14采区专项防突设计

新化芦茅江矿业有限公司芦二井

14采区专项防突设计

（修改版）

编制：通防部

编制日期：二o一八年一月

修改日期：二。一八年三月

目录

修改前言..............................................................................1

第一章采区概况及地质特征...........................................................2

第一节采区概括...................................................................2

一、采区位置和范围...............................................................2

二、邻区情况及采区现状...........................................................2

三、井上、下对照关系.............................................................3

第二节地质特征......................................................................2

一、煤层赋存情况及煤质...........................................................3

二、地质构造...................................................错误!未定义书签。

三、煤层顶底板...................................................................5

四、水文地质条件.................................................................5

五、其他开采技术条件............................................................10

第三节瓦斯地质...................................................................10

一、瓦斯.........................................................................10

二、瓦斯压力.....................................................................10

三、煤层透气性...................................................................10

四、坚固性系数...................................................................11

第四节储量.......................................................................11

第二章采区巷道布置及回采工艺......................................................12

一、开拓方式和采区巷道布置......................................................12

二、采区区段及工作面划分........................................................12

三、首采面（1436工作面）布置...................................................12

四、采掘作业方法................................................................13

第三章采区通风、抽采及及监控系统................................................13

第一节通风系统...................................................................13

一、矿井通风系统...............................................错误!未定义书签。

二、采区通风系统设计............................................................13

三、首采面（1436工作面）通风系统..............................................14

四、采区瓦斯涌出量计算..........................................................15

五、采区配风量..................................................................20

第二节瓦斯抽采系统..............................................................22

一、矿井瓦斯抽采系统............................................................22

二、采区瓦斯抽采系统............................................................23

三、首采面（1436工作面）瓦斯抽采系统..........................................27

四、采区抽采系统附属装置及抽采管网计量检测装置安装............................28

第三节安全监控系统..............................................................37

一、矿井安全监控系统............................................................37

二、14采区监控系统设置.........................................................38

第四章防突设计....................................................................41

第一节煤层突出危险性鉴定.........................................................41

第二节区域综合防突措施...........................................................42

一、区域突出危险性预测..........................................................42

二、区域防突措施................................................................43

三、区域防突措施效果检验........................................................48

四、区域验证.....................................................................53

第三节局部综合防突措施..........................................................57

一、工作面突出危险性预测........................................................57

二、工作面防突措施..............................................................61

三、工作面防突措施效果检验......................................................64

四、安全防护设施................................................................64

