君鑫煤矿22采区(上段)防突设计(登封局评审后修改10.17)

PAGE47目录TOC\o"1-2"\h\z\u6027前言 120778第一章矿井概况 327796第一节矿井地理位置及井田境界 318930第二节煤炭储量、生产能力与服务年限 518875第三节矿井开拓方式 620137第四节矿井主要生产系统 113890第五节井下安全避险“六大系统”建设 172825第二章矿井及22采区地质情况 217385第三章矿井瓦斯 2724154第一节矿井瓦斯概况 2724629第二节矿井瓦斯涌出量计算 3017919第四章区域防突综合措施 4422339第一节区域突出危险性预测 443451第二节区域性防治煤与瓦斯突出措施 4522261第三节区域防突效果检验 6130611第四节区域验证 636726第五章局部综合防突措施 6829042第一节工作面突出危险性预测 681874第二节工作面防突措施 6910234第三节工作面措施效果检验 7416855第四节工作面安全防护措施 7622705第六章石门揭煤工作面综合防突措施 797939第一节区域突出危险性预测 8017119第二节区域防突措施 8427780第三节区域措施效果检验 87732第四节区域验证或工作面突出危险性预测 8819755第五节工作面防突措施 8912455第六节工作面措施效果检验 9016298第七节安全防护措施 909262第七章防突设施、设备 9318477第八章防突管理及培训 965369第九章组织机构和队伍保障措施 9915335第十章建议 101登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计PAGEPAGE1前言一、概述登封市君鑫煤业有限责任公司（以下简称君鑫煤业）位于登封煤田马岭山勘探区东部，原为登封市小河煤矿的接替井，现隶属关系变更为登电集团管辖，为地方国有煤矿，行政区划属登封市石道乡。矿井始建于1996年，设计生产能力0.30Mt/a。二、任务来源河南工程咨询监理有限公司受君鑫煤业委托，承担了《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计》任务。设计人员通过到煤矿现场勘查、对资料分析研究，根据煤层的赋存条件、开拓开采、瓦斯地质规律、瓦斯含量、瓦斯压力及瓦斯涌出情况，编制了《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计》。三、设计依据1、《防治煤与瓦斯突出规定》；2、《煤矿安全规程》国家安全生产监督管理总局，2011年；3、《煤矿瓦斯抽采规范》AQ1027-2006国家安全生产监督管理总局；4、《保护层开采技术规范》AQ1050-2008；5、《河南省登封市君鑫煤业有限责任公司生产矿井地质报告》；6、君鑫煤业开采煤层自燃倾向性鉴定报告及煤尘爆炸性鉴定报告；7、《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》及批复；8、中国矿大2014年编制的登封市君鑫煤业有限责任公司君鑫煤矿瓦斯地质图、说明书和测定的瓦斯基本参数。四、设计的指导思想1、坚持“安全第一、预防为主、综合治理”的安全生产方针；坚持“区域防突措施先行、局部防突措施补充”的原则。2、区域防治煤与瓦斯突出措施为：优先采用开采一6煤岩保护层，同时在L8灰岩中布置抽采巷道，施工穿层钻孔抽采二1煤层的瓦斯。3、在符合《防治煤与瓦斯突出规定》要求、满足安全生产的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资。五、设计主要内容1、矿井瓦斯地质规律研究2、矿井瓦斯涌出量预测3、区域突出危险性预测4、区域综合防突技术措施设计5、局部综合防突措施设计6、安全生产保障措施及建议登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计PAGE47PAGEPAGE3第一章矿井概况第一节矿井地理位置及井田境界一、矿井地理位置登封市君鑫煤业有限责任公司（以下简称“君鑫煤业”）位于登封市石道乡境内，北东距登封市约25km，南距汝州市约25km，伊川-登封的公路在矿区西北部约2km处通过，区内有至石道乡和临汝镇等地的乡级公路，登封煤田专用铁路从矿区北部通过，交通比较便利。详见交通位置示意图1-1-1。图1-1-1交通位置示意二、井田境界登封市君鑫煤业有限责任公司位于登封市西南20km的石道乡和君召乡交界处的上沃村，行政隶属石道乡。根据河南省国土资源厅颁发的采矿许可证（证号：C4100002012061120125617），井田范围即由表1-1-1所列12个拐点坐标依次围圈而成，限采二1煤层，开采深度由+460m～－600m标高。井田东西走向最长5.46km，南北倾向最宽1.91km，面积约6.1996km2。井田边界拐点坐标一览表(西安80坐标系统)表1-1-1序号XY序号XY13805950.9338390537.1973804000.9538393385.2423804730.9238390537.2183804025.9538393687.2433804665.9338391737.2293803950.9638394137.2443804575.9438392709.22103803450.9538394137.2553804010.9438392687.23113803220.9538394297.2563803622.9538393479.24123804750.9938395997.25三、22采区位置22采区北部和东部为矿井井田边界，南依11采区，西靠21采区，划定范围走向长约2.4km，倾斜宽度0.9km（平距），面积约1.78km2。其中22采区（上段）倾向宽0.42km（平距），面积0.85km2。第二节煤炭储量、生产能力与服务年限一、矿井储量根据河南省煤田地质局一队编制的《河南省登封市君鑫煤业有限责任公司生产矿井地质报告》，截止2013年底，君鑫煤矿二1煤层总的资源储量为3326×104t，其中动用152×104t，保有资源量3174×104t，其中探明的经济基础储量（111b）855×104t，控制的经济基础储量（122b）1326×104t，推断的内蕴经济资源量（333）993×104t，可采储量为1810×104t。22采区二1煤层储量统计详见表1-2-1。22采区储量统计表表1-2-1煤层保有资源储量（万t）永久煤柱损失（万t）设计资源储量（万t）大巷煤柱（万t）开采损失（万t）可采储量（万t）二1煤层69682.5601.736.4113.03452.3二、矿井生产能力及服务年限根据计算，矿井二1煤可采储量为1810×104t，生产能力为0.30Mt/a，矿井服务年限为43a。22采区二1煤可采储量为452.3万t，采区生产能力为0.30Mt/a，服务年限为10.8a，其中22采区（上段）服务年限5.1a。第三节矿井开拓方式一、开拓方式1、开拓方式矿井开拓方式为一立两斜单水平上下山开拓，开采水平标高为+80m，布置有主斜井、回风斜井和副立井三个井筒。主斜井井筒净宽3.7m，净断面10.6m2，倾角24°～30°，斜长798.5m，砌碹支护。主斜井安装DQJ40大倾角皮带一部，带宽800mm、功率315kW，担负全矿井的煤炭提升任务，并兼作矿井的安全出口。副立井井筒净直径4.5m，井深298m，净断面15.9m2，装备一对1t单层单车标准罐笼、钢罐道，担负全矿井的升降人员、提矸、下料等提升任务。回风斜井担负矿井回风任务，井筒断面10.8m2，倾角25°～29°，斜长805.4m，U型钢支护。2、水平划分本矿井开采水平标高为+80m。在+80m水平布置主井井底车场、东翼机轨合一运输大巷和回风大巷，运输大巷布置在煤层底板太原组上段灰岩中，东翼回风大巷布置在二1煤层中。22采区深部-100m处新建一辅助水平，规划施工一条机轨合一的辅助水平大巷，辅助大巷位于二1煤层底板L4灰岩中。3、采区接替及开采顺序矿井划分为四个采区，+80m水平以浅为11采区，+80m水平以深为21采区、22采区和23采区三个下山采区。11采区为目前生产采区，22采区为接替采区。