君鑫煤礦22采區(qū)(上段)防突設(shè)計(登封局評審后修改10.17)

PAGE47目錄TOC\o"1-2"\h\z\u6027前言 120778第一章礦井概況 327796第一節(jié)礦井地理位置及井田境界 318930第二節(jié)煤炭儲量、生產(chǎn)能力與服務(wù)年限 518875第三節(jié)礦井開拓方式 620137第四節(jié)礦井主要生產(chǎn)系統(tǒng) 113890第五節(jié)井下安全避險“六大系統(tǒng)”建設(shè) 172825第二章礦井及22采區(qū)地質(zhì)情況 217385第三章礦井瓦斯 2724154第一節(jié)礦井瓦斯概況 2724629第二節(jié)礦井瓦斯涌出量計算 3017919第四章區(qū)域防突綜合措施 4422339第一節(jié)區(qū)域突出危險性預(yù)測 443451第二節(jié)區(qū)域性防治煤與瓦斯突出措施 4522261第三節(jié)區(qū)域防突效果檢驗 6130611第四節(jié)區(qū)域驗證 636726第五章局部綜合防突措施 6829042第一節(jié)工作面突出危險性預(yù)測 681874第二節(jié)工作面防突措施 6910234第三節(jié)工作面措施效果檢驗 7416855第四節(jié)工作面安全防護(hù)措施 7622705第六章石門揭煤工作面綜合防突措施 797939第一節(jié)區(qū)域突出危險性預(yù)測 8017119第二節(jié)區(qū)域防突措施 8427780第三節(jié)區(qū)域措施效果檢驗 87732第四節(jié)區(qū)域驗證或工作面突出危險性預(yù)測 8819755第五節(jié)工作面防突措施 8912455第六節(jié)工作面措施效果檢驗 9016298第七節(jié)安全防護(hù)措施 909262第七章防突設(shè)施、設(shè)備 9318477第八章防突管理及培訓(xùn) 965369第九章組織機構(gòu)和隊伍保障措施 9915335第十章建議 101登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計PAGEPAGE1前言一、概述登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司（以下簡稱君鑫煤業(yè)）位于登封煤田馬嶺山勘探區(qū)東部，原為登封市小河煤礦的接替井，現(xiàn)隸屬關(guān)系變更為登電集團(tuán)管轄，為地方國有煤礦，行政區(qū)劃屬登封市石道鄉(xiāng)。礦井始建于1996年，設(shè)計生產(chǎn)能力0.30Mt/a。二、任務(wù)來源河南工程咨詢監(jiān)理有限公司受君鑫煤業(yè)委托，承擔(dān)了《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計》任務(wù)。設(shè)計人員通過到煤礦現(xiàn)場勘查、對資料分析研究，根據(jù)煤層的賦存條件、開拓開采、瓦斯地質(zhì)規(guī)律、瓦斯含量、瓦斯壓力及瓦斯涌出情況，編制了《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計》。三、設(shè)計依據(jù)1、《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》；2、《煤礦安全規(guī)程》國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局，2011年；3、《煤礦瓦斯抽采規(guī)范》AQ1027-2006國家安全生產(chǎn)監(jiān)督管理總局；4、《保護(hù)層開采技術(shù)規(guī)范》AQ1050-2008；5、《河南省登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司生產(chǎn)礦井地質(zhì)報告》；6、君鑫煤業(yè)開采煤層自燃傾向性鑒定報告及煤塵爆炸性鑒定報告；7、《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》及批復(fù)；8、中國礦大2014年編制的登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司君鑫煤礦瓦斯地質(zhì)圖、說明書和測定的瓦斯基本參數(shù)。四、設(shè)計的指導(dǎo)思想1、堅持“安全第一、預(yù)防為主、綜合治理”的安全生產(chǎn)方針；堅持“區(qū)域防突措施先行、局部防突措施補充”的原則。2、區(qū)域防治煤與瓦斯突出措施為：優(yōu)先采用開采一6煤巖保護(hù)層，同時在L8灰?guī)r中布置抽采巷道，施工穿層鉆孔抽采二1煤層的瓦斯。3、在符合《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》要求、滿足安全生產(chǎn)的前提下，盡可能降低成本，節(jié)省工程投資。五、設(shè)計主要內(nèi)容1、礦井瓦斯地質(zhì)規(guī)律研究2、礦井瓦斯涌出量預(yù)測3、區(qū)域突出危險性預(yù)測4、區(qū)域綜合防突技術(shù)措施設(shè)計5、局部綜合防突措施設(shè)計6、安全生產(chǎn)保障措施及建議登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計PAGE47PAGEPAGE3第一章礦井概況第一節(jié)礦井地理位置及井田境界一、礦井地理位置登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司（以下簡稱“君鑫煤業(yè)”）位于登封市石道鄉(xiāng)境內(nèi)，北東距登封市約25km，南距汝州市約25km，伊川-登封的公路在礦區(qū)西北部約2km處通過，區(qū)內(nèi)有至石道鄉(xiāng)和臨汝鎮(zhèn)等地的鄉(xiāng)級公路，登封煤田專用鐵路從礦區(qū)北部通過，交通比較便利。詳見交通位置示意圖1-1-1。圖1-1-1交通位置示意二、井田境界登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司位于登封市西南20km的石道鄉(xiāng)和君召鄉(xiāng)交界處的上沃村，行政隸屬石道鄉(xiāng)。根據(jù)河南省國土資源廳頒發(fā)的采礦許可證（證號：C4100002012061120125617），井田范圍即由表1-1-1所列12個拐點坐標(biāo)依次圍圈而成，限采二1煤層，開采深度由+460m～－600m標(biāo)高。井田東西走向最長5.46km，南北傾向最寬1.91km，面積約6.1996km2。井田邊界拐點坐標(biāo)一覽表(西安80坐標(biāo)系統(tǒng))表1-1-1序號XY序號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采區(qū)位置22采區(qū)北部和東部為礦井井田邊界，南依11采區(qū)，西靠21采區(qū)，劃定范圍走向長約2.4km，傾斜寬度0.9km（平距），面積約1.78km2。其中22采區(qū)（上段）傾向?qū)?.42km（平距），面積0.85km2。第二節(jié)煤炭儲量、生產(chǎn)能力與服務(wù)年限一、礦井儲量根據(jù)河南省煤田地質(zhì)局一隊編制的《河南省登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司生產(chǎn)礦井地質(zhì)報告》，截止2013年底，君鑫煤礦二1煤層總的資源儲量為3326×104t，其中動用152×104t，保有資源量3174×104t，其中探明的經(jīng)濟基礎(chǔ)儲量（111b）855×104t，控制的經(jīng)濟基礎(chǔ)儲量（122b）1326×104t，推斷的內(nèi)蘊經(jīng)濟資源量（333）993×104t，可采儲量為1810×104t。22采區(qū)二1煤層儲量統(tǒng)計詳見表1-2-1。22采區(qū)儲量統(tǒng)計表表1-2-1煤層保有資源儲量（萬t）永久煤柱損失（萬t）設(shè)計資源儲量（萬t）大巷煤柱（萬t）開采損失（萬t）可采儲量（萬t）二1煤層69682.5601.736.4113.03452.3二、礦井生產(chǎn)能力及服務(wù)年限根據(jù)計算，礦井二1煤可采儲量為1810×104t，生產(chǎn)能力為0.30Mt/a，礦井服務(wù)年限為43a。22采區(qū)二1煤可采儲量為452.3萬t，采區(qū)生產(chǎn)能力為0.30Mt/a，服務(wù)年限為10.8a，其中22采區(qū)（上段）服務(wù)年限5.1a。第三節(jié)礦井開拓方式一、開拓方式1、開拓方式礦井開拓方式為一立兩斜單水平上下山開拓，開采水平標(biāo)高為+80m，布置有主斜井、回風(fēng)斜井和副立井三個井筒。主斜井井筒凈寬3.7m，凈斷面10.6m2，傾角24°～30°，斜長798.5m，砌碹支護(hù)。主斜井安裝DQJ40大傾角皮帶一部，帶寬800mm、功率315kW，擔(dān)負(fù)全礦井的煤炭提升任務(wù)，并兼作礦井的安全出口。副立井井筒凈直徑4.5m，井深298m，凈斷面15.9m2，裝備一對1t單層單車標(biāo)準(zhǔn)罐籠、鋼罐道，擔(dān)負(fù)全礦井的升降人員、提矸、下料等提升任務(wù)?；仫L(fēng)斜井擔(dān)負(fù)礦井回風(fēng)任務(wù)，井筒斷面10.8m2，傾角25°～29°，斜長805.4m，U型鋼支護(hù)。2、水平劃分本礦井開采水平標(biāo)高為+80m。在+80m水平布置主井井底車場、東翼機軌合一運輸大巷和回風(fēng)大巷，運輸大巷布置在煤層底板太原組上段灰?guī)r中，東翼回風(fēng)大巷布置在二1煤層中。22采區(qū)深部-100m處新建一輔助水平，規(guī)劃施工一條機軌合一的輔助水平大巷，輔助大巷位于二1煤層底板L4灰?guī)r中。