綜采工作麵巷道布置及瓦斯綜合治理設計說明書

目 錄

第一章 工作麵概況及危險源03manbetx 1
第一節 工作麵概況 1
第二節 危險源03manbetx 及采掘工藝、采麵生產能力確定 3
第二章 工作麵工程 5
第一節 工作麵巷道布置 5
第二節 巷道斷麵支護 5
第三章 工作麵各生產係統 8
第一節 主運輸係統 8
第二節 輔助運輸係統 8
第三節 通風係統 9
第四節 供電係統 15
第五節 供水及綜合防塵係統 18
第六節 排水係統 18
第七節 通訊係統 19
第八節 監測監控係統 19
第九節 壓風自救係統 20
第十節 防滅火係統 22
第十一節 采麵液壓係統 23
第十二節 采麵照明係統 24
第四章 專項設計25
第一節 防突設計25
第二節 瓦斯抽放設計30
第三節 水害防治專項設計42
第五章 注意事項及主要安全技術措施44

第一章 工作麵概況及危險源03manbetx
第一節 工作麵概況
一、采麵概況
采麵位於己三擴大采區東翼下部，西起采區上山，東至9勘探線東200m處，南鄰正在回采的己15-13310采麵，北部尚未開發。采麵設計走向長1300m，南北傾斜寬186.5m，采高3.1m，可采儲量93.6萬噸。該采麵標高－460～－570m，地麵標高+74 ～ +76m，埋深534～645m。
二、煤層賦存情況
開采煤層屬半光亮型焦煤。根據己三擴大軌道上山和己15—13310采麵機巷揭露的資料看，煤層厚度較穩定，在2.2～ 3.5m之間，平均3.1m。煤層傾角東緩西陡,傾角10°～18°，平均11°。采麵走向上呈裏高外低，屬俯采，俯角2°左右。
三、地質構造
從目前周圍地質資料揭露看，采麵區域地質構造較簡單。己15—13310機巷在掘進過程中共揭露大小斷層5條，其中落差最大0.3米，最小0.2米。預計己15—13330采麵不會有較大的地質構造出現。
四、頂底板岩性
煤層直接頂為砂質泥岩，厚約7.0米；老頂為淺灰色中粒砂岩；直接底為5～8米厚的砂質泥岩。
五、水文
該采麵水文地質條件較簡單，煤層頂板中粗粒砂岩，含水層厚13米左右，砂岩裂隙較發育，富水程度較低，由於上部采麵的回采，煤層頂板砂岩含水層多被疏放或疏幹，在掘進過程中煤層頂板會有短時的滴淋水現象，一般不會造成大的水害威脅。該采麵正常湧水量2～3m3/h，最大湧水量為 5m3/h。
己15－13330采麵開采深度-460～-570m，最低開采深度-570m，10’-6孔水文觀測孔水位-310m，本采麵屬帶壓開采，承壓水頭值2.6Mpa。（帶壓開采可行性03manbetx 詳見第四章第三節）
六、瓦斯
己15—13330工作麵瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三擴大采區突出危險區在－450～－550，根據突出危險等級劃分，該工作麵按突出危險管理。
七、地表
地麵無高大建築物及設施；地麵水體主要有老湛河及水塘。

第二節 危險源分析及采掘工藝、采麵生產能力確定
一、危險源分析
1、頂板
煤層直接頂為砂質泥岩，屬II類頂板，中等穩定；老頂為淺灰色中粒砂岩屬II類頂板。
2、水害
該采麵水文地質條件較簡單，煤層頂板中粗粒砂岩，含水層厚13米左右，砂岩裂隙較發育，富水程度較低。由於上部采麵的回采，煤層頂板砂岩含水層多被疏放或疏幹，在掘進過程中煤層頂板會有短時的滴淋水現象，一般不會造成大的水害威脅。
3、煤層自燃
采麵煤層為自燃煤層，自燃發火期4—6個月， 需采取防滅火措施。
4、瓦斯
工作麵瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三擴大采區突出危險區在－450～－550，根據突出危險等級劃分，該工作麵按突出危險管理。
5、煤塵
煤塵爆炸指數25.47—26.78％，具有爆炸危險性。
二、采掘工藝
（一）回采工藝
工作麵由於地質構造簡單，煤層賦存較穩定。為實現高產高效，按綜采工作麵布置，一次采全高。
1、落煤：選用MG200/475-W型雙滾筒采煤機落煤、裝煤，雙向割煤。額定能力900t/h。
2、裝煤：采用煤機滾筒的螺旋葉片配合運輸機的鏟煤板進行裝煤。
3、運煤：工作麵采用SGZ—764/500型刮板運輸機運煤，額定能力1000t/h。運輸機道采用SZZ—764/200轉載機運煤，額定能力1000t/h。
4、支架選型：選用ZY5600-20/40型掩護式液壓支架。
5、工作麵支護形式：液壓支架沿工作麵傾斜方向成直線排列，中心距1.5m，伸出前梁及掩護梁的側護板，保持架間無間隙，前梁端麵距不超過340mm。
6、端頭支護：上下端頭使用長3.6mπ型長鋼梁，長鋼梁間距0.2m，成對間距0.7m，一梁三柱，交替邁步前移，移動步距0.6m。
7、頂板管理：采用全部陷落法。
(二)掘進工藝
新開巷道均采用炮掘。
三、采麵生產能力確定
Q＝L×D×m×γ×C＝178×3.6×3.1×1.31×0.95≈2500(t/d)
式中:
Q-------------工作麵日生產能力，t/d
L-------------工作麵長度m，取178
D------------工作麵日推進度m，取3.6
m-------------煤層平均采高m，取3.1
γ------------煤的容重t/m3，取1.31
C-------------工作麵回采率，中厚煤層取0.95。
工作麵日生產能力為2500t/d。

