潘二矿通风设计.docx

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潘二矿通风设计

第1章矿区概述及井田特征

一、地理概况

1、位置

潘东煤矿有限责任公司（原潘集第二煤矿）位于淮南市西北部，明龙山以南，淮河以北。

隔淮河与淮南老区相望，南距淮南市政府所在地洞山，直线距离约25公里。

地理坐标：

东经116°50′00″～116°56′15″，北纬32°45′10″～32°50′00″。

2、交通

矿井内现有矿区公路与各矿和市内相连接，矿井铁路专用线与淮阜线和淮南线相连接，通达全国各地。

矿井南行15公里即可连接淮河水运，交通极为方便。

3、最高洪水位

淮河为本区主要河流，矿井所在地洪水位采用田家庵水文观测站资料，淮河历史最高洪水位为1954年最高洪水位+25.63m，2003年7月6日淮河水位+24.31m，现堤面标高+27.07m。

二、井田开拓开采

1、井田境界

井田边界：

西起Ⅶ－Ⅷ线，东以13－1煤层－800m等高线投影为界，北界起于F1断层及其延长线，经F66、F1－3煤层－800m等高线，南界由F5断层向东经Ⅵ线，背斜轴，拐Ⅳ－Ⅴ线，再沿F3断层、Ⅲ线至13－1煤层－800m等高线。

拐点为构造线与勘探线的交点，Ⅶ－Ⅷ线上拐点在Ⅶ－Ⅷ12孔南200m连602孔交F5断层，Ⅵ线上拐点在Ⅵ2孔南160m处，以57度与Ⅵ线夹角向西南交F5断层。

井田走向长12Km，倾斜宽1.3～4.5Km，井田面积33.5Km2。

2、储量

储量计算边界即井田边界，矿井一水平计算储量为基岩界面垂深60m～-530m，二水平计算储量为-530m～-800m，储量计算煤层为13-1、11-2、8、7-1、6-1、5-1、4-1。

截止2004年底，潘东公司井田内7层煤共有地质储量37815.4万吨（其中一水平15903.7万吨、二水平21911.7万吨），可采储量11290.3万吨（其中一水平5966.4万吨、二水平5323.9万吨）。

3、设计能力及服务年限

矿井设计能力历经5次修改。

1975年5月合肥煤炭设计研究院完成2.4Mt/a矿井初步设计，75年11月完成3.0Mt/a修改初步设计，89年7月完成2.1Mt/a修改初步设计，95年8月完成2.1Mt/a调整初步设计。

04年8月完成2.6Mt/a技改可研报告，04年10月井下技改工程正式启动。

按照已确定的2.6Mt/a生产能力，考虑1.3储量备用系数，矿井改扩建后服务年限为38.7年。

2003年安徽经贸委核定生产能力为2.0Mt/a。

4、开拓方式

矿井采用立井、主要石门、集中大巷开拓方式。

工业广场内有主井、副井。

浅部设有西进风井和西风井。

矿井回风水平为-350m，第一水平标高-530m，二水平位于-700m（下山采至-800m）。

现有南一、西一、西二、西三、西四五个B组采区生产，其中南一、西一采区利用B4底板三条岩石上山开采B4～B8煤层，西二、西三、西四利用B4（或B6）底板岩石上山和煤层上山开采B4～B8煤层。

采煤方法为走向长壁全部冒落法管理顶板。

回采工艺：

厚度在3m以上的煤层工作面采用放顶煤开采，3m以下煤层工作面采用DZ22型和DZ25型支柱炮采。

5、通风方式

矿井通风方式为混合式，进风井有副井、主井、西进风井，回风井为西风井，装有两台K4-73-02№28F离心式抽风机（一备一用），配套电机型号为YR1600-10。

目前矿井回风量为13690m3/min。

2004年矿井瓦斯等级鉴定为煤与瓦斯突出矿井，瓦斯绝对涌出量最大30.19m3/min，平均为28.64m3/min,相对瓦斯涌出量最大为12.01m3/t，平均为11.39m3/t。