3、采區(qū)接替及開采順序礦井劃分為四個采區(qū)，+80m水平以淺為11采區(qū)，+80m水平以深為21采區(qū)、22采區(qū)和23采區(qū)三個下山采區(qū)。11采區(qū)為目前生產(chǎn)采區(qū)，22采區(qū)為接替采區(qū)。二、22采區(qū)巷道布置1、采區(qū)準(zhǔn)備巷道22采區(qū)為11采區(qū)接替采區(qū)，11采區(qū)布置有運輸上山及回風(fēng)斜巷，+80m水平東翼運輸大巷為機軌合一巷道，東翼回風(fēng)大巷為煤巷，變形嚴(yán)重，本次利用原有的+80m水平東翼運輸大巷，并在二1煤層底L4灰?guī)r中新增一條+80m回風(fēng)巷，原有的東翼回風(fēng)大巷報廢。22采區(qū)（上段）布置三條下山，22采區(qū)軌道下山、22采區(qū)膠帶下山及22采區(qū)回風(fēng)下山，22采區(qū)按照煤與瓦斯突出區(qū)域設(shè)計，該采區(qū)為君鑫煤業(yè)首個下山采區(qū)，采區(qū)深部煤層埋藏較深，22采區(qū)傾向較長，布置的三條下山工程量較大，同時相鄰礦井開采深度均較淺，考慮到深部區(qū)域瓦斯防治難度較大且無相關(guān)經(jīng)驗，為確保安全，以二1煤層-100m機軌合一巷將22采區(qū)劃分為22采區(qū)（上段）和22采區(qū)（下段）。本次投產(chǎn)-100m接力車場以淺區(qū)域，22采區(qū)（上段）三條下山均位于二1煤層底板L7灰?guī)r中，軌道下山通過-100m接力車場連接。22采區(qū)軌道下山擔(dān)負(fù)采區(qū)矸石、材料運輸任務(wù)，并架設(shè)架空乘人裝置，擔(dān)負(fù)采區(qū)人員運輸；22采區(qū)膠帶下山擔(dān)負(fù)二1煤和一6煤運輸任務(wù)，22采區(qū)回風(fēng)下山擔(dān)負(fù)采區(qū)回風(fēng)任務(wù)。二1煤層工作面膠帶順槽通過溜煤眼與膠帶順槽連接，一6煤回采工作面膠帶順槽皮帶與22采區(qū)膠帶下山皮帶直接搭接?；夭晒ぷ髅娌捎庙樞蜷_采、后退式回采方式，主要巷道斷面為：+80m水平東翼回風(fēng)大巷位于L4灰?guī)r中，半圓拱，凈斷面14.2m2，采用錨網(wǎng)噴支護(hù)；22采區(qū)（上段）22采區(qū)軌道下山、22采區(qū)膠帶下山及回風(fēng)下山均位于L7灰?guī)r中，22采區(qū)（下段）均位于L4灰?guī)r中，半圓拱，其中軌道下山和膠帶下山凈斷面均為12.3m2，采用錨網(wǎng)噴支護(hù)；22采區(qū)回風(fēng)下山凈斷面14.2m2，采用錨網(wǎng)噴支護(hù)。2、回采巷道的布置二1煤工作面順槽斷面形狀為半圓拱，采用29U可伸縮支護(hù)，凈斷面為10.2m2，膠帶順槽及軌道順槽均沿煤層底板布置，按中線掘進(jìn)。各工作面斜長120m，22201首采面和其它采煤工作面的上順槽均沿空送巷。3、抽采巷道的布置二1煤底板抽采巷布置在底板L8灰?guī)r中，上距二1煤層法線距離大于10m。與二1煤層采煤工作面的上順槽相對應(yīng)的上部抽采巷外錯13m，與二1煤層采煤工作面的下順槽相對應(yīng)的下抽采巷內(nèi)錯13m。工作面的下抽采巷也作為下部工作面的上抽采巷。抽采巷采用半圓拱形錨噴支護(hù)，掘進(jìn)斷面為8.8㎡。三、采掘方法1、采煤方法22采區(qū)二1煤層采用走向長壁后退式采煤法，綜合機械化綜采工藝。一6煤巖保護(hù)層工作面，采用走向長壁后退式采煤法，爆破落煤（巖），單體液壓支柱配鉸接頂梁支護(hù)頂板。2、掘進(jìn)方法22采區(qū)（上段）布置兩個二1煤煤巷掘進(jìn)工作面、一個一6煤順槽掘進(jìn)工作面及一個底板抽采巷掘進(jìn)工作面，采掘比1：2。掘進(jìn)工作面均采用鉆爆法施工。3、掘進(jìn)工程量22采區(qū)（上段）投產(chǎn)時井巷工程包括+80m東翼回風(fēng)大巷，22采區(qū)軌道下山、22采區(qū)膠帶下山、22采區(qū)回風(fēng)下山、22201工作面膠帶順槽、22201工作面軌道順槽、22603工作面軌道順槽、22603工作面膠帶順槽、水倉、泵房及接力車場等巷道。巷道施工總長度為18223.30m，井巷及硐室掘進(jìn)總體積197970.25m3，礦井萬噸掘進(jìn)率為607.7m/萬噸，萬噸掘進(jìn)體積為6599.01m3/萬噸。井巷工程量匯總見表1-3-1。采區(qū)工程量匯總表表1-3-1序號項目名稱長度（ｍ）掘進(jìn)體積(m3)備注巖巷煤巷小計巖巷煤巷小計1車場巷道及硐室6973.166973.162主要運輸巷1810611806322采區(qū)下山28509285094二1煤準(zhǔn)備巷道32801269730682433795一6煤準(zhǔn)備巷道670036579.643279.66底板抽采巷56584565847緊急避險系統(tǒng)5765768排水系統(tǒng)5192.995192.999供電系統(tǒng)796.5796.5總計197970.254、防突工程量22采區(qū)（上段）防突工程量統(tǒng)計表表1-3-2項目名稱鉆孔工程量（萬m）保護(hù)層工作面巷道工程量（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統(tǒng)計表表1-3-3項目名稱鉆孔工程量（萬m）保護(hù)層工作面巷道工程量（m）底板抽放巷巷道工程量（m）工程量14．720532173.95、工作面接替順序22采區(qū)（上段）二1煤工作面接替為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煤層回采工作面接替順序為22601工作面→22602工作面→22603工作面→22604工作面。工作面接替表見下表1-3-4。根據(jù)表1-3-4中一6煤層及二1煤層采掘接替計劃，22601及22603（均為一6煤層工作面）回采時，利用底抽巷抽采上部22201及22202（均為二1煤）工作面上下順槽及回采區(qū)域煤層瓦斯，待二1煤層順槽區(qū)域消除突出危險性后，22201工作面上下順槽及22202上下順槽區(qū)域抽采達(dá)標(biāo)后，22201及22202工作面上下順槽掘進(jìn)頭方可進(jìn)行施工，利用施工的順槽，施工順層鉆孔，對回采區(qū)域煤層瓦斯進(jìn)行抽采，待抽采達(dá)標(biāo)后，進(jìn)行二1煤層工作面回采，且一6煤掘進(jìn)工作面掘進(jìn)速度大于二1煤掘進(jìn)速度，確保一6煤回采工作面超前二1煤兩個回采工作面，預(yù)抽時間滿足大于6個月要求，確保保護(hù)層與被保護(hù)層正常接替。22采區(qū)（上段）回采工作面接替表表1-3-4第四節(jié)礦井主要生產(chǎn)系統(tǒng)一、運輸系統(tǒng)采煤工作面生產(chǎn)的煤炭經(jīng)順槽膠帶輸送機運至下山煤倉，再由下山膠帶輸送機、+80m大巷膠帶輸送機運至主井井底車場煤倉，最后由主井膠帶輸送機運至地面。2、材料與矸石運輸系統(tǒng)22采區(qū)采掘工作面所需材料自地面裝入礦車經(jīng)副立井入井，經(jīng)井底車場、軌道斜巷至22采區(qū)上部車場，最后經(jīng)采區(qū)軌道下山、中部車場、順槽巷道運至各采掘工作面。矸石運輸與材料運輸相反二、排水系統(tǒng)井底+80m水平設(shè)置有中央水倉和泵房，中央泵房安裝D280—65×7型水泵4臺，在主斜井輔設(shè)兩趟Φ219mm×8mm排水管，一備一用，正常排水能力為280m3/h，最大排水能力為560m3/h，內(nèi)、外環(huán)水倉均采用半圓拱鋼網(wǎng)錨噴支護(hù)，凈斷面11.8m2,總?cè)萘?256m3。22采區(qū)（上段）排水采用二級排水系統(tǒng)，在-100m水平建立采區(qū)排水泵房與水倉，將22采區(qū)（上段）涌水沿22采區(qū)軌道下山排至+80m水平運輸巷排水溝，自流至+80m水平原有主排水泵房水倉，再通過+80m水平主排水泵房原有礦井排水系統(tǒng)排出地面。三、供電系統(tǒng)地面架設(shè)10kV雙回路供電線路，供電主回路為門石線，備用回路為胥東線，井下實現(xiàn)10kV高壓入井雙回路供電，主變電所位于+80水平，裝機容量3400kW。在22采區(qū)排水泵房附近建采區(qū)變電所，并與泵房聯(lián)建，井下采區(qū)變電所采用雙回路供電。采區(qū)變電所10kV母線為單母線分段接線。采區(qū)變電所以10kV電壓向采區(qū)水泵供電。以0.66kV電壓向各順槽掘進(jìn)頭、22采區(qū)下山絞車等負(fù)荷供電。二1綜采工作面選用2臺礦用隔爆型移動變壓器，供綜采工作面采煤機、可彎曲刮板輸送機、乳化液泵站、膠帶輸送機等設(shè)備供電。一6煤巖保護(hù)層工作面選用1臺礦用隔爆型移動變壓器，向采煤工作面、順槽低壓設(shè)備供電。四、通風(fēng)系統(tǒng)礦井目前采用主斜井、副立井進(jìn)風(fēng)，回風(fēng)斜井回風(fēng)中央分列式通風(fēng)方式，通風(fēng)方法為抽出式，礦井總風(fēng)量70m3/s，礦方現(xiàn)已在回風(fēng)斜井安裝兩臺FBCDZ-№22型防爆對旋軸流式通風(fēng)機，配電機功率132kW×2，電壓380V，額定風(fēng)量38～95m3/s，額定負(fù)壓135～3465Pa?！兜欠馐芯蚊簶I(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》已對君鑫煤礦現(xiàn)用風(fēng)機進(jìn)行校核計算，君鑫煤礦回風(fēng)斜井回風(fēng)量及通風(fēng)負(fù)壓為：同時服務(wù)22采區(qū)（上段）和11采區(qū)時風(fēng)量為75m3/s，通風(fēng)負(fù)壓為916.3Pa；只服務(wù)22采區(qū)（上段）時風(fēng)量為85m3/s，通風(fēng)容易時期負(fù)壓為1243.7Pa，通風(fēng)困難時期負(fù)壓為1436.5Pa。