12223底抽巷联巷揭31煤设计最终.docx
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12223底抽巷联巷揭31煤设计最终
12223疏水巷联络石门揭3、1煤防突设计
一、说明
（一）概述
1、巷道布置及采掘情况
开拓一队施工的12223疏水巷联络石门为12223工作面瓦斯治理巷道使用，巷道自西四B4-6采区回风下山拨门，为拱形断面，采取架棚支护（4460mm宽×3386mm高）或锚网喷（4.6m宽×3.6m高），巷道按N137°方位，倾角-22°施工，揭穿3煤、1煤，揭煤标高-539.3m。
本掘进工作面位于西四B4-6采区施工，临近区域无采掘活动。
2、煤层地质情况
根据地质资料，巷道前方3煤5m厚，1煤3.5m厚，煤层产状倾向为350°,∠6～15°。
3煤以亮煤为主，暗煤次之，少量镜煤条带或透镜体，黑色，块状及粉末状，属半暗～半光亮型煤，结构简单。
3煤直接顶为泥岩，细腻,裂隙及滑面发育,岩芯破碎,见少量植化碎片,厚约1.5m；3煤老顶为中砂岩，灰白色,中粒结构,致密,泥硅质胶结,主要成分长石石英,含少量的暗色矿物,分选中等,次棱角状,具交错层理,层面上可见丰富的白云母碎片及炭屑，见少量的垂直裂隙,厚约17.50米。
3煤与1煤之间夹一层砂质泥岩，深灰色，含较多云母碎片，厚1.5米。
1煤以亮煤为主，黑色，块状及粉末状，属半暗～半光亮型煤，结构简单。
1煤直接底板为砂质泥岩，含植化碎片，厚约2.2米。
1煤老底为细砂岩，含长石条带，见少量白云母碎片及暗色矿物，夹多层泥质条带，裂隙发育，厚约3.00米。
本区段地层属二叠系上石盒子组第一含煤段，主要充水因素为灰岩岩溶水及煤系地层的砂岩裂隙水。
本区域地质构造较复杂，在断层带附近，岩性破碎，并可能导通C3-Ⅰ组灰岩岩溶水，煤系地层的砂岩裂隙水，可能会顺裂隙带及断层破碎带导入工作面（具体见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤地质说明书》）。
3、通风、瓦斯情况
我矿在西二联络石门-528m、-532m标高实测3煤、1煤瓦斯压力为1.5Mpa，计算瓦斯含量分别为5.46m3/t、5.41m3/t。
预计本巷道揭煤处3煤、1煤瓦斯压力为1.5Mpa左右。
揭煤期间采用两台2×30KW（一备一用）局扇、一路800mm风筒供风，局扇安设在西四B4-6采区回风下山正反向风门外，具体位置见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤通风抽采系统图》。
（二）揭煤工序安排
1、法距10米时，前探、测压，计划15天
2、法距7m时，措施孔施工，预计钻孔总量9300m，按三台钻机同时施工，每月7500m计算，需38天；
3、效果检验3天；
4、法距5m时,区域验证，计划2天；
5、远距离放炮揭煤,从巷道底板距3煤顶板法距2m处开始采用远距离放炮施工至巷顶距1煤底板法距2m处结束，巷道长度35.5m,需18天；
预计整个揭煤工期76天，具体施工日期根据矿生产安排确定。
揭煤防突工序流程如下：
防突设计
法距10m前探、测压
区域性突出危险性预测
区域防突措施
无效区域措施效果检验有效
补充措施
法距5m区域验证
有突出危险无突出危险
工作面防突措施
无效措施效果检验有效
补充措施
无效
法距2m工作面验证
有效
远距离爆破揭穿煤层
二、前探、测压钻孔
当巷道距3煤顶板法距10m时，施工6个前探、测压钻孔，钻孔设计参数如下表：
孔号
方位
°
倾角
°
夹角
°
见3煤
m
3煤止
m
见1煤
m
1煤止
m
孔深
m
控制范围
1
137
-35
0
16
23.5
25.8
31
31.5
巷道下部轮廓线11.5m
2
137
-22
0
23
33
36.1
43.7