二、22采区巷道布置1、采区准备巷道22采区为11采区接替采区，11采区布置有运输上山及回风斜巷，+80m水平东翼运输大巷为机轨合一巷道，东翼回风大巷为煤巷，变形严重，本次利用原有的+80m水平东翼运输大巷，并在二1煤层底L4灰岩中新增一条+80m回风巷，原有的东翼回风大巷报废。22采区（上段）布置三条下山，22采区轨道下山、22采区胶带下山及22采区回风下山，22采区按照煤与瓦斯突出区域设计，该采区为君鑫煤业首个下山采区，采区深部煤层埋藏较深，22采区倾向较长，布置的三条下山工程量较大，同时相邻矿井开采深度均较浅，考虑到深部区域瓦斯防治难度较大且无相关经验，为确保安全，以二1煤层-100m机轨合一巷将22采区划分为22采区（上段）和22采区（下段）。本次投产-100m接力车场以浅区域，22采区（上段）三条下山均位于二1煤层底板L7灰岩中，轨道下山通过-100m接力车场连接。22采区轨道下山担负采区矸石、材料运输任务，并架设架空乘人装置，担负采区人员运输；22采区胶带下山担负二1煤和一6煤运输任务，22采区回风下山担负采区回风任务。二1煤层工作面胶带顺槽通过溜煤眼与胶带顺槽连接，一6煤回采工作面胶带顺槽皮带与22采区胶带下山皮带直接搭接。回采工作面采用顺序开采、后退式回采方式，主要巷道断面为：+80m水平东翼回风大巷位于L4灰岩中，半圆拱，净断面14.2m2，采用锚网喷支护；22采区（上段）22采区轨道下山、22采区胶带下山及回风下山均位于L7灰岩中，22采区（下段）均位于L4灰岩中，半圆拱，其中轨道下山和胶带下山净断面均为12.3m2，采用锚网喷支护；22采区回风下山净断面14.2m2，采用锚网喷支护。2、回采巷道的布置二1煤工作面顺槽断面形状为半圆拱，采用29U可伸缩支护，净断面为10.2m2，胶带顺槽及轨道顺槽均沿煤层底板布置，按中线掘进。各工作面斜长120m，22201首采面和其它采煤工作面的上顺槽均沿空送巷。3、抽采巷道的布置二1煤底板抽采巷布置在底板L8灰岩中，上距二1煤层法线距离大于10m。与二1煤层采煤工作面的上顺槽相对应的上部抽采巷外错13m，与二1煤层采煤工作面的下顺槽相对应的下抽采巷内错13m。工作面的下抽采巷也作为下部工作面的上抽采巷。抽采巷采用半圆拱形锚喷支护，掘进断面为8.8㎡。三、采掘方法1、采煤方法22采区二1煤层采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化综采工艺。一6煤岩保护层工作面，采用走向长壁后退式采煤法，爆破落煤（岩），单体液压支柱配铰接顶梁支护顶板。2、掘进方法22采区（上段）布置两个二1煤煤巷掘进工作面、一个一6煤顺槽掘进工作面及一个底板抽采巷掘进工作面，采掘比1：2。掘进工作面均采用钻爆法施工。3、掘进工程量22采区（上段）投产时井巷工程包括+80m东翼回风大巷，22采区轨道下山、22采区胶带下山、22采区回风下山、22201工作面胶带顺槽、22201工作面轨道顺槽、22603工作面轨道顺槽、22603工作面胶带顺槽、水仓、泵房及接力车场等巷道。巷道施工总长度为18223.30m，井巷及硐室掘进总体积197970.25m3，矿井万吨掘进率为607.7m/万吨，万吨掘进体积为6599.01m3/万吨。井巷工程量汇总见表1-3-1。采区工程量汇总表表1-3-1序号项目名称长度（ｍ）掘进体积(m3)备注岩巷煤巷小计岩巷煤巷小计1车场巷道及硐室6973.166973.162主要运输巷1810611806322采区下山28509285094二1煤准备巷道32801269730682433795一6煤准备巷道670036579.643279.66底板抽采巷56584565847紧急避险系统5765768排水系统5192.995192.999供电系统796.5796.5总计197970.254、防突工程量22采区（上段）防突工程量统计表表1-3-2项目名称钻孔工程量（万m）保护层工作面巷道工程量（m）底板抽放巷巷道工程量（m）工程量60.25828.2643022201首采工作面防突工程量统计表表1-3-3项目名称钻孔工程量（万m）保护层工作面巷道工程量（m）底板抽放巷巷道工程量（m）工程量14．720532173.95、工作面接替顺序22采区（上段）二1煤工作面接替为22201工作面→22202工作面→22203工作面→22204工作面→22205工作面→22206工作面。一6煤层回采工作面接替顺序为22601工作面→22602工作面→22603工作面→22604工作面。工作面接替表见下表1-3-4。根据表1-3-4中一6煤层及二1煤层采掘接替计划，22601及22603（均为一6煤层工作面）回采时，利用底抽巷抽采上部22201及22202（均为二1煤）工作面上下顺槽及回采区域煤层瓦斯，待二1煤层顺槽区域消除突出危险性后，22201工作面上下顺槽及22202上下顺槽区域抽采达标后，22201及22202工作面上下顺槽掘进头方可进行施工，利用施工的顺槽，施工顺层钻孔，对回采区域煤层瓦斯进行抽采，待抽采达标后，进行二1煤层工作面回采，且一6煤掘进工作面掘进速度大于二1煤掘进速度，确保一6煤回采工作面超前二1煤两个回采工作面，预抽时间满足大于6个月要求，确保保护层与被保护层正常接替。22采区（上段）回采工作面接替表表1-3-4第四节矿井主要生产系统一、运输系统采煤工作面生产的煤炭经顺槽胶带输送机运至下山煤仓，再由下山胶带输送机、+80m大巷胶带输送机运至主井井底车场煤仓，最后由主井胶带输送机运至地面。2、材料与矸石运输系统22采区采掘工作面所需材料自地面装入矿车经副立井入井，经井底车场、轨道斜巷至22采区上部车场，最后经采区轨道下山、中部车场、顺槽巷道运至各采掘工作面。矸石运输与材料运输相反二、排水系统井底+80m水平设置有中央水仓和泵房，中央泵房安装D280—65×7型水泵4台，在主斜井辅设两趟Φ219mm×8mm排水管，一备一用，正常排水能力为280m3/h，最大排水能力为560m3/h，内、外环水仓均采用半圆拱钢网锚喷支护，净断面11.8m2,总容量2256m3。22采区（上段）排水采用二级排水系统，在-100m水平建立采区排水泵房与水仓，将22采区（上段）涌水沿22采区轨道下山排至+80m水平运输巷排水沟，自流至+80m水平原有主排水泵房水仓，再通过+80m水平主排水泵房原有矿井排水系统排出地面。三、供电系统地面架设10kV双回路供电线路，供电主回路为门石线，备用回路为胥东线，井下实现10kV高压入井双回路供电，主变电所位于+80水平，装机容量3400kW。在22采区排水泵房附近建采区变电所，并与泵房联建，井下采区变电所采用双回路供电。采区变电所10kV母线为单母线分段接线。采区变电所以10kV电压向采区水泵供电。以0.66kV电压向各顺槽掘进头、22采区下山绞车等负荷供电。二1综采工作面选用2台矿用隔爆型移动变压器，供综采工作面采煤机、可弯曲刮板输送机、乳化液泵站、胶带输送机等设备供电。一6煤岩保护层工作面选用1台矿用隔爆型移动变压器，向采煤工作面、顺槽低压设备供电。四、通风系统矿井目前采用主斜井、副立井进风，回风斜井回风中央分列式通风方式，通风方法为抽出式，矿井总风量70m3/s，矿方现已在回风斜井安装两台FBCDZ-№22型防爆对旋轴流式通风机，配电机功率132kW×2，电压380V，额定风量38～95m3/s，额定负压135～3465Pa。《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》已对君鑫煤矿现用风机进行校核计算，君鑫煤矿回风斜井回风量及通风负压为：同时服务22采区（上段）和11采区时风量为75m3/s，通风负压为916.3Pa；只服务22采区（上段）时风量为85m3/s，通风容易时期负压为1243.7Pa，通风困难时期负压为1436.5Pa。根据校验可知，矿井现用风机及所配电机功率均满足矿井22采区（上段）开采时的通风要求。22采区二1煤层采煤工作面的通风路线为：新鲜风流由副立井、主斜井→井底车场→轨道斜巷→+80m水平运输大巷→22采区轨道下山、运输下山→中部车场→胶带顺槽进入工作面。工作面乏风流由轨道顺槽→22采区回风下山→+80m东翼回风大巷→回风斜井→地面。一6煤岩层保护层工作面的通风路线与二1煤层采煤工作面通风路线相同。抽放巷通风方式为全负压供风。掘进工作面采用压入式局部通风机通风。