9203工作面专项防突设计1111

贵州省轿子山煤矿

新井9203工作面专项防突设计

编制单位：通防部

编制人：刘杰

编制日期：2015年10月5日

第一章工作面概况

第一节采面概况与巷道参数

采面位于轿子山煤矿新井二盘区M9煤层中，9203采面北面为二盘区运输巷，南面为村庄保护煤柱，西面为9201采空区，东面为未开采区域。采面设计走向长度406m，倾向长度180m，采高1.6m，可采储量17万吨。工作面按走向长壁布置，采面布置两条巷道：从左至右依次为9203回风巷、9203进风巷。两巷沿M9煤煤层布置。9203进、回风巷设计长度均为406m，可采长度为370m。9203回风巷西面为9201采空区，9203切眼南面为村庄保护煤柱，9203进风巷东面为未开采的9205工作面，9203进风巷采用预裂爆破顶板沿空留巷技术，为9203工作面回风巷做准备,9203回风巷为原9201进风巷沿空留巷巷道。9203工作面进风巷设计长度为500m，巷道净宽为5m，净高2.2m，巷道断面为矩形。9203工作面回风巷为原9201进风巷沿空留巷巷道，设计长度为406m，巷道净宽为4m，净高为2.2m，巷道断面为矩形。9203切眼长度为180m，宽度为5m，高度为1.8m。

第二节地质概况

地质构造是影响煤矿安全生产最重要的地质因素，也是其它地质变化的主要控制因素，将直接影响工作面的掘进和管理，根据已揭露煤层顶板和矿井地质图可知，无大的地质构造。在掘进过程中每次过断层前应根据每个断层的实际情况编制针对性的防突措施，确保安全生产。

1、地质情况

煤层倾斜角度为3～5°，井田内部断层稀少，其构造复杂程度属简单型，局部煤层受褶曲影响，煤层会变薄，但不会尖灭，煤岩类型以光亮煤为

主、结构松散，呈黑色粉状、粒状，玻璃光泽。工作面所采煤层M9煤，煤层厚度为1.24m～1.64m，平均厚1.6m，煤层较稳定，结构简单。

2、煤层顶板情况

顶板岩性：煤层老顶为灰黑色粉砂岩（不显层里、无节理发育、厚度5.92m），直接顶为灰黑色薄层粘土质粉砂岩（不显层里、无节理发育、厚度1.09m）。

底板岩性：直接底含少许粉砂岩（条纹顺层分布、厚度4.21m），老底为薄层状粘土质粉砂岩，粉砂岩和细砂岩互层细粒结晶，中下部含钙质（厚度5.68m）。

3、水文情况

该工作面水文地质条件较简单，煤层顶板以泥土岩、粉砂岩为主，砂岩裂隙较发育，富水程度较低，在掘进过程中煤层顶板会有短时的滴淋水现象，一般不会造成大的水害威胁。该采面预计正常涌水量2m3/h，最大涌水量为8m3/h。第二节瓦斯突出情况。

第三节煤层突出危险性管理级别

9203采面开采深度+1175m～+1170m，最低开采深度+1170m，9203工作面瓦斯压力0.78～1.02MPa，瓦斯含量9.23m3/t。煤层厚度较稳定，煤层厚度1.3～2.2m，平均1.6m。煤层倾角3°～5°，平均4°。该工作面煤层为突出危险性煤层，按突出危险性工作面进行管理。

第四节施工工艺

一、掘进方式

1、掘进机沿煤层顶板掘进，全断面一次成巷施工，不留尾工。

2、施工工艺流程：检查瓦斯及安全隐患排查→打眼、装药、爆破→综掘机出煤→试车→进刀割煤→敲帮问顶→临时支护→永久支护→进入下一循环。

二、回采方式

采用综合机械化采煤工艺。整套回采工艺为：采煤机落煤、装煤，工作面可弯曲刮板输送机运煤，转载机与可伸缩胶带输送机相辅助把煤送出工作面，液压支架支护顶板，辅以单体支柱配合铰接梁支护工作面机头机尾和两巷超前段，采用全部垮落法处理采空区顶板。

三、支护方式

掘进工作面采用Φ18×1800mm普通螺纹锚杆支护同时施工，Φ15.24×6000mm锚索进行顶板加固,锚杆间排距为1100mm×900mm，锚索沿巷道中线施工间距2700mm。巷道左侧（即人行侧）巷帮挂网打设帮锚杆，帮锚杆规格为φ14×1500mm，间排距为1000×900mm。锚索滞后迎头不得超过40m,帮锚滞后迎头不得超过30m。

