煤矿初步设计安全专篇

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1、 补充说明中煤国际工程集团武汉设计研究院 1前言2008 年 9 月 XX 省煤炭工业管理局组织专家对XX 煤业（集团）有限责任公司 XX二矿初步设计进行了评审，根据评审意见，我院于 2008 年 12 月完成了XX 煤业（集团）有限责任公司 XX 二矿初步设计（修改版），同年 XX 省煤炭工业管理局进行了批复（豫煤规2008862 号）。在项目建设过程中，由于现场实际施工中地质条件发生变化及矿井实际设备订货情况，该矿 井初步设计进行了修改。2010 年 8 月 13 日，受 XX 省能源规划建设局委托，XX 工程咨询监理有限公司组织专家对XX 煤业（集团）有限责任公司 XX 二矿初步设计（修

2、改）进行了评审，并形成专家组意见。结合项目建设实际情况和专家组评审意见，对初步设计进行了补充和完善,并相应修改完善了安全专篇。现将主要修改内容说明如下：一、井巷工程1、顺槽数量根据矿井揭露煤层情况，掘进工作面平均绝对瓦斯涌出量 0.2m3/min，回风流中平均瓦斯浓度仅在 0.050.1%之间，低于原初步设计预测的掘进工作面绝对瓦斯涌出量1.24 m3/min。综采工作面原设计为 W 型通风系统 ，本次修改 为 U 型通风系统，因此，取消了工作面中部进风巷。根据先期投产的相邻矿井 XX 一矿生产实践经验，依据该矿瓦斯赋存的实际情况、采面温度和采面设计有效断面，改为 U 型通风是可行的。2、井下

3、爆破材料发放硐室位置原设计井下爆破材料发放硐室布置在回风立井附近，根据井下岩层实际情况，在满足安全和使用方便的原则下，将井下爆破材料发放硐室调整位置至-626m 水平辅助运输石门和-626m 水平回风石门中部，井下爆破材料 发 放硐室容量不变，仍设计有独立的通风。3、井巷支护本矿井属于深井开采，随着矿井开采深度的增加，矿山压力不断增大，巷道 围岩所受的 补充说明中煤国际工程集团武汉设计研究院 2压应力、剪应力超过围岩的强度极限，使 围岩普遍处于破裂状态，巷道 围岩的大量变形常常使支护难以承受。因此，提高围岩强度和自承力、降低岩体应力集中是深井巷道支护技术的中心任务。矿井实际施工中，根据井下压力

4、大等实际情况， 主运输、 辅助运输及回风大巷布置在二 1煤层顶板岩层中，采用半圆拱型断面， 经建设单 位、 设计院、监理、施工单位共同研究决定支护形式采用锚网喷锚索+预留变形量+U 型钢或工字棚复喷并加反底拱联合支护方式，锚索锚固至砂岩中，断层破碎带或岩石 风化带还考虑采用注浆加固措施。盘区主运输、辅助运输及回 风大巷均布置于二 1煤层中，采用锚网喷锚索+预留变形量+U 型 钢或工字棚复喷并加反底拱支 护方式，二次支护断面选择时，选取承载能力、抗底鼓和两帮移近的能力大，且能有效解决肩压大等问题的断面，综合考虑， 盘区巷道二次支护采用方（长）环形支架。采用方（长）环形支架支护后，巷道返修率小，而

5、且架棚后棚后充填量小，既节省人力又 满足了巷道的支护要求，取得了较好的支护效果。二、采煤工艺根据实际揭露煤层情况，实测首采工作面上、下 顺槽煤层厚度 6.36.7m ，平均煤厚 6.5m，与原地质资料平均煤厚 6.16m 有一定差别，结合全矿井煤层情况， 为保证充分回收资源，本次修改将原设计 上分层采高 3.2m，下分 层采高 3.0m，调整为上分层采高3.03.5m，下分层平均采高 3.0m 左右。根据支护强度的计算，结合本矿井煤层顶底板情况和煤层赋存条件，针对本矿井薄基岩的条件，原设计选择的液 压支架为 ZY6800/18/38 型掩护式液压支架。根据建设单位实际订货设备情况，采用 ZF8

6、600/20/38 型（铺网）液 压支架，支护强度符合计算要求， ZF8600/20/38 型（铺网）液压支架主要技术参数为：支撑高度 20003800（mm）；额定工作阻力 8600（kN）；初撑力 7758（kN）；支架中心距 1500（mm）； 补充说明中煤国际工程集团武汉设计研究院 3支护强度 1.35（MPa）；泵站额定压力 31.5MPa；支架重量 26（t）。本矿井二 1 煤层采用分层综采，原设计不铺设人工假顶，利用自然锈结再生顶板开采下分层。考虑到一矿生产经验，本次修改 为铺底网形成人工假顶方案。修改后的液 压支架可以很好适应分层综采的要求，支架后尾梁可以起到铺网时对人员的保护