突出煤层有3、4-1、4-2、11-2、17共五层煤。

建井期间共发生14次突出，投产以来未发生一次突出。

矿井自燃危险等级为二级，煤层自然发火期为3～6个月，投产以来放炮着火一次。

各可采煤层均具有煤尘爆炸危险性，煤尘爆炸指数为33～42%。

三、工作面概况

（一）井下位置及邻近开采情况

12125工作面位于-400m水平，地面标高+20m，工作面标高-358～-410m，东以原14125采空区为界，西至西四采区上山和F212-1断层，南以风井保护煤柱为界，北以设计标高为准。

5－2煤与6－1煤层间距平均14.5m，与4－2煤平均层间距为15m。

（二）对应地表情况

12125工作面位于原西三采区西翼，对应地表重复塌陷区内，主要是农田。

（三）煤层赋存及顶底板情况

1、煤层情况

5-2煤：

灰黑色，粉末状，灰份含量较多，半暗型。

另外本块5-2煤层属极不稳定煤层，在西四采区范围内煤层较厚，但在西三采区范围内煤层较薄，局部缺失。

煤层结构复杂，厚度0～2.0m，平均1.4m，煤层倾角5～10°，平均7°。

5－1煤：

黑色、粉末状为主，含少量块状煤，半暗、半亮型。

平均厚度1.2m。

5-2与5－1煤之间夹矸为泥岩，深灰色、泥质结构，上部含较多砂质成分，底部含少量炭质成分，岩芯较破碎，均厚2.28m。

2、煤层顶底板情况

老顶：

中细砂岩，层厚3．74米，浅灰色,微发绿，中细粒结构，内含较多白云母碎片及少量暗色矿物，岩性致密。

直接顶：

泥岩，层厚0～0．9米，灰黑色，泥质结构，含炭质成份，层内含少量植化碎片。

本块断无伪顶。

直接底：

泥岩，层厚2．28米，灰黑色，泥质结构，上部含有较多砂质成份，底部含少量炭质成份。

老底：

细砂岩，层厚6．01米，浅灰色，细粒结构，局部含少量泥质成份，层内含少量值化碎片及少量黄铜矿物薄片，岩性较破碎。

5-2煤层顶板情况见表1。

5-2煤层顶板情况

　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　表1

煤　层　顶　底　板　情　况

顶底板名称

岩石名称

厚度（m）

浅灰色,微发绿，中细粒结构，内含较多白云母碎片及少量暗色矿物。

岩性致密。

老顶

中细砂岩

3．74

灰黑色，泥质结构，含炭质成份，层内含少量植化碎片。

直接顶

泥岩

0．9

灰黑色，泥质结构，上部含有较多砂质成份，底部含少量炭质成份

伪顶

直接底

泥岩

2．28

浅灰色，细粒结构，局部含少量泥质成份，层内含少量值化碎片及少量黄铜矿物薄片。

岩性较破碎。

老底

细砂岩

6．01

（四）地质构造

根据矿勘探资料及上覆的12126工作面掘进期间的实见地质资料，本工作面的地质构造比较复杂，中小断层比较发育，其中F203断层落差为4～6m，可能对巷道的正常掘进影响很大。