44.2
掘进巷道中部
3
107
-35
-30
18.3
25.5
27.6
33.7
34.2
巷道左侧轮廓线24.5m
4
167
-35
30
14.6
21.8
25.1
29.2
30.1
巷道右侧轮廓线24.5m
5
137
-10
0
39.6
56
60.7
71
71.5
巷道上部轮廓线11.5m
6
137
-5
0
53.4
75
93
106.6
107.1
巷道上部轮廓线13m
所有前探钻孔进行测斜，1#、2#钻孔进行取芯，其中3#、4#、5#钻孔为测压钻孔，测压采用主动式直接测定煤层瓦斯压力，并设压力传感器在线监测。
测压钻孔必须穿透全煤，采用水泥砂浆封孔，封孔长度至见煤点，测定3、1煤综合瓦斯压力。
具体钻孔布置见《12223疏水巷联络石门法距10m前探、测压钻孔设计图》。
施工测压孔时取3、1煤煤样送集团公司实验室测定ΔP、f及a、b常数值并计算D、K值，其临界值分别为ΔP值10、f值0.5、D值0.25、K值15。
三、区域突出危险性预测
按照集技〔2009〕304号文对我矿突出煤层的突出区域划分，揭煤区域为突出危险区，区域性突出危险性预测采用直接法测定3、1煤瓦斯压力P和瓦斯含量W。
巷道施工至距3煤法距7m位置采取区域防突措施。
四、区域防治突出措施
（一）措施设计方案
预计揭3煤、1煤处原始瓦斯压力为1.5Mpa，采取施工穿层钻孔预抽3煤、1煤瓦斯的方案，其中穿层预抽钻孔控制巷道两侧12m轮廓线，上、下轮廓线5m，终孔间距3m。
共设计11组220个钻孔，预计工程量9300m。
穿层预抽钻孔进入1煤底板不少于0.5m。
具体见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤法距7m区域防突措施钻孔设计图》，区域防突措施钻孔设计参数后附。
根据实测瓦斯压力情况，若瓦斯压力P≥2MPa或前探测压等钻孔施工过程中有喷孔、顶钻等其他异常现象的，措施钻孔的最小控制范围是揭煤处巷道轮廓线外15m、上、下巷道轮廓线7m，措施钻孔参数另行编制。
（二）措施钻孔技术要求
1、措施钻孔设计220个，进入1煤底板不少于0.5m，终孔间距不大于3m，孔口预抽负压不低于13Kpa。
2、预抽钻孔必须全程下护孔花管，钻孔采取水泥砂浆带压封孔方式，钻孔施工结束后及时绘制措施竣工图，对不符合要求的钻孔进行补打。
3、所有钻孔必须进行抽采，揭煤期间，巷帮钻孔保持连续抽采。
五、区域措施效果检验
当瓦斯预抽率η≥45%后，进行区域防突措施效果检验，检验方法为直接法测定残余瓦斯压力和残余瓦斯含量。
区域防突措施检验布置4个检验测试点，分别位于预抽区域内的巷道轮廓线上部、中部和两侧，并且至少有1个检验测试点位于要求预抽区域内距边缘不大于2m的范围（测残压期间停止抽采）。
区域措施效果检验钻孔设计参数如下：
孔号
方位
°
倾角
°
夹角
°
见3煤
m
3煤止
m
见1煤
m
1煤止
m
孔深
m
控制范围
1
137
-16
0
21.8
32.8
36.8
45.8
46.3
巷道上部轮廓线2.5m
2
137
-22.5
0
17
26.3
29
36.5
37
掘进巷道中部
3
157
-22.5
20
19
28.8
31.5
38.7
39.2
巷道右侧轮廓线12m
4
117
-22.5
-20
22
31.3
34
41.5
42
巷道左侧轮廓线12m
当检验结果同时满足残余瓦斯压力PC＜0.74Mpa、残余瓦斯含量WC＜8m3/t，以及检验钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象，方可认为措施有效，否则，必须延长抽采时间或采取补充措施，直至效果检验有效。
六、区域验证
在工作面距3煤法距5m时对3、1煤进行区域验证。