根據(jù)校驗可知，礦井現(xiàn)用風(fēng)機及所配電機功率均滿足礦井22采區(qū)（上段）開采時的通風(fēng)要求。22采區(qū)二1煤層采煤工作面的通風(fēng)路線為：新鮮風(fēng)流由副立井、主斜井→井底車場→軌道斜巷→+80m水平運輸大巷→22采區(qū)軌道下山、運輸下山→中部車場→膠帶順槽進(jìn)入工作面。工作面乏風(fēng)流由軌道順槽→22采區(qū)回風(fēng)下山→+80m東翼回風(fēng)大巷→回風(fēng)斜井→地面。一6煤巖層保護(hù)層工作面的通風(fēng)路線與二1煤層采煤工作面通風(fēng)路線相同。抽放巷通風(fēng)方式為全負(fù)壓供風(fēng)。掘進(jìn)工作面采用壓入式局部通風(fēng)機通風(fēng)。五、瓦斯抽采系統(tǒng)（一）瓦斯資源儲量《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》已對22采區(qū)范圍內(nèi)煤層及圍巖瓦斯儲量進(jìn)行計算，計算結(jié)果22采區(qū)瓦斯儲量為6314.11萬m3，可抽瓦斯量為2209.94萬m3。其中22采區(qū)（上段）瓦斯儲量為3114.21萬m3，可抽瓦斯量為1089.97萬m3。22采區(qū)及22采區(qū)（上段）可抽區(qū)域瓦斯儲量、可抽瓦斯量的計算基礎(chǔ)數(shù)據(jù)與計算結(jié)果詳見表1-4-1，表1-4-2。22采區(qū)可抽區(qū)域瓦斯儲量計算表表1-4-1煤層地質(zhì)儲量(萬t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯地質(zhì)儲量(萬m3)可抽瓦斯量(萬m3)說明二1煤6967.565261.761841.62抽采率35%圍巖（取0.2）1052.35368.32合計6314.112209.9422采區(qū)（上段）可抽區(qū)域瓦斯儲量計算表表1-4-2煤層地質(zhì)儲量(萬t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯地質(zhì)儲量(萬m3)可抽瓦斯量(萬m3)說明二1煤343.287.562595.18908.31抽采率35%圍巖（取0.2）519.04181.66合計3114.211089.97（二）瓦斯抽采設(shè)備校核根據(jù)《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》計算結(jié)果，礦井設(shè)計年瓦斯抽采量為2.27Mm3。由于礦井采用穿層鉆孔預(yù)抽、邊掘邊抽和采空區(qū)抽采等綜合抽采方法，因此瓦斯抽采服務(wù)年限將與礦井服務(wù)年限相當(dāng)。經(jīng)計算，預(yù)計礦井瓦斯抽采率為35%，滿足《煤礦瓦斯抽采基本指標(biāo)》（AQ1026-2006）的要求。1、礦井純瓦斯抽采量本礦井22采區(qū)（上段）純瓦斯抽采量，經(jīng)計算為高負(fù)壓2.36m3/min；低負(fù)壓1.88m3/min。2、抽采管路敷設(shè)及管路選擇礦井22采區(qū)（上段）瓦斯抽采主管路沿回風(fēng)斜井、+80m水平東翼回風(fēng)大巷及22采區(qū)回風(fēng)下山敷設(shè)。其中，回風(fēng)斜井段為利用原有管路，+80m水平東翼回風(fēng)大巷及22采區(qū)回風(fēng)下山段為新敷設(shè)。中途安裝若干閥門與抽采支管連接。抽采支管分別沿各采煤工作面軌道順槽、膠帶順槽和掘進(jìn)工作面上下順槽等敷設(shè)，并與鉆場連接。根據(jù)《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》計算結(jié)果及原有管路敷設(shè)情況，選取+80m水平東翼回風(fēng)大巷及22采區(qū)回風(fēng)下山抽采主管路同回風(fēng)斜井，即為Φ325×8mm聚乙烯復(fù)合鋼管。各工作面支管均采用DN200mm煤礦井下用聚乙烯瓦斯抽采管；低負(fù)壓抽采主管路采用Φ273×7mm聚乙烯復(fù)合鋼管。抽采系統(tǒng)抽采管徑計算表表1-4-3管路名稱純瓦斯流量(m3/min)瓦斯?jié)舛?%)混合瓦斯流量(m3/min)氣體流速(m/s)管道內(nèi)徑(m)高負(fù)壓抽采主管2.361035.480.306工作面順槽抽采支管0.59108.85100.137掘進(jìn)面順槽抽采支管0.59108.85100.137低負(fù)壓抽采主管1.88828.2100.244注：表中混合瓦斯流量富裕系數(shù)高負(fù)壓取1.5，低負(fù)壓取1.2。瓦斯抽采主管和支管均采用法蘭連接，管路可回收重復(fù)利用。根據(jù)瓦斯抽采量，瓦斯抽采主管路及支管路均敷設(shè)一趟。3、瓦斯抽采設(shè)備的校核根據(jù)《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)初步設(shè)計》計算結(jié)果，抽采系統(tǒng)壓力H抽=51173Pa，高負(fù)壓抽采泵工況壓力Pg=46887Pa。高負(fù)壓抽采系統(tǒng)抽采泵工況流量Qg=86.7m3/min，小于地面現(xiàn)有瓦斯泵抽氣量181m3/min；低負(fù)壓抽采系統(tǒng)抽采泵流量Qb=29.375m3/m，小于井下現(xiàn)有瓦斯泵抽氣量40m3/min，因此，礦井現(xiàn)有高低負(fù)壓抽采設(shè)備均滿足22采區(qū)（上段）瓦斯抽采要求。礦井現(xiàn)有真空泵性能參數(shù)參見表1-4-4。水環(huán)式真空泵性能參數(shù)表型號工況狀態(tài)吸氣壓力(hPa)工況狀態(tài)抽氣量(m3/min)電壓(V)電機功率(kW)備注2BEF-50160181380200高負(fù)壓ZWY40/751604066075低負(fù)壓回風(fēng)斜井地面工業(yè)廣場原有地面瓦斯抽采設(shè)備滿足22采區(qū)高負(fù)壓瓦斯抽采能力要求。2BEF-50型水環(huán)式真空泵2臺，單臺泵抽氣量181m3/min，配套電機功率200kW，380V。礦井井下現(xiàn)有抽采設(shè)備滿足22采區(qū)低負(fù)壓瓦斯抽采能力要求。ZWY40/75型水環(huán)式真空泵2臺,1臺工作，1臺備用，單臺吸氣量40m3/min，配套電機功率75kW，660V。第五節(jié)井下安全避險“六大系統(tǒng)”建設(shè)一、安全監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)礦井已安裝了型號為KJ95N的安全生產(chǎn)監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)。系統(tǒng)由地面中心站、井上下分站、電源箱、瓦斯斷電器、各種傳感器及信號電纜等組成。地面中心站設(shè)在主井工業(yè)場地辦公樓調(diào)度室內(nèi)。監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)的主干電纜經(jīng)井口房避雷器由主斜井引至井下，采用礦用光纖或4芯MHY32型阻燃信號電纜。二、壓風(fēng)自救系統(tǒng)礦井在主斜井及副立井地面工業(yè)廣場各建有一個地面空壓機站。其中副立井工業(yè)廣場空壓機站內(nèi)安裝FHOGD-355型空壓機兩臺，一臺工作，一臺備用。單臺空壓機排氣量62m3/min，排氣壓力0.8MPa。配套電機功率355kW，電壓10kV。主壓風(fēng)管路為Φ219×8mm無縫鋼管1趟，沿副立井井筒敷設(shè)。主斜井工業(yè)廣場空壓機站內(nèi)安裝FHOG-340W型空壓機兩臺，一臺工作，一臺備用。單臺空壓機排氣量40m3/min，排氣壓力0.8MPa。配套電機功率250kW，電壓10kV。主壓風(fēng)管路為Φ159×4.5mm無縫鋼管1趟，沿主斜井井筒敷設(shè)。井下生產(chǎn)用風(fēng)時，一臺FHOGD-355型空壓機工作，三臺備用。當(dāng)壓風(fēng)自救用風(fēng)時，任意兩臺空壓機工作均能滿足要求。永久和臨時避難硐室內(nèi)敷設(shè)有壓風(fēng)自救系統(tǒng)，設(shè)置有供氣閥門，接入的礦井壓風(fēng)管路應(yīng)設(shè)減壓、消音和控制閥，壓風(fēng)出口壓力在0.1～0.3MPa之間，供風(fēng)量不低于0.3m3/min·人，連續(xù)噪聲不大于70分貝。三、井下緊急避險系統(tǒng)1、緊急避險設(shè)施該礦+80m水平東翼運輸大巷煤倉繞巷西20m處設(shè)置了1座可容納100人的永久避難硐室。22采區(qū)（上段）生產(chǎn)時可利用+80m水平的永久避難硐室。為確保回采工作面及掘進(jìn)工作面發(fā)生災(zāi)難時人員避險需要，在回采工作上下順槽各建一座可容納15人的臨時避難硐室。2、自救器礦井目前配備自救器型號為ZH-45型隔離式自救器，額定保護(hù)時間為45min，數(shù)量總共有755臺，滿足要求。3、井下避災(zāi)路線（1）采掘工作面發(fā)生火災(zāi)與瓦斯事故時，22采區(qū)（上段）人員避災(zāi)線路為：采掘工作面→工作面軌道/運輸順槽→工作面中車場→22采區(qū)軌道下山→井底車場（永久避難硐室）→主斜井→地面。（2）采掘工作面發(fā)生水災(zāi)事故時，22采區(qū)（上段）人員避災(zāi)線路為：采掘工作面→工作面軌道→工作面中車場→22采區(qū)軌道下山→井底車場（永久避難硐室）→主斜井（回風(fēng)斜井）→地面。4、本礦井制定有救災(zāi)應(yīng)急預(yù)案。四、供水施救系統(tǒng)該礦井下消防、灑水和供水共用一套給水系統(tǒng)，給水管道沿主斜井進(jìn)入井下，由地面消防水池（V＝300m3一座），直接供水，同時礦井兩個工業(yè)場地的日用消防水池（V＝300m3各一座）為井下消防、灑水及井下避險供水系統(tǒng)的備用水源，可確保井下24小時不間斷供水。