第二章 工作麵工程
第一節 工作麵巷道布置
工作麵按走向長壁布置，采麵布置四條巷道：從上至下依次為風巷、高位抽排巷、機巷高位預抽巷、機巷。機、風兩巷沿己15煤層布置，機巷按"機軌合一"布置。高位巷布置在己15煤層頂板10m處的岩層中。

第二節 巷道斷麵支護
巷道斷麵及支護：
（1）機巷：按"機軌合一"考慮，斷麵規格寬×高＝4.3×3.0m，支護選用錨網索聯合支護。頂板錨杆采用φ20×2400mm高強錨杆，間排距650×700mm，兩幫采用φ20×2000mm等強錨杆，間排距700×700mm。錨索規格φ15.6×8000mm，呈121布置，間排距2600×2100mm。
（2）風巷：斷麵規格寬×高＝4.0×3.0m，支護選用錨網索聯合支護。錨索呈121布置。頂板錨杆采用φ20×2400mm高強錨杆，間排距650×700mm，兩幫采用φ20×2000mm等強錨杆，間排距700×700mm。錨索規格φ15.6×8000mm，呈121布置，間排距2100×2100mm。
（3）高抽巷、機巷高位預抽巷：半圓拱斷麵，規格寬×高＝3.0×2.5m，支護選用錨網支護。錨杆為φ20×2000mm等強錨杆，間排距700×700mm。
（4）切眼小斷麵同風巷。
支護參數詳見斷麵圖。巷道頂板破碎時，要挑掉複合頂。幫頂網要搭接牢靠，不留三角煤。
機巷支護斷麵示意圖

風巷、切眼支護斷麵示意圖

高位巷支護斷麵示意圖

第三章 工作麵各生產係統
第一節 主運輸係統
一、主運輸設備
工作麵：刮板輸送機1部，型號SGZ—764/500；
機 巷：轉載機1部，型號：SZZ—764/200；帶式輸送機1部，型號：SSMB1000/2×132＋1×132；
己三擴大皮帶下山：帶式輸送機3部，型號SPJ－1000。
二、出煤係統
回采工作麵→己15—13330機巷→己三擴大皮帶上山→己三中部運輸平巷→己三采區煤倉。
詳見生產係統示意圖。

第二節 輔助運輸係統
輔助運輸主要采用JD－11.4型調度絞車和JD-25型調度絞車對拉，相鄰絞車分別靠巷道兩幫布置，中對中相錯10m。
絞車窩尺吋必須保證絞車安裝後有1.2m2的操作空間；絞車最突出部位與巷幫的距離不小於250mm，與軌道不小於500mm。
輔助運輸係統：
己三大巷→己三軌道上山三片→己三擴大上部運輸平巷→己三擴大軌道上山→風巷片盤→己15—13330風巷→采麵。
詳見生產係統示意圖。

生產係統示意圖
第三節 通風係統
掘進工作麵配風量720m3/min，回采期間采煤工作麵配風量2200 m3/min，具體計算如下：
一、 掘進工作麵風機選型
1、己15-13330機巷、風巷
1）按瓦斯湧出量計算：
Q掘＝100QgK＝100×2.08×2＝416 m3/min
式中：Q掘—采麵需風量, m3/min；
K—瓦斯湧出不均勻係數,1.5～2.0，取2；
Qg—瓦斯絕對湧出量（日單進按5m），m3/min；
Qg＝q×T日/540
＝13.3×84.495/540
＝2.08 m3/min
式中：T日－日出煤量（按日單進5m計）,t/日；
T日＝5×4.3×3.0×1.31
＝84.495 t /日
2）按最大炸藥用量計算：
Q掘=（7.37～25）×A=25×4.9=122.5 m3/min
式中：A—一次最大炸藥用量，4.9Kg；
3）按同時工作最多人數計算：
Qc＝4N＝4×30＝120m3/min
式中：N－掘進工作麵同時工作最多人數，按30人計算。
4）、按風速驗算：
15S掘＜Q掘＜240S掘
193.5＜Q掘＜3096
式中：S掘—巷道掘進斷麵；
因為Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘進工作麵配風量416 m3/min符合規定。
考慮風筒10％的漏風率，故選用2×30KW對旋式主副風機供風，Q吸>＝458 m3/min。
2、己15-13330高抽巷、機巷預抽巷
1）、按瓦斯湧出量計算：
Q掘＝100QgK＝100×0.48×2＝96m3/min
式中：Q掘—采麵需風量, m3/min；
K—瓦斯湧出不均勻係數,1.5～2.0，取2；
Qg—瓦斯絕對湧出量（日單進按5m），m3/min；
2）、按最大炸藥用量計算：
Q掘=（7.37～25）×A=25×10=250 m3/min
式中：A—一次最大炸藥用量，4.9Kg；
3）、按同時工作最多人數計算：
Qc＝4N＝4×30＝120 m3/min
式中：N－掘進工作麵同時工作最多人數，按30人計算。
4）、按風速驗算：
15S掘＜Q掘＜240S掘
193.5＜Q掘＜3096
式中：S掘—巷道掘進斷麵；
因為Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘進工作麵配風量250 m3/min符合規定。
考慮風筒10％的漏風率，故選用2×15KW對旋式主副風機供風，Q吸>＝275 m3/min。
二、 采煤工作麵風量計算：
1、 按瓦斯湧出量計算：
Qc＝100QgK＝100×（15.82－8）×1.3＝1016 m3/min
式中：Qc—采麵需風量, m3/min；
K—瓦斯湧出不均勻係數，1.2～1.8，取1.3；
Qg—瓦斯絕對湧出量（采麵日推進按4m）；
Qg=（13.3－2.24）×3.6×4×（183－40）/1440=15.82 m3/min；
8—各種抽放量總和，m3/min；
2、 按勞動氣象條件計算：
Qc＝Qk×Kt×Kh×K1＝330×1.36×2.16×1.1＝1066 m3/min
式中：Qk—基本風量，一般取330
Kt—工作麵溫度係數，Kt=at-b，工作麵溫度在20～26℃時，a=0.1,b=1.24，t取26℃,Kt=0.1×26-1.24＝1.36
Kh—采高係數，Kh＝C×H×ψ＝1.0×3.6×0.6＝2.16
式中：C—支護方式係數，綜采取1.0
M—采高，取3.6m
ψ—采麵有效支護斷麵係數，掩護式支架0.55～0.6，取0.6。
K1—采麵走向長係數，1000m以上時，取1.1～1.4
3、 按同時工作最多人數計算：
Qc＝4N＝4×60＝240 m3/min
式中：N－工作麵同時工作最多人數，按60人計算。
根據以上三種計算，取最大值，工作麵風量確定為1016m3/min。
4、 按風速驗算：
Qmax=4×60Smin×K=4×60×3.6×3.64×0.75=2358 m3/min
Qmin=1/4×60Smax×K=0.25×60×3.6×4.24×0.75=172m3/min
式中：Smax、Smin為最大、最小有效通風麵積 K-有效斷麵積係數 取0.75
因為 Qmax＞Qc＞Qmin 故符合規定
三、通風係統路線
（一）、掘進通風：
1、機巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷口（局扇）→機巷→工作麵。
乏風：工作麵→己15—13330機巷→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地麵。
2、高抽巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330風巷口（局扇）→高抽巷出煤道→高抽巷→工作麵。
乏風：工作麵→己15—13330高抽巷→高抽巷出煤道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地麵。
3、風巷：
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330風巷口（局扇）→風巷→工作麵。
乏風：工作麵→己15—13330風巷→己15—13330風巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地麵。
4、己15-13330機巷高位預抽巷
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷高位預抽巷設備道（局扇）→己15－13330機巷高位預抽巷→工作麵。
乏風：工作麵→己15—13330機巷高位預抽巷→己15—13330機巷高位預抽巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地麵。
詳見掘進期間通風係統示意圖。
掘進期間通風係統示意圖