其它断层也可能会对掘进造成不同程度的影响。

另外本块5-2煤层属极不稳定煤层，在西四采区范围内煤层较厚，但在西三采区范围内煤层较薄，局部缺失。

过变薄带和和缺失区时要有针对性措施。

工作面具体断层情况见表2。

12125工作面断层情况

　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　表2

工

作

面

断

层

情

况

构造名称

走向

倾向

倾角

性质

落差（Ｍ）

对掘进影响程度

FX1

45°

逆

4.0

影响较大

FX2

40°

正

1.5

影响较小

FX3

226°

30°

逆

5.0

影响较大

FX4

195°

55°

正

4.0

影响较大

FX5

228°

50°

正

0.5

影响较小

FX6

126°

40°

正

0.6

影响较小

FX7

60°

正

3.5

影响较大

F203

105°

75°

正

4～6

影响大

（五）水文地质及探放水措施

本块段的充水因素主要有以下几个方面

1、顶板砂岩水，可能会顺裂隙带导入工作面。

造成工作面顶板淋滴水，恶化工作环境。

2、上覆采空区积水。

本工作面掘进时，上覆的12126工作面正在回采，掘进时采空区积水可能会顺裂隙导入本工作面；回采期间上覆的12126采空区积水可能会顺裂隙导入本工作面。

建议掘进、回采期间对采空区内进行探放水，确保安全生产

（六）其它地质情况

最大涌水量0.5（m3/min），正常涌水量40.2（m3/min）。

预计回采过程中瓦斯绝对涌出量Q=3.0m3/min，相对瓦斯涌出量Q=3.15m3/t。

邻近层瓦斯含量：

4煤5.0m3/t；5－1煤4.0m3/t；6－1煤2.4m3/t；7－1煤3.0m3/t。

煤层煤尘具有爆炸危险性，煤的自然发火期为3～6个月，属地温、地压异常区。

（七）储量预算

本工作面可采走向长540米，倾斜长156米，面积84240m2，煤厚1.4米，容重1.41（t/m³），工业储量166290吨，回采率按95%计算可采储量157975吨。

第二章巷道布置、巷道断面、支护方式及参数

（一）巷道布置

按照五年规划和“可保尽保，应抽尽抽”的瓦斯综合治理战略，本工作面作为12124工作面第二保护层，上顺槽内错12126上顺槽10m,下顺槽内错12126下顺槽15m，切眼距西四采区上山最近距离70m。

出煤系统：

利用原西三采区煤仓，通过出煤联巷与下顺槽相连，构成出煤系统；

进料系统：

（1）工作面上顺槽与-370m西三进风石门贯通构成进料系统；

（2）充填材料运送路线：

从-370m西三进风石门到工作面上顺槽充填峒室；

回风系统：

回采期间上、下顺槽进风，回风联巷回风，构成Y型通风系统。

（二）巷道断面

1）出煤联巷和回风联巷设计为直墙半圆拱形，巷宽×中高=4.2m×3.1m，采用锚网喷支护；B4煤层联巷及煤层下山采用架5#U型棚支护，巷道设计断面为14.06m2。

2）下顺槽设计断面为矩形：

净宽×中高=5.0m×2.4m，净断面12.0m2。

12125下顺锚杆锚索布置参数图

锚杆锚索支护参数：

（1）巷道顶板采用7套超强预拉力锚杆加4.8m长M4型钢带、金属网联合支护，锚杆规格为Ф22－M24－2200mm，加长锚固方式，每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距750mm，排距850mm。

（2）巷道两帮均采用4套等强预拉力锚杆加M3型钢带（2.1m长）、菱形金属网联合支护，锚杆规格为Ф20－M22－2000mm。

每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距为650mm；排距为850mm。

（3）每2排锚杆布置2套高预应力锚索，钢绞线规格为Φ17.8×5.3m，位置在顶板中间位置，距中心1000mm，距离两帮分别是1500mm；每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果；排距为1.7m。

锚索预紧力60～70KN，锚固力不低于200KN。

3）上顺槽及切眼设计断面为矩形：

净宽×中高=4.4m×2.4m，净断面10.56m2。

12125上顺槽及切眼锚杆锚索布置参数图

锚杆锚索支护参数：

（1）巷道顶板采用5根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加4.2m长M4型钢带、金属网联合支护，锚杆规格为Ф20－M22－2200mm，加长锚固方式，每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距1000mm，排距1000mm。

（2）巷道两帮均采用4根左旋螺纹钢等强预拉力锚杆加п型钢带（2.2m长）、菱形金属网联合支护，锚杆规格为Ф18－M20－1800mm。

每根锚杆采用两节Z2350型中速树脂药卷加长锚固；锚杆间距为700mm；排距为1000mm。

（3）每3排锚杆布置一套高预应力锚索，钢绞线规格为Φ15.24×5.3m，位置在顶板中间位置；每孔采用一节K2550快速树脂药卷和三节Z2550中速树脂药卷加长锚固，以保证锚固效果；排距为3.0m。