五、通訊聯(lián)絡(luò)系統(tǒng)本礦井調(diào)度與行政電話共用交換機,在主井口附近電話交換機房內(nèi)現(xiàn)有一臺數(shù)字程控交換機，共計120門。沿主斜井、副立井各已敷設(shè)一根80對和60對的礦用阻燃型通信電纜。井下絞車房、膠帶下山帶式輸送機頭部、變電所及泵房、工作面及順槽、掘進(jìn)面及局扇安裝處、各避難硐室內(nèi)等設(shè)本安型電話分機。六、井下人員定位系統(tǒng)本礦現(xiàn)已配備了一套KJ69J型井下人員定位系統(tǒng)。該系統(tǒng)由監(jiān)控主站計算機、無線數(shù)據(jù)監(jiān)測分站、無線接收器、下井人員無線編碼發(fā)射器及信號電纜等組成。系統(tǒng)監(jiān)控主站計算機設(shè)在主井工業(yè)場地辦公樓調(diào)度室內(nèi)。井下人員定位系統(tǒng)主干電纜采用礦用光纖或4芯MHY32型阻燃信號電纜，經(jīng)井口房避雷器由主斜井引至井下。第二章礦井及22采區(qū)地質(zhì)情況一、地層本區(qū)地層屬華北地層區(qū)豫陜地層分區(qū)嵩箕小區(qū)。據(jù)鉆孔揭露和地表出露情況，礦區(qū)地層自老而新沉積有：寒武系、石炭系、二疊系、三疊系、新近系及第四系。現(xiàn)分述如下：1、寒武系（∈）上統(tǒng)崮山組（∈3g），灰色，厚至巨厚層狀白云質(zhì)灰?guī)r，含不均一的鮞粒，中夾薄層泥巖和礫屑灰?guī)r，頂部溶洞發(fā)育，常有本溪組的鋁質(zhì)巖或鋁質(zhì)泥巖充填，與下伏張夏組連續(xù)沉積。區(qū)內(nèi)鉆孔揭露該層最大厚度64.82m。2、石炭系（C）地表裸露有零星上統(tǒng)本溪組和太原組地層，缺失下統(tǒng)，與下伏寒武系崮山組地層呈平行不整合接觸，平均厚度46.35m。（1）上統(tǒng)本溪組（C2b）平均厚8.19m。上部為灰至深灰色鋁質(zhì)巖，具豆?fàn)睢Ⅴb狀結(jié)構(gòu)；下部為灰色鋁質(zhì)泥巖，夾黃鐵礦結(jié)核。（2）上統(tǒng)太原組（C2t）下自一1煤層底板底，上至山西組二1煤層底板砂巖之底。平均38.16m。該組巖相變化較大，主要由石灰?guī)r、泥巖、砂質(zhì)泥巖、薄煤層及炭質(zhì)泥巖、砂巖組成。依據(jù)巖性組合特征可分為三段：下部灰?guī)r段、中部碎屑巖段和上部灰?guī)r段。3、二疊系（P）（1）下統(tǒng)（P1）下自二1煤層底板砂巖之底，上至田家溝砂巖（St）之底，包括山西組和下石盒子組。平均厚349.54m，與下伏地層呈整合接觸。①山西組（P1s）下自二1煤層底板砂巖底，上至砂鍋窯砂巖（Ss）之底，平均厚72.98m。為一套灰至深灰色泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖、細(xì)粒砂巖及煤層組成的含煤地層。二1煤層賦存于該組的下部。其頂板大占砂巖（Sd）為中－細(xì)粒砂巖，局部相變?yōu)樯百|(zhì)泥巖。本組上部的灰色泥巖、砂質(zhì)泥巖具暗斑，含菱鐵質(zhì)假鮞（俗稱小紫泥巖），是劃分山西組的輔標(biāo)志層。②下石盒子組（P1x）下自砂鍋窯砂巖（Ss）底，上至田家溝砂巖（St）底，含三、四、五、六共四個煤段，平均厚277.96m。其巖性組合以砂巖、砂質(zhì)泥巖、泥巖及不穩(wěn)定的薄煤層為主。各煤段劃分均以煤段底部的砂巖為界，其中三煤段不含煤層，四、六煤段偶見薄煤層，但均不可采。五3煤層賦存于五煤段中部。本組底部的砂鍋窯砂巖（Ss）為灰或灰白色厚層狀中、粗粒石英砂巖，為區(qū)域?qū)Ρ葮?biāo)志層；其上部為淺灰色、綠灰及紫紅色泥巖、砂質(zhì)泥巖，含紫斑及鮞粒（俗稱大紫泥巖），層位穩(wěn)定，是劃分地層的良好標(biāo)志。（2）上統(tǒng)（P2）下自田家溝砂巖（St）底，上至三疊系下統(tǒng)金斗山砂巖底。平均厚511.72m，包括上石盒子組和石千峰組。與下伏地層呈整合接觸。①上石盒子組（P2s）下自田家溝砂巖（St）底，上至平頂山砂巖（Sp）底，含七、八、九共三個煤段，平均厚195.70m。其巖性由灰、灰綠色、淺灰色泥巖、砂質(zhì)泥巖、粉砂巖及細(xì)、中粒砂巖組成，偶夾薄煤層。中部常發(fā)育2～3層薄層狀硅質(zhì)泥巖。底部的田家溝砂巖為灰至灰白色中粒長石石英砂巖，層位穩(wěn)定，是上、下石盒子組分界的重要標(biāo)志。②石千峰組（P2sh）下自平頂山砂巖之底，上至金斗山砂巖（Sj）之底，厚303.13m，與下伏地層呈整合接觸。4、新近系（N）以淺灰色中礫巖為主，泥砂質(zhì)膠結(jié)，較致密，零星分布，5705孔揭露厚7.49m。與下伏各時代地層呈角度不整合接觸。5、第四系（Q）廣泛分布全區(qū)，主要為殘坡積及沖洪積。巖性有粘土、粉質(zhì)粘土、殘坡積碎石及疏松礫石層，頂部常有腐植土。厚0～18.75m，平均厚5.36m。與下伏各地層不整合接觸。二、地質(zhì)構(gòu)造礦區(qū)總體為一走向近東西、傾向北、地層傾角24°～31°的單斜構(gòu)造。采掘過程中未見斷層，勘查中僅見1條正斷層（龍泉寺斷層）切割二1煤層，位于礦區(qū)東部邊界。1、褶皺位于礦區(qū)東端龍泉寺斷層西側(cè)。具體表現(xiàn)在57勘探線附近，寒武系至三疊系地層走向由南東方向褶扭成近南北方向，褶幅寬約1km左右，之后又轉(zhuǎn)成南東方向，形成一個較清晰的反“S”形褶曲。2、斷裂（1）龍泉寺斷層位于礦區(qū)的東部邊界附近，為走向北東的正斷層，傾向東南，傾角50°～70°左右，落差約150～160m，沿北東方向落差逐漸變大。該斷層礦區(qū)內(nèi)已基本查明。（2）馬F12斷層位于張家?guī)X西南，走向北東南西向，傾向西北，地表三個地質(zhì)點及5601孔、5603孔、付5603孔、付5605孔控制，疑似滑動構(gòu)造牽引所致，在剖面中表現(xiàn)為上斷下不斷的特征，其斷面傾角不變，而由淺部至深部，斷層的斷距逐漸減少乃至最后消失。3、滑動構(gòu)造位于隱士溝水庫的南東側(cè)～北西側(cè)，面積約2.5km2，滑面微向北傾，傾角約5o，自北向南滑動，斷距南大北小，煤層不受影響。4、巖漿巖礦區(qū)內(nèi)及鄰近地區(qū)未發(fā)現(xiàn)巖漿巖及巖漿活動。三、22采區(qū)地質(zhì)情況22采區(qū)總體為一走向東西、傾向北的單斜構(gòu)造。破壞二1煤層連續(xù)性的斷層僅一條，位于采區(qū)東部邊界，即龍泉寺斷層，落差150m左右，控制可靠。1、地層采區(qū)地層自老而新沉積有寒武系、石炭系、二疊系、三疊系、新近系及第四系地層，其詳細(xì)內(nèi)容在本章第一部分地層中已作描述。2、煤層（1）二1煤層為本礦主采煤層，位于山西組下部二煤組段內(nèi)。煤層厚度0.28～12.2m，平均3.22m。井田內(nèi)埋深0～1050m，煤底標(biāo)高+450～-600m。二1煤層結(jié)構(gòu)簡單，大部為中厚～厚煤層。22采區(qū)二1煤層厚度在0.08～5.74m之間，平均厚度為2.5m。（2）五3煤層本區(qū)五3煤層采礦權(quán)歸君鑫三礦，該煤層位于五煤段中下部，距下部二1煤層約256m，距上部田家溝砂巖約120m。煤厚0～3.08m，平均厚0.75m。礦區(qū)范圍內(nèi)分布面積2.6km2。地面埋深0～500m，煤底標(biāo)高+500～-20m。（3）22采區(qū)內(nèi)其它煤層揭露情況目前22采區(qū)（上段）軌道、膠帶兩條下山已經(jīng)施工完畢，斜長530m，回風(fēng)下山斜長510m已施工300m。根據(jù)該礦在22采區(qū)三條下山過程中的探煤情況、鉆孔資料及煤田地質(zhì)二隊鉆孔勘探分析，22采區(qū)內(nèi)一6煤層距離二1煤層距離為15m～27m，煤層平均厚度為0.31m，結(jié)合2012年6月河南省煤田地質(zhì)局一隊編制的《河南省登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司生產(chǎn)礦井地質(zhì)報告》分析得出，一6煤層平均厚度為0.3m左右，距離二1煤層間距為21.5m左右。根據(jù)鉆孔揭露情況，一5煤層見煤點僅為兩個，且厚度最厚為0.70m，距離二1煤層間距為32.17m～42.96m。3、煤質(zhì)本區(qū)二1煤屬中灰、低硫、低磷分、一級含砷、特低氯、低揮發(fā)分、特高熱值煤，同時具有中等流動溫度灰、低－特低強度、高熱穩(wěn)定性、化學(xué)反應(yīng)能力中等、中等結(jié)渣性、中等可選等特性。因此，本區(qū)二1煤層適宜火力發(fā)電及沸騰層發(fā)生爐用煤和民用型煤。4、煤層的頂?shù)装鍘r性二1煤層直接頂、底板主要為泥巖、砂質(zhì)泥巖。老頂屬穩(wěn)定-堅硬類砂巖，俗稱大占砂巖。一6煤層頂板為L6灰?guī)r，底板為砂質(zhì)泥巖。四、煤塵、自燃情況根據(jù)2011年6月15日國家安全生產(chǎn)洛陽礦山機械檢測檢驗中心出示的鑒定結(jié)果：二1煤層煤塵具有爆炸性，煤的自燃傾向性等級為Ⅲ類，屬于不易自燃煤層。第三章礦井瓦斯第一節(jié)礦井瓦斯概況一、二1煤層的瓦斯壓力與瓦斯含量二1煤層瓦斯壓力見表3-1-1中國礦業(yè)大學(xué)實測二1煤層瓦斯壓力數(shù)據(jù)表表3-1-1孔號位置孔徑（mm）傾角(o)方位角(o)見煤深度(m)見煤標(biāo)高（m）垂深(m)煤厚(m)表壓讀數(shù)（MPa）絕對壓力（MPa）1+80大巷三部皮帶頭東133m處75+531914.897.794062.680.480.582+80大巷二部皮帶頭東349.5m處75+51410.8934013.30.290.393+80大巷二部皮帶頭東120.5m處75+40014.593.144+80西大巷X5西39m處75+35417.791.8545東翼皮帶下山斜120m處75+504813.8638.24274.470.80.96東翼皮帶下山斜120m處75+244821.5635.774293.350.350.457+80西大巷X5西19m處75+35416.991.448+80大巷二部皮帶頭東171.5m處75+31417.1894中國礦業(yè)大學(xué)結(jié)合其為君鑫煤業(yè)所測試煤的吸附常數(shù)推算出的瓦斯含量見表3-1-2，分別繪制瓦斯壓力梯度圖（圖3-1-1）和瓦斯含量梯度圖（圖3-1-2）。