（二）回采時通風
新風：己三擴大軌道上山→己15－13330機巷設備道→機巷→工作麵。
乏風：工作麵→己15—13330風巷→己15—13330風巷回風道→己三擴大專用回風上山→己三擴大總回風巷→己三人行、己三皮帶上山→己三新總回、己三老總回→地麵。
詳見回采期間通風係統示意圖。
回采期間通風係統示意圖

第四節 供電係統
一、掘進期間供電係統（詳見掘進期間供電係統圖）
二、回采期間供電係統（詳見回采期間供電係統圖）

第五節 供水及綜合防塵係統
一、供水係統
1、采麵主要用水點
（1）機風巷淨化水霧、灑水滅塵 Q1=1000L/h
（2）泵站用水量 Q2=100L/h
（3）轉載點、架間噴霧 Q3=3000L/h
（4）煤機冷卻、噴霧 Q4=19200L/h
（5）輸送機冷卻水 Q5=12000L/h
Q =（Q1+Q2+Q3+Q4+Q5）•K=35300×1.2=42360L/h=42.36m3/h
式中：K—水量備用係數取1.2
2、供水管徑
Dp=√4Q/（π×3600Vp）=√4×42.36/（3.14×3600×2） =0.0866m=86.6mm
式中：VP—水速，取2m/s
故在風機巷各鋪設一趟4吋供水管道，掘進期間一次鋪設到位。
二、綜合防塵係統
防塵管路利用供水管路，每50m安設一個三通閥門。
掘進及回采期間，各轉載點要設噴霧；風、機巷各安設兩道淨化水幕，距工作麵60～200m處安設隔爆水棚。
采麵每隔10架設一個灑水噴頭。采煤機按規定安設內外噴霧。
個人佩戴防塵口罩。

第六節 排水係統
采麵總體呈裏高外低，俯角約2°，掘進及回采期間工作麵沒有積水。
己15-13310采麵（自流）-→己三擴大采區水倉-→己三擴大軌道上山-→己三擴大上部運輸巷-→己三軌道上山-→己三大巷-→一水平中央水倉-→地麵。

第七節 通訊係統
泵站列車、輸送機機頭、轉載機機頭、機尾分別設置電鈴、信號裝置。小絞車運輸設置聲光信號裝置。工作麵刮板輸送機安設信號的間距不超過15米。
按照《煤（岩）與瓦斯（二氧化碳）突出防治細則》及《煤礦安全01manbetx 》第213條、第478條之規定，須安設電話地點：
1、機巷轉載機頭；
2、風巷切眼往外100m處；
3、瓦斯抽放泵站；
4、機巷外口；
5、乳化液泵站。

第八節 監測監控係統
一、瓦斯檢測
1、掘進期間
風巷上掘進機，司機必須佩戴便攜式甲烷監測報警儀。
巷道在掘進期間需安設兩個甲烷傳感器，報警值為0.8%，斷電值為0.8%其具體位置分別位於：
（1）距掘進工作麵≤5m處；
（2）巷道回風口以裏10～20m處。
2、回采期間
采煤機司機必須佩戴便攜式甲烷監測報警儀。
己15—13330采麵回采期間，共需要安設5個甲烷傳感器，報警值均為0.8%，斷電值均為0.8%，其具體位置分別是：
（1）己15—13330風巷裏口（距回采工作麵10～15m）；
（2）己15—13330風巷外段（風巷回風道以裏約10～20m）；
（3）己15—13330采麵（距上出口15m）；
（4）己15—13330機巷（距采麵5～10m）；
機巷、采麵、風巷所有高、低壓電源必須由一個變壓器引出，若2個甲烷傳感器中有一個超限，都必須切斷所有電源。
二、頂板監測
掘進期間，風機巷原則上每隔30～50m布設一個頂板離層觀測儀、一個巷道幫頂位移觀測站。及時掌握巷道壓力變化、巷道變形情況，以便調整支護參數或合理確定二次支護時間。
回采期間，采用KBJ-2004B型液壓支架監測係統，一次布置五個點，分段檢測，在支架的上、下立柱高壓腔用φ10mm高壓管與分機進行連接，收集立柱的瞬時工作阻力數據。