锚索预紧力60~70KN，锚固力不低于200KN。

（4）若巷道直接底板岩性变硬，钻眼困难，则两帮最下面一根锚杆规格为Ф18－M20－1200mm或Ф18－M20－1400mm，每根锚杆采用一节Z2350型中速树脂药卷锚固。

上顺槽作为预留巷道，为满足巷道留设需要，需对原支护进行加固施工，具体施工设计见潘二煤矿12125工作面上顺槽沿空留巷加固方案及参数初步设计。

四、采煤工艺、顶板管理方法

1、采煤工艺　

本面采用走向长壁后退式陷落采煤法，综采，一次采全高。

2、顶板管理方法

根据煤层顶板管理岩性，直接顶板能随着移架及时冒落，冒落矸石能及时充填采空区，本采区采用全部垮落法管理顶板。

五、工作面“三机配套”和下顺槽转载机、皮带机破碎机选择

（一）工作面“三机”

1、液压支架

（1）中间架型号为ZY5000/8.5/17，过渡架型号为ZY5000/11/26

（2）中间架主要技术参数

采高范围为0.85～1.7m，移架步距为0.8m，工作阻力5000KN，支架强度为≥0.5MPa，支架支护宽度为1.75m。

2、采煤机

（1）型号MG2*150/700-BWD

（2）主要技术参数：

采高范围：

1.15～1.7m装机功率:

700KW

截割功率:

2×2×150KW牵引功率：

2×40KW

滚筒直径：

1.15m

牵引速度：

9.01m/min　　　　电压等级：

3.3KV

3、运输机

（1）型号SGZ-800/800/3.3

（2）主要技术参数

输送量：

1600t/h电机功率：

2×400KW刮板链速：

1.10m/s

刮板链型:

φ34×126mm中间槽规格:

1750×800×280mm电压等级:

3.3KV

（二）下顺槽转载机皮带机、破碎机选择

1、转载机

（1）型号SZZ-800/250

（2）主要技术参数

输送量：

1800t/h，链速：

1.83m/s，电机功率：

250KW，刮板规格34×126扁平链，内槽宽800mm。

2、皮带机

（1）型号为皮带机SSJ-1000/110×2一部：

（2）主要技术参数

输送量：

900t/h带速：

2.5m/s带宽：

1000mm

贮带长度：

100m电机功率：

110×2KW

3、破碎机

（1）型号PCM-200

（2）主要技术参数

能力：

1000t/h锤头冲击速度：

20m/s电机功率：

200KW，电压等级：

660/1140V。

12125工作面设备见表3。

12125工作面设备装备一览表

　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　　表3

序号

设备型号

规格型号

单位

数量

使用地点

1

　液压支架

ZY5000/8.5/17（中间架）

架

89

工作面

ZY5000/11/26（过渡架）

架

6

2

采煤机

MG2*150/700-BWD2

台

1

工作面

3

运输机

SGZ-800/800/3.3

台

1

支架前部

4

转载机

SZZ-800/250

台

2

下顺槽

5

破碎机

PCM-200

台

1

下顺槽外口转载机上

7

皮带机

SSJ-1000/110×2

台

1

下顺槽

9

乳化泵

BRW-400/250/31.5

台

2

泵站

10

移变

KBSGZY-1600/6/3.3

台

2

移动变电站

11

移变

KBSGZY-1250/6

台

1

移动变电站

12

移变

KBSGZY-630/6

台

1

下顺槽专列

13

组合开关

KE1004

组

1

下顺槽

14

组合开关

KE3002

组

3

下顺槽

15

通讯系统

TK200

套

1

下顺槽及

工作面

16

电滚筒

55KW

台

1

出煤联巷

17

调度绞车

JD-25

台

6

上下顺槽、B4煤层下山、出煤联巷

18

充填泵

BSM1002E

台

1

下顺槽

六、确定工作面生产能力、日推进度、服务年限、工程量（岩、半煤、煤）、掘进工作面个数及预计投产日期

（一）工作面生产能力、日推进度、服务年限

工作面生产能力为1.97t/m2，日推进度为4.8m,回采时间为4个月。

（二）工程量、掘进队伍安排预计投产日期

掘进总工程量共为1970m,其中岩巷157m，煤巷232m、半煤岩1581m。

具体见表4。

12125工作面掘进工程量一览表

表4

巷道名称

工程量（m）

备注

煤

半煤

岩

上顺槽

615

49

下顺槽

734

切眼

156

出煤联巷

108

B4煤层平巷

71

B4煤层下山

161

回风联巷

76

小　计

232

1581

157

合　计

1970

截止2月18日，上顺槽已贯通，下顺槽剩余掘进工程量57m,B4煤层平巷已完工，出煤联巷已掘进30m。

目前，下顺槽正在掘进，3月份开始，将安排另一支掘进队伍施工B4煤层下山及出煤联巷，预计掘进工程完工时间为5月15日。

预计投产日期：

12125工作面预计投产日期为6月15日。

第三章瓦斯涌出量预计

第一节瓦斯参数

12125工作面块段周边5-2煤层未进行回采，本块段上覆的12126工作面已回采完毕，7煤、8煤已经回采。

工作面下方的4煤尚未回采。

回采期间瓦斯涌出量受周边未回采实体煤层、上覆12126采空区以及临近层4煤的影响。

根据12125巷道掘进期间及14125工作面回采期间收集的瓦斯资料预测，12125工作面块段瓦斯含量为4m3/t。

第二节瓦斯涌出量预测

一、瓦斯来源分析

12125工作面开采期间瓦斯来源主要有周边未回采实体煤层、上覆12126采空区以及临近层4煤，因此瓦斯涌出量预测采用分源预测法进行。

二、采用分源预测法方法预测瓦斯涌出量

根据工作面具体条件和已采采区实测资料，分别计算各种瓦斯涌出源涌出量，与采煤同时抽采的抽采量也计入工作面瓦斯涌出量。

参考公式：

q=q本+q邻

q本=k1k2k3k4k5（M/m）（X0-XC）

q邻=k6

ηi（Mi/m）（X0i-XCi-K7i*X0i）

式中：

q——回采工作面相对瓦斯涌出量（m3/t）；

q本——本煤层相对瓦斯涌出量（m3/t）；

q邻——邻近煤层相对瓦斯涌出量（m3/t）；

k1——围岩瓦斯涌出系数，全部垮落法取值=1.2；

k2——工作面残余瓦斯涌出系数，取值=1/工作面回采率；

k3——掘进工作面预排瓦斯涌出系数，取值=（L-xb）/L，式中L为工作面的长度，b为巷道宽度，x为预排系数，x=3～4；

k4——不同通风方式的瓦斯涌出系数，U型通风取值=1.0，Y型通风取值=1.3~1.5；

k5——本煤层抽采瓦斯影响系数，取值=1.1～1.5，具体：

顺层孔抽采取值=1.05～1.1；老塘埋管取值=1.2～1.3；顶板或穿层孔取值=1.2～1.3；巷道抽采取值1.2～1.4；综合取值=1.3～1.5。

k6——邻近煤层抽采瓦斯综合影响系数，取1.2～1.4；

M、m——本煤层的煤层厚度与回采高度（m）；

X０、XC——本煤层的原始、残存瓦斯含量（m3/t），一般XC=0.15X０；

ηi——第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率（%），ηi取实测值；若无实测值，可根据层间距、岩性、采厚、工作面长、回采推进度、瓦斯含量、瓦斯压力等因素综合确定ηi，一般ηi<85%。

Mi——第i邻近煤层的煤层厚度（m）；

X0i、XCi——第i邻近煤层的原始、残存瓦斯含量（m3/t），一般XCi=（1-ηi）×（1-K7i）×X0i，ηi为第i上邻近煤层或第i下邻近煤层的瓦斯排放率，K7i为第i上或下邻近煤层的瓦斯抽采率；

