山西汾西瑞泰井矿正明煤业1201辅运巷过陷落柱揭煤防突专项设计1201辅运巷过陷落柱揭煤防突专项设计编制依据:《煤矿安全规程》(2011)《防治煤与瓦斯突出规定》(2009)《国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定》(国务院令第446号)《国务院安委会办公室关于进一步加强煤矿瓦斯治理工作的指导意见》(安委办〔2008〕17号)中华人民共和国安全生产行业标准,《煤与瓦斯突出矿井鉴定规范》(AQ1024-2006)《煤矿井下煤层瓦斯压力的直接测定方法》(AQ1047-2007)国家煤矿安全监察局,关于加强煤与瓦斯突出矿井鉴定工作的通知,煤安监办字【2005】11号文件《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》(2011)山西省关于进一步加强瓦斯防治工作的若干规定(晋政办发[2011]48号)《山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进作业规程》,山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司;《山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201工作面掘进地质说明书》,山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司;山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司提供的工程进度、及相关技术资料等。山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计11、概述1.1工作面概况1201辅运巷工作面位于正明煤业工业广场西侧,地面标高1233m-1380m,地面为高庄水库、山坡、荒地、山梁沟谷,无建筑物。1201辅运巷掘进工作面位于井田东部,北部为井田边界,临近上煤组辅助运输大巷、上煤组带式输送机大巷、上煤组回风大巷,南部为实煤区,东部为井田边界保护煤柱,西部为实煤区。1201辅运巷掘进工作面标高:工作面标高991m-1024.5m,工作面可掘长度为970m,煤层倾角为6°~10°。1.2煤层赋存情况1201辅运巷工作面所掘2#煤层位于山西组中上部,煤层稳定,全井田分布广泛,井田内7个钻孔煤层厚度达到可采,不含夹矸,煤层结构为简单结构,本工作面煤层厚度0.8m。综观井田内外钻孔,该煤层层位稳定,煤层顶板多为砂质泥岩、泥岩。煤层自燃倾向为容易自燃。1.3瓦斯状况1、瓦斯情况:据实验测得1201辅运巷所掘2#煤层破环类型为Ⅳ类,煤层瓦斯含量最大值为7.0259m³/t,瓦斯压力为0.154MPa,煤炭坚固性系数为0.1,绝对瓦斯涌出量为1.2m³/min(见表1)表1实测瓦斯情况煤层编号/#瓦斯含量W/m³/t瓦斯压力P/MPa坚固性系数f破环类型27.02590.1540.1Ⅳ山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计22、突出危险性情况:根据重庆煤科院对正明煤业井田内2#煤层评估报告可知,2#煤层埋深大于544.5m区域为突出危险区;埋深小于544.5m区域为非突出危险区;1201辅运巷掘进范围内最大埋深为355m,处于无突出危险区.1.4区域地质构造、顶底板岩性根据现有地质资料分析,1201工作面煤岩层整体呈一单斜构造,巷道掘进方位为202°34′55″,煤层平均倾角为8°,煤厚0.68m-0.92m,平均0.8m。该工作面地质资料较少,预计在掘进过程中会遇到地质构造,对掘进产生一定的影响,施工单位要及时制定过地质构造安全技术措施,保证安全生产和顺利掘进。顶底板情况见表2表2煤层顶底板情况表煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚度(m)顶底板分类普适应度系数f岩性描述老顶中粒砂岩8.01Ⅱ7.0灰色和深灰色,以长石和石英为主直接顶砂质泥岩6.29Ⅲ5.0黑色,上部和下部质软,中部质硬致密,含植物化石直接底砂质泥岩3.78Ⅲ5.0黑色,以泥岩为主,质密含植物化石老底中粒砂岩11.5Ⅱ7.0灰黑色,以长石和石英为主,局部夹有黑色条纹1.5掘进方法和工艺流程掘进方法:1201辅运巷采用综掘工艺施工。