第九節 壓風自救係統
一、壓風自救的安裝與調試與管理
一、壓風自救風量和風壓要求：
風壓不小於0.4MPa，風量不低於
Q=K1K2∑總q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2為漏風係數與備用係數
二、壓風自救管選擇
壓風自救管選用2寸無縫鋼管，對破損的壓風管必須更換或進行相應的處理，保證不漏氣。
三、壓風自救站設置
1、掘進期間：每隔50米安裝一組壓風自救，個數不少於5個，最後一組壓風自救距掌子頭25—40米，個數不少於15個，壓風自救安裝在支護良好且無雜物處，安裝高度距離巷道底板1.6—1.8米。
2、回采期間：
（1）機巷安裝一組壓風自救，安裝位置機巷切眼外100m處，個數25個。
（2）風巷
○1在切眼往外25～40m處安裝一組壓風自救，個數20個，
○2在回風口以裏5m處安裝一組壓風自救，個數5個。
○3在風巷每組絞車處安裝兩個壓風自救。
四、壓風管路線路
1、機巷
軌道上山→機巷片盤→機巷；
2、風巷
軌道上山→風巷片盤→風巷。
五、壓風自救管理
施工單位指定專人對壓風管路進行檢查，確保管路不漏氣及壓風自救完好，並及時移動壓風自救，保證壓風自救與掘進工作麵保持合適的距離，要對氣水分離器進行及時的放水和排油，保證管路的暢通和風流的清潔。

第十節 防滅火係統
該采麵煤層為自燃煤層，煤塵爆炸指數25.47—26.78％，自燃發火期4—6個月， 需采取防滅火措施。
一、采空區注漿
１、日注漿量
QJ=(Qt+QS)M=(572.6+3149.3)*0.93=3461.4
式中：QJ－日注漿量，m3；
Qs－日注漿水量，m3；
Qt－日注漿土量，m3；
M－泥漿製成率；
QS=KSQtδ=1.1*572.6*5=3149.3
式中：KS－水量備用係數，m3；
Qs－日注漿水量，m3；
δ－漿水比的倒數；
Qt=KmlHC=0.25*3.6*3.6*186*0.95=572.6
式中：K－注漿係數；m－煤層采高，m；l－日推進度，m；H-采麵傾斜長度，m；G-回采係數。
２、設備選擇
按照每天一個班注漿，則小時注漿量：QJ2=3461.4/8=432.7
實際工作流速
V=4 QJ2/(3600*3.14*d2)=4*432.7/(3600*3.14*0.0892)=1.72m/s>臨界流速
土水比1：5的輕亞粘土的臨界流速為1.18m/s
故注漿設備采用東風井注漿係統：東風井地麵注漿站 → 東風井井筒 → 己三老總回→己三人行→己三上部運輸平巷 →己三擴大軌道上山→ 己15－13330風巷設備道→ 己15—13330風巷 → 采空區。
注漿主管路規格為4吋鋼管，風巷設備道及風巷為2吋鋼管，采空區2吋白膠管。每天一班注漿，隨采隨注。注漿管埋入采空區20－30米，放頂後即注。

第十一節 采麵液壓係統
1、泵站開關列車設置在工作麵機巷車場（車場距采麵下出口不大於300m），不影響機巷正常通風、行人等，泵站列車放置地點保證支護完好。
2、乳化液泵站采用RW400/31.5X4A-F乳化液泵配XR-WS2500乳化液箱向采麵供液。
3、乳化液泵站向采麵敷設供液管（φ32mm）、回液管路（φ50mm）各一趟，在采麵下端頭供、回液管路分別安設一個三通分別向采麵液壓支架和乳化液鑽機供、回液。在供、回液管路的采麵上、下端頭和采麵中間各設置一個截止閥以備檢修和急用。