第四节防突设备、器材............................................................65

一、现有防突设备、器材..........................................................71

二、装置购置计划................................................................71

第五节防突工程计划及明细........................................................73

一、14采区工作面突出危险性预测预报钻孔工程量..................................73

二、14采区工作面超前排放钻孔工程量............................................76

三、14采区开拓工程量防误穿煤层地质前探钻孔工程量...........错误!未定义书签。9

四、14采区主石门揭煤次数及石门防突钻孔工程量..................................81

五、14采区底板巷穿层（消突）钻孔工程量........................................81

六、14采区本煤层顺抽放钻孔工程量..............................................82

第五章应急救援预案..............................................................85

第一节总则.......................................................................85

一、编制目地.....................................................................85

二、编制依据.....................................................................85

三、工作原则....................................................................85

第二节应急指挥体系及职责........................................................85

一、组织机构.....................................................................85

二、应急组织机构职责............................................................85

第三节预防预警机制............................................8错误!未定义书签。

第四节应急演练...............................................8错误!未定义书签。

一、演习目地....................................................................89

二、应急演练.....................................................................89

三、抢险救灾中的决策与指挥......................................................89

修改前言

一、采区现状

14采区设计（12辅助采区设计）于2014年4月23日经公司审

批完毕，采区共设计一条-50运输大巷、一条+65回风巷和三条采区

上山，分别为采区轨道上山、采区回风上山、采区皮带（溜煤）上

山（布置在3煤底板中），采区皮带（溜煤）上山未能掘进到位。

一条-50运输大巷、一条+65回风巷和二条上山于2018年1月份全

部施工到位已形成采区通风系统。采区首采面1436工作面设计7条

巷道，分别为-50石门、+25石门、1436风巷、机巷、切眼及-50底

板瓦斯抽放巷、+25底板瓦斯抽放巷，截止到2月底+25底板瓦斯抽

放巷施工140m,-50底板瓦斯抽放巷施工10m,-50石门施工25m。

二、修改原因

2018年3月15-16日湖南煤矿安全监察局及娄底监察分局，对

我矿进行“一通三防”专项检查时指出：采区防突设计不符合《煤

与瓦斯突出规定》的相关要求，并针对采区防突设计缺陷提出了宝

贵的修改意见，因此需按此次“一通三防”专项检查意见来修改原

设计。

三、修改内容

1、原《12采区防突设计》名称更改为《14采区专项防突设计》。

2.原《12采区防突设计》没有对采区抽采巷道布置、管路选

型、钻场钻孔布置、封孔材料及工艺等进行设计编制。

3、原《12采区防突设计》没有对采区的防突工程计划进行详

细说明和布置。

4、原《12采区防突设计》没有对采区的防突设施（设备）进

行编制。

5、原《12采区防突设计》对两个“四位一体”的综合防突措

施编制内容空洞，没有细化到每一个防突环节，可操作性和指导性

不强，对采区的防突管理指明不了方向。本次修改根据省局吴卫龙

局长和专家组领导提出的宝贵意见，对照采区巷道布置及开采顺序

进行了采区防突管理上的详细规划和仔细布置，让此设计成为14采

区防突管理的好帮手。

1

第一章采区概况及地质特征

第一节采区概况

一、采区位置和范围

1、井下位置

14采区位于芦二矿一水平北翼3煤采区，东至井田+100水平边

界，西至井田北翼-40水平煤层底板等高线，南到12采区1236、1234

工作面切眼，北至井田北翼边界垂直投影线。

2、范围、上下限标高：

采区上限标高：+100m3煤底板等高线附近，下限标高：-40ni3煤

底板等高线附近。

采区走向长（m）：292.-440.0m,平均3701n

采区倾斜长斜）:180.4〜200m,平均190m

采区面积：约7.03万m,

二、邻区情况及采区现状

14采区南邻12采区及各开拓巷道，目前14采区轨道上山、14

采区运煤上山均已施工结束，1436工作面正在围面。该采区南与12

采区相邻；北为井田北翼边界3煤组未动用区；该煤层3煤层尚未回

采。14采区邻近矿井北翼边界，南与1234、1236工作面接壤，北至

井田边界线。为确保12采区的正常接替，矿着手开发14采区。

14采区相邻采区为12采区，目前该采区只有最后一个工作面

（1236工作面）在进行回采活动。该工作面回采结束后，对该采区

进行封闭。

目前，14采区1436工作面正在围面，设计开两个运输石门，分别

为12-50石门、+25石门;两个底板抽放巷，分别为12-50、+25底板抽

放巷；三条煤巷，分别为1436风巷、机巷、切眼。截止到3月底，+25

底板抽放巷已施工到位，施工穿层钻孔预抽1436风巷条带煤层瓦斯的

区域防突措施已于17年9月底完工，联网抽采工作习惯于17年12月30

2

号前结束，抽采时间历时3个月，经效检后抽采达标。+25石门于2017

年安全揭开煤层。现今年准备-50石门、+65石门揭煤和12-50、+65

底板抽放巷的施工。

三、井上、下对照关系

14采区对应地表范围：位于n线和12线之间，采区范围内地表为

上梅镇三湾村，属低山陵地形，山势平缓开阔，农田少，多为旱土；

无河流、水库。采区东距矿区公路约250m,北距大洋江河段最短距离

约232m,西距桃林江最短距离约210m。地面标高+198〜+232m。

第二节地质特征

一、煤层赋存情况及煤质

1、煤层赋存情况

本采区地质报告中提交可采煤层为3上、3煤层。煤层均位于石炭

系测水组下段。其中3上煤层属极不稳定型局部可采煤层，3煤层属

不稳定大部分可采煤层。现分别详述如下：

3上煤层：为灰色细粒块状，为复煤层，含夹讦3〜4层，夹讦单

层厚0.02~0.30m,夹石干不易剔除。钻孔及巷道见煤厚度0.0〜5.32m,

平均厚0.80m,属极不稳定型局部可采煤层。但建井以来见煤处均不

可采。

3煤层：灰黑色条带状、块状，为复煤层，含夹讦0〜9层，一

般为「4层，夹讦单层厚度0.02〜0.4m.,不易剔除。钻孔及巷道见

煤厚度0.10〜7.05m,平均厚1.82m,属不稳定大部分可采煤层。

2、煤质

3上、3煤层从煤岩特征上不易区分，现一并叙述：3上、3煤层

呈灰黑色，似金属光泽，具贝壳状、参差状断口，以粒状结构为主，

条带状、块状结构次之，火焰试验无烟、无焰。综合评定芦二井根据

化验结果，芦二煤矿3上为中灰、中硫、特低磷、中高发热量无烟煤;