五、瓦斯抽采系统（一）瓦斯资源储量《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》已对22采区范围内煤层及围岩瓦斯储量进行计算，计算结果22采区瓦斯储量为6314.11万m3，可抽瓦斯量为2209.94万m3。其中22采区（上段）瓦斯储量为3114.21万m3，可抽瓦斯量为1089.97万m3。22采区及22采区（上段）可抽区域瓦斯储量、可抽瓦斯量的计算基础数据与计算结果详见表1-4-1，表1-4-2。22采区可抽区域瓦斯储量计算表表1-4-1煤层地质储量(万t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯地质储量(万m3)可抽瓦斯量(万m3)说明二1煤6967.565261.761841.62抽采率35%围岩（取0.2）1052.35368.32合计6314.112209.9422采区（上段）可抽区域瓦斯储量计算表表1-4-2煤层地质储量(万t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯地质储量(万m3)可抽瓦斯量(万m3)说明二1煤343.287.562595.18908.31抽采率35%围岩（取0.2）519.04181.66合计3114.211089.97（二）瓦斯抽采设备校核根据《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》计算结果，矿井设计年瓦斯抽采量为2.27Mm3。由于矿井采用穿层钻孔预抽、边掘边抽和采空区抽采等综合抽采方法，因此瓦斯抽采服务年限将与矿井服务年限相当。经计算，预计矿井瓦斯抽采率为35%，满足《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）的要求。1、矿井纯瓦斯抽采量本矿井22采区（上段）纯瓦斯抽采量，经计算为高负压2.36m3/min；低负压1.88m3/min。2、抽采管路敷设及管路选择矿井22采区（上段）瓦斯抽采主管路沿回风斜井、+80m水平东翼回风大巷及22采区回风下山敷设。其中，回风斜井段为利用原有管路，+80m水平东翼回风大巷及22采区回风下山段为新敷设。中途安装若干阀门与抽采支管连接。抽采支管分别沿各采煤工作面轨道顺槽、胶带顺槽和掘进工作面上下顺槽等敷设，并与钻场连接。根据《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》计算结果及原有管路敷设情况，选取+80m水平东翼回风大巷及22采区回风下山抽采主管路同回风斜井，即为Φ325×8mm聚乙烯复合钢管。各工作面支管均采用DN200mm煤矿井下用聚乙烯瓦斯抽采管；低负压抽采主管路采用Φ273×7mm聚乙烯复合钢管。抽采系统抽采管径计算表表1-4-3管路名称纯瓦斯流量(m3/min)瓦斯浓度(%)混合瓦斯流量(m3/min)气体流速(m/s)管道内径(m)高负压抽采主管2.361035.480.306工作面顺槽抽采支管0.59108.85100.137掘进面顺槽抽采支管0.59108.85100.137低负压抽采主管1.88828.2100.244注：表中混合瓦斯流量富裕系数高负压取1.5，低负压取1.2。瓦斯抽采主管和支管均采用法兰连接，管路可回收重复利用。根据瓦斯抽采量，瓦斯抽采主管路及支管路均敷设一趟。3、瓦斯抽采设备的校核根据《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区初步设计》计算结果，抽采系统压力H抽=51173Pa，高负压抽采泵工况压力Pg=46887Pa。高负压抽采系统抽采泵工况流量Qg=86.7m3/min，小于地面现有瓦斯泵抽气量181m3/min；低负压抽采系统抽采泵流量Qb=29.375m3/m，小于井下现有瓦斯泵抽气量40m3/min，因此，矿井现有高低负压抽采设备均满足22采区（上段）瓦斯抽采要求。矿井现有真空泵性能参数参见表1-4-4。水环式真空泵性能参数表型号工况状态吸气压力(hPa)工况状态抽气量(m3/min)电压(V)电机功率(kW)备注2BEF-50160181380200高负压ZWY40/751604066075低负压回风斜井地面工业广场原有地面瓦斯抽采设备满足22采区高负压瓦斯抽采能力要求。2BEF-50型水环式真空泵2台，单台泵抽气量181m3/min，配套电机功率200kW，380V。矿井井下现有抽采设备满足22采区低负压瓦斯抽采能力要求。ZWY40/75型水环式真空泵2台,1台工作，1台备用，单台吸气量40m3/min，配套电机功率75kW，660V。第五节井下安全避险“六大系统”建设一、安全监测监控系统矿井已安装了型号为KJ95N的安全生产监测监控系统。系统由地面中心站、井上下分站、电源箱、瓦斯断电器、各种传感器及信号电缆等组成。地面中心站设在主井工业场地办公楼调度室内。监测监控系统的主干电缆经井口房避雷器由主斜井引至井下，采用矿用光纤或4芯MHY32型阻燃信号电缆。二、压风自救系统矿井在主斜井及副立井地面工业广场各建有一个地面空压机站。其中副立井工业广场空压机站内安装FHOGD-355型空压机两台，一台工作，一台备用。单台空压机排气量62m3/min，排气压力0.8MPa。配套电机功率355kW，电压10kV。主压风管路为Φ219×8mm无缝钢管1趟，沿副立井井筒敷设。主斜井工业广场空压机站内安装FHOG-340W型空压机两台，一台工作，一台备用。单台空压机排气量40m3/min，排气压力0.8MPa。配套电机功率250kW，电压10kV。主压风管路为Φ159×4.5mm无缝钢管1趟，沿主斜井井筒敷设。井下生产用风时，一台FHOGD-355型空压机工作，三台备用。当压风自救用风时，任意两台空压机工作均能满足要求。永久和临时避难硐室内敷设有压风自救系统，设置有供气阀门，接入的矿井压风管路应设减压、消音和控制阀，压风出口压力在0.1～0.3MPa之间，供风量不低于0.3m3/min·人，连续噪声不大于70分贝。三、井下紧急避险系统1、紧急避险设施该矿+80m水平东翼运输大巷煤仓绕巷西20m处设置了1座可容纳100人的永久避难硐室。22采区（上段）生产时可利用+80m水平的永久避难硐室。为确保回采工作面及掘进工作面发生灾难时人员避险需要，在回采工作上下顺槽各建一座可容纳15人的临时避难硐室。2、自救器矿井目前配备自救器型号为ZH-45型隔离式自救器，额定保护时间为45min，数量总共有755台，满足要求。3、井下避灾路线（1）采掘工作面发生火灾与瓦斯事故时，22采区（上段）人员避灾线路为：采掘工作面→工作面轨道/运输顺槽→工作面中车场→22采区轨道下山→井底车场（永久避难硐室）→主斜井→地面。（2）采掘工作面发生水灾事故时，22采区（上段）人员避灾线路为：采掘工作面→工作面轨道→工作面中车场→22采区轨道下山→井底车场（永久避难硐室）→主斜井（回风斜井）→地面。4、本矿井制定有救灾应急预案。四、供水施救系统该矿井下消防、洒水和供水共用一套给水系统，给水管道沿主斜井进入井下，由地面消防水池（V＝300m3一座），直接供水，同时矿井两个工业场地的日用消防水池（V＝300m3各一座）为井下消防、洒水及井下避险供水系统的备用水源，可确保井下24小时不间断供水。五、通讯联络系统本矿井调度与行政电话共用交换机,在主井口附近电话交换机房内现有一台数字程控交换机，共计120门。沿主斜井、副立井各已敷设一根80对和60对的矿用阻燃型通信电缆。井下绞车房、胶带下山带式输送机头部、变电所及泵房、工作面及顺槽、掘进面及局扇安装处、各避难硐室内等设本安型电话分机。六、井下人员定位系统本矿现已配备了一套KJ69J型井下人员定位系统。该系统由监控主站计算机、无线数据监测分站、无线接收器、下井人员无线编码发射器及信号电缆等组成。系统监控主站计算机设在主井工业场地办公楼调度室内。井下人员定位系统主干电缆采用矿用光纤或4芯MHY32型阻燃信号电缆，经井口房避雷器由主斜井引至井下。第二章矿井及22采区地质情况一、地层本区地层属华北地层区豫陕地层分区嵩箕小区。据钻孔揭露和地表出露情况，矿区地层自老而新沉积有：寒武系、石炭系、二叠系、三叠系、新近系及第四系。现分述如下：1、寒武系（∈）上统崮山组（∈3g），灰色，厚至巨厚层状白云质灰岩，含不均一的鲕粒，中夹薄层泥岩和砾屑灰岩，顶部溶洞发育，常有本溪组的铝质岩或铝质泥岩充填，与下伏张夏组连续沉积。