第十二節 采麵照明係統
按照01manbetx 第473條規定，在采麵、機巷轉載點、機頭硐室設固定照明，其中采麵照明燈間距不得大於15m。燈具選用KBb－60型防爆螢光燈。
第四章 專項設計
第一節 防突設計
己15－13330采麵開采深度-460～-570m，最低開采深度-570m，己15—13330工作麵瓦斯壓力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。煤層厚度較穩定，在2.2～ 3.5m之間，平均3.1m。煤層傾角東緩西陡,傾角10°～18°，平均11°。己三擴大采區突出危險區在-450m水平以下，根據突出危險等級劃分，該工作麵按突出危險進行裝備管理。
一． 工作麵掘進期間防突措施：
A．己15—13330風巷
風巷在掘進期間沿空送巷，按突出威脅工作麵管理，采取連續預測的防突管理方案。
每5m預測一次，預測孔深7m，預測不超允許進尺5m。
B．己15—13330機巷
1）直接執行防突措施
①孔數：36個，分3排布置，每排12個;
②孔徑：φ89mm;
③孔深：15m;
④控製範圍：措施孔終孔控製到巷道上幫8m，下幫6m；
⑤措施孔執行完畢，進行煤體注水，注水封孔深度不小於2米，注水效果以鄰孔出水或煤壁滲水為止。
2）效果檢驗
措施孔打完、注水滿足要求後，盡量在巷道軟分層中布置布置三個孔徑為42mm、孔深為7m的效檢孔，一個布置在斷麵中間，平行於巷道方向，另兩個布置時各距幫0.5m，控製到巷道輪廓線外3m。在2m、4m、7m處測試q值或Cq 值，秤出每米鑽屑量。測試步驟和要求為：
瓦斯湧出初速度及Cq預測（檢驗）步驟：
1）盡量在巷道軟分層中布置打孔徑為42mm的測試孔，鑽進速度控製在1m/min；
2）當測試孔深達到2m、4m、7m位置時，迅速拔出麻花鑽杆，用專用封孔器封孔，封孔後測量室長度為0.5米，鑽孔內封孔膠囊的壓力達0.2Mpa；
3）在測試杆末端接上一煤氣表，測量1min內煤氣表轉過的數值即為該鑽孔瓦斯用處初速度q值；
4）從麻花鑽杆打到2米到測試工序完成的時間間隔不超過2min，將第1分鍾測定的讀數（流量值）作為鑽孔瓦斯湧出初速度q1，之後測定第2、3、4、5分鍾的讀數，Cq=q5/q1。以後每鑽到4米、7米重複上述操作一次，同時測定其鑽屑量。
鑽屑量測定
鑽孔打至1米以後，收集鑽杆每打1米所排的煤粉，用彈簧稱稱出每米鑽孔所排的煤粉質量，即為所測的鑽屑量，每一預測孔的每米最大鑽屑量即位該預測孔鑽屑量。
臨界值及判斷
qmax＜3.5（L/min） Smax＜5.0（Kg/m） 無危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＜5.0（Kg/m）Cq ＞0.62 無危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＜5.0（Kg/m）Cq ＜ 0.62 危險
qmax=3.5~4.0（L/min）Smax＞5.0（Kg/m） 危險
qmax＞4.0（L/min） Smax＞5.0（Kg/m） 危險
一次循環進行兩次效檢，第一次效檢不超允許進尺3米，第二次效檢不超允許進尺2米。
若第一次效檢超標，補打一排、12個15米深、孔徑89mm的措施孔，並進行煤體注水，直至再次效檢不超。若第二次效檢超標，必須重新執行防突措施。
3)巷幫卸壓孔
在機巷掘進期間，在巷道兩幫緊跟掌子頭每兩米布置一個卸壓孔，卸壓孔深度8m，孔徑89mm，平行與煤層頂板布置。
4）前探孔
為避免掘進期間突然出現的地質構造，消除瓦斯動力現象或瓦斯超限，在掘進期間，由地測部門利用瑞力波進行前探，同時為確實掌握工作麵前方的地質情況，由防突隊使用SGZ－150型鑽機在工作麵進行深孔前探，前探孔保證在50m，每個循環保留10m的深孔前探超前距。
前探時，若探到地質構造，必須停止施工，由地測分析構造情況，然後在采取針對性措施後，再繼續施工。
5）機巷預抽巷穿層孔
在機巷預抽巷巷道下幫向機巷方向布置穿層孔，終孔控製在機巷兩幫，水平間距5m，孔徑φ75mm。機巷上幫孔：俯角38°，孔深33m，其中穿煤段7.6m；機巷下幫孔：俯角31°，孔深45.5m，其中穿煤段10m。
根據目前機巷預抽巷穿層孔抽放參數，抽放瓦斯濃度10％，抽放瓦斯純流量4m3/min，則機巷預抽巷抽放可解決瓦斯含量
Wg=1440×4/A=2.88m3/t

二．工作麵回采期間的防突措施：
1)執行前探、卸壓、抽放、注水孔
①孔數：在采麵異常地帶執行前探、卸壓、抽放、注水孔，布置2排，孔間距1.5m，排距0.6m，孔數根據異常帶長度確定;
②孔徑：φ89mm;
③孔深：15m;
2)預測預報
在全采麵範圍內，在兩排前探卸壓抽放注水孔中間布置一排預測預報孔，預測孔必須布置在煤體的軟分層中間，每隔10米布置一個直徑42mm，孔深7m預測孔，總計15個。
預測孔垂直於煤牆，具體要求見圖，預測工具有彈簧秤、煤氣表、秒表、測試杆。
操作步驟及要求如下：
A．瓦斯湧出初速度及Cq預測步驟：
盡量在軟分層中打預測孔，鑽進速度控製在1m/min；
1） 當預測孔深達到3.5m、7.0m位置時，迅速拔出麻花鑽杆，用專用封孔器封孔，封孔後測量室長度為0.5米，鑽孔內封孔膠囊的壓力達0.2Mpa；
2） 在測試管末端接上一煤氣表，測量1min內煤氣表轉過的數值即為該鑽孔瓦斯用處初速度q值；
3） 從麻花鑽杆打到3.5m、7.0m到測定完的時間間隔不超過2min，將第1分鍾測定的讀數（流量值）作為鑽孔瓦斯湧出初速度q1，之後測定第2、3、4、5分鍾的讀數，Cq=q5/q1。同時測定其鑽屑量。
B．鑽屑量測定
鑽孔打至1米以後，收集鑽杆每打1米所排的煤粉，用彈簧稱稱出每米鑽孔所排的煤粉質量，即為所測的鑽屑量，每一預測孔的每米最大鑽屑量即為該預測孔鑽屑量。
C．允許進尺確定：
第一次測試不超允許進尺3.0m，第二次測試不超，允許進尺2.0m，保留2米超前，若預測超標必須執行防突措施。
3)確定突出危險敏感指標臨界值：
qmax＜3.2 (L/min) Smax＞5.0 Kg/m 危險
qmax=3.2～4.0 (L/min)Smax＜5.0 Kg/m Cq＞0.65 無危險
qmax=3.2～4.0 (L/min) Smax＜5.0 Kg/m Cq＜0.65 危險
qmax＞4.0 (L/min)或Smax＞5.0 Kg/m 危險
三．安全防護
（一）、壓風自救
1．壓風自救的安裝與調試與管理
1) 壓風自救風量和風壓要求：
風壓不小於0.4MPa，風量不低於
Q=K1K2∑總q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源
K1、K2為漏風係數與備用係數
2）掘進期間：每隔50米安裝一組壓風自救，個數不少於5個，最後一組壓風自救距掌子頭25—40米，個數不少於15個，壓風自救安裝在支護良好且無雜物處，安裝高度距離巷道底板1.6—1.8米。
回采期間：風巷在風巷切眼往外25～40m處安裝一組壓風自救，個數20個，在回風口以裏5m處安裝一組壓風自救，個數5個。同時在風巷每組絞車處安裝兩個壓風自救。機巷安裝一組壓風自救，安裝位置機巷切眼外100m處，個數25個。
3）壓風自救管選用2寸無縫鋼管，對破損的壓風管必須更換或進行相應的處理，保證不漏氣。
4）施工單位指定專人對壓風管路進行檢查，確保管路不漏氣及壓風自救完好，並及時移動壓風自救，保證壓風自救與掘進工作麵保持合適的距離，要對氣水分離器進行及時的放水和排油，保證管路的暢通和風流的清潔。
（二）．防突反向風門的設置：
防突反向風門嚴格按《防突細則》第95條規定進行設置
（三）避難硐室設置要求：
當巷道需要設置避難硐室時，嚴格按《防突細則》第97條以及集團公司<2006>100號文件的要求進行設置。
（四）、放炮管理
采用遠距離放炮時，放炮地點應設在進風側反向風門之外或避難所內，放炮地點距工作麵的距離不得小於300m。放炮員操縱放炮的地點，應配備壓風自救係統或自救器。
遠距離放炮時，回風係統的采掘工作麵及其他有人作業的地點，都必須停電撤人，放炮30min後，方可進入工作麵檢查。