回采工作面采用ZY2100-11/22（A）型掩护式液压支架支护顶板。使用DW25-30/100、DW22-30/100、 DW20-30/100、 DW18-30/100型单体支柱配合DJB-1200型铰接梁做好工作面端头支护和两巷超前支护。

四、运输方式

1、掘进工作面巷道开口及开口以里10m采用人工攉煤，然后安装SGB-40T刮板运输机，皮带输送机，运输系统形成。

2、工作面采用采煤机破煤、装煤，刮板输送机运煤，进风巷采用转载机转运，胶带输送机运煤。

五、工艺流程图

掘进及回采工艺流程图见图1、2。

图1 9203进风巷工作面掘进工艺流程图交接班后进行下个循环　

打锚杆眼 安装锚杆 延接溜子

图2 采煤工作面工艺流程图

进风巷工作面掘进工艺流程图

临时支护

效检合格批准进尺

综掘机割煤 安全检查

敲帮问顶 清煤　

交接班后进行下个循环　

打释放孔

出煤 运输　

打锚杆眼　

安装锚杆 延接溜子

效检超标，继续按措

施施工措施孔

掏槽放炮

采煤工作面工艺流程图

效检合格批准进尺

安全检查

移架　

打释放孔

出煤 运输　

推溜　

效检超标，继续按措施施工措施孔

割煤

返刀　

第五节掘进工作面通风系统

一、掘进期间风量选择

1、掘进期间通风方式及供风距离

1.1、采用局部通风机压入式供风，风筒直径800mm。

1.2、最大供风距离按460m。

2、风量计算

1）按照瓦斯（或二氧化碳）涌出量计算

Q掘=125×q掘×K掘通=125×1.3×1.3=211 m3/min

其中：Q掘——掘进工作面所需风量，m3/min

q掘——掘进工作面回风流中瓦斯（或二氧化碳）的平均绝对涌出量，按条件相似的工作面推算取1.3m3/min。

K掘通——瓦斯涌出不均衡通风系数。正常生产条件下，连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日瓦斯绝对涌出量的比值，取最大值。根据观测数据, K掘通取1.3。

3）按掘进工作面最多同时作业人数计算

Q掘=4×N=4×25=100 m3/min

其中：Q掘——掘进工作面所需风量，m3/min

N——工作面最多同时作业人数，25人

4）按炸药量计算（使用水胶炸药）

Q掘=0.465×（A×b×S2×L2÷P漏2÷C碳）1/3÷t

=0.465×（3.6×0.1×116.42×163216÷1.82÷0.02%）1/3÷30

=50.2 m3/min

其中：Q掘——掘进工作面所需风量，m3/min;

A——一次爆破炸药最大用量，3.6kg;

b——1kg炸药产生的CO当量，煤巷爆破取100L/kg，岩巷爆破取40L/kg;

S——巷道断面积，11m2

L——巷道通风长度，460m;

P漏——漏风系数，风筒始、末端风量之比，取1.35;

C碳——巷道内CO浓度的允许值，C碳=0.02%;

t——爆破后稀释炮烟的通风时间，min，取30min。

5）按风速进行验算

掘进最低风量Q掘>60×0.25×S=60×0.25×11=165m3/min

掘进最高风量Q掘<60×4×S=60×4×11=2640m3/min

其中：Q掘——煤巷掘进工作面所需风量，m3/min

S——掘进巷道的平均断面积，11m2

6）矿井为掘进工作面供风量（按局部通风机实际吸风量计算）计算Q供=Q扇吸×I掘+60×0.25×S=169×1+60×0.25×11=334.6m3/min 其中：Q供——矿井为掘进工作面供风量，m3/min；半煤岩巷道按煤巷计算

Q扇吸——局部通风机实际最大吸入风量，m3/min

I掘——掘进工作面同时通风的局部通风机台数，取1

S ——安设局部通风机的巷道断面积，11m2

综上所述：掘进工作面所需风量为334.6m3/min

二、掘进期间风机选型

根据以上计算结果，选择通风机型号FBDNo.7.1，电机功率为2×30 KW（备用风机一台，工作风机一台）见表1。

三、通风系统

新鲜风流：

（1）地面→主斜井→一水平运输巷→皮带暗斜井→二盘区运输巷→局扇→掘进工作面。

（2）地面→副斜井→副暗斜井→二盘区二联眼→二盘区运输巷→局扇→掘进工作面。

乏风流：迎头→掘进巷道→掘进巷道回风联巷→二盘区回风巷→回风暗斜井→回风斜井。(附图二：9203掘进工作面通风系统示意图)