二1煤層瓦斯壓力和瓦斯含量推算值表3-1-2標(biāo)高/m壓力/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圖3-1-1瓦斯壓力-標(biāo)高曲線圖圖3-1-2瓦斯含量-標(biāo)高曲線圖二、二1煤層瓦斯賦存規(guī)律1、瓦斯分帶性由鉆孔瓦斯分析可知,本區(qū)由淺至深瓦斯分帶明顯，依次出現(xiàn)瓦斯風(fēng)化帶及甲烷帶，各帶的展布方向大致與煤層走向平行，瓦斯風(fēng)化帶大體在煤層底板標(biāo)高+250m以淺，CH4成分＜80%，CH4含量＜2.0m3/t·daf；+250m以下屬甲烷帶，CH4成分＞80%，CH4含量2～18.05m3/t·daf。2、CH4含量隨深度增加而增大區(qū)內(nèi)二1煤層CH4含量由西向東走向上逐漸降低，變化明顯，在傾向上由南向北隨煤層埋藏深度的增加逐漸增高，呈現(xiàn)出正相關(guān)的線性變化規(guī)律，并具不均衡性。3、CH4含量與地質(zhì)構(gòu)造的關(guān)系區(qū)內(nèi)構(gòu)造相對簡單，僅有東部邊界龍泉寺正斷層（F1）切斷二1煤層。54線以東為滑動構(gòu)造發(fā)育地段，本次補勘結(jié)合以往勘探階段經(jīng)57線、58線鉆孔取樣分析，CH4成分45.57%～98.55%，CH4含量2.40～18.05m3/t·daf。與55勘探線以西區(qū)段CH4含量相比形成較大的差異，說明Ht1導(dǎo)氣性較好，屬開放性或半開放性質(zhì)斷層，為瓦斯的逸散提供了通道，在Ht1附近形成了一定范圍的低CH4區(qū)。應(yīng)當(dāng)指出的是，煤層瓦斯含量具有隨煤層埋深增加而增加的總體趨勢，但其賦存也有不均衡性，建議礦井在采掘過程中，在地壓大、煤厚及產(chǎn)狀驟變地段、斷裂帶尖滅處附近，應(yīng)加強瓦斯監(jiān)測、礦井通風(fēng)等措施，預(yù)防瓦斯聚積、異常涌出、瓦斯突出的現(xiàn)象和事故發(fā)生，防患于未然。第二節(jié)礦井瓦斯涌出量計算礦井瓦斯涌出量預(yù)測的任務(wù)是確定新礦井、新水平、新采區(qū)投產(chǎn)后瓦斯涌出量的大小，它是礦井通風(fēng)設(shè)計、瓦斯抽采設(shè)計和瓦斯管理必不可少的基礎(chǔ)參數(shù)。目前，礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法可概括為兩大類：礦山統(tǒng)計法和分源預(yù)測法。礦山統(tǒng)計法根據(jù)對本礦及鄰近礦井實際瓦斯涌出量資料的統(tǒng)計分析，得出礦井瓦斯涌出量隨開采深度變化的規(guī)律，來推算新礦井或延深水平的瓦斯涌出量。它要求被預(yù)測的回采工作面在開采方法、煤層賦存條件、瓦斯地質(zhì)條件與樣本工作面相同或相似，否則，預(yù)測準(zhǔn)確率難以保證。分源預(yù)測法以煤層瓦斯基礎(chǔ)參數(shù)、煤層賦存條件、頂?shù)装寮班徑簩忧闆r、采煤方法等為基礎(chǔ)，根據(jù)瓦斯涌出來源和各瓦斯源的涌出規(guī)律，計算回采工作面、掘進(jìn)工作面、采區(qū)及礦井的瓦斯涌出量。該方法適應(yīng)于各種采煤方法回采工作面瓦斯涌出量預(yù)測，只要選取的計算參數(shù)合理，可以取得較高的預(yù)測準(zhǔn)確率。結(jié)合君鑫煤業(yè)實際情況以及目前所掌握的采、掘面瓦斯資料，本設(shè)計的瓦斯涌出量預(yù)測采用分源預(yù)測法進(jìn)行。按礦井瓦斯主要涌出源：回采（包括開采層、圍巖和鄰近煤層）、掘進(jìn)及采空區(qū)瓦斯涌出規(guī)律對本礦二1煤層、鄰近層工作面、掘進(jìn)工作面的瓦斯涌出量進(jìn)行計算，最終達(dá)到預(yù)測各煤層采區(qū)、全礦井瓦斯涌出量的目的。一、二1煤層瓦斯涌出量計算1、二1煤層采煤工作面瓦斯涌出量計算回采工作面的瓦斯涌出量包括開采層瓦斯涌出量（包含圍巖）和鄰近層瓦斯涌出，即回采工作面相對瓦斯涌出量為鄰近層瓦斯涌出量和本煤層瓦斯涌出量之和。本礦主采二1煤層，22采區(qū)（上段）其鄰近一6煤巖層為其保護(hù)層，因為一6煤巖層回采工作面超前二1煤層回采工作面，所以二1煤層回采工作面瓦斯涌出量不考慮鄰近一6煤巖層的瓦斯涌出。對于一次采全高的采煤工作面，采煤工作面的瓦斯涌出量計算公式如下：式中Q采—開采煤層相對瓦斯涌出量，m3/t；K1—圍巖瓦斯涌出系數(shù)，取k1＝1.3；K2—工作面丟煤系數(shù)，取回采率的倒數(shù)。二1煤為中厚煤層，工作面回采率取95％，則K2＝1.053；K3—工作面巷道瓦斯預(yù)排影響系數(shù)，K3＝（L－2h）/L；L—工作面長度，二1煤取120m；h—掘進(jìn)巷道預(yù)排等值寬度，取10m；則K3=0.83；m—開采層厚度，取2.5m；M—開采層采高，取2.5m；W0—開采煤層原始瓦斯含量，根據(jù)中國礦業(yè)大學(xué)所出示的《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司君鑫煤礦瓦斯地質(zhì)圖說明書》及圖3-1-2得出22采區(qū)（上段）淺部工作面（標(biāo)高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量為7.55～10.46m3/t，平均為9m3/t；22采區(qū)（上段）深部工作面（標(biāo)高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量為12.3～13.64m3/t，平均為13m3/t；Wc—原煤的殘存瓦斯含量，因礦方?jīng)]有實測數(shù)值，所以根據(jù)《AQ1018-2006礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》附錄c查處二1煤層的原煤殘存瓦斯含量為3m3/t。將以上數(shù)據(jù)代入可得：22采區(qū)（上段）淺部二1煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量Q采=1.3×1.053×0.83×（2.5÷2.5）×（9-3）=6.82m3/t22采區(qū)（上段）深部二1煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量Q采=1.3×1.053×0.83×（2.5÷2.5）×（13-3）=11.36m3/t22采區(qū)二1煤采煤工作面日產(chǎn)量為818t。經(jīng)計算，22采區(qū)（上段）淺部二1煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量6.82m3/t，絕對瓦斯涌出量為3.87m3/min。22采區(qū)（上段）深部二1煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量11.36m3/t，絕對瓦斯涌出量為6.45m3/min。2、二1煤層（上段）掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量計算掘進(jìn)工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘進(jìn)落煤兩部分組成，掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量采用下式計算：Q掘=Dvq0(2-1)+Svγ（W0-Wc）式中Q掘—掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，m，對于薄及中厚煤層，D=m0，m0為開采層厚度；則二1煤層取5.0m；v—平均掘進(jìn)速度，m/min，按120m/月考慮，取0.0027；L—S—掘進(jìn)端頭見煤面積，m2，取10.2；γ—煤的密度，t/m3，取1.41；Wc—運出礦井后煤的殘存瓦斯量，m3/t，取1.5；q0—煤壁瓦斯涌出強度，m3/（m2·min），無實測值參考q0=0.026[0.0004(Vdaf)2+0.16]/W0，22采區(qū)淺部二1煤層q0=0.0007m3/m2·min；22采區(qū)淺部二1煤層q0=0.0005m3/m2·min；Vdaf—煤的揮發(fā)分，％，取14.4；W0—開采煤層原始瓦斯含量，22采區(qū)（上段）淺部工作面（標(biāo)高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量為7.55～10.46m3/t，平均為9m3/t；22采區(qū)（上段）深部工作面（標(biāo)高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量為12.3～13.64m3/t，平均為13m3/t。將以上數(shù)據(jù)代入可得：22采區(qū)（上段）淺部二1煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量Q掘=5×0.0027×0.0007×（2×-1）+10.2×0.0027×1.41×（9-3）=0.25m3/min22采區(qū)（上段）深部二1煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量Q采=5×0.0027×0.0005×（2×-1）+10.2×0.0027×1.41×（13-3）=0.4m3/min22采區(qū)(上段)淺部二1煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量為0.25m3/min，22采區(qū)(上段)深部二1煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量為0.4m3/min。