表一本煤层计算参数

名称

数值给定

备注

K1

1.2

全部垮落法

K2

1.0526

1/工作面回采率95%

K3

0.887

L=156、b=4.4、x=4

K4

1.3

Y型通风取值

K5

1.2

老塘埋管

M

1.4m

本煤层的煤层厚度

m

1.4m

本煤层的回采高度

k1*k2*k3*k4*k5=1.75

12125工作面计算如下表：

第三节预计结果

根据以上计算，12125工作面开采期间，预计瓦斯相对涌出量为5.94m3/t、瓦斯绝对涌出量为6.19m3/min。

第四章瓦斯治理设计

第一节通风设计

12125系统通风方式为Y型、上行通风，风量为700～800m3/min，风排瓦斯量为3～4m3/min。

其进风路线为：

西进风井→-370m西三进风石门→12125上顺槽→12125工作面

西进风井→-370m西三进风石门→12124煤层下山→12125出煤联巷→12125下顺槽→12125工作面

回风路线为：

12125工作面→12125上顺槽→12125回风联巷→W4B5回风上山→W4回风石门→西风井→地面

具体通风系统及通风设施位置详见《12125工作面通风系统图》。

第二节抽采设计

一、抽采方案设计

本工作面采取采空区埋管抽采的方案，同时在12125上顺槽施工穿层钻孔对12124上顺槽进行预抽。

采空区埋管与穿层钻孔使用永久系统进行抽采。

本工作面采用采空区埋管抽采瓦斯方法，即12125回采期间，上顺槽每隔50m向采空区预设一根抽采管，深入采空区20m，以便抽采采空区瓦斯。

预计抽采瓦斯量为1～2m3/min。

穿层钻孔从12125切眼沿12125上顺槽每10米布置1组，每组为4个钻孔。

钻孔布置原则为：

钻孔在4－1煤层底板间距为5米，其中2#孔布置在12124上顺槽巷中，1#在工作面内侧，3#、4#在工作面外侧，具体见附图。

钻孔参数由施工单位根据地质条件另行编制措施进行复审。

二、抽采系统设计：

（1）、采空区抽采管管径计算：

预计最大瓦斯抽采量为2m3/min，抽采浓度按15%计算,则混合瓦斯量为13.3m3/min,平均流速取10m/s,则D=0.1457×（Q/U）1/2=0.17m。

式中:

D─抽采管路内径,m

Q─混合气体流量,m3/min

U─气体流速,m/s取U=10m/s

故采空区抽采管路管径选用φ203毫米薄壁钢管,管路进气端要制作成花管，并安装控制闸阀。

（2）、抽采钻孔通过“多通”和φ108毫米钢丝软管与干管连接。

三、抽采系统计量：

抽采干管由－350m西三回风石门、-370m西三进风石门至12125上顺槽与各抽采管路连接。

在每组穿层钻孔安设一个φ108毫米标准孔板流量计，同时每一个钻孔均要安设控制闸阀和测压管，用以单孔计量；在抽采干管和采空区抽采管上分别安设φ254毫米和φ203毫米标准孔板流量计,用以检测穿层抽采、采空区抽采及整个抽采系统抽采量的大小。

四、抽采系统管理要求

抽排队在抽采干管低洼处安设放水装置，在各抽采支路上安设控制闸阀。

抽排队要加强对抽采管路及其与钻孔的合茬部位、放水装置等处的检查，发现漏气、积水、堵塞等要及时处理，对该系统瓦斯抽采计量情况每周观测不少于2次，所有检查、观测必须设立台帐，发现异常变化必须及时汇报，采取针对性措施进行处理。

第三节防火设计

一、煤层自燃发火倾向性及其火灾隐患分析。

我矿5-2煤层自燃倾向性等级属二类，最短发火期为54天。

二、防灭火措施

1、因工作面开采煤层具有自燃发火性，故必须保持采区通风系统稳定，减少工作面上、下出口压差变化。

2、本工作面采用Y型通风，上顺槽留巷应及时进行巷旁支护以降低采空区漏风，同时采煤队加快工作面采煤推进度、减少工作面遗煤量。

3、上、下顺槽如出现漏顶，必须使用不燃性材料及时进行处理，并对高冒处设点进行防火观测。

4、12125工作面开采期间采用采空区灌浆