第六节回采工作面通风系统

一、回采工作面风量选择

（一）风量计算

1、按工作面瓦斯涌出量计算

Q采=125q采×K CH4＝125×6.7×1.6 m3/min＝1340m3/min

式中：Q采——采煤工作面需要的风量，m3/min；

K CH4——瓦斯涌出不均衡的备风系数，综合机械化采煤工作面取1.2～1.6；本工作面取1.6计算。

q采——绝对瓦斯涌出量，按矿井瓦斯等级鉴定数据，取

6.7m3/min；

2、按工作面气象条件计算

Q采=Q基本×K采高×K采面长×K温=483.84×1.6×1.3×1.1=1107m3/min

其中 Q采——采煤工作面需风量，m3/min；

Q基本——不同采煤方式工作面所需的基本风量，m3/min；

Q基本=60×工作控顶距×工作面实际采高×70%×适宜风速（取1.5m/s）

Q基本=60×4.8×1.6×70%×1.5=483.84m3/min；

K采高——回采工作面采高调整系数,本采高为1.7m至2.0m根据公司煤矿矿井风量计量计算方法取1.0。

K采面长——回采工作面长度调整系数，本工作面最长长度为180m,根据公司煤矿矿井风量计量计算方法取1.3。

K温——回采工作面温度与对应风速调整系数，本工作面温度为22℃；根据公司煤矿矿井风量计量计算方法取1.1。

3、按回采工作面最多同时作业人数计算

Q采=4×N=4×44=176m3/min

其中：Q采——采煤工作面需风量，m3/min；

4——每人每分钟需要供给的风量；

N——工作面最多同时作业人数（含交接班时上一班跟班队长、验收员、班长共4人）为44人；

4、按风速进行验算

60×0.25×S

60×0.25×11

165<1340<2640

其中Q采——采煤工作面需风量，m3/min

60——秒与分单位换算系数；

S——工作面平均断面积，m2；

综合上述Q采考虑到我井下通风情况确定工作面实际需风量为

1340m3/min。

二、通风系统

新鲜风流：

（1）地面→主斜井→一水平运输巷→皮带暗斜井→二盘区运输巷→9203进风巷→9203工作面。

（2）地面→副斜井→副暗斜井→二盘区二联眼→二盘区运输巷→9203进风巷→9203工作面。

乏风流：9203工作面→9203回风巷→9203回风巷回风联巷→二盘区回风巷→回风暗斜井→回风斜井。(附图三：9203采煤工作面通风系统示意图)

第七节抽采系统及抽采计量

一、瓦斯泵和管径

瓦斯抽放系统采用2BEC62型瓦斯抽放泵，电机功率500Kw,一备一用。主管路为14吋和12吋瓦斯抽放管。

9203进风巷及切眼掘进期间巷道安装12吋PVC管作为瓦斯抽放管路，通过回风联巷与二盘区回风巷内主抽放管连接，每隔20m安装一个三通与集流器相连。在9203进风巷抽放管与总管连接处安装除渣器，设置测流孔并安装瓦斯综合参数测定仪；在巷道低洼处，安装放水器。

9203回采期间在进风巷安装12吋PVC管作为瓦斯抽放管路，在回风巷安装两趟12吋瓦斯抽放管进行髙位孔抽放及区域顺层钻孔抽放，通过回风联巷与二盘区回风巷内主抽放管连接，每隔20m安装一个三通与集流器相连。在抽放管与总管连接处安装除渣器，设置测流孔并安装瓦斯综合参数

测定仪；在巷道低洼处，安装放水器。

二、管路铺设路线

地面瓦斯抽放泵房→回风斜井→一水平回风巷→回风暗斜井→二盘区

回风巷→9203回风巷回风联巷→9203工作面。

地面瓦斯抽放泵房→回风斜井→一水平回风巷→回风暗斜井→二盘区

回风巷→9203进风巷回风联巷→9203工作面。

三、监测与计量仪器设置位置及数量

1、在线计量装置：

在9203进、回风巷回风联络巷口5m处抽放管上安装一台CGWZ-100(A)管道瓦斯气体综合参数测定仪及孔板流量计。

第二章综合防突措施

第一节掘进工作面区域防突措施

一、区域突出危险性预测

本采掘工作面已测的原始瓦斯含量为6.5~9.23m3/t，因此按突出危险区管理，直接采取区域防突措施。

二、掘进期间区域防突措施

1）9203进风巷及切眼在掘进期间采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施。

2）在掘进工作面迎头设计施工抽放钻孔27个，孔深28-83.6m，钻孔控制巷道两帮轮廓线外20m，前方80m，控制范围内孔间距3.5m，掘进过程中预留有20m的超前距。在施工钻孔时，同时探清前方煤层变化情况。施工时先施工中间孔并取煤样对前方煤层原始瓦斯含量进行预测（设计及参数见附图三、四）。在地质构造破坏带或煤层条件急剧变化带处，必须编制专项安全技术措施，严格按照专项安全技术措施进行施工。