二、一6煤層瓦斯涌出量計算1、一6煤層采煤工作面瓦斯涌出量計算本礦主采二1煤層，22采區(qū)（上段）一6煤層作為其保護(hù)層開采，即一6煤層回采工作面瓦斯涌出量為開采層和鄰近二1煤層瓦斯涌出量之和。（1）一6煤層采煤工作面瓦斯涌出量對于一次采全高的采煤工作面，回采工作面的瓦斯涌出量計算公式如下：式中Q采—開采煤層相對瓦斯涌出量，m3/t；K1—圍巖瓦斯涌出系數(shù)，取k1＝1.3；K2—工作面丟煤系數(shù)，取回采率的倒數(shù)。一6煤層工作面回采率取97％，則K2＝1.031；K3—工作面巷道瓦斯預(yù)排影響系數(shù)，K3＝（L－2h）/L；L—工作面長度，取150m；h—掘進(jìn)巷道預(yù)排等值寬度，取15m；則K3=0.8；m—開采層厚度，取0.3m；M—開采層采高，取0.8m；W0—開采煤層原始瓦斯含量，由于該礦一6煤層瓦斯參數(shù)無實測數(shù)據(jù)，故采用鄰近礦井?dāng)?shù)據(jù)，取4.81m3/t；Wc—原煤的殘存瓦斯含量，由于該礦一6煤層瓦斯參數(shù)無實測數(shù)據(jù)，故采用鄰近礦井?dāng)?shù)據(jù)，1.77m3/t。將以上數(shù)據(jù)代入可得，一6煤層工作面相對瓦斯涌出量Q采=1.3×1.031×0.8×（0.3÷0.8）×（4.81-1.77）=1.22m3/t一6煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量1.22m3/t。（2）鄰近層瓦斯涌出量計算22采區(qū)（上段）開采保護(hù)層時，二1煤層為其上鄰近層，根據(jù)鉆孔統(tǒng)計，22采區(qū)內(nèi)一6煤層上距二1煤層21.5m。開采一6煤層時，二1煤層為上鄰近層。鄰近層瓦斯涌出量采用如下方法。Q鄰＝(m/M)（Wo－Wc）k式中Q鄰—開采一6煤層時，二1煤層作為上鄰近層的鄰近層瓦斯涌出量m3/t；m—近層厚度，m；開采一6煤層時，二1煤層為其鄰近層，22采區(qū)平均厚度為2.5m；M—工作面采高，m；一6煤層采高為0.8m；Wo—鄰近層二1煤層的原始瓦斯含量，m3/t；22采區(qū)（上段）淺部工作面（標(biāo)高+100～+40m）的二1煤原始瓦斯含量為7.55～10.46m3/t，平均為9m3/t；22采區(qū)（上段）深部工作面（標(biāo)高-20～-80m）的二1煤原始瓦斯含量為12.3～13.64m3/t，平均為13m3/t；Wc—鄰近層殘存瓦斯含量，m3/t；因礦方?jīng)]有實測數(shù)值，所以根據(jù)《AQ1018-2006礦井瓦斯涌出量預(yù)測方法》附錄c查處二1煤層的原煤殘存瓦斯含量為3m3/t；k—鄰近層的瓦斯排放率，二1煤層為一6煤上鄰近層，22采區(qū)（上段）內(nèi)二1煤層下距一6煤21.5m，瓦斯排放率取80%。圖3-2-1鄰近層瓦斯排放率與層間距的關(guān)系圖將以上數(shù)據(jù)代入，可得開采一6煤層時，二1煤層作為上鄰近層的鄰近層瓦斯涌出量為22采區(qū)（上段）淺部開采一6煤層時，二1煤層作為上鄰近層的鄰近層瓦斯涌出量為：Q鄰=（2.5÷0.8）×（9-3）×80%=15m3/t22采區(qū)（上段）深部開采一6煤層時，二1煤層作為上鄰近層的鄰近層瓦斯涌出量為：Q鄰=（2.5÷0.8）×（13-3）×80%=25m3/t（3）一6煤層回采工作面瓦斯涌出量一6煤層回采工作面瓦斯涌出量為開采層和鄰近二1煤層瓦斯涌出量之和。一6煤層采煤工作面日產(chǎn)量152t。22采區(qū)（上段）淺部開采一6煤層時，一6煤回采工作面相對瓦斯涌出量為16.22m3/t，則絕對瓦斯涌出量為1.71m3/min。22采區(qū)（上段）深部開采一6煤層時，一6煤回采工作面相對瓦斯涌出量為26.22m3/t，則絕對瓦斯涌出量為2.77m3/min。2、一6煤層掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量計算掘進(jìn)工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘進(jìn)落煤兩部分組成，掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量采用下式計算：Q掘=Dvq0(2-1)+Svγ（W0-Wc）式中Q掘—掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量，m3/min；D—巷道斷面內(nèi)暴露煤壁面的周邊長度，m，對于薄及中厚煤層，D=m0，m0，為開采層厚度；則一6煤層取0.6m；v—平均掘進(jìn)速度，m/min，按120m/月考慮，取0.0027；L—；S—掘進(jìn)端頭見煤面積，m2，取1.2；γ—煤的密度，t/m3，取1.41；Wc—運出礦井后煤的殘存瓦斯量，m3/t，由于該礦一6煤層瓦斯參數(shù)無實測數(shù)據(jù)，故采用鄰近礦井?dāng)?shù)據(jù)，取1.77；q0—煤壁瓦斯涌出強度，m3/（m2·min），無實測值參考q0=0.026[0.0004(Vdaf)2+0.16]/W0，q0=0.0011m3/m2·min；Vdaf—煤的揮發(fā)分，％，由于該礦一6煤層瓦斯參數(shù)無實測數(shù)據(jù)，故采用鄰近礦井?dāng)?shù)據(jù)，取10.10；W0—開采煤層原始瓦斯含量，由于該礦一6煤層瓦斯參數(shù)無實測數(shù)據(jù)，故采用鄰近礦井?dāng)?shù)據(jù)，取4.81。將以上數(shù)據(jù)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煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量為0.02m3/min。三、采區(qū)瓦斯涌出量預(yù)測采區(qū)瓦斯涌出量為采區(qū)內(nèi)所有回采工作面、掘進(jìn)工作面（巷道）與生產(chǎn)采區(qū)瓦斯涌出量之和，按下式計算：式中Q區(qū)—生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t；K′—生產(chǎn)采區(qū)內(nèi)采空區(qū)瓦斯涌出量系數(shù)，1.20～1.35，設(shè)計取K′=1.30；Q采i—第i采煤工作面瓦斯涌出量，m3/t；22采區(qū)（上段）淺部二1煤采煤工作面相對瓦斯涌出量6.82m3/t，一6煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量為16.22m3/t；22采區(qū)（上段）深部二1煤采煤工作面相對瓦斯涌出量11.36m3/t，一6煤層采煤工作面相對瓦斯涌出量為26.22m3/t；Ai—第i采煤工作面日產(chǎn)量，t/d；二1煤采煤工作面產(chǎn)量為818t/d，保護(hù)層工作面日產(chǎn)量為152t；Q掘i—第i掘進(jìn)工作面巷道煤壁瓦斯涌出量，22采區(qū)(上段)淺部二1煤掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量0.25m3/min，22采區(qū)(上段)淺部二1煤掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量0.4m3/min；一6煤層掘進(jìn)工作面絕對瓦斯涌出量為0.02m3/min；n、m—采煤工作面、掘進(jìn)工作面?zhèn)€數(shù)，二1煤采煤工作面?zhèn)€數(shù)1個，掘進(jìn)工作面?zhèn)€數(shù)2個，保護(hù)層回采工作面1個，掘進(jìn)工作面2個；Ao—生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t/d，22采區(qū)日產(chǎn)量為1040t。將以上數(shù)據(jù)帶入：22采區(qū)淺部開采時相對瓦斯涌出量Q區(qū)=1.3×[（6.82×818+16.22×152）+1440×（0.25×2+0.02×2）]÷1040=11.03m3/t22采區(qū)深部開采時相對瓦斯涌出量Q區(qū)=1.3×[（11.36×818+26.22×152）+1440×（0.4×2+0.02×2）]÷1040=18.11m3/t22采區(qū)（上段）淺部開采時相對瓦斯涌出量為11.03m3/t，絕對瓦斯涌出量為7.97m3/min；22采區(qū)（上段）深部開采時相對瓦斯涌出量為18.11m3/t，絕對瓦斯涌出量為13.01m3/min。四、礦井瓦斯涌出量預(yù)測礦井瓦斯涌出量由各個采區(qū)瓦斯涌出量與已采空區(qū)瓦斯涌出量組成Q井=K″式中Q井—礦井瓦斯涌出量，m3/t；q區(qū)i—第i采區(qū)瓦斯涌出量，m3/t；A0i—第i采區(qū)平均日產(chǎn)量，t/d；n—采區(qū)個數(shù)，n=1；K″—采空區(qū)系數(shù)，1.15～1.25，設(shè)計取1.25。本礦井以1個采區(qū)生產(chǎn)確保產(chǎn)量，礦井平均日產(chǎn)量為1040t。22采區(qū)（上段）淺部開采時礦井相對瓦斯涌出量為13.79m3/t，絕對瓦斯涌出量為9.96m3/min；22采區(qū)（上段）深部礦井開采時相對瓦斯涌出量為22.64m3/t，絕對瓦斯涌出量為16.26m3/min。