区域验证时在预抽区域内施工3个钻孔，其中有1个钻孔控制到巷道中部，2个钻孔控制到巷道揭煤处两侧5m。
区域验证钻孔设计参数如下：
孔号
方位
°
倾角
°
夹角
°
见3煤
m
3煤止
m
见1煤
m
1煤止
m
孔深
m
控制范围
1
137
-21.5
0
11.5
23.4
26.5
32.7
33.2
掘进巷道中部
2
126
-21.5
-11
16.5
28.4
31.5
37.7
38.2
巷道左侧轮廓线5m
3
148
-21.5
11
14.8
26.7
29.8
35.6
36.1
巷道右侧轮廓线5m
具体区域验证钻孔布置见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤法距5m区域验证钻孔设计图》。
区域验证指标采用综合指标法和钻屑瓦斯解吸指标法，必须同时满足以下三个条件，方可认为无突出危险工作面，否则，为突出危险工作面：
（1）综合指标D＜0.25且K＜15；
（2）钻屑瓦斯解吸指标K1（Δh2）值，K1＜0.5mL/g•min1/2（湿煤＜0.4mL/g•min1/2），Δh2＜200Pa（湿煤＜160Pa）；
（3）预测钻孔施工过程中无喷孔、顶钻等其他异常现象。
区域验证为无突出危险工作面，直接施工至远距离爆破揭煤位置。
区域验证有突出危险时，采取局部防突措施。
七、局部防突措施
（一）局部防突措施孔设计
区域验证有突出危险性时，采取局部防突措施，措施孔控制范围为巷道轮廓线外5m范围煤体，措施钻孔设计96个，进入1煤底板不少于0.5m，终孔间距不大于3m，并进行抽采。
具体见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤法距7m局部防突措施钻孔设计图》。
局部防突措施钻孔设计参数附后。
（二）局部防突措施效检
措施孔施工结束，且控制范围内煤体瓦斯抽采率η≥45%后，采用钻屑瓦斯解吸指标K1（Δh2）值进行效果检验，效检孔不少于5个，分别位于巷道上、中、下部和两侧，检验孔布置在措施孔控制范围内且距边缘不大于2m（中部孔除外）
局部防突措施效果检验钻孔设计参数如下：
孔号
方位
°
倾角
°
夹角
°
见3煤
m
3煤止
m
见1煤
m
1煤止
m
孔深
m
控制范围
1
137
-14
0
23.8
36
40
50
50.5
巷道上部轮廓线4.5m
2
137
-21
0
17.7
27.5
30.5
37.8
38.3
掘进巷道中部
3
128
-21
-9
22.6
33.8
36.2
42.5
43
巷道左侧轮廓线5m
4
146
-21
9
18.2
30.3
35
41.2
41.7
巷道右侧轮廓线5m
5
137
-40
0
10.5
17
19
23.7
24.2
巷道下部轮廓线2m
效果检验有效，允许掘进至距3煤法距2米处，否则必须延长抽采时间或采取补充措施，直至效果检验有效。
八、工作面验证
巷底距3煤顶板法距2m至巷顶距1煤底板法距2m为远距离爆破揭煤段，在巷道底板距3煤顶板法距2m处对3、1煤进行工作面验证，采用S和K1（Δh2）指标，布置3个验证钻孔，分别布置在巷道轮廓线外两侧5m和中部。
工作面验证钻孔设计参数如下：
孔号
方位
°
倾角
°
夹角
°
见3煤
m
3煤止
m
见1煤
m
1煤止
m
孔深
m
控制范围
1
137
-21.5
0
6
15.5
18.5
26
26.5
掘进巷道中部
2
123.5
-21.5
-13.5
11.5
21
23.6
31.5
32
巷道左侧轮廓线5m
3
150.5
-21.5
13.5
9
19.5
21.6
24
24.5
巷道右侧轮廓线5m
具体工作面验证钻孔布置见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤法距2m工作面验证钻孔设计图》。