3）钻孔施工完后，采用聚胺脂及水泥沙浆封孔连抽，钻孔封孔段长度不得小于20m。

4）掘进工作面安装一趟Ф12吋的PVC抽放管，连接在二盘区回风巷Ф14吋抽放主管上，用来抽放迎头钻孔瓦斯。抽放管路末端安装集流器，封孔完毕后，连接到集流器上进行抽放。集流器管路上必须安装阀门、测点。抽放管路吊挂平直，不得存在漏气现象，孔口负压保持在13KPa以上。

三、掘进期间区域措施效果检验

掘进工作面经采取预抽煤层瓦斯的区域防突措施后，采用煤层残余瓦斯含量测定，进行区域措施效果检验，即钻孔经预抽后。当经过计算煤体残余瓦斯含量在7m3/t以下时，再现场取煤样对预抽后的煤体进行残余瓦斯含量测定。只有经检验预抽煤体残余瓦斯含量在7m3/t以下，且检验期间在煤层中进行钻孔等作业时无喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时，才能确认抽采达标，否则，仍为突出危险区，预抽防突效果无效，工作面采取增加抽放时间或增加抽放孔的方法进行区域防突措施补充。只有在区域效果检验合格，然后编写抽采效果评价报告，报总工程师及评价小组审批后方可执行区域验证。

图5 9203掘进工作面迎头区域预测预报（效果检验）钻孔设计平面图

图6 9203掘进工作面迎头区域预测预报（效果检验）孔设布置图

四、掘进期间区域验证

掘进工作面经区域效果检验合后，工作面仍采取局部综合防突措施。

第二节掘进工作面局部防突措施

一、掘进工作面突出危险性预测

掘进工作面在采取区域防突措施并抽采达标后，仍采取局部防突措施，所以不再进行工作面突出危险性预测。

二、掘进期间局部防突措施

1）9203进风巷及切眼掘进过程中，坚持区域防突措施先行，局部防突措施补充的原则。每循环进尺前，在工作面施工释放孔执行局部防突措施。

2）掘进工作面迎头释放孔施工数量：施工二排钻孔，一排12个，共24个,钻孔孔径φ75mm（地质条件剧烈变化带可采用φ42mm），钻孔间距

0.45m，孔深要求13m，释放孔留超前距不少于5米，控制巷道两帮轮廓线外5m。（设计及参数见附图）

3）在地质构造破坏带或煤层赋存条件急剧变化处不能按原措施要求施工时，必须打钻孔查明煤层赋存条件，然后采用施工抽放深孔措施，进行瓦斯抽放,并经措施效果检验有效后，方可在采取安全防护措施情况下进尺。

图7 9203掘进工作面迎头局部防突释放孔设计平面图

图8 9203掘进工作面迎头局部防突释放孔布置图

三、掘进期间局部效果检验

1）选用钻屑瓦斯解吸指标法进行效果检验

①在掘进工作面打3个直径42mm，孔深10m、9m、10m的钻孔，遇软分层时，钻孔应布置在软分层中；一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，其他两钻孔的终孔点位于巷道断面两侧轮廓线外2-4m范围。

②钻屑瓦斯解吸指标△h2的测定：打钻时在预定的测定位置取出钻屑，用孔径1mm和3mm的筛子筛分钻屑(φ1mm的筛子在下，φ3 mm的筛子在上)，将筛分好的φ1～3mm粒度的试样装入MD-2型解吸仪的煤样瓶中，试样装至煤样瓶刻度线水平(10g左右)，自钻孔打至该采样段起经3min后，启动秒表，转动三通阀，使煤样瓶与大气隔离，在2min时记录解吸仪的读数。

③钻屑瓦斯解吸指标值的测定位置为：两帮效检孔施工10m，分别在钻孔打至2m、4m、6m、8m、10m时进行Δh2测定；中间效检孔施工9m，分别在钻孔打至1m、3m、5m、7m、9m时进行Δh2测定。

2）最大钻屑量

钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S。

3）根据每个钻孔的每米最大钻屑量Smax和钻屑解吸指标△h2值确定工作面的突出危险性。如任一钻孔有任一项指标超标，既视为工作面有突出危险，必须重新执行防突措施，直到经检验措施有效后，由效检人员现场填写“掘进工作面防突管理牌板”，并保留至少2m的效果检验（预测）超前距，当班施工人员方可按“掘进工作面防突管理牌板”规定的距离施工。效检人员升井后立即填写“掘进工作面防突措施效果检验报告单”，并经效检负责人审核、通防部长、总工程师审批后，由调度室负责通知生产区队和其它有关部门。