3煤层为低灰、中硫、特低磷、高发热量无烟煤。均可作动力用煤和

民用煤等。

3

二、地质构造

由于受长岗岭向斜构造应力的影响和控制，采区内3煤、3上煤

为总体倾向NNE的单斜构造，煤层倾角在20〜40。之间，平均倾角

28-30°,局部受构造影响倾角可能变化较大。由于本采区特别是北

部距高车边断层较近，受断层影响，采区内地层倾角变化较大，次一

级褶皱构造、中小断层及小褶曲较为发育，煤层厚度及产状可能会有

一定的变化；另外，根据钻孔资料和实际揭露的地质资料分析：采区

范围内小断层、褶曲等构造较为发育。在ZKH01孔及井田边界附近

区域内3煤组煤层受冲刷作用影响，造成3煤变薄甚至缺失，局部3

煤变薄，3上煤缺失区域内煤层顶板岩层较破碎，稳定性差；且由于

受构造和冲刷作用的影响，3煤、3上煤在采区范围内产状及厚度变化

较大。由于对3上煤缺失区的范围控制不清，采区内的中小断层、褶

曲等构造不详，都很有可能给掘进和回采带来较大的影响，施工时需

进一步进行探测，以便更好的指导生产。建井期间查明主要断层统计

见下表。

断层产状影响程

编号断层名称性质断距(m)查明程度

走向倾向倾角度(m)