区内钻孔揭露该层最大厚度64.82m。2、石炭系（C）地表裸露有零星上统本溪组和太原组地层，缺失下统，与下伏寒武系崮山组地层呈平行不整合接触，平均厚度46.35m。（1）上统本溪组（C2b）平均厚8.19m。上部为灰至深灰色铝质岩，具豆状、鲕状结构；下部为灰色铝质泥岩，夹黄铁矿结核。（2）上统太原组（C2t）下自一1煤层底板底，上至山西组二1煤层底板砂岩之底。平均38.16m。该组岩相变化较大，主要由石灰岩、泥岩、砂质泥岩、薄煤层及炭质泥岩、砂岩组成。依据岩性组合特征可分为三段：下部灰岩段、中部碎屑岩段和上部灰岩段。3、二叠系（P）（1）下统（P1）下自二1煤层底板砂岩之底，上至田家沟砂岩（St）之底，包括山西组和下石盒子组。平均厚349.54m，与下伏地层呈整合接触。①山西组（P1s）下自二1煤层底板砂岩底，上至砂锅窑砂岩（Ss）之底，平均厚72.98m。为一套灰至深灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细粒砂岩及煤层组成的含煤地层。二1煤层赋存于该组的下部。其顶板大占砂岩（Sd）为中－细粒砂岩，局部相变为砂质泥岩。本组上部的灰色泥岩、砂质泥岩具暗斑，含菱铁质假鲕（俗称小紫泥岩），是划分山西组的辅标志层。②下石盒子组（P1x）下自砂锅窑砂岩（Ss）底，上至田家沟砂岩（St）底，含三、四、五、六共四个煤段，平均厚277.96m。其岩性组合以砂岩、砂质泥岩、泥岩及不稳定的薄煤层为主。各煤段划分均以煤段底部的砂岩为界，其中三煤段不含煤层，四、六煤段偶见薄煤层，但均不可采。五3煤层赋存于五煤段中部。本组底部的砂锅窑砂岩（Ss）为灰或灰白色厚层状中、粗粒石英砂岩，为区域对比标志层；其上部为浅灰色、绿灰及紫红色泥岩、砂质泥岩，含紫斑及鲕粒（俗称大紫泥岩），层位稳定，是划分地层的良好标志。（2）上统（P2）下自田家沟砂岩（St）底，上至三叠系下统金斗山砂岩底。平均厚511.72m，包括上石盒子组和石千峰组。与下伏地层呈整合接触。①上石盒子组（P2s）下自田家沟砂岩（St）底，上至平顶山砂岩（Sp）底，含七、八、九共三个煤段，平均厚195.70m。其岩性由灰、灰绿色、浅灰色泥岩、砂质泥岩、粉砂岩及细、中粒砂岩组成，偶夹薄煤层。中部常发育2～3层薄层状硅质泥岩。底部的田家沟砂岩为灰至灰白色中粒长石石英砂岩，层位稳定，是上、下石盒子组分界的重要标志。②石千峰组（P2sh）下自平顶山砂岩之底，上至金斗山砂岩（Sj）之底，厚303.13m，与下伏地层呈整合接触。4、新近系（N）以浅灰色中砾岩为主，泥砂质胶结，较致密，零星分布，5705孔揭露厚7.49m。与下伏各时代地层呈角度不整合接触。5、第四系（Q）广泛分布全区，主要为残坡积及冲洪积。岩性有粘土、粉质粘土、残坡积碎石及疏松砾石层，顶部常有腐植土。厚0～18.75m，平均厚5.36m。与下伏各地层不整合接触。二、地质构造矿区总体为一走向近东西、倾向北、地层倾角24°～31°的单斜构造。采掘过程中未见断层，勘查中仅见1条正断层（龙泉寺断层）切割二1煤层，位于矿区东部边界。1、褶皱位于矿区东端龙泉寺断层西侧。具体表现在57勘探线附近，寒武系至三叠系地层走向由南东方向褶扭成近南北方向，褶幅宽约1km左右，之后又转成南东方向，形成一个较清晰的反“S”形褶曲。2、断裂（1）龙泉寺断层位于矿区的东部边界附近，为走向北东的正断层，倾向东南，倾角50°～70°左右，落差约150～160m，沿北东方向落差逐渐变大。该断层矿区内已基本查明。（2）马F12断层位于张家岭西南，走向北东南西向，倾向西北，地表三个地质点及5601孔、5603孔、付5603孔、付5605孔控制，疑似滑动构造牵引所致，在剖面中表现为上断下不断的特征，其断面倾角不变，而由浅部至深部，断层的断距逐渐减少乃至最后消失。3、滑动构造位于隐士沟水库的南东侧～北西侧，面积约2.5km2，滑面微向北倾，倾角约5º，自北向南滑动，断距南大北小，煤层不受影响。4、岩浆岩矿区内及邻近地区未发现岩浆岩及岩浆活动。三、22采区地质情况22采区总体为一走向东西、倾向北的单斜构造。破坏二1煤层连续性的断层仅一条，位于采区东部边界，即龙泉寺断层，落差150m左右，控制可靠。1、地层采区地层自老而新沉积有寒武系、石炭系、二叠系、三叠系、新近系及第四系地层，其详细内容在本章第一部分地层中已作描述。2、煤层（1）二1煤层为本矿主采煤层，位于山西组下部二煤组段内。煤层厚度0.28～12.2m，平均3.22m。井田内埋深0～1050m，煤底标高+450～-600m。二1煤层结构简单，大部为中厚～厚煤层。22采区二1煤层厚度在0.08～5.74m之间，平均厚度为2.5m。（2）五3煤层本区五3煤层采矿权归君鑫三矿，该煤层位于五煤段中下部，距下部二1煤层约256m，距上部田家沟砂岩约120m。煤厚0～3.08m，平均厚0.75m。矿区范围内分布面积2.6km2。地面埋深0～500m，煤底标高+500～-20m。（3）22采区内其它煤层揭露情况目前22采区（上段）轨道、胶带两条下山已经施工完毕，斜长530m，回风下山斜长510m已施工300m。根据该矿在22采区三条下山过程中的探煤情况、钻孔资料及煤田地质二队钻孔勘探分析，22采区内一6煤层距离二1煤层距离为15m～27m，煤层平均厚度为0.31m，结合2012年6月河南省煤田地质局一队编制的《河南省登封市君鑫煤业有限责任公司生产矿井地质报告》分析得出，一6煤层平均厚度为0.3m左右，距离二1煤层间距为21.5m左右。根据钻孔揭露情况，一5煤层见煤点仅为两个，且厚度最厚为0.70m，距离二1煤层间距为32.17m～42.96m。3、煤质本区二1煤属中灰、低硫、低磷分、一级含砷、特低氯、低挥发分、特高热值煤，同时具有中等流动温度灰、低－特低强度、高热稳定性、化学反应能力中等、中等结渣性、中等可选等特性。因此，本区二1煤层适宜火力发电及沸腾层发生炉用煤和民用型煤。4、煤层的顶底板岩性二1煤层直接顶、底板主要为泥岩、砂质泥岩。老顶属稳定-坚硬类砂岩，俗称大占砂岩。一6煤层顶板为L6灰岩，底板为砂质泥岩。四、煤尘、自燃情况根据2011年6月15日国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心出示的鉴定结果：二1煤层煤尘具有爆炸性，煤的自燃倾向性等级为Ⅲ类，属于不易自燃煤层。第三章矿井瓦斯第一节矿井瓦斯概况一、二1煤层的瓦斯压力与瓦斯含量二1煤层瓦斯压力见表3-1-1中国矿业大学实测二1煤层瓦斯压力数据表表3-1-1孔号位置孔径（mm）倾角(º)方位角(º)见煤深度(m)见煤标高（m）垂深(m)煤厚(m)表压读数（MPa）绝对压力（MPa）1+80大巷三部皮带头东133m处75+531914.897.794062.680.480.582+80大巷二部皮带头东349.5m处75+51410.8934013.30.290.393+80大巷二部皮带头东120.5m处75+40014.593.144+80西大巷X5西39m处75+35417.791.8545东翼皮带下山斜120m处75+504813.8638.24274.470.80.96东翼皮带下山斜120m处75+244821.5635.774293.350.350.457+80西大巷X5西19m处75+35416.991.448+80大巷二部皮带头东171.5m处75+31417.1894中国矿业大学结合其为君鑫煤业所测试煤的吸附常数推算出的瓦斯含量见表3-1-2，分别绘制瓦斯压力梯度图（图3-1-1）和瓦斯含量梯度图（图3-1-2）。二1煤层瓦斯压力和瓦斯含量推算值表3-1-2标高/m压力/MPa瓦斯含量/m3/t+1500.153.24+1000.497.55+600.759.6401.1611.76-501.4913.01-1001.8314.01-1502.1614.83图3-1-1瓦斯压力-标高曲线图图3-1-2瓦斯含量-标高曲线图二、二1煤层瓦斯赋存规律1、瓦斯分带性由钻孔瓦斯分析可知,本区由浅至深瓦斯分带明显，依次出现瓦斯风化带及甲烷带，各带的展布方向大致与煤层走向平行，瓦斯风化带大体在煤层底板标高+250m以浅，CH4成分＜80%，CH4含量＜2.0m3/t·daf；+250m以下属甲烷带，CH4成分＞80%，CH4含量2～18.05m3/t·daf。