工艺流程:交接班→安全检查→拉机尾→割煤、出煤、备料→敲帮问顶→临时超前支护→铺网、联网→打锚杆、锚索→质量验收→清理现场→下一个循环山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计32、通风系统2.1通风路线新风:地面→主井→上煤组行人进风通道→上煤组带式输送机大巷→抽采管路巷→上煤组回风大巷→1201联络巷→掘进工作面乏风:掘进工作面→1201联络巷→上煤组回风大巷→总回风巷→回风斜井→地面2.2风量计算(1)按照瓦斯(或二氧化碳)涌出量计算Q=125×q×K式中:Q——掘进工作面需要风量,m3/min;q——掘进工作面回风流中的绝对瓦斯涌出量,m3/min。根据矿井实际情况,正常掘进时,1201辅运巷掘进工作面的绝对瓦斯涌出量为1.2m3/min;K——掘进工作面瓦斯涌出不均衡通风系数,K取值为1.7125——掘进工作面回风流瓦斯浓度不应超过0.8%的换算系数。Q=125×1.2×1.7=255m3/min(2)按掘进工作面同时作业最多人数计算Q掘4N式中:4——每人供风量不小于4m3/min;N——掘进工作面同时作业最多人数。Q煤=Q半煤=4×39=156m3/min综上计算,1201辅运巷掘进期间工作面迎头所需风量255m³/min,计划配风量300m³/min。(3)局部通风机吸风量计算山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计4Q扇=Q掘/(1-L掘/100×η)式中:Q扇——局部通风机实际吸风量,m³/min;Q掘——掘进工作面实际需风量,m³/min;η——风筒百米漏风率,1.8%;L掘——掘进工作面长度,970m。Q扇=300/(1-970/100×1.8%)=361m³/min根据上述计算,1201辅运巷掘进期间选用型号为FBD.No.7.1的风机,功率为2×30KW,风机实际吸风量为480m³/min。(4)按局部通风机实际吸风量计算局扇安装地点供风量Q=Q扇×Ii+60×0.25S掘式中:Q扇——局部通风机实际吸风量,m3/min;Ii——掘进工作面同时通风的局部通风机台数;S掘——安设局部通风机巷道的最大断面积,10.7m2。Q=480×1+60×0.25×10.7=640.5m3/min(5)按风速进行验算掘进最低风量:Q煤掘>15S掘=15×9.6=144m3/min掘进最高风量:Q掘<240S掘=240×9.6=2304m3/min式中:S—1201辅运巷净断面积为9.6m2。经验算,1201辅运巷风机安装地点全风压供风量为:640.5m³/min,风机吸风量为480m³/min,工作面所需风量300m³/min,风速验算符合要求。故采用双风机双电源对旋式风机,主副风机均选用FBD.NO7.1,2×30KW型风机。2.3通风方式掘进工作面采用压入式通风方式,为保证1201辅运巷的供风量,特配备2台2×山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计530kw的局部通风机供风,一台供风,一台备用;风机供风量为360—630m³/min,风筒选取为Φ800mmPVC软质风筒(切换三通风筒使用高强度双层布料耐腐蚀切换三通)。2.4风机单双日切换制度1、局部通风机必须由使用单位每班设定专职人员负责管理,保证正常运转,并每日进行单双日切换运行。2、掘进工作面所用的局部通风机必须配备安装同等能力的备用局部通风机,并能自动切换。局部通风机必须采用三专(专用开关、专用电缆、专用变压器)供电,由通风区负责将风机标成1#、2#风机。3、逢单日运行1#局部通风机、双日运行2#局部通风机,当天运行的风机为主风机,另一个为备用风机。4、当天运行的风机由机运部监测监控通过机房操作软件控制的办法实现风电闭锁,切换前,各局部通风机使用单位制定专人通过电话通知监测监控。5、局部通风机主、副风机之间必须能自动切换。当正常工作的局部通风机故障时,备用局部通风机能自动启动,保持掘进工作面正常通风,主风机和副风机均失电停止运转后,当电源恢复时,正常工作的局部通风机和备用局部通风机均不得自行启动,必须人工开启局部通风机。