煤层揭开后采取复合指标法进行循环效检（验证），采用q和S指标，临界值为q≥5.0L/min，S≥6.0kg/m。
如指标超标或出现喷孔、顶钻等异常现场，必须立即采取补充钻孔措施，补充措施的控制范围同工作面防突措施的控制范围，检验有效方可进尺。
九、安全岩柱
在巷道底板与3煤顶板法距5～2m范围内掘进时，施工单位每次放炮前在迎头使用锚杆机施工2个探煤钻孔，探明巷道距3煤顶板法距。
探煤钻孔超前当班进尺2米。
钻孔由现场测气员、安监员监督，探煤岩情况必须向调度所、通防科、地测科汇报。
十、远距离爆破揭煤
当巷道底板距3煤顶板法距为2m时，开始采用远距离全断面一次爆破措施，直至巷顶距1煤底板法距2m止，此次揭煤工作完毕。
放炮地点设在正反向风门之外且距迎头不少于300m的全风压通风的新鲜风流中。
放炮地点必须安设一部与调度所直通的电话。
放炮前，由班组长按通风系统图图示4个地点安设放炮警戒人，并负责撤离警戒范围内的所有人员至正反向风门以外进风流中或其它安全地点。
警戒地点4个，分别为：
①西四B4-6采区运机上山、②西四B4-6轨道上山、
-530m西四运输大巷、
-530m西四运输石门。
警戒地点挂牌管理，并分别在东二回风石门、西一B、西一C回风石门，西二回风石门，西四回风副石门与西四B4-6运机回风上山交叉点以里和－350m西三、西四回风石门交叉点以里设置栅栏，揭示警标，人员进入必须汇报调度所，得到允许后方可进入，放炮期间禁止人员入内。
警戒人员沿警戒路线设置，撤除警戒范围内的所有人员（包括-530m西四底部变电所变电工），警戒人到位后向调度所汇报。
放炮前，由施工单位班组长负责安排电工按供电系统图要求，将LS002#闭锁开关打到停止位并闭锁，电工停电后向调度所汇报。
放炮前、后放炮员必须向矿调度所汇报，调度所确认警戒人已到位、警戒范围内人员撤除、按要求停电后，方可同意放炮。
放炮员检查连线无误、三人联锁已换牌、洒水到位、喷雾开启、爆破网络检验合格、警戒人到位、供风、供电、瓦斯情况，确认完毕后方可起爆。
放炮30分钟后，测气员电话询问矿调度所监测显示巷道瓦斯情况。
得到允许后，首先由辅助救护队员进入迎头，观察有无异常情况，正常后由揭煤现场指挥防突员、瓦检员、安监员、放炮员、班组长共同到迎头检查通风、瓦斯、顶板、煤尘、拒爆、残爆等情况，确认无危险，方可汇报调度所撤除警戒，恢复送电等工作。
严格执行“一炮三泥”、“一炮三检”、“三人联锁放炮制”。
所有前探孔不得兼作炮眼，在放炮前都必须封堵，封堵长度为不小于炮眼深度的1.5倍。
十一、防突系统及安全防护设计
（一）通风系统
建立独立、可靠的通风系统，巷道距3煤法距10m前，在西四B4-6回风上山下口建两道牢固可靠的正反向风门，并加强对西四B4-6采区下部变电所调节墙的检查与维护。
通过反向风门、调节墙的风筒、调节窗、水沟等必须设有逆向隔断装置。
人员进入工作面时必须把反向风门打开。
工作面放炮和无人时，反向风门必须关闭。
工作面需要风量按瓦斯涌出量计算：
Q掘=100q瓦掘×K掘通×（1-K抽采率）m3/min
式中：
Q掘——掘进工作面需要风量，m3/min
q瓦掘——工作面的绝对瓦斯涌出量，m3/min，根据西二联络石门揭A组煤期间实际瓦斯涌出量预计q瓦掘=1.6，
K掘通——瓦斯涌出不均衡系数，取K掘通=2
K抽采率——工作面的瓦斯抽采率，%，取K抽采率=0.45
Q掘=100×1.6×2×（1-0.45）=176m3/min，
工作面掘进期间需要风量为176m3/min。
结合我矿实际情况，揭煤期间采用两台2×30KW（一用一备）、配合800mm风筒供风，迎头风量不低于600m3/min。
局部通风机安设在西四B4-6运机回风上山下车场正反向风门外口，具体位置见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤通风抽采系统图》。