第二節 瓦斯抽放設計
一、概況
依據渝煤科研[1989]124號文《關於礦突出煤層及突出礦井鑒定意見》和渝煤研科字[1997]第36號《五、八、十、礦突出礦井初步分級結果》，礦被鑒定為嚴重突出礦井，己15煤層為嚴重突出煤層，己16.17煤層為非突出煤層，綜合考慮本采區為突出采區。
采麵位於己三擴大采區東翼下部，西起采區上山，東至9勘探線東200m處，南鄰正在回采的己15-13310采麵，北部尚未開發。采麵設計走向長1300m，南北傾斜寬186.5m，采高3.1m，可采儲量93.6萬噸。該采麵標高－460～－570m，地麵標高+74 ～ +76m，埋深534～645m。按突出危險等級劃分，采麵屬突出危險工作麵，必須嚴格按突出危險工作麵管理。
二、抽放瓦斯的必要性
1、工作麵可以供給的風量
Qg = 60L×H×Φ×v
式中：L—最小控頂距，M，ZY5600型支架L=3.616M；
H—采高，設計采高為3.1M；
Φ—有效斷麵係數，Φ=0.6；
V —01manbetx 允許的最高風速，v = 4 m/s。
經過計算，Qg=1614.18m3/min
2、采麵瓦斯湧出量預測
（1）相對瓦斯湧出量
Qa=（Wa-Wc）×（L-Lh）/L
式中：Qa —工作麵相對瓦斯湧出量，m3/t；
Wa—開采煤層原始瓦斯含量，Wa=22 m3/t
Wc—殘存瓦斯量，m3/t，一般取煤層瓦斯含量的10% ~ 15%，這裏取Wc=3.3m3/t；
L—工作麵采長m，L=186m；
Lh —機、風巷排放瓦斯帶的總寬度m，當煤的揮發分大於27%時，取Lh=26m。
經過計算得，Qa=16m3/t。
（2）絕對瓦斯湧出量
Qy=Qa•A/1440=16×2000/1440=22.22（m3/min）
3、工作麵所需風量計算
Qb=100Qy•Kw=100×22.22×1.6=3555.2（m3/min）
式中：Kw—工作麵瓦斯湧出不均衡係數，取Kw=1.6
從計算結果可以看出，工作麵的需風量遠大於可以供給的風量，根據《01manbetx 》第145條規定，“一個采煤工作麵的瓦斯湧出量大於5 m3/min或一個掘進工作麵瓦斯湧出量大於3 m3/min，用通風方法解決不合理時，必須建立地麵永久瓦斯抽放係統或井下臨時抽放係統。因此，己15－13330采麵建立瓦斯抽放係統是必須的。
四、抽放係統的選擇
根據高突工作麵瓦斯綜合治理經驗，對高突綜采工作麵進行分源抽放。
1、通風方法可以解決的瓦斯含量
Wb=24×60Qg × C /（100A× Kw）+Wc
式中：Wb—通風方法可以解決的瓦斯含量，m3/t
C —規程允許的最高瓦斯濃度，1.0%
Qg—工作麵可以供給的風量，Qg=1614.18m3/min
A —工作麵日產煤量t，A=2000t；
Wc—殘存瓦斯量，m3/t，一般取煤層瓦斯含量的10% ~ 15%，這裏取Wc=3.3m3/t；
Kw—瓦斯湧出不均衡係數，取Kw =1.6
經過計算可得，Wb=11.62m3/t。
2、本煤層抽放可以解決的瓦斯含量
己15采麵機風兩巷各敷設一趟抽放管，抽放本煤層鑽孔，預抽率按20%計算，則本煤層抽放可解決瓦斯含量
We=20%•Wa=4.4（m3/t）
式中：We—本煤層抽放可解決瓦斯含量，m3/t；
Wa—開采煤層原始瓦斯含量，Wa=22m3/t。
3、機巷預抽巷穿層孔抽放可以解決的瓦斯含量
根據目前機巷預抽巷穿層孔抽放參數，抽放瓦斯濃度10％，抽放瓦斯純流量4m3/min，則機巷預抽巷抽放可解決瓦斯含量
Wg=1440×4/A=2.88m3/t）
4、通風、本煤層、機巷預抽巷穿層孔抽放解決瓦斯含量合計
W=Wb+We+Wg =11.62+4.4+2.88=18.9（m3/t）
計算結果表明，用通風方法、本煤層及機巷預抽巷穿層孔抽放合計可解決的瓦斯含量是18.9m3/t，而煤層本身的瓦斯含量是22m3/t。因此在采麵回采時有必要采取其他抽放瓦斯措施。
5、抽排巷抽放
抽排巷抽放需要解決的瓦斯含量
Ws = Wa- Wb- We- Wg
=22-11.62-4.4-2.88
=3.1（m3/t）
6、按照以上計算結果，該采區各采麵抽放係統必須建立三套抽放係統，即：1）本煤層抽放係統、2) 機巷預抽巷穿層孔抽放係統、3) 抽排巷抽放係統。
五、瓦斯抽放係統管徑選擇：
1、本煤層抽放管徑選擇
（1）本煤層抽放混合流量計算
本煤層抽放，百米鑽孔抽放量按0.02m3/min計算，取成孔率80%：
1）、機巷布置210個鑽孔，總長度12600米，封孔長8米，則抽放純流量
Q1=（12600 ×80% - 8 × 210）/ 100× 0.02
=（10080-1680）/100× 0.02＝1.68m3/min
抽放瓦斯濃度按10%計算
Qc1=16.8m3/min
2）風巷布置210個鑽孔，總長度12600米，封孔長8米，則抽放純流量
Q2=（12600 ×80% - 8 × 210）/ 100× 0.02
=（10080-1680）/100× 0.02＝1.68m3/min
抽放瓦斯濃度按10%計算
Qc2=16.8m3/min
3）本煤層總抽放混合流量Q純=Qc1+ Qc2 =33.6 m3/min
（2）抽放管徑的選擇：
1）機巷、風巷抽放混合流量均為16.8 m3/min，則：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內瓦斯流速，取經濟流速v = 10 m/s。
經過計算，d =0.189 m =189 mm，取內徑200mm的8吋薄壁鋼管作為本煤層機巷和風巷的抽放支管。
2）本煤層總抽放混合流量Q純= 33.6 m3/min，則：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內瓦斯流速，取經濟流速v = 10 m/s。
經過計算，d =0.267 m =267mm，取內徑300mm的12吋薄壁鋼管作為本煤層抽放主幹管。
2、機巷預抽巷抽放管徑選擇
1）機巷預抽巷抽放混合流量計算
機巷預抽巷抽放瓦斯純流量為4 m3/min，瓦斯抽放濃度一般取10％，則抽排巷混合流量為 ，
Qc=40 m3/min；
2）機巷預抽巷抽放管徑的選擇：
d = 0.1457•
式中：d— 管道內徑, m；
Qc —混合流量，m3/min，
v —管內瓦斯流速，取經濟流速v = 10 m/s。
經過計算，d =0.29 m =290mm，取內徑300mm的12吋薄壁鋼管作為抽排巷抽放主幹管。
3、抽排巷抽放
1）抽排巷抽放需要解決的絕對瓦斯湧出量
Qc' =Ws•A / 1440
=3.1 ×2000 / 1440
=4.3（m3/min）