2、CH4含量随深度增加而增大区内二1煤层CH4含量由西向东走向上逐渐降低，变化明显，在倾向上由南向北随煤层埋藏深度的增加逐渐增高，呈现出正相关的线性变化规律，并具不均衡性。3、CH4含量与地质构造的关系区内构造相对简单，仅有东部边界龙泉寺正断层（F1）切断二1煤层。54线以东为滑动构造发育地段，本次补勘结合以往勘探阶段经57线、58线钻孔取样分析，CH4成分45.57%～98.55%，CH4含量2.40～18.05m3/t·daf。与55勘探线以西区段CH4含量相比形成较大的差异，说明Ht1导气性较好，属开放性或半开放性质断层，为瓦斯的逸散提供了通道，在Ht1附近形成了一定范围的低CH4区。应当指出的是，煤层瓦斯含量具有随煤层埋深增加而增加的总体趋势，但其赋存也有不均衡性，建议矿井在采掘过程中，在地压大、煤厚及产状骤变地段、断裂带尖灭处附近，应加强瓦斯监测、矿井通风等措施，预防瓦斯聚积、异常涌出、瓦斯突出的现象和事故发生，防患于未然。第二节矿井瓦斯涌出量计算矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区投产后瓦斯涌出量的大小，它是矿井通风设计、瓦斯抽采设计和瓦斯管理必不可少的基础参数。目前，矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类：矿山统计法和分源预测法。矿山统计法根据对本矿及邻近矿井实际瓦斯涌出量资料的统计分析，得出矿井瓦斯涌出量随开采深度变化的规律，来推算新矿井或延深水平的瓦斯涌出量。它要求被预测的回采工作面在开采方法、煤层赋存条件、瓦斯地质条件与样本工作面相同或相似，否则，预测准确率难以保证。分源预测法以煤层瓦斯基础参数、煤层赋存条件、顶底板及邻近煤层情况、采煤方法等为基础，根据瓦斯涌出来源和各瓦斯源的涌出规律，计算回采工作面、掘进工作面、采区及矿井的瓦斯涌出量。该方法适应于各种采煤方法回采工作面瓦斯涌出量预测，只要选取的计算参数合理，可以取得较高的预测准确率。结合君鑫煤业实际情况以及目前所掌握的采、掘面瓦斯资料，本设计的瓦斯涌出量预测采用分源预测法进行。按矿井瓦斯主要涌出源：回采（包括开采层、围岩和邻近煤层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对本矿二1煤层、邻近层工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，最终达到预测各煤层采区、全矿井瓦斯涌出量的目的。一、二1煤层瓦斯涌出量计算1、二1煤层采煤工作面瓦斯涌出量计算回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包含围岩）和邻近层瓦斯涌出，即回采工作面相对瓦斯涌出量为邻近层瓦斯涌出量和本煤层瓦斯涌出量之和。本矿主采二1煤层，22采区（上段）其邻近一6煤岩层为其保护层，因为一6煤岩层回采工作面超前二1煤层回采工作面，所以二1煤层回采工作面瓦斯涌出量不考虑邻近一6煤岩层的瓦斯涌出。对于一次采全高的采煤工作面，采煤工作面的瓦斯涌出量计算公式如下：式中Q采—开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1—围岩瓦斯涌出系数，取k1＝1.3；K2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数。二1煤为中厚煤层，工作面回采率取95％，则K2＝1.053；K3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，K3＝（L－2h）/L；L—工作面长度，二1煤取120m；h—掘进巷道预排等值宽度，取10m；则K3=0.83；m—开采层厚度，取2.5m；M—开采层采高，取2.5m；W0—开采煤层原始瓦斯含量，根据中国矿业大学所出示的《登封市君鑫煤业有限责任公司君鑫煤矿瓦斯地质图说明书》及图3-1-2得出22采区（上段）浅部工作面（标高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量为7.55～10.46m3/t，平均为9m3/t；22采区（上段）深部工作面（标高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量为12.3～13.64m3/t，平均为13m3/t；Wc—原煤的残存瓦斯含量，因矿方没有实测数值，所以根据《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》附录c查处二1煤层的原煤残存瓦斯含量为3m3/t。将以上数据代入可得：22采区（上段）浅部二1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量Q采=1.3×1.053×0.83×（2.5÷2.5）×（9-3）=6.82m3/t22采区（上段）深部二1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量Q采=1.3×1.053×0.83×（2.5÷2.5）×（13-3）=11.36m3/t22采区二1煤采煤工作面日产量为818t。经计算，22采区（上段）浅部二1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量6.82m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.87m3/min。22采区（上段）深部二1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量11.36m3/t，绝对瓦斯涌出量为6.45m3/min。2、二1煤层（上段）掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算：Q掘=Dvq0(2-1)+Svγ（W0-Wc）式中Q掘—掘进工作面瓦斯涌出量，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=m0，m0为开采层厚度；则二1煤层取5.0m；v—平均掘进速度，m/min，按120m/月考虑，取0.0027；L—S—掘进端头见煤面积，m2，取10.2；γ—煤的密度，t/m3，取1.41；Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯量，m3/t，取1.5；q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·min），无实测值参考q0=0.026[0.0004(Vdaf)2+0.16]/W0，22采区浅部二1煤层q0=0.0007m3/m2·min；22采区浅部二1煤层q0=0.0005m3/m2·min；Vdaf—煤的挥发分，％，取14.4；W0—开采煤层原始瓦斯含量，22采区（上段）浅部工作面（标高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量为7.55～10.46m3/t，平均为9m3/t；22采区（上段）深部工作面（标高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量为12.3～13.64m3/t，平均为13m3/t。将以上数据代入可得：22采区（上段）浅部二1煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量Q掘=5×0.0027×0.0007×（2×-1）+10.2×0.0027×1.41×（9-3）=0.25m3/min22采区（上段）深部二1煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量Q采=5×0.0027×0.0005×（2×-1）+10.2×0.0027×1.41×（13-3）=0.4m3/min22采区(上段)浅部二1煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.25m3/min，22采区(上段)深部二1煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.4m3/min。