登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計礦井瓦斯涌出量統(tǒng)計表表3-2-1二1煤層一6煤層采區(qū)礦井采煤工作面掘進(jìn)工作面采煤工作面掘進(jìn)工作面相對瓦斯涌出量（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）絕對瓦斯涌出量（m3/min）相對瓦斯涌出量（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）絕對瓦斯涌出量（m3/min）相對瓦斯涌出量（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）相對瓦斯涌出量（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）22采區(qū)（上段）淺部6.823.870.2516.221.710.0211.037.9713.799.9622采區(qū)（上段）深部11.366.450.426.222.770.0218.1113.0122.6416.26登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)（上段）防治煤與瓦斯突出專項設(shè)計五、瓦斯抽放的必要性《煤礦安全規(guī)程》中第一百四十五條規(guī)定：有下列情況之一的礦井，必須建立地面永久抽放瓦斯系統(tǒng)或井下臨時抽放瓦斯系統(tǒng)：（一）1個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1個掘進(jìn)工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通風(fēng)方法解決瓦斯問題不合理的。（二）礦井絕對瓦斯涌出量達(dá)到以下條件的：1、大于或等于40m3/min；2、年產(chǎn)量1.0～1.5Mt的礦井，大于30m3/min；3、年產(chǎn)量0.6～1.0Mt的礦井，大于25m3/min；4、年產(chǎn)量0.4～0.6Mt的礦井，大于20m3/min；5、年產(chǎn)量小于或等于0.4Mt的礦井，大于15m3/min。（三）開采有煤與瓦斯突出危險煤層的本礦井按照煤與瓦斯突出礦井管理，采煤工作面的絕對瓦斯涌出量大于5m3/min，在22采區(qū)生產(chǎn)過程中必須進(jìn)行瓦斯抽放。第四章區(qū)域防突綜合措施區(qū)域性防治煤與瓦斯突出措施包括區(qū)域突出危險性預(yù)測、區(qū)域防突措施、區(qū)域措施效果檢驗和區(qū)域驗證“四位一體”綜合防突措施。在開采22采區(qū)（上段）二1煤層時，必須堅持區(qū)域防突措施先行、局部防突措施補充的原則。做到不掘突出頭、不采突出面。未消除突出危險性前，嚴(yán)禁任何采掘作業(yè)。第一節(jié)區(qū)域突出危險性預(yù)測根據(jù)煤層瓦斯參數(shù)結(jié)合瓦斯地質(zhì)分析的方法進(jìn)行區(qū)域突出危險性預(yù)測：（一）煤層瓦斯風(fēng)化帶為無突出危險區(qū)域，根據(jù)2014年中國礦業(yè)大學(xué)編制的《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司君鑫煤礦瓦斯地質(zhì)圖說明書》君鑫煤礦+150m水平以淺為瓦斯風(fēng)化帶，為無突出危險區(qū)域；（二）2014年中國礦業(yè)大學(xué)編制的《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司君鑫煤礦瓦斯地質(zhì)圖說明書》研究獲得了君鑫煤礦二1煤層瓦斯壓力隨標(biāo)高的變化規(guī)律，即P=-0.0067×H+1.156。在標(biāo)高+80m二1煤層瓦斯壓力為0.62MPa，瓦斯含量8.69m3/t；在標(biāo)高+63m，二1煤層瓦斯壓力為0.73MPa；瓦斯含量為9.51m3/t。由此得出：+80m以上為無突出危險區(qū)域，+80m及其以下為突出危險區(qū)域。（三）在2014年中國礦業(yè)大學(xué)編制《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司君鑫煤礦瓦斯地質(zhì)圖說明書》時實測君鑫煤礦二1煤層突出單項指標(biāo)超標(biāo)為：二1煤層的破壞類型為Ⅲ～Ⅳ類；堅固性系數(shù)f為0.15～0.45，最小為0.15；瓦斯放散初速度△p指標(biāo)為16.60～34，最大為34；綜合指標(biāo)K為47～218，最大為218。（四）根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》，進(jìn)行區(qū)域預(yù)測的瓦斯壓力P或瓦斯含量W的臨界值如表4-1-1所示，預(yù)測所主要依據(jù)的煤層瓦斯壓力、瓦斯含量應(yīng)為井下實測數(shù)據(jù)；根據(jù)煤層瓦斯壓力或瓦斯含量進(jìn)行區(qū)域預(yù)測的臨界值表4-1-1瓦斯壓力P（MPa）瓦斯含量W（m3/t）區(qū)域類別P＜0.74W＜8無突出危險區(qū)除上述情況以外的其他情況突出危險區(qū)（五）測定煤層瓦斯壓力、瓦斯含量等參數(shù)的測試點在不同地質(zhì)單元內(nèi)根據(jù)其范圍、地質(zhì)復(fù)雜程度等實際情況和條件分別布置；同一地質(zhì)單元內(nèi)沿煤層走向布置測試點不少于2個，沿傾向不少于3個，并有測試點位于埋深最大的開拓工程部位。第二節(jié)區(qū)域性防治煤與瓦斯突出措施根據(jù)《河南省強化煤礦安全生產(chǎn)暫行規(guī)定》，礦井所采煤層瓦斯壓力大于0.6MPa或瓦斯含量大于6m3/t時，必須采取保護(hù)層開采或底（頂）板穿層鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯。本設(shè)計選擇開采保護(hù)層、底板穿層鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯和水力沖孔（增透輔助措施）作為區(qū)域防突措施。一、開采保護(hù)層（一）保護(hù)層選擇原則1、在突出礦井開采煤層群時，如在有效保護(hù)垂距內(nèi)存在厚度0.5m及以上的無突出危險煤層，除因突出煤層距離太近而威脅保護(hù)層工作面安全或可能破壞突出煤層開采條件的情況外，首先開采保護(hù)層。有條件的礦井，也可以將軟巖層作為保護(hù)層開采；2、當(dāng)煤層群中有幾個煤層都可作為保護(hù)層時，綜合比較分析，擇優(yōu)開采保護(hù)效果最好的煤層；3、當(dāng)?shù)V井中所有煤層都有突出危險時，選擇突出危險程度較小的煤層作保護(hù)層先行開采，但采掘前必須按本規(guī)定的要求采取預(yù)抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施并進(jìn)行效果檢驗；4、優(yōu)先選擇上保護(hù)層。在選擇開采下保護(hù)層時，不得破壞被保護(hù)層的開采條件。（二）保護(hù)層選擇22采區(qū)內(nèi)二1煤層上方賦存有二2煤層，但屬于偶見不穩(wěn)定不可采煤層。22采區(qū)內(nèi)二1煤層下方賦存有一5煤層及一6煤層，均屬于不可采煤層。根據(jù)該礦在22采區(qū)三條下山掘進(jìn)過程中的實際揭露情況、鉆孔資料及煤田地質(zhì)二隊鉆孔勘探分析，22采區(qū)內(nèi)一6煤層距離二1煤層距離為15m～27m，煤層平均厚度為0.31m，結(jié)合2012年6月河南省煤田地質(zhì)局一隊編制的《河南省登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司生產(chǎn)礦井地質(zhì)報告》分析得出，一6煤層平均厚度為0.3m左右，距離二1煤層間距為21.5m左右。根據(jù)鉆孔揭露情況，一5煤層見煤點僅為兩個，且厚度最厚為0.70m，距離二1煤層間距為32.17m～42.96m。綜上分析，設(shè)計選擇一6煤巖層作為二1煤層的下保護(hù)層開采。（三）開采保護(hù)層的要求1、開采一6煤巖層保護(hù)層時，同時抽采被保護(hù)層二1煤層的瓦斯；2、開采一6煤巖層保護(hù)層時，制定專項措施防止二1煤層初期卸壓瓦斯突然涌入一6煤巖層保護(hù)層采掘工作面或誤穿二1煤層；3、正在開采的一6煤巖層保護(hù)層工作面超前于二1煤層的掘進(jìn)工作面，其超前距離不得小于一6煤巖層與二1煤層層間垂距的3倍，即75m，并不得小于100m；4、開采一6煤巖層保護(hù)層時，采空區(qū)內(nèi)不得留有煤(巖)柱。特殊情況需留煤(巖)柱時，經(jīng)煤礦企業(yè)技術(shù)負(fù)責(zé)人批準(zhǔn)，并作好記錄，將煤(巖)柱的位置和尺寸準(zhǔn)確地標(biāo)在采掘工程平面圖上。每個被保護(hù)層的瓦斯地質(zhì)圖應(yīng)當(dāng)標(biāo)出煤(巖)柱的影響范圍，在這個范圍內(nèi)進(jìn)行采掘工作前，首先采取預(yù)抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施。當(dāng)保護(hù)層留有不規(guī)則煤柱時，按照其最外緣的輪廊劃出平直輪廓線，并根據(jù)保護(hù)層與被保護(hù)層之間的層間距變化，確定煤柱影響范圍。在被保護(hù)層進(jìn)行采掘工作時，還應(yīng)當(dāng)根據(jù)采掘瓦斯動態(tài)及時修改。（四）開采保護(hù)層的原則1、保護(hù)層工作面回采前，應(yīng)先掘進(jìn)底板抽采瓦斯專用巷。2、被保護(hù)層采掘工作面布置在保護(hù)范圍內(nèi)。3、對保護(hù)層開采后的保護(hù)參數(shù)及保護(hù)效果應(yīng)進(jìn)行實地考察，根據(jù)考察結(jié)果指導(dǎo)下一步瓦斯治理工作和采掘生產(chǎn)活動。（五）開采一6煤巖層下保護(hù)層的最小層間距按《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D.4規(guī)定，開采下保護(hù)層時，不破壞上部被保護(hù)層的最小層間距離可用下式確定：當(dāng)α＜60°時H=KMcosα式中H—允許開采的最小層間距，m；M—保護(hù)層的開采厚度，0.8m；α—煤層傾角，30°；K—頂板管理系數(shù)，冒落法管理頂板時，K取10。經(jīng)計算允許開采一6煤巖層下保護(hù)層的最小煤層間距H為6.93m，君鑫煤業(yè)一6煤巖距二1煤的平均間距為21.5m大于開采下保護(hù)層的最小煤層間距。