1F43正近EW285°70-20°10>500查明

2F48正30°20°75°5.0450查明

3F50正42.5°250°62°5.0360查明

F5173°

4正30.7°65°6.0279查明

F7243°

5正22.5°125°15.0212查明

F7478°

6正87.5°300°11.0167查明

F7643°

7正45°205°19.0830查明

F7712°

8正14°130°7.0170查明

F7935°

9逆32°70°4.033查明

10F81正25°230°45°1.558查明

4

三、煤层顶底板

1.顶板岩性和物理力学性质

根据14采区内钻孔揭露3煤、3上煤顶板岩性综合资料、14采区已

掘巷道及14采区运煤、轨道上山等实揭资料可知，3煤组伪顶一般不

发育，3煤（组）顶板：伪顶为黑灰色炭质泥岩及粘土质泥岩，质软

易碎，随采随落。全区绝大部分均有，厚0〜0.5m,一般厚0.2m。直

接顶板为泥岩及细粒砂岩。泥岩较薄，一般1m左右。而细粒砂岩则节

理发育、性脆。一般厚亦为Im左右。其上为易破碎的泥岩，厚约10m

左右。一般来说组成直接顶板的岩层均为易脱落岩石。为较软弱一半

坚硬岩类，中等冒落顶板。

工程地质条件为软弱一半坚硬岩类中等类型。

综合来看3煤层组顶板主要为砂岩，中厚层状，强度高（RC=78.5〜

132.6Mpa,Rt=5.98〜9.65Mpa）,稳定性好，总体弱富水性，以静

储量为主，易疏干。

2.底板岩性和物理力学性质

3煤层组直接底板：一般为细粒砂岩，次为砂质泥岩，一般无底

鼓现象。但3上煤与3煤之间为炭质泥岩或泥岩，开采3上煤时，炭质

泥岩或泥岩遇水膨胀引起底鼓。砂质泥岩单项抗压强度27.5〜

58.OMpa,抗拉强度2.02~3.2^^2之间；同时，该煤组底板距石磴子

组上段灰岩含水组平均距离18m左右，因此在局部地段有发生底鼓和

突水的可能。

四、水文地质条件

（一）水文地质条件

14采区上覆含水层自上而下分别为地表水体、新生界松散含水

层、榇门桥灰岩裂隙含水层、寒武系灰岩岩溶裂隙含水层、、榇门桥

灰岩裂隙岩溶含水层、原地二叠系3煤层组顶板砂岩裂隙含水层及3

煤层组底板石磴子组灰岩岩溶裂隙含水层、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含

水层。

1.地表水体

14采区上部地表水体主要有汝溪（桃林江）和大洋江。汝溪（桃

5

林江）最高水位14.85m,沿河两岸三江口有常年积水洼地，虽然地

表水体积水量丰富，但与14采区工作面最小间距约560m,不会对采

区采掘活动产生影响，但在汛期要重点加强防洪，确保地表水不会溃

入井下而影响矿井安全生产。

2.新生界松散含水层

14采区上覆新生界松散层厚约81〜141m,由砂层、砂质粘土及

粘土层等组成，属湖泊、河流相交替沉积，含潜水〜承压水，分为一、

二、三3个含水层组，其中以第二含水层为主，富水性中等〜较强。

新生界松散含水层与3煤层组间距385〜715m,两者之间有外来系统

老地层及煤系地层相隔，不会对该采区工作面直接充水。

3.壶天群裂隙含水层

采区范围内该含水层厚0〜250m,与3煤层组最小间距156m,由

灰绿色角闪片麻岩、肉红色花岗片麻岩及杂色混合片麻岩组成，岩层

风化程度高，大都风化成为泥状，富水性较弱；中下部岩层裂隙比较

发育，富水性较上部要强一些。总体富水性弱且不均，只是局部富水,

补给量不足，以静储量为主。由于该含水层与1煤层组之间被飞来峰

地层所隔，且最小间距156m,因此该含水层不会对采区开采产生影

响。

4.壶天群灰岩岩溶裂隙含水层

根据地面勘探资料，14采区南部11-12线及其附近上覆有该含

水层，且中间为原地二叠系地层所隔。采区范围内该含水层厚。〜

256m,与3煤层组最小间距382m,寒武灰岩富水规律具有明显的垂

直分带性，其顶部受风化作用影响，岩溶裂隙较发育，水蚀现象明显,

富水性较强；中部裂隙相对较少、富水性弱；底部由于受高车边逆冲

断层影响，岩溶裂隙发育，水蚀现象亦较明显，富水性较上部稍强。

由于该含水层与3煤层组之间被原地二叠系地层所隔，且最小间距

382m,因此该含水层不会对采区开采产生影响。

5.壶天群溶洞裂隙岩溶含水层

14采区上覆壶天群地层厚0m〜178m,该含水层直接与3煤层组

及其下伏灰岩接触，岩性主要为石炭二叠系的砂岩、泥岩、砂质泥岩

