标：qmax<4L/min且Smax<5kg/m无突出危险qmax≥4L/min或Smax≥5kg/m有突出危险b.预测钻孔设计在工作面布置三个预测孔，中孔距底1.2m,正前0°,孔深8m;左孔距帮0.5m,距底1.8m,偏左25°,仰角19°,孔深8.8m;右孔距帮0.5m,距底0.7m,偏右25°,俯角19°,孔深8.8m。俩帮均控制到3m处。效检钻孔直径42mm。c.预测操作程序用手持式风动钻机打钻，钻头φ42mm,(1)瓦斯涌出初速度q值测定步骤：①预测孔要布置在工作面煤层的软分层中，钻进②当预测孔深达到3m、5m、7m、9m、10m位置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔后测量室长度为0.5m,封孔胶囊的压力达到0.2MPa。③在测试管末端连接上q值测定仪，测量1min钟流过测定仪表的流量，每个位置的测试时间不超过2min,每壹预测钻孔的最大瓦斯流量值即为该钻孔瓦斯涌出初速度qmax值。(2)钻屑指标测定步骤：钻屑量和q值的测定用同壹钻孔进行。钻孔打至时，开始用专用口袋接取每米钻孔所排出的钻屑，且用弹簧秤称出每米钻孔钻屑的重量，即钻屑量。每壹钻孔沿孔长最大钻屑量即为该的孔最大钻屑量Smax。(3)突出危险性判定只有俩项效检指标均小于其临界值且连续俩次预测为无突出危险时，工作面可判定为无突出危险工作面，在采取安全防护措施下方可施工。当有突出危险时，采取如下防突措施。a.防突措施选定二1-21061风、机巷防突措施选定为浅孔抽放，b.防突钻孔设计煤层倾角28°,按照抽采指标上帮控制8m,下帮控制5m,具体布置②孔径：φ75mm;③孔深：20m,允许进尺10m,保留超前距10m,c.防突装备采用ZDY-400液压防突钻机。按照(4)突出危险性预测的方法进行效果检验。a.压风自救风压不小于0.4MPa,风量不低于2.16m3/min;安装壹组压风自救，个数不少于5个，最后壹组压风自救距工作面25—40m,个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.2—1.3m。b.防突反向风门的设置：防突反向风门严格按《防突细则》第95条规定进行设置c.避难硐室设置要求：当巷道需要设置避难硐室时，严格按《防突细则》第97条以及平煤集团X公司<2006>100号文件的要求进行设置。d.放炮管理采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难硐室内，放炮地点距工作面的距离不放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。远距离放炮时，回风系统的有人作业的地点，都必须停电撤人。放炮30min后，方可进入工作面检查。1.本煤层预抽设计倾向，下排距底0.5m,上排距底1m,孔深65m,采用MK-4型钻机施工。2.回采工作面局部防突设计经水力压裂和深孔预抽后采煤工作面应达到消突作用，但仍需执行注水湿润煤体和超前排放钻孔措施。按突出危险工作面进行管理。见二1-21061综采工作面各生产系统设计中通风系统设计的采煤工作面风量计算。a.预测指标及临界值确定根据《防突细则》和集团X公司有关规定，突出危险性测试必须采用俩个或俩个之上测试指标，根据我矿经验，且结合我矿实际，决定采用钻孔瓦斯涌出初速度qmax值和钻屑量Smax值俩个指标。临界值指标：qmax<4L/min且Smax<5kg/m无突出危险qmax≥4L/min或Smax≥5kg/m有突出危险b.预测钻孔设计采煤工作面突出危险性预测可采用机巷的预测方法,沿采煤工作面每隔10m布置壹个预测孔,孔深9m,c.预测操作程序按照机巷预测操作程序执行。a.防突措施选定经水力压裂和深孔预抽后采煤工作面应达到消突作用，但仍需执行注水湿润煤体和超前排放钻孔措施。b.防突钻孔设计采用风钻配1.0米可接式麻花钻杆打眼，钻孔直径42毫米，深度4.5m,注水时，采用专用封孔器注水，由专用液压泵站提供高压水源，封孔器采用膨胀式封孔器。注水参数：(1)注水范围：采煤工作面煤墙侧；(2)注水眼眼距：注水眼距3壹4m;(3)注水眼眼位：棚梁下方0.3m,单孔布置；(4)注水眼角度：垂直煤墙打设，仰角30°~40°;(5)注水眼深度：注水眼深度注水时间：每眼内注水次数不少于3次，第壹次注水时间不少于30分钟；第二次注水时间不少于20分钟；第三次注水时间不少于20分钟。注水时，只要不沿煤墙及顶板向外溢水，就不能停止注水,向外溢水后仍要坚持2分钟的注水时间，每眼分次注水时间间隔2～3小时。(7)注水循环：工作面每推进2m注水壹次；(8)注水泵压力：6～8Mpa。②超前排放钻孔措施根据防突细则要求和白庙矿排放半径测定结果和工作面煤层确定为：超前排放钻孔沿采煤工作面布置1.5m,第三排2.4m(孔尽量布置在软煤层中),孔径的排放孔，经过2小时排放时间，再进行效果检验，效验指标低于临界值则措施有效。保持3m措施孔超前距，在安全防护措施下方可进行作ZQS手持式气动钻机按照采煤工作面(4)突出危险性预测的方法进行效果检验。液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m,伸出前梁及掩护梁的侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。端头支护：上下端头使用长4mπ型钢梁，壹梁三柱，交替迈步前移，移动步距风巷在风巷切眼往外25～40m处安装壹组压风自处安装壹组压风自。同时在风巷每组绞车处安装俩个压风处安装壹组压风自救，个第二节瓦斯抽放设计壹、采面概况采煤工作面位于二水平西翼，上部相邻正在回采的二1-21040采煤工作面、下部为未开采的实体煤，西到采区边界，东和副暗斜井相连。采煤工作面标高为-142m~-197m,工作面对应地面标采煤工作面设计可采走向560m,采长120m,平均煤突出危险性区域的划分及平煤办(2006)57号《关于对白庙煤矿突出危险性区域划分》的批复，矿井-145m水平之上为无突出危险区域，-145m水平以下为突出危险区域。二1-21061采煤工作面按突出危险工作面管理。二、综采工作面瓦斯涌出量预测1.回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表为壹个预测圆班，采用下式计算。q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;q邻近——邻近层相对瓦斯涌出量，0m3/t,无邻近层。q开采=K1×K2×K3×Kf×(W0-WC)1.1～1.3,取1.3;数来计算，取1.1;K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，取0.8;Kf——取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，取1.5。