二、一6煤层瓦斯涌出量计算1、一6煤层采煤工作面瓦斯涌出量计算本矿主采二1煤层，22采区（上段）一6煤层作为其保护层开采，即一6煤层回采工作面瓦斯涌出量为开采层和邻近二1煤层瓦斯涌出量之和。（1）一6煤层采煤工作面瓦斯涌出量对于一次采全高的采煤工作面，回采工作面的瓦斯涌出量计算公式如下：式中Q采—开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1—围岩瓦斯涌出系数，取k1＝1.3；K2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数。一6煤层工作面回采率取97％，则K2＝1.031；K3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，K3＝（L－2h）/L；L—工作面长度，取150m；h—掘进巷道预排等值宽度，取15m；则K3=0.8；m—开采层厚度，取0.3m；M—开采层采高，取0.8m；W0—开采煤层原始瓦斯含量，由于该矿一6煤层瓦斯参数无实测数据，故采用邻近矿井数据，取4.81m3/t；Wc—原煤的残存瓦斯含量，由于该矿一6煤层瓦斯参数无实测数据，故采用邻近矿井数据，1.77m3/t。将以上数据代入可得，一6煤层工作面相对瓦斯涌出量Q采=1.3×1.031×0.8×（0.3÷0.8）×（4.81-1.77）=1.22m3/t一6煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量1.22m3/t。（2）邻近层瓦斯涌出量计算22采区（上段）开采保护层时，二1煤层为其上邻近层，根据钻孔统计，22采区内一6煤层上距二1煤层21.5m。开采一6煤层时，二1煤层为上邻近层。邻近层瓦斯涌出量采用如下方法。Q邻＝(m/M)（Wo－Wc）k式中Q邻—开采一6煤层时，二1煤层作为上邻近层的邻近层瓦斯涌出量m3/t；m—近层厚度，m；开采一6煤层时，二1煤层为其邻近层，22采区平均厚度为2.5m；M—工作面采高，m；一6煤层采高为0.8m；Wo—邻近层二1煤层的原始瓦斯含量，m3/t；22采区（上段）浅部工作面（标高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量为7.55～10.46m3/t，平均为9m3/t；22采区（上段）深部工作面（标高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量为12.3～13.64m3/t，平均为13m3/t；Wc—邻近层残存瓦斯含量，m3/t；因矿方没有实测数值，所以根据《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》附录c查处二1煤层的原煤残存瓦斯含量为3m3/t；k—邻近层的瓦斯排放率，二1煤层为一6煤上邻近层，22采区（上段）内二1煤层下距一6煤21.5m，瓦斯排放率取80%。图3-2-1邻近层瓦斯排放率与层间距的关系图将以上数据代入，可得开采一6煤层时，二1煤层作为上邻近层的邻近层瓦斯涌出量为22采区（上段）浅部开采一6煤层时，二1煤层作为上邻近层的邻近层瓦斯涌出量为：Q邻=（2.5÷0.8）×（9-3）×80%=15m3/t22采区（上段）深部开采一6煤层时，二1煤层作为上邻近层的邻近层瓦斯涌出量为：Q邻=（2.5÷0.8）×（13-3）×80%=25m3/t（3）一6煤层回采工作面瓦斯涌出量一6煤层回采工作面瓦斯涌出量为开采层和邻近二1煤层瓦斯涌出量之和。一6煤层采煤工作面日产量152t。22采区（上段）浅部开采一6煤层时，一6煤回采工作面相对瓦斯涌出量为16.22m3/t，则绝对瓦斯涌出量为1.71m3/min。22采区（上段）深部开采一6煤层时，一6煤回采工作面相对瓦斯涌出量为26.22m3/t，则绝对瓦斯涌出量为2.77m3/min。2、一6煤层掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，掘进工作面瓦斯涌出量采用下式计算：Q掘=Dvq0(2-1)+Svγ（W0-Wc）式中Q掘—掘进工作面瓦斯涌出量，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=m0，m0，为开采层厚度；则一6煤层取0.6m；v—平均掘进速度，m/min，按120m/月考虑，取0.0027；L—；S—掘进端头见煤面积，m2，取1.2；γ—煤的密度，t/m3，取1.41；Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯量，m3/t，由于该矿一6煤层瓦斯参数无实测数据，故采用邻近矿井数据，取1.77；q0—煤壁瓦斯涌出强度，m3/（m2·min），无实测值参考q0=0.026[0.0004(Vdaf)2+0.16]/W0，q0=0.0011m3/m2·min；Vdaf—煤的挥发分，％，由于该矿一6煤层瓦斯参数无实测数据，故采用邻近矿井数据，取10.10；W0—开采煤层原始瓦斯含量，由于该矿一6煤层瓦斯参数无实测数据，故采用邻近矿井数据，取4.81。将以上数据代入可得：Q采=0.6×0.0027×0.0011×（2×-1）+1.2×0.0027×1.41×（4.81-1.77）=0.02m3/min一6煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.02m3/min。三、采区瓦斯涌出量预测采区瓦斯涌出量为采区内所有回采工作面、掘进工作面（巷道）与生产采区瓦斯涌出量之和，按下式计算：式中Q区—生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K´—生产采区内采空区瓦斯涌出量系数，1.20～1.35，设计取K´=1.30；Q采i—第i采煤工作面瓦斯涌出量，m3/t；22采区（上段）浅部二1煤采煤工作面相对瓦斯涌出量6.82m3/t，一6煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为16.22m3/t；22采区（上段）深部二1煤采煤工作面相对瓦斯涌出量11.36m3/t，一6煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为26.22m3/t；Ai—第i采煤工作面日产量，t/d；二1煤采煤工作面产量为818t/d，保护层工作面日产量为152t；Q掘i—第i掘进工作面巷道煤壁瓦斯涌出量，22采区(上段)浅部二1煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.25m3/min，22采区(上段)浅部二1煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量0.4m3/min；一6煤层掘进工作面绝对瓦斯涌出量为0.02m3/min；n、m—采煤工作面、掘进工作面个数，二1煤采煤工作面个数1个，掘进工作面个数2个，保护层回采工作面1个，掘进工作面2个；Ao—生产采区平均日产量，t/d，22采区日产量为1040t。将以上数据带入：22采区浅部开采时相对瓦斯涌出量Q区=1.3×[（6.82×818+16.22×152）+1440×（0.25×2+0.02×2）]÷1040=11.03m3/t22采区深部开采时相对瓦斯涌出量Q区=1.3×[（11.36×818+26.22×152）+1440×（0.4×2+0.02×2）]÷1040=18.11m3/t22采区（上段）浅部开采时相对瓦斯涌出量为11.03m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.97m3/min；22采区（上段）深部开采时相对瓦斯涌出量为18.11m3/t，绝对瓦斯涌出量为13.01m3/min。四、矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量由各个采区瓦斯涌出量与已采空区瓦斯涌出量组成Q井=K″式中Q井—矿井瓦斯涌出量，m3/t；q区i—第i采区瓦斯涌出量，m3/t；A0i—第i采区平均日产量，t/d；n—采区个数，n=1；K″—采空区系数，1.15～1.25，设计取1.25。