2）若抽排巷抽放濃度5%計算,混合瓦斯流量為: Qc" =4.3/0.05=86 m3/min，管內流速取10 m/s ，則高位斜交孔抽放管內徑
d " = 0.1457• =0.427m＝427mm
取內徑500mm的20吋薄壁鋼管作為抽排巷抽放主幹管。
六、瓦斯抽放泵的選擇:
1、抽排巷抽放阻力計算
1）摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=5160 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.973；
L— 管路長度，L = 1500m；
K— 係數，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內徑，D=50cm。
經過計算得Hm =1.77KPa
2）局部阻力
按經驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×1.77=0.26KPa
3）管路總阻力
Hc=Hm+Hf=2.03kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，Hh=30kPa
Kb—泵的備用係數，取Kb=1.2
則 Hp=38.44kPa
5）抽放泵的額定流量
Qp=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯濃度，5%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量係數，取Kc=1.2
則Qp=1290 m3/min
根據計算，泵的額定負壓 Hp=38.44kPa，額定流量Qp=129m3/min，對照瓦斯泵性能參數表，選取淄博產的2BEC-42型水環真空泵。
2、本煤層抽放係統抽放瓦斯泵選擇
（1）本煤層抽放瓦斯
1）摩擦阻力
A、機巷本煤層支管摩擦阻力
Hm1=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm1 — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=1008 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 1000m；
K— 係數，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內徑，D=20cm。
經過計算得Hm1= 4.19KPa
B、風巷本煤層支管摩擦阻力與機巷本煤層支管摩擦阻力相等，則：
Hm1＝Hm2＝4.19 KPa
C、本煤層主幹管摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=3024 m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 500m；
K— 係數，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內徑，D=30cm。
經過計算得Hm4=2.48KPa
Hm＝Hm1+Hm2+Hm3+Hm4＝4.19+4.19+2.48＝10.86 KPa
2）局部阻力
按經驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×10.86=1.629KPa
3）管路總阻力
Hc=Hm+Hf=12.72 kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，Hh=30kPa
Kb—泵的備用係數，取Kb=1.2
則 Hp=51.26kPa
5）抽放泵的額定流量
Qp=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯濃度，10%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量係數，取Kc=1.2
則Qp=50.4m3/min
根據計算，泵的額定負壓 Hp=51.26kPa，額定流量Qp=50.4m3/min，對照瓦斯泵性能參數表，選取淄博產的2BEC-353型水環真空泵。
（2）機巷預抽巷穿層孔抽放瓦斯
1）摩擦阻力
Hm=9.81Q2γL/（KD5）
式中：Hm — 管路摩擦阻力，Pa
Q— 瓦斯流量，Q=40×60=2400m3/h
γ— 混合瓦斯對空氣的密度比,查表得γ=0.955；
L— 管路長度，L = 1500m；
K— 係數，查表得 K= 0.71
D— 瓦斯管內徑，D=20cm。
經過計算得Hm =35.63KPa
2）局部阻力
按經驗值，取管道總摩擦阻力的15%作為局部阻力
Hf=15%Hm=15%×35.63=5.34KPa
3）管路沿程阻力
Hc=Hm+Hf=40.97 kPa
4）抽放泵的負壓
Hp=（Hc+Hh）*Kb
式中：Hp—泵的額定抽放負壓，kPa
Hc—管路沿程阻力，kPa，
Hh—孔口負壓，kPa，取Hh=30kPa
Kb—泵的備用係數，取Kb=1.2
則 Hp= 85.16kPa
5）抽放泵的額定流量
Q=∑Qc/(C•h)•Kc
式中：Qp—泵的額定流量，m3/min
∑Qc—抽放地點抽放量m3/min
C—泵入口處瓦斯濃度，10%
h—泵的機械效率，一般取80%
Kc—備用抽放量係數，取Kc=1.2
則Qp=60m3/min
根據計算，泵的額定負壓 Hp=85.16kPa，額定流量Qp=60m3/min，對照瓦斯泵性能參數表，選取淄博產的2BEC-353型水環真空泵。
根據高突工作麵瓦斯綜合治理經驗和有關要求“在同一個抽放瓦斯泵站內應使用同一型號瓦斯泵”，再者本煤層抽放和機巷預抽穿層孔抽放都具有高負壓、低流量的特點。因此在瓦斯抽放泵站將兩個抽放係統並聯在一台抽放瓦斯泵。依據以上計算，泵的額定負壓 Hp=85.16kPa，額定流量Qp=110.4m3/min，對照瓦斯泵性能參數表，選取淄博產的2BEC-42型水環真空泵。
七、建立己三擴大泵站
為了提高抽放效果，己三擴大需要實行分區抽放，即建立己三擴大泵站，依據以上計算和選型該泵站必須安裝二台2BEC-42 型抽放瓦斯泵，分別抽放本煤層、機巷預抽穿層孔和抽排巷。
根據《規程》第146條規定：“抽放瓦斯泵及其附屬設備，至少應有1套備用。”因此，己三擴大抽放瓦斯泵站需要安裝三台2BEC-42 型抽放瓦斯泵。
八、泵站供電、排水的確定
泵站供電從己三擴大變電所供給電源，同時實現雙回路供電係統。
供水從己三擴大軌道水管上接入泵站，排水通過水溝直接排入二水平大巷排水溝。