（六）最大保護(hù)垂距按照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D.3規(guī)定，開采下保護(hù)層時最大保護(hù)垂距可參照表D.2選取。按照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D.3，表D.2選取君鑫煤業(yè)一6煤巖層最大保護(hù)垂距S下＜100m。或按下式計算：式中S′下—下保護(hù)層的理論最大保護(hù)垂距，m。它與工作面長度和開采深度H有關(guān)，可參照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》表D.3選取，一6煤巖層工作面長度為150m，開采深度750～900m左右，利用插值法得出S′下為88～103m，本設(shè)計取S′下為88m；β1—保護(hù)層開采的影響系數(shù)，當(dāng)M≤M0時，β1=M/M0，當(dāng)M＞M0時，β1=1；M0=0.4m，M=0.8m，得β1為；M—保護(hù)層開采厚度，0.8m；M0—保護(hù)層的最小有效厚度，根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》圖D.3，得君鑫煤業(yè)M0=0.4m；β2—層間硬巖含量系數(shù)，取鄰近煤礦的數(shù)據(jù)，β2=0.6。經(jīng)以上計算，一6煤巖層距離二1煤層間距為21.5m，在允許開采的最小煤層間距6.93m與最大保護(hù)垂距52.8m之間，所以開采下保護(hù)層（一6煤巖層）是可行的。（七）保護(hù)層有效保護(hù)范圍1、沿走向的保護(hù)范圍因君鑫煤業(yè)沒有實測卸壓角，所以根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D.2規(guī)定，若保護(hù)層采煤工作面停采時間超過3個月、且卸壓比較充分，則該保護(hù)層采煤工作面對被保護(hù)層沿走向的保護(hù)范圍對應(yīng)于始采線、采止線及所留煤柱邊緣位置的邊界線可按卸壓角56o～60o劃定，本設(shè)計δ5取58°，如圖4-2-1所示。開采一6煤巖層后，對應(yīng)二1煤層走向方向的保護(hù)范圍邊界與一6煤巖層工作面采止線和始采線內(nèi)錯距：L1=21.5/tan58o=13.4(m）取內(nèi)錯距為16m。圖4-2-1確定沿走向方向的保護(hù)范圍示意圖2、沿傾向的保護(hù)范圍因君鑫煤業(yè)沒有實測卸壓角，所以按照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D.1規(guī)定，開采下保護(hù)層時沿傾斜方向的保護(hù)范圍可根據(jù)卸壓角δ劃定，如圖4-2-2所示。依據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》附錄D中表D.1中數(shù)據(jù)，煤層傾角30o,利用插值法可得出δ1=69°，δ2=90°。作圖得出二1煤工作面下順槽比一6煤巖工作面下順槽外錯4m，二1煤工作面上順槽比一6煤巖工作面上順槽內(nèi)錯13m的范圍內(nèi)均在被保護(hù)范圍內(nèi)。圖4-2-2確定沿傾向方向的保護(hù)范圍示意圖本設(shè)計所采用的保護(hù)范圍滿足上述作圖法得出的保護(hù)范圍，如圖4-2-3所示。圖4-2-3保護(hù)層與被保護(hù)層的位置關(guān)系圖建議君鑫煤業(yè)在今后的生產(chǎn)中，通過實際考察確定卸壓角后，再對保護(hù)工作面所保護(hù)的范圍進(jìn)行調(diào)整。二、抽采煤層瓦斯1、專用瓦斯抽采巷布置專用瓦斯抽采巷布置在L8灰?guī)r中，距二1煤層法向距離不小于10m，巷道斷面8.8m2。圖4-2-4底抽巷與被保護(hù)層的位置關(guān)系圖2、抽采鉆孔布置本礦沒有實測開采一6煤巖保護(hù)層條件下二1煤層鉆孔的抽采半徑，本設(shè)計參照西鄰金嶺煤礦的經(jīng)驗數(shù)據(jù)，卸壓后的抽采半徑取7.5m。在抽采巷內(nèi)每10m布置一個抽采鉆場，每個鉆場的鉆孔數(shù)量為14個。抽采鉆孔扇形布置，穿透煤層并進(jìn)入煤層頂板0.5m，孔底間距10m，抽采鉆孔孔徑不小于75mm。底抽巷每個鉆場鉆孔工程量為734.7m，經(jīng)計算噸煤鉆孔長度為0.16m。穿層鉆孔控制二1煤層工作面上巷輪廓線外至少20m（上巷沿空送巷時除外），下巷輪廓線外至少10m。鉆孔布置見圖4-2-5、圖4-2-6，鉆孔參數(shù)見表4-2-1。圖4-2-5鉆孔終孔位置沿煤層頂板層面圖圖4-2-6鉆孔布置剖面圖22采區(qū)抽放巷區(qū)域穿層鉆孔參數(shù)表表4-2-1孔號方位角(o)傾角(o)見煤深度（m）穿煤長度（m）終孔孔深（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、穿層鉆孔預(yù)抽煤層瓦斯在一6煤巖保護(hù)層工作面開采之前，于L8灰?guī)r中沿煤層走向方向掘好底抽巷，按設(shè)計施工穿層抽采鉆孔，連接好抽采管道，形成抽采系統(tǒng)，在一6煤巖保護(hù)層工作面回采之前對二1煤層進(jìn)行預(yù)抽。預(yù)抽期間，由于二1煤層透氣性系數(shù)很低，難以抽出較多的瓦斯。當(dāng)一6煤巖保護(hù)層工作面回采后，二1煤層將產(chǎn)生大量裂隙。從保護(hù)層采面到其采空區(qū)100m左右對應(yīng)的二1煤層區(qū)域，所抽卸壓瓦斯量迅速增加，并達(dá)到高峰，100m以后，鉆孔所抽瓦斯量逐漸減少。故在實際抽采瓦斯管理中，及時測量鉆孔的抽采量和瓦斯?jié)舛龋P(guān)閉無效管段。4、穿層鉆孔封孔工藝抽采鉆孔成孔后必須及時封孔，聯(lián)網(wǎng)抽采，底板巖巷穿層鉆孔采用合格礦用樹脂材料和水泥聯(lián)合封孔技術(shù)；采用“一堵一注”封孔方式，抽放管采用壁厚不小于3.6mm、抗壓強度不小于1.2MPa的雙抗管，要求抽放管下至孔底,抽采管里段使用管壁帶有篩孔的花管，花管的長度應(yīng)大于鉆孔穿煤長度2m；孔口堵孔采用礦用樹脂藥卷，該段長度為1m，注漿段采用水泥砂漿，注漿時以抽采管出漿為止，封孔長度不小于5m。如圖4-2-7所示。上述方法適用于上行鉆孔，下行鉆孔及近水平鉆孔用“兩堵一注”封孔方式。即在煤巖層交界處和孔口處用樹脂藥卷封堵，中間注水泥砂漿。如圖4-2-8所示。圖4-2-7上行穿層鉆孔封孔示意圖圖4-2-8水平及下行穿層鉆孔封孔示意圖5、鉆孔聯(lián)網(wǎng)及抽采用彈簧軟管將各鉆孔抽采管與鉆場匯流管(也稱匯流器)相連,匯流管與抽放支管連接,進(jìn)入礦井瓦斯抽放系統(tǒng)。每個抽采鉆場安裝一支小孔板或其它測定裝置，每天測定一次鉆孔流量和抽采瓦斯?jié)舛?。瓦斯抽放主管、干管、支管均采用法蘭盤螺栓緊固連接,中間夾橡膠密封圈。主管為Φ377mm的無縫鋼管，干管采用Φ350mm的鍍鋅螺旋管，支管為Φ200mm的鍍鋅螺旋管。地面抽放泵站裝備2臺2BEF-50型大功率10889m3/h抽放泵。在抽采管路低洼處安裝人工放水器，隨時放水。6、為保證未保護(hù)地段和保護(hù)地段抽采卸壓充分消突，按照《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》的要求，君鑫煤礦要盡早對二1煤層未保護(hù)地段和開采保護(hù)層后的保護(hù)地段的有效抽放半徑進(jìn)行實際測定，并根據(jù)測定結(jié)果調(diào)整修改鉆孔參數(shù)。三、22201首采工作面的區(qū)域防突措施煤炭工業(yè)鄭州設(shè)計研究院股份有限公司編制的《登封市君鑫煤業(yè)有限責(zé)任公司22采區(qū)設(shè)計》中，為了保證+80m水平運輸大巷不受一6煤巖保護(hù)層工作面采動影響，22201首采面上順槽以下60m范圍無法受到保護(hù)，故22201首采工作面采用分段不同的區(qū)域防突措施。1、22201首采面不受保護(hù)區(qū)段區(qū)域防突措施。受+80m水平運輸大巷的影響，此范圍的區(qū)域防突措施分0m～15m（順層鉆孔）和11m～60m（穿層鉆孔）兩段同時進(jìn)行：（1）0m～15m段布置兩排順層排放鉆孔進(jìn)行消突。參照西鄰金嶺煤礦的經(jīng)驗，排放半徑取0.75m。上排孔距頂板0.7m，下排孔距底板0.7m。鉆孔開孔位置間距1.5m，三花布置。鉆孔直徑不小于75mm，孔深不小于15m。（2）11m～60m段在一6煤巖保護(hù)層工作面回風(fēng)順槽布置鉆場(一6煤巖保護(hù)工作面上順槽采用沿空留巷的方式保留)，施工穿層鉆孔對該段二1煤層進(jìn)行抽放。為了增大煤層透氣性，提高抽放效果，采用水力沖孔增透措施。水力沖孔的鉆孔（同時為抽放鉆孔）為網(wǎng)格布置，本設(shè)計參照鄰近磴槽煤礦2301采煤工作面水力沖孔后的成功經(jīng)驗，終孔間距取4m。每4m布置一個鉆場，一個鉆場共13個鉆孔。每個鉆場鉆孔工程量為458.4m，噸煤鉆孔長度0.55m。當(dāng)鉆孔打好后，進(jìn)行水力沖孔。高壓水對鉆孔周圍的煤體進(jìn)行破碎沖擊，為煤體膨脹變形提供了充分的空間，又使得地應(yīng)力向遠(yuǎn)離鉆孔的方向轉(zhuǎn)移，造成每個鉆孔的四周形成一定范圍的卸壓區(qū)。由于鉆孔為網(wǎng)格分布，則各個卸壓區(qū)終將連成一片，由此增加了煤層的透氣性。水力沖孔工藝流程如下：穩(wěn)鉆機——Φ153mm鉆頭鉆進(jìn)0.8m——退鉆、安裝套管、防噴裝置、連接抽放管路——Φ90mm鉆頭鉆進(jìn)、穿煤——退鉆、安裝沖孔噴頭——噴頭被送至煤孔段——沖孔——煤水排入緩沖箱進(jìn)行分離,瓦斯被抽入管道——沖孔結(jié)束后封孔抽放。水力沖孔選用往復(fù)式柱塞泵，泵的額定工作壓力≥30MPa，流量≥200L/min，泵站需配備雙用高壓水表、放水閥、卸壓閥、壓力表、Φ25mm的高壓膠管。在沖孔期間，鉆孔將排出大量瓦斯，每個鉆孔必須下0.8m套管，安裝防噴裝置，連接好抽采管道后方可進(jìn)行作業(yè)。沖孔作業(yè)結(jié)束