6

和煤及石炭系石磴子组灰岩、奥陶系灰岩；其中n勘探线以西采区

上覆飞来峰地层主要由奥陶系灰岩组成。综合以上资料分析，飞来峰

灰岩地层富水性弱〜中等，局部地段岩溶裂隙发育，富水性强，特别

是n勘探线以西范围内上覆飞来峰地层主要由奥陶系灰岩组成，连

通性好、富水性较强。

通过目前井上下勘探资料未发现该含水组与3煤底板灰岩存在

直接水力联系，一般在留设80m防水煤（岩）柱情况下，工作面可以

安全开采，但通过12采区3煤实际试采验证，该含水组水体存在通

过采动裂隙向工作面间接充水的可能。

6.断层的富水性和导水性

矿区内除正断层（FQ、正断层（F12）未切割煤层、其余（储）〜

（储。）断层对3煤开采均有一定影响。

7、梓门桥组中等岩溶裂隙含水层：灰黑色中厚层状隐晶〜细晶

泥质灰岩，其上部夹灰〜深灰色灰岩，下部多为灰色泥岩，层厚110m,

钻孔中未发现溶洞，下部泥灰岩富水性较中上部泥质灰岩差。随着泥

质成分增加，愈往下富水性愈弱。底部有15-20m厚的泥灰岩与钙质

岩为相对隔水层。

本层出露面积窄，岩溶洼地较发育。地表泾流条件好，泉水较少，

多沿冲沟出露，受大气降水影响，流量0.014〜0.15L/s；水质类型为

HC03“-Ca?+型水。为岩溶裂隙水含水层、富水性中等；未见矿床充水

的间接充水含水层。

测水组砂岩裂隙弱含水层：主要为石英砂岩，次为中细粒砂岩组

成裂隙含水层；节理、裂隙较发育，含水层厚约15m,厚度薄，地面

分布窄，大气降水补给面积有限，故泉水出露少，流量小，最大流量

0.46L/s,水质属HC01Ca?+-N-型或HCO*-Na+型水。说明本层为富水

性弱的裂隙承压水，为矿床的直接充水含水层。

石磴子组弱〜中等岩溶裂隙含水层：本层为黑灰色中厚层状细晶

质泥质灰岩，常夹泥灰岩，含方解石脉，局部夹薄层灰岩见溶蚀现象,

顶部有3〜5m钙质泥岩，为隔水层，全层厚200nl以上。本含水层泉

水出露少，流量：0.01-0.15L/S,水质为HC0*-C广富水性中等，为

7

弱〜中等溶裂隙岩含水层。

孟公坳组弱〜中等裂隙、溶隙含水层：主要为泥灰岩、灰岩和砂

岩组成；其灰岩局部见溶蚀现象，砂岩节理裂隙较发育。偶有泉水出

露；富水性弱〜中等裂隙，为弱〜中等裂隙、溶隙岩含水层。分布在

矿区外围，对矿井五充水影响。

隔水层

I号隔水层：有梓门桥组底部厚约15〜20m的钙质泥岩、泥灰岩

及及测水组上部厚约56m的砂质泥岩等组成煤层上覆隔水性能良好

的顶板隔水层。根据“三下开采规程”最大导水裂缝带高度计算公式,

计算3及3上煤层最大导水裂缝带高度Hf为38.05m,尚未波及梓门

桥组中等岩溶裂隙含水层。说明本区I号隔水层可阻隔测水组上覆岩

层水进入矿坑，隔水性能良好。

II号隔水层：有测水组3煤组底板以下的砂岩、砂质泥岩等（厚

度23.02m）至石磴子组顶部薄〜中厚层状的钙质泥岩、泥质灰岩（厚

约27.80m）组成岩石软弱，遇水软化、膨胀、隔水性能好的隔水层

的隔水层；其隔水性能经用《煤矿防治水规定》（国家安全生产监督

管理总局2009年9月21日）中的突水稀疏计算公式，计算3煤层底

板突水系数为0.098MPa/m；因此，煤矿区3煤层底板隔水层隔水性

能良好，安全可靠，能有效的隔止石噎子组岩溶水进入矿坑。

8.3煤层组顶板砂岩裂隙含水层

3煤层组顶板80m范围内砂岩以中〜细砂岩为主，平均厚度约

45m,其中3煤顶板26.6m范围基本为中〜细砂岩。总体看来该采区

3煤层组顶板砂岩南部比北部略厚；岩性特征上部以灰色巨厚层状砂

岩为主，砂岩局部含细砾，层面含丰富的大片状白云母，近煤层顶板

含较多泥质包体。根据目前资料分析，该砂岩含水层总体弱富水性，

以静储量为主，易疏干。但该含水层裂隙发育不均一，存在局部富水

的可能，是采区开采的直接充水水源。根据14采区上山掘进及采区

工作面采掘期间实揭资料，遇构造发育段顶板淋、滴水现象可能较为

明显。

9.采空区水

8

由于14采区开采3煤层组距老窑开采3煤层间距较大在110〜

120m,远大于采区开采导水裂隙带波及高度范围，因此不存在上部老

空水的影响。

10.钻孔水

14采区采掘期间将揭露1个地面钻孔，为地质孔，已进行全孔

封闭，且均通过验收；因此采掘接近时，基本不会影响生产，但采区

工作面采掘期间过钻孔时仍需加强水情观测，及时完善排水系统，确

保采掘安全。

另外，区内部分水文长观孔位于采区工作面开采沉降影响范围