第三節 水害防治專項設計
1、煤層頂板砂岩水：
己三擴大采區煤層頂板細～中粗粒砂岩含水層厚約13米，裂隙較發育，富水程度中等。由於上部采麵的回采，己15煤層頂板砂岩含水層多被疏放或疏幹，在回采過程中不致造成大的水害威脅。
2、己組煤層底板灰岩含水層
⑴、己15-13310采麵開采深度-460～－570m，根據10’-6水文觀測孔水位-310m，己15-13310采區采麵屬帶壓開采，承壓水頭值2.6 Mpa。
⑵、底板隔水岩柱厚度、岩性。
己15-13310煤層底板到寒武係灰岩頂板，包含數層灰岩、泥岩、砂質泥岩和砂岩，其岩性組合複雜，組成了己組煤底板隔水岩組，厚度85米。
⑶、水害評價
根據斯列沙遼夫公式計算
計算公式如下：

式中：H——隔水底板臨界厚度，（m）；
L——周期來壓前，工作麵的最大控頂距離，（m）；
P——底板含水層水壓，（t/m2）；
Kp——底板岩石抗張強度，（t/m2）；
γ——底板岩石容重，（t/m3）。
t臨：隔水岩柱的臨界水壓值。
計算結果:H臨=9.0米﹤H實=85米
t臨=231 Mpa﹥t實=2.6 Mpa.
突水評價：無突水可能。

第五章 注意事項及主要安全技術措施
工作麵在掘進及回采前，施工單位必須編製施工、防突等各項安全技術措施報批。施工期間遇如下情況須及時補充措施：過斷層及薄煤帶、老空不及時冒落時的強製放頂、回收煤體中鑽杆、采麵冒頂等。
一、掘進期間
1、巷道及硐室在掘進時，嚴格執行瓦斯綜合治理措施。
2、巷道施工時必須堅持“有疑必探、先探後掘”的原則，預防水、瓦斯等災害的發生。
3、掘進期間過斷層、過老巷，地測部門應及時下發地質預報。
4、完善頂板檢測裝置，及時掌握頂板壓力變化。
二、回采期間
1、工作麵按突出危險綜采工作麵管理，必須嚴格執行瓦斯綜合治理措施，確保安全生產。
2、完善采麵頂板檢測裝置，及時掌握頂板壓力變化。
3、回采期間應采取措施防止采空區自然發火。
4、回采期間過斷層前地測部門應及時下發地質預報。