本矿井以1个采区生产确保产量，矿井平均日产量为1040t。22采区（上段）浅部开采时矿井相对瓦斯涌出量为13.79m3/t，绝对瓦斯涌出量为9.96m3/min；22采区（上段）深部矿井开采时相对瓦斯涌出量为22.64m3/t，绝对瓦斯涌出量为16.26m3/min。登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计矿井瓦斯涌出量统计表表3-2-1二1煤层一6煤层采区矿井采煤工作面掘进工作面采煤工作面掘进工作面相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）22采区（上段）浅部6.823.870.2516.221.710.0211.037.9713.799.9622采区（上段）深部11.366.450.426.222.770.0218.1113.0122.6416.26登封市君鑫煤业有限责任公司22采区（上段）防治煤与瓦斯突出专项设计五、瓦斯抽放的必要性《煤矿安全规程》中第一百四十五条规定：有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：（一）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。（二）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；5、年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。（三）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的本矿井按照煤与瓦斯突出矿井管理，采煤工作面的绝对瓦斯涌出量大于5m3/min，在22采区生产过程中必须进行瓦斯抽放。第四章区域防突综合措施区域性防治煤与瓦斯突出措施包括区域突出危险性预测、区域防突措施、区域措施效果检验和区域验证“四位一体”综合防突措施。在开采22采区（上段）二1煤层时，必须坚持区域防突措施先行、局部防突措施补充的原则。做到不掘突出头、不采突出面。未消除突出危险性前，严禁任何采掘作业。第一节区域突出危险性预测根据煤层瓦斯参数结合瓦斯地质分析的方法进行区域突出危险性预测：（一）煤层瓦斯风化带为无突出危险区域，根据2014年中国矿业大学编制的《登封市君鑫煤业有限责任公司君鑫煤矿瓦斯地质图说明书》君鑫煤矿+150m水平以浅为瓦斯风化带，为无突出危险区域；（二）2014年中国矿业大学编制的《登封市君鑫煤业有限责任公司君鑫煤矿瓦斯地质图说明书》研究获得了君鑫煤矿二1煤层瓦斯压力随标高的变化规律，即P=-0.0067×H+1.156。在标高+80m二1煤层瓦斯压力为0.62MPa，瓦斯含量8.69m3/t；在标高+63m，二1煤层瓦斯压力为0.73MPa；瓦斯含量为9.51m3/t。由此得出：+80m以上为无突出危险区域，+80m及其以下为突出危险区域。（三）在2014年中国矿业大学编制《登封市君鑫煤业有限责任公司君鑫煤矿瓦斯地质图说明书》时实测君鑫煤矿二1煤层突出单项指标超标为：二1煤层的破坏类型为Ⅲ～Ⅳ类；坚固性系数f为0.15～0.45，最小为0.15；瓦斯放散初速度△p指标为16.60～34，最大为34；综合指标K为47～218，最大为218。（四）根据《防治煤与瓦斯突出规定》，进行区域预测的瓦斯压力P或瓦斯含量W的临界值如表4-1-1所示，预测所主要依据的煤层瓦斯压力、瓦斯含量应为井下实测数据；根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值表4-1-1瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）区域类别P＜0.74W＜8无突出危险区除上述情况以外的其他情况突出危险区（五）测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量等参数的测试点在不同地质单元内根据其范围、地质复杂程度等实际情况和条件分别布置；同一地质单元内沿煤层走向布置测试点不少于2个，沿倾向不少于3个，并有测试点位于埋深最大的开拓工程部位。第二节区域性防治煤与瓦斯突出措施根据《河南省强化煤矿安全生产暂行规定》，矿井所采煤层瓦斯压力大于0.6MPa或瓦斯含量大于6m³/t时，必须采取保护层开采或底（顶）板穿层钻孔预抽煤层瓦斯。本设计选择开采保护层、底板穿层钻孔预抽煤层瓦斯和水力冲孔（增透辅助措施）作为区域防突措施。一、开采保护层（一）保护层选择原则1、在突出矿井开采煤层群时，如在有效保护垂距内存在厚度0.5m及以上的无突出危险煤层，除因突出煤层距离太近而威胁保护层工作面安全或可能破坏突出煤层开采条件的情况外，首先开采保护层。有条件的矿井，也可以将软岩层作为保护层开采；2、当煤层群中有几个煤层都可作为保护层时，综合比较分析，择优开采保护效果最好的煤层；3、当矿井中所有煤层都有突出危险时，选择突出危险程度较小的煤层作保护层先行开采，但采掘前必须按本规定的要求采取预抽煤层瓦斯区域防突措施并进行效果检验；4、优先选择上保护层。在选择开采下保护层时，不得破坏被保护层的开采条件。（二）保护层选择22采区内二1煤层上方赋存有二2煤层，但属于偶见不稳定不可采煤层。22采区内二1煤层下方赋存有一5煤层及一6煤层，均属于不可采煤层。根据该矿在22采区三条下山掘进过程中的实际揭露情况、钻孔资料及煤田地质二队钻孔勘探分析，22采区内一6煤层距离二1煤层距离为15m～27m，煤层平均厚度为0.31m，结合2012年6月河南省煤田地质局一队编制的《河南省登封市君鑫煤业有限责任公司生产矿井地质报告》分析得出，一6煤层平均厚度为0.3m左右，距离二1煤层间距为21.5m左右。根据钻孔揭露情况，一5煤层见煤点仅为两个，且厚度最厚为0.70m，距离二1煤层间距为32.17m～42.96m。综上分析，设计选择一6煤岩层作为二1煤层的下保护层开采。（三）开采保护层的要求1、开采一6煤岩层保护层时，同时抽采被保护层二1煤层的瓦斯；2、开采一6煤岩层保护层时，制定专项措施防止二1煤层初期卸压瓦斯突然涌入一6煤岩层保护层采掘工作面或误穿二1煤层；3、正在开采的一6煤岩层保护层工作面超前于二1煤层的掘进工作面，其超前距离不得小于一6煤岩层与二1煤层层间垂距的3倍，即75m，并不得小于100m；4、开采一6煤岩层保护层时，采空区内不得留有煤(岩)柱。特殊情况需留煤(岩)柱时，经煤矿企业技术负责人批准，并作好记录，将煤(岩)柱的位置和尺寸准确地标在采掘工程平面图上。每个被保护层的瓦斯地质图应当标出煤(岩)柱的影响范围，在这个范围内进行采掘工作前，首先采取预抽煤层瓦斯区域防突措施。当保护层留有不规则煤柱时，按照其最外缘的轮廊划出平直轮廓线，并根据保护层与被保护层之间的层间距变化，确定煤柱影响范围。在被保护层进行采掘工作时，还应当根据采掘瓦斯动态及时修改。（四）开采保护层的原则1、保护层工作面回采前，应先掘进底板抽采瓦斯专用巷。2、被保护层采掘工作面布置在保护范围内。3、对保护层开采后的保护参数及保护效果应进行实地考察，根据考察结果指导下一步瓦斯治理工作和采掘生产活动。（五）开采一6煤岩层下保护层的最小层间距按《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.4规定，开采下保护层时，不破坏上部被保护层的最小层间距离可用下式确定：当α＜60°时H=KMcosα式中H—允许开采的最小层间距，m；M—保护层的开采厚度，0.8m；α—煤层倾角，30°；K—顶板管理系数，冒落法管理顶板时，K取10。经计算允许开采一6煤岩层下保护层的最小煤层间距H为6.93m，君鑫煤业一6煤岩距二1煤的平均间距为21.5m大于开采下保护层的最小煤层间距。（六）最大保护垂距按照《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.3规定，开采下保护层时最大保护垂距可参照表D.2选取。