进风路线：
西进风井→西四B4-6运机下山→局扇；
回风路线：
迎头→西四B4-6回风上山→西四回风副石门→西回风井。
（二）抽采系统
措施孔施工结束后采用地面永久抽采泵进行抽采，抽采泵型号为2BE3-670-2BY3，电机功率560KW。
预计揭A组煤措施孔抽采瓦斯量为2m3/min，抽采浓度按20%计算，混合瓦斯量为10m3/min，平均流速取10m/s，则
D=0.1457×（Q/U）1/2=0.146m。
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
根据以上计算结果采用254mm抽采管路，管路沿12223疏水巷联络石门、-530m西四运输大巷、-530m西四运输石门敷设，在西四B5回风上山下口与抽采主管路相连。
抽采系统按规定安设孔板计量和自动计量装置，具体抽采时间以预抽率（抽采量Q抽占卸压范围内瓦斯总量Q总的百分比）确定，穿层钻孔预抽率>45%时，进行措施效果检验。
（三）供电系统
1、12223疏水巷联络石门揭3、1煤掘进系统概述
12223疏水巷联络石门掘进系统装备两组2×30KW局扇向掘进迎头供风，本掘进系统内安设1部2.2KW搅拌机、1部22KW注浆机、一部5.5KW喷浆机，所使用电气设备额定总功率为149.7KW。
该掘进系统供电电压等级为660V，掘进动力电电源来自西四-530配电点，其上级变压器容量为630KVA，型号：
KBSG-630/6/0.69。
局扇专用线电源来自西四-530配电点不同段上的40124#、50219#馈电开关，其上级变压器容量分别为500KVA、630KVA，型号：
KBSG-500/6/0.69、KBSG-630/6/0.69。
（供电系统图如图所示）
选用设备技术参数表
设备名称
额定功率（KW）
电压等级（V）
额定电流
（A）
额定起动电流（A）
搅拌机
2.2
660
2.3
13.6
注浆机
22
660
28
196
绞车
40
660
45
270
喷浆机
5.5
660
6.3
41.1
FBD№6.1/2×18.5对旋局扇
2×18.5
660
2×19
2×114
FBD№6.1/2×30对旋局扇
2×30
660
2×33.3
2×233.1
上述选用设备技术参数，取用于《煤矿井下三大保护细则》之《煤矿井下低压电网短路保护装置的整定细则》之附表六
ΣPe=22+2.2+5.5+40=69.7KW
KX=0.4+0.6Pmax/ΣPe=0.4+0.6×40/69.7=0.744
系统功率因数cosφ由经验值取用0.7
Sb=KX×ΣPe/cosφ=0.744×69.7/0.7=74.08KVA＜630KVA
故选用KBSG-630/6/0.69变压器符合要求。
2、措施
（1）西四-530配电点低压馈电开关均装设漏电保护装置，由机电工区负责，每天对漏电保护进行试验，并留试验记录。
（2）风电、瓦斯电闭锁开关每天试验一次，并留试验记录。
（3）主、备局扇采用KBF-4×60局扇专用切换开关控制，每天试验一次，并留试验记录。
（4）施工单位必须加强主、备局扇及其控制开关的日常检修力度，确保在远距离放炮期间，局扇司机撤离后主、备局正常运转。
3、断电范围及断电开关
断电范围：
本掘进工作面回风系统内所有的非本质安全型电气设备。
断电开关：
12223疏水巷联络石门揭煤施工地点局扇处LS002#闭锁开关。
电气设备布置详见《12223疏水巷联络石门揭3煤、1煤通风、抽采系统图》
4、设计及整定校验
（1）设计
掘进系统动力电选用95mm2橡套电缆，载流量260A，单支线路最大总负荷29.7KW，系统运行电流30.93A，能满足要求。
两趟局扇专用线选用35mm2橡套电缆，载流量138A，系统总负荷60KW，系统运行电流66.6A，能满足要求。