内，工作面开采前，需提前进行注浆封孔。

综上所述，14采区3煤层组开采在留设足够的防水煤（岩）柱

的情况下，上覆飞来峰含水层对采区工作面开采基本不会产生影响，

影响采区开采的主要充水水源为3煤层组顶板砂岩水及3煤层组底板

灰岩水；根据采区南翼12采区3煤层实际采掘情况，矿井采区北翼

水文地质条件复杂，在该区域进行采掘活动时，需进一步查明上覆飞

来峰含水层及3煤层组底板灰岩含水层富水性特征。

（二）采区涌水量预计

1、在留设足够防水煤（岩）柱的情况下，采区涌水量构成

主要为3煤层组顶板砂岩水及3煤底板灰岩水。分别采用以下公

式进行预计。

2、矿井核定生产能力为15万t/a,依据调查实际最大涌水量为

147m3/d,正常平均涌水量22m3/d,按一年330天工作日计算，采区

平均日产煤454吨。

A=454t,富水系数Kp=0.1687-0.225m3/d.t

矿井涌水量：

公式：Q=KpXA

Q正常=Kp.A=0.1687X454=76m3/d

Q最大=Kp,A=0.225X454=102m3/d

9

五、其它开采技术条件

1、煤尘爆炸性：3煤层无爆炸危险性。

2、煤的自燃性：3煤层无自然发火倾向。

3、地温情况：根据埋深推测，原始状态下地温为202―252。

4、地压情况：受构造应力、埋深及采掘动压影响，地压较大。

5、冲击地压情况：3煤组顶板大部分为砂岩，坚硬稳定，开采

时预测周期来压明显。

第三节瓦斯地质

一、瓦斯

根据历年矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿属煤与瓦斯突出矿井。

2017年鉴定矿井绝对瓦斯涌出量为6.37m7min,相对瓦斯涌出量为

21.238m7to但是，从矿井开采情况来看，桃林江以南开采的H、13

采区煤层瓦斯含量及瓦斯涌出量都比较小，开采直今从未出现过瓦斯

动力现象，桃林江以北10、12采区掘进过程中出现过瓦斯动力现象，

但在采掘过程中从未发生过煤与瓦斯突出事故。

14采区属于长岗岭井田，根据邻近12采区采掘揭露煤层的实际数

据分析；随着往北开采，已经到达矿井开采边界，其瓦斯含量及瓦斯

涌出量相应减少，煤与瓦斯突出的危险性也减少。

二、瓦斯压力

根据湖南省煤炭科学研究院《新化芦茅江矿业有限公司ni煤层瓦

斯基本参数测定》学术报告在北翼12-50底板巷中所测原始瓦斯压力

IH煤:0.81Mpa,超出突出危险临界值0.74Mpa。

三、煤层透气性

根据煤矿瓦斯抽采规范(AQ1027-2006)对煤层瓦斯抽采难易程

度的分类标准：

10

煤层瓦斯抽采难易程度表

类另U钻孔流量衰减系数(『)煤层透气性系数(m2(MPa%))

容易抽采<0.003>10

可以抽采0.003-0.0510~0.1

较难抽采>0.05<0.1

该采区HI煤层透气性系数为0.3030m2/MPa2.d,属于可以抽放煤

层；钻孔流量衰减系数为0.5373d-1,属于较难抽放煤层；综上可知

芦二井3煤层属于可以抽采煤层。

四、坚固性系数

根据湖南省煤炭科学研究院《芦二井ni煤层瓦斯基本参数测定》

结果，矿井HI煤层坚固性系数f为0.96。

五、瓦斯储量

根据湖南省煤炭科学研究院《新化芦茅江矿业有限公司ni煤层

瓦斯基本参数测定》学术报告在北翼12-50底板巷中所测原始瓦斯

压力HI煤：0.81Mpa,最大原始瓦斯含量为14.04m3/t,我矿在14-50

石门10米法线距离时进行区域防突预测时测得最大最大原始瓦斯

含量为9.19m3/t,根据瓦斯含量赋存随煤层深度增加而增大，14采

区开采最高标高+100,最低标高度50,所以14采区煤层原始含量

综合按9.5m7t,则14采区煤层瓦斯原始含量W=采区地质储量x采

区煤层原始瓦斯含量=29.64x9,5=281.58万m7to

第四节储量

14采区的3煤层位于芦二矿北翼3煤采区，煤层储量估算范围：东

至井田边界+100m煤层底板等高线，西至一水平-40m煤层底板等高

浅部

北

煤

东

南

西

业

厚

下部工

采

开东西

水

走

向

平

平

储

量

煤层开采开采均容重回采可采储量

高

标斜长

距

编号标IWJ长面积m*1(t/m3)1率觥)(t)

(m)(m)(m)

(m)(m)rn)t)

3100-50370220266984202.031.480223767.7

279709.