按照《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.3，表D.2选取君鑫煤业一6煤岩层最大保护垂距S下＜100m。或按下式计算：式中S´下—下保护层的理论最大保护垂距，m。它与工作面长度和开采深度H有关，可参照《防治煤与瓦斯突出规定》表D.3选取，一6煤岩层工作面长度为150m，开采深度750～900m左右，利用插值法得出S´下为88～103m，本设计取S´下为88m；β1—保护层开采的影响系数，当M≤M0时，β1=M/M0，当M＞M0时，β1=1；M0=0.4m，M=0.8m，得β1为；M—保护层开采厚度，0.8m；M0—保护层的最小有效厚度，根据《防治煤与瓦斯突出规定》图D.3，得君鑫煤业M0=0.4m；β2—层间硬岩含量系数，取邻近煤矿的数据，β2=0.6。经以上计算，一6煤岩层距离二1煤层间距为21.5m，在允许开采的最小煤层间距6.93m与最大保护垂距52.8m之间，所以开采下保护层（一6煤岩层）是可行的。（七）保护层有效保护范围1、沿走向的保护范围因君鑫煤业没有实测卸压角，所以根据《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.2规定，若保护层采煤工作面停采时间超过3个月、且卸压比较充分，则该保护层采煤工作面对被保护层沿走向的保护范围对应于始采线、采止线及所留煤柱边缘位置的边界线可按卸压角56º～60º划定，本设计δ5取58°，如图4-2-1所示。开采一6煤岩层后，对应二1煤层走向方向的保护范围边界与一6煤岩层工作面采止线和始采线内错距：L1=21.5/tan58o=13.4(m）取内错距为16m。图4-2-1确定沿走向方向的保护范围示意图2、沿倾向的保护范围因君鑫煤业没有实测卸压角，所以按照《防治煤与瓦斯突出规定》附录D.1规定，开采下保护层时沿倾斜方向的保护范围可根据卸压角δ划定，如图4-2-2所示。依据《防治煤与瓦斯突出规定》附录D中表D.1中数据，煤层倾角30o,利用插值法可得出δ1=69°，δ2=90°。作图得出二1煤工作面下顺槽比一6煤岩工作面下顺槽外错4m，二1煤工作面上顺槽比一6煤岩工作面上顺槽内错13m的范围内均在被保护范围内。图4-2-2确定沿倾向方向的保护范围示意图本设计所采用的保护范围满足上述作图法得出的保护范围，如图4-2-3所示。图4-2-3保护层与被保护层的位置关系图建议君鑫煤业在今后的生产中，通过实际考察确定卸压角后，再对保护工作面所保护的范围进行调整。二、抽采煤层瓦斯1、专用瓦斯抽采巷布置专用瓦斯抽采巷布置在L8灰岩中，距二1煤层法向距离不小于10m，巷道断面8.8m2。图4-2-4底抽巷与被保护层的位置关系图2、抽采钻孔布置本矿没有实测开采一6煤岩保护层条件下二1煤层钻孔的抽采半径，本设计参照西邻金岭煤矿的经验数据，卸压后的抽采半径取7.5m。在抽采巷内每10m布置一个抽采钻场，每个钻场的钻孔数量为14个。抽采钻孔扇形布置，穿透煤层并进入煤层顶板0.5m，孔底间距10m，抽采钻孔孔径不小于75mm。底抽巷每个钻场钻孔工程量为734.7m，经计算吨煤钻孔长度为0.16m。穿层钻孔控制二1煤层工作面上巷轮廓线外至少20m（上巷沿空送巷时除外），下巷轮廓线外至少10m。钻孔布置见图4-2-5、图4-2-6，钻孔参数见表4-2-1。图4-2-5钻孔终孔位置沿煤层顶板层面图图4-2-6钻孔布置剖面图22采区抽放巷区域穿层钻孔参数表表4-2-1孔号方位角(º)倾角(º)见煤深度（m）穿煤长度（m）终孔孔深（m）11803892.418.8111.72180398316.9100.431804073.5158941804165.313.379.151804257.211.769.461804449.11059.671804741.18.45081805233.36.840.691805825.85.331.6101807118.93.823.21108613.72.8171205012.52.515.51301916.23.320140322.54.627.63、穿层钻孔预抽煤层瓦斯在一6煤岩保护层工作面开采之前，于L8灰岩中沿煤层走向方向掘好底抽巷，按设计施工穿层抽采钻孔，连接好抽采管道，形成抽采系统，在一6煤岩保护层工作面回采之前对二1煤层进行预抽。预抽期间，由于二1煤层透气性系数很低，难以抽出较多的瓦斯。当一6煤岩保护层工作面回采后，二1煤层将产生大量裂隙。从保护层采面到其采空区100m左右对应的二1煤层区域，所抽卸压瓦斯量迅速增加，并达到高峰，100m以后，钻孔所抽瓦斯量逐渐减少。故在实际抽采瓦斯管理中，及时测量钻孔的抽采量和瓦斯浓度，关闭无效管段。4、穿层钻孔封孔工艺抽采钻孔成孔后必须及时封孔，联网抽采，底板岩巷穿层钻孔采用合格矿用树脂材料和水泥联合封孔技术；采用“一堵一注”封孔方式，抽放管采用壁厚不小于3.6mm、抗压强度不小于1.2MPa的双抗管，要求抽放管下至孔底,抽采管里段使用管壁带有筛孔的花管，花管的长度应大于钻孔穿煤长度2m；孔口堵孔采用矿用树脂药卷，该段长度为1m，注浆段采用水泥砂浆，注浆时以抽采管出浆为止，封孔长度不小于5m。如图4-2-7所示。上述方法适用于上行钻孔，下行钻孔及近水平钻孔用“两堵一注”封孔方式。即在煤岩层交界处和孔口处用树脂药卷封堵，中间注水泥砂浆。如图4-2-8所示。图4-2-7上行穿层钻孔封孔示意图图4-2-8水平及下行穿层钻孔封孔示意图5、钻孔联网及抽采用弹簧软管将各钻孔抽采管与钻场汇流管(也称汇流器)相连,汇流管与抽放支管连接,进入矿井瓦斯抽放系统。每个抽采钻场安装一支小孔板或其它测定装置，每天测定一次钻孔流量和抽采瓦斯浓度。瓦斯抽放主管、干管、支管均采用法兰盘螺栓紧固连接,中间夹橡胶密封圈。主管为Φ377mm的无缝钢管，干管采用Φ350mm的镀锌螺旋管，支管为Φ200mm的镀锌螺旋管。地面抽放泵站装备2台2BEF-50型大功率10889m3/h抽放泵。在抽采管路低洼处安装人工放水器，随时放水。6、为保证未保护地段和保护地段抽采卸压充分消突，按照《防治煤与瓦斯突出规定》的要求，君鑫煤矿要尽早对二1煤层未保护地段和开采保护层后的保护地段的有效抽放半径进行实际测定，并根据测定结果调整修改钻孔参数。三、22201首采工作面的区域防突措施煤炭工业郑州设计研究院股份有限公司编制的《登封市君鑫煤业有限责任公司22采区设计》中，为了保证+80m水平运输大巷不受一6煤岩保护层工作面采动影响，22201首采面上顺槽以下60m范围无法受到保护，故22201首采工作面采用分段不同的区域防突措施。1、22201首采面不受保护区段区域防突措施。受+80m水平运输大巷的影响，此范围的区域防突措施分0m～15m（顺层钻孔）和11m～60m（穿层钻孔）两段同时进行：（1）0m～15m段布置两排顺层排放钻孔进行消突。参照西邻金岭煤矿的经验，排放半径取0.75m。上排孔距顶板0.7m，下排孔距底板0.7m。钻孔开孔位置间距1.5m，三花布置。钻孔直径不小于75mm，孔深不小于15m。（2）11m～60m段在一6煤岩保护层工作面回风顺槽布置钻场(一6煤岩保护工作面上顺槽采用沿空留巷的方式保留)，施工穿层钻孔对该段二1煤层进行抽放。为了增大煤层透气性，提高抽放效果，采用水力冲孔增透措施。水力冲孔的钻孔（同时为抽放钻孔）为网格布置，本设计参照邻近磴槽煤矿2301采煤工作面水力冲孔后的成功经验，终孔间距取4m。每4m布置一个钻场，一个钻场共13个钻孔。每个钻场钻孔工程量为458.4m，吨煤钻孔长度0.55m。当钻孔打好后，进行水力冲孔。高压水对钻孔周围的煤体进行破碎冲击，为煤体膨胀变形提供了充分的空间，又使得地应力向远离钻孔的方向转移，造成每个钻孔的四周形成一定范围的卸压区。由于钻孔为网格分布，则各个卸压区终将连成一片，由此增加了煤层的透气性。水力冲孔工艺流程如下：稳钻机——Φ153mm钻头钻进0.8m——退钻、安装套管、防喷装置、连接抽放管路——Φ90mm钻头钻进、穿煤——退钻、安装冲孔喷头——喷头被送至煤孔段——冲孔——煤水排入缓冲箱进行分离,瓦斯被抽入管道——冲孔结束后封孔抽放。水力冲孔选用往复式柱塞泵，泵的额定工作压力≥30MPa，流量≥200L/min，泵站需配备双用高压水表、放水阀、卸压阀、压力表、Φ25mm的高压胶管。在冲孔期间，钻孔将排出大量瓦斯，每个钻孔必须下0.8m套管，安装防喷装置，连接好抽采管道后方可进行作业。冲孔作业结束