（2）整定校验
a、公共线路长度换算：
谢街35KV变电所6KV母线短路容量：
Sdmax=81.5MVA，Sdmin=69.4MVA，根据《井下三大保护细则》折算至低压690V供电系统50平方电缆截面换算长度，查表得：
Lmin=12.8m，Lmax=15.1m。
谢街35KV变电所至西二中部变电所高压电缆（型号为MYJV42-3×185-6KV-1800m），根据《井下三大保护细则》折算至低压690V供电系统50平方电缆截面换算长度，查表得：
Lmin=20m，Lmax=22.3m。
西二中部变电所至西四-530配电点高压电缆（型号为MYJV22-3×95-6KV-2600m），根据《井下三大保护细则》折算至低压690V供电系统50平方电缆截面换算长度，查表得：
Lmin=30.4m，Lmax=32.7m。
b、整定校验及分支线路保护长度换算
①50168#馈电开关IdZ=IQe+ΣIe=33.3×6+33.3×5=366.3A，Iez=33.3×6=199.8A，选用KBZ-630型馈电开关，短路整定值取用441A，过载整定值取226.8A，满足网路电动机起动及正常运行要求。
变压器至d1点保护线路换算计算：
10×0.73+5×0.53=9.95m，d1点处保护线路换算长度：
LH1=9.95+32.7=42.65m，取LH1=40m，查表得两相短路电流7296A。
校验：
Id1/IZ=7296/441=16.54倍＞1.5倍，故此开关整定符合要求。
②40124#馈电开关IdZ=IQe+ΣIe=33.3×6+33.3=233.1A，Iez=33.3×2=66.6A，选用KBZ-400型馈电开关，短路整定值取用272A，过载整定值取72A，满足网路电动机起动及正常运行要求。
d1至d2点保护线路换算计算：
100×1.37+15×8.11=258.65m，d2点处保护线路换算：
LH2=258.65+42.65=301.3m，取LH2=300m，查表得两相短路电流2248A。
校验：
Id2/IZ=2248/272=8.26倍＞1.5倍，故此开关整定符合要求。
③50255#馈电开关IdZ=IQe+ΣIe=33.3×6+2×19+3×33.3=337.7A，Iez=33.3×4+19×2=171.6A，选用KBZ-630型馈电开关，短路整定值取用441A，过载整定值取189A，满足网路电动机起动及正常运行要求。
变压器至d3点保护线路换算计算：
10×0.73+5×0.53=9.95m，d3点处保护线路换算长度：
LH3=9.95+32.7=42.65m，取LH3=40m，查表得两相短路电流7402A。
校验：
Id3/IZ=7402/441=16.78倍＞1.5倍，故此开关整定符合要求。
④50255#馈电开关IdZ=IQe+ΣIe=33.3×6+33.3×3+19×2=337.7A，Iez=33.3×4+19×2=171.2A，选用KBZ-630型馈电开关，短路整定值取用441A，过载整定值取189A，满足网路电动机起动及正常运行要求。
变压器至d1点保护线路换算计算：
10×0.73+5×0.53=9.95m，d1点处保护线路换算长度：
LH1=9.95+32.7=42.65m，取LH1=40m，查表得两相短路电流7402A。
校验：
Id1/IZ=7402/441=16.78倍＞1.5倍，故此开关整定符合要求。
⑤50219#馈电开关IdZ=IQe+ΣIe=33.3×6+33.3=233.1A，Iez=33.3×2=66.6A，选用KBZ-630型馈电开关，短路整定值取用277.2A，过载整定值取69.3A，满足网路电动机起动及正常运行要求。
变压器至d4点保护线路
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