线，南至1236、1234工作面切眼开采线，北至井田边界垂直投影线。

采储量计算表

11

第二章采区巷道设计及开采工艺

一、开拓方式和采区巷道布置

根据3煤组赋存条件，采区准备方式实行采区上山布置，单一煤

层单翼开采方式。

在14采区南端（即12采区北部未端）沿3煤煤层底板一石磴子

组灰岩中布置一条轨道上山、一条通风上山和一条溜煤上山，分别担

任提升和行人、通风、溜煤任务。运输大巷、总回风巷均布置在石磴

子组灰岩中，运输大巷标高一50m,总回风巷标高+65m。

采区上山布置：上山布置为三条，即轨道上山、回风上山、溜煤

上山：其层位选定在岩性较好的在煤层底板石磴子灰岩中，轨道上山

倾角为28。，轨道上山长277m作为采区，集中提升和进风用；回风

上山专作为回风，溜煤上山溜煤用。两上山相距20m,为半园拱断

面，支护形式为锚喷支护。

二、采区区段及工作面划分

采区各区段开采顺序：由于12采区工作面顶、底板有少量淋水,

影响工作面采煤。故14采区采用自下而上的开采顺序，该采区为单

翼工作面，首采工作面为1436工作面，即1436工作面一1434工作

面，区段内采用后退式开采。

三、首采面（1436工作面）布置

设计14采区首采工作面布置在首采区段工作面编号为1436。工

作面平均走向长215m,平均倾斜宽80m。首采面采用上行通风方式，

工作面布置在14采区轨道上山的北翼。工作面走向与采区上山方向

夹角90°,工作面风、机巷及底板瓦斯抽放巷均相互平行布置；+25

底板巷、-50底板瓦斯抽放巷近似布置在工作面的上、下部，切眼自

机巷里端与切眼夹角104°,风巷设计长度239nl（+25运煤石门开门

算起）；机巷设计长度191nl（-50运煤石门开门算起），切眼设计长

度80.2m,风、机巷、切眼均沿3煤跟顶掘进，+25石门底抽巷设计

长度140m,-50石门底抽巷设计长度140m,底抽巷布置在3煤层的

底板岩层中。

12

四、采掘作业方法

1、采煤作业方法

14采区可采煤层为缓倾斜中厚煤层，设计采用走向长壁后退式

采煤法，炮采工艺。

2、掘进作业方法

采用钻爆法掘进，岩巷采用光面爆破，同时作业的掘进工作面为

2个。岩巷采用风动凿岩机和风动煤电钻打眼，人工装载，矿车装运

第三章通风、抽采及监控系统

第一节通风系统

一、矿井通风系统

矿井采用分区式通风方式，抽出式通风方法，风流路线为新鲜风

流自主斜井主进风、副井辅助进风、井底大巷车场、南、北运输大巷

至各采区轨道上山、采区石门，经运输巷或电平巷到各采煤工作面。

污风经工作面回风巷进入采区回风石门，经采区回风上山进入总回风

巷，经12风井(或15号风井)排出地面。主斜井和副井为进风井，

12风井和15风井为回风井。本采区回风利用原地面设置的12风井，

12风井在地面主扇风机房安装FBCZ—No：17*55隔爆轴流式风机2

台，一台运转，一台备用。二台风机配电机55KW,电压380V,额定

风量15.7〜47.7m3/s,额定风压355〜1301Pa,反风方式为利用电

机反转反风，采用双回路供电，构成矿井完整的通风系统。12风井

承担14采区通风。采煤工作面采用U型通风，掘进工作面采用压入

式通风。

二、14采区通风系统设计

1.采区通风系统要求

(1)采区、采掘面必须有独立的进、回风巷道，工作面回风侧不

应设置风窗;

13

(2)满足采掘面和碉室所需风量；

(3)具有简单、稳定和可调的特点；

(4)通风阻力尽可能小，风流通过能力大，漏风小，进风流被

污染和加热的程度小；

(5)通风系统要有利于瓦斯排放和防止采空区煤炭自然发火；

(6)通风系统具有适应灾变的能力；

(7)采掘工作面回风侧不得设置调节风量的设施。易自燃煤层

的回采工作面确需设置调节设施的，须经煤矿企业技术负责人批准。

2.采区通风方式及通风系统

14采区轨道上山、14采区溜煤上山负责各采掘面及碉室进风，

14采区回风上山负责采掘工作面及碉室回风；掘进工作面采用压入

式局部通风。

3.采掘工作面通风

采煤工作面采用上行通风，“U”型通风方式。采煤工作面设专

用回风巷，工作面回风经专用回风巷进入采区回风上山及主要回风

巷。

各掘进工作面利用局扇及风筒将新鲜风流压入到掘进面迎头，回

风经回风联巷直接排入采区回风上山及主要回风巷。

各掘进工作面选择局扇主要考虑巷道岩性、长度、断面、瓦斯涌

出量等参数，通过综合考虑以上参数，合理选型，以满足通风降温、

排出有害气体的需要。

三、首采面(1436工作面)通风系统

1.生产准备期间：

(1)1436风巷(1436+25底板抽放巷)

-50m底板运输大巷一14采区轨道上山―14+25运输石门一掘进

面迎头一+25回风下山一14采区回风上山-14+65底板运输专用回风

大巷一14+65回风下山一12米区+65m总回风巷一12米区+100ni总回

风巷一风井一地面。

14

工作面通风线路：主、副井--北运输大巷一14采区一机巷进风

石门一工作面机巷一工作面切眼一工作面风巷一风巷回风石门一14

采区专用回风巷一+100总回风巷一12风井一地面

伍总：这有两种，请选择一种。

(2)1436机巷(1436-50底板抽放巷)