6、使用局部通风机供风的地点必须实行风电闭锁,保证当正常工作的局部通风机停止运转或停风后能切断停风区内全部电气设备的电源。当主局部通风机发生故障,切换到备用局部通风机工作时,该局部通风机通风范围内应切断该区内全部电气设备的电源,待故障被排除,恢复到主局部通风机运行后方可恢复工作。7、局部通风机主、副风机切换必须每天试验一次,试验期间不得影响局部通风。试验参加人员为该工作面电工、瓦检员、带班长,并同时由试验人员签字和做好风机切换记录,存放于现场切换记录箱内。试验在主副风机切换之后进行。试验完成后,向矿调度室、通风区和监控室进行汇报。山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计68、局部通风机“三专、自动切换、风电闭锁”由机运部、通风区进行日常监督检查,并作为考核。3、瓦斯传感器安设3.1掘进期间各类传感器数量1.矿井装备KJ90NB型瓦斯监测监控系统,24小时监控工作面、回风巷的瓦斯情况。2.工作面回风和工作面迎头设置瓦斯传感器型号为KG9100C,当瓦斯浓度超过0.8%时,必须停止工作,采取措施进行处理。3.对各种断电仪、传感器每10天由仪器检修人员进行一次标校和断电实验。标校主要很据标准气样对传感器的精度及准确度进行调整;断电实验主要是测试井下监控系统的断电功能。4.工作面共安设各类传感器9个,其中甲烷传感器4个、烟雾传感器1个、一氧化碳传感器1个,风筒传感器1个,风机开停传感器2个等。3.2掘进期间各类传感器安设位置、参数设置及瓦斯传感器断电范围1.掘进期间工作面距掘进迎头5m以内,巷道回风口以里10—15m处,必须各安设一台瓦斯传感器。传感器型号KG9100C。2.掘进工作面的瓦斯浓度≥0.8%时报警,≥1.2%时断电,<0.8%时复电,断电范围为掘进巷道内及回风流中全部非本安型电气设备。3.掘进工作面回风流的瓦斯浓度≥0.8%时报警,≥0.8%时断电,<0.8%时复电,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。4.风机开停传感器2个,型号GT-L(A),安装位置:1#、2#风机各安装一个。风筒传感器1个,型号GFK70(A),安装位置:风筒出口20米处。山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计75.在1201辅运巷风机前3米内安设一个瓦斯探头,瓦斯浓度≥0.5%时报警,≥0.5%时断电,<0.5%时复电,断电范围为工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备。6.在皮带机头下风侧5~15m处,布置一个一氧化碳传感器和烟雾传感器。一氧化碳报警浓度≥0.0024%。表31201辅运巷掘进工作面各类传感器安装明细表序号编号传感器类型设置地点报警值断电值复电值断电范围1T1工作面瓦斯传感器距工作面掘进迎头5m内≥0.8%≥1.2%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备2T2回风流瓦斯传感器距回风联巷口10—15m处≥0.8%≥0.8%0.8%掘进巷道内全部非本质安全型电气设备3T3混合风流瓦斯传感器距轨道-回风联巷口10—15m处≥1.5%≥1.5%1.5%——4T4风机前瓦斯传感器距风机吸风口3m内≥0.5%≥0.5%0.5%包括局部通风机在内的掘进巷道内全部非本质安全型电气设备5TCO一氧化碳传感器皮带机头下风侧10—15m处≥24(PPM)------6T烟雾烟雾传感器皮带机头下风侧10—15m处--------7T开停风机开停传感器1#、2#风机开关电源线上--------8T风筒风筒传感器局部通风机风筒出口50米内--------4、揭煤总体技术方案正明煤业1201辅运巷现已经掘进至134米处揭露X3-2陷落柱,掘至152米处揭露完该陷落柱,同时揭露前方2#煤层。为此,需要执行以下的揭煤方案,其防突工艺流程为:施工队组在巷道掘进时必须保留3个超前10米的钻孔,探明前方煤层赋存情山西汾西瑞泰井矿正明煤业有限公司1201辅运巷掘进期间防突专项设计8况,且在距2#煤10m处停止掘进对2#煤层进行超前预探,精确控制煤层层位及产状,防止误揭煤层并为揭煤防突措施提供基础数据。探煤孔兼作测压钻孔,并测定煤层瓦斯压力、瓦斯含量