-50m底板运输大巷一掘进面迎头一14采区回风上山―14+65底

板运输专用回风巷一14+65回风下山―12采区+65m总回风巷一12采

区+100ni总回风巷一风井一地面。

2.回采期间：

-50m底板运输大巷--50m运输石门一1436机巷一1436工作面一

1436风巷—14+25回风下山一14采区回风上山―14+65m底板运输专

用回风大巷一14+65回风下山―12米区+65m总回风巷一12米区+1001H

总回风巷一风井一地面。

四、采区瓦斯涌出量计算

1.矿井瓦斯等级鉴定情况

2017年鉴定结果见下表：

矿井绝对矿井相对采面最大绝对掘进面最大绝对

瓦斯涌出量瓦斯涌出量瓦斯涌出量瓦斯涌出量审定结果

m3/minm3/1m3/minm3/min

6.3721.380.360.14突出矿井

2.采区内煤层瓦斯赋存情况

根据矿井瓦斯等级鉴定结果，我矿属煤与瓦斯突出矿井。但是，

从矿井开采情况来看，桃林江以南开采的n、13、15采区煤层瓦斯

含量及瓦斯涌出量都比较小，开采直今从未出现过瓦斯动力现象，桃

林江以北10采区掘进过程中出现过瓦斯动力现象，但在采掘过程中

从未发生过煤与瓦斯突出事故。

(1)开拓后实测煤层瓦斯参数

15

芦二井3煤层瓦斯参数测定数据成果汇总表

序号参数名称单位3煤层数值

1煤的坚固系数f一0.96

2瓦斯放散初速度4PmmHg24

3水分Mad%3.48

3灰分Aad%26.96

4挥发分Vdaf%11.18

5真密度TRDt/m31.68

6视密度ARDt/m31.60

7孔隙率F%4.76

4瓦斯吸附常数am3/140.9182

5瓦斯吸附常数bMPa-11.2316

6煤层透气性系数入m2/MPa2.d0.9386

7钻孔流量衰减系数10.5373

90d2.15

抽采影响半径（理论计算）180d2.78

8

270d3.23

360d3.59

m3/t北翼：14.04（实测）

9煤层瓦斯含里X（max）

南翼：4.04（实测）

MPa北翼：0.81（实测）

10煤层瓦斯压力P（max）

MPa南翼：0.38（实测）

（2）采区内各工作面瓦斯含量预计

通过比对地勘时期、开拓期间瓦斯含量实测数据及分析瓦斯地质

图，可以看出3煤层北翼瓦斯含量具有埋藏深度增加而加大的整体趋

势（详见3号煤层瓦斯地质图编制说明书）。14采区各工作面布置

在-50〜+100m之间，设计中根据实测数据推测14采区各工作面的平

均原始瓦斯含量，具体见下表：

工作面瓦斯含量（m7t）工作面瓦斯含量（m7t）

1436

1434

3.回采面瓦斯涌出量预计

（1）回采面瓦斯涌出量计算方法

16

采区内各回采面瓦斯主要来源于采落煤炭、采场丢煤、围岩瓦斯

涌出。根据AQ1018-2006《矿井瓦斯涌出量预测方法》，计算各工作

面回采期间的瓦斯涌出量。

①回采面相对瓦斯涌出量计算

q本二一k2k3(m/M)(Xo-Xc)

式中：

kl---围岩瓦斯涌出系数；

k2——工作面残煤瓦斯涌出系数；

k3——掘进工作面预排瓦斯影响系数，取值二(L-2b)/L,式中

L为工作面长度，b为巷道宽度；

M、m——回采高度与煤层厚度(m)；

X、Xc——本煤层的原始、残存瓦斯含量(m3/t)；

②回采面相对瓦斯涌出量计算

3

q^=kik2k3(m/M)(Xo—Xc)=9.61m/to

式中：-k2k3

kl---围岩瓦斯涌出系数，取1.3；

k2——工作面残煤瓦斯涌出系数，取值=1/工作面回采率

=1/0.95=1.05；

k3——掘进工作面预排瓦斯影响系数，取值=(L-2b)/L,式中

L为工作面长度180m,b为巷道宽度2.0m,经计算k3=0.97；

M、m---回采高度与煤层厚度(m)；M为1.8m,m为2.0m；

Xo、Xc——本煤层的原始瓦斯含量=14.04(m3/t)；Xc预抽措施

评价合格后的瓦斯含量Xo=7.5m3/to

Xo.Xc——本煤层的原始(预抽后)、残存瓦斯含量(m3/t)；

预抽率取40%,预抽措施评价合格后的瓦斯含量Xo=7.5X(1-0.4)

=4.5m3/t；Xc根据AQ标准取2n?/t；

(2)1436回采面相对瓦斯涌出量q==3.52mYt。工作面日产量150t,

3

绝对瓦斯涌出量，0.36m/mino

4.掘进巷道瓦斯涌出量计算

17

(1)掘进巷道瓦斯涌出量计算方法

q掘=口壁+q落

①煤壁瓦斯涌出量

q^=DXvX