7、作用。假顶铺设材料为矿用塑料网，材料规格为 12006000mm。铺设方法为撑起液压支架的后尾梁，工作人员在后尾梁的保 护下， 进行支架后铺底网，长边沿倾斜方向铺设，短边沿推进方向铺设。铺设要求：（1）铺网时要将网铺平铺展；（2）网片四周搭接 100mm，并用连网绳将网边逐孔穿连并做到逢孔必扎（死结）。（3）铺网后要及时对铺网段进行洒水以便顶底层更好的粘结。三、井下运输系统1、井下辅助运输井下辅助运输原设计采用防爆无轨胶轮车。根据实际揭露煤层情况，局部煤层变化较大，底板条件差，容易底鼓，维护困难，单一使用防爆柴油机轻型无轨胶轮车运输灵活性差，特别是大件运输相 对困难。因此，本次设计 井下辅助运

8、输修改为防爆无轨胶轮车和无极绳连续牵引车联合运输方式。具体修改方式如下：（1）大巷辅助运输方式选择矿井大巷选用防爆无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用无极绳连续牵引车运送液压支架等大型设备。（2）盘区主要辅助运输方式选择矿井盘区辅助运输主要担负人员、矸石、材料和设备的运输任务， 选用无轨胶轮车运输人员、物料及矸石，选用无极绳连续牵引车运送液 压支架等大型设备。 （3）顺槽辅助运输方式采煤工作面顺槽采用无极绳连续牵引车运输。 补充说明中煤国际工程集团武汉设计研究院 4设计按照规程、规范要求，对无无极绳连续牵引车进行了详细计算选型，并 对安全防护提出了具体的措施，主要包括：无极绳连续牵引车的外露旋

9、转部件（除滚筒、制动器外）均有防护装置；设置有运输速度及距离的显示器；绞车滚筒与牵引钢丝绳的直径比为 72.727，大于安全规程的相关要求；配套有张紧装置、综 合保护装置、弯道 护轨装置等；操作位置具有良好的可视性，用以保证对人员不造成危险；配置有总开关，用以防止突发事件依法的危险。无极绳连续牵引车运输大型设备时，运行速度不得高于 0.88m/s；无极绳系统不得运送人员。无轨胶轮车运行时，同一路段内的无极绳连续牵引车不得运行。2、井下主运输系统在经过核算满足使用要求的条件下，根据实际设备订货情况，对上仓斜巷带式输送机、盘区大巷带式输送机、顺槽输送机等设备选型进 行调整。四、矿井通风1、矿井风量

10、、负压（1）瓦斯根据 2010 年 6 月 XX 理工大学煤矿安全工程技术研究中心提供的XX 二矿一盘区（-700m 以上）突出危险性评价阶段报告对揭露区域二 1煤层的瓦斯参数进行了测定：回风斜巷揭露区域附近的二 1煤层瓦斯含量在 6.189.25m 3/t 之间，最大 9.25m3/t； 1101 工作面区域附近的二 1煤层瓦斯含量在 4.897.19m3/t 之间，平均 5.90m3/t。本次修改设计煤层原始瓦斯含量取最大值 9.25m3/t 对回采工作面瓦斯涌出量进行预测。综采工作面相对瓦斯涌出量预测：q 采 K 1K2K3 Kf (WoWc)式中q 采 开采煤层相对瓦斯涌出量，m 3/

11、t；K1围岩瓦斯涌出系数，一般 K1=1.11.3；XX 矿区单一煤层开采条件，K1=1.191.27，平均 K1=1.21；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，取回采率的倒数。工作面回采率为 95，则 补充说明中煤国际工程集团武汉设计研究院 5K21.05；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出量影响系数，按 K3=（L-2h）/L 计算，其中 L 为 工作面长度，取 180m，h 为掘进巷道 预排等值宽度，无烟煤 h 为6.513.0；取 h=9.5,则 K3 0.89；Kf取决于煤层分层数量和顺序的分层瓦斯涌出系数，根据规范，分两层开采时上分层取 1.504，下分 层取 0.496，设计按上

12、分层取 Kf=1.504；Wo煤层原始瓦斯含量，根据 2010 年 6 月的XX 二矿一盘区（-700m 以上）突出危险性评价阶段报告，本次修改设计取最大值 9.25 m3/t。Wc采落煤炭运至地表时 残存瓦斯含量，无烟煤残存瓦斯含量一般 为 610 m3/t；本井田二 1煤层挥发分含量平均为 7.37%，残存瓦斯含量取 8 m3/t。经计算，q 采 =K1K2K3 Kf (WoWc)=1.211.050.891.504（9.258）=2.13m3/t。二 1煤回采工作面相对瓦斯涌出量为 2.13m3/t，绝对瓦斯涌出量为 8.07m3/min。根据最新测定的瓦斯参数进行计算，矿井生产能力按

13、1.8Mt/a 考虑，计算矿井瓦斯相对涌出量调整为 4.60m3/t，绝对瓦斯涌出量为 17.42m3/min。（2）回采工作面需风量计算矿井投产时布置一个采煤工作面，其工作面风量按如下方法计算：a、按瓦斯涌出量计算：Q 采 100q 瓦采 K 采通 ，m3/min式中：Q 采 采煤工作面实际需要的风量，m 3/min；q 瓦采 采煤工作面的瓦斯绝对涌出量，二 1煤工作面平均瓦斯涌出量为8.07m3/min；K 采通 采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，取 1.4；则 Q 采 1008.071.4 1130m 3/min=18.8m3/s。b、按工作面温度计算 补充说明中煤国际工程集团武汉

14、设计研究院 6Q 采 60VcScKi，m 3/min式中：Vc采煤工作面 风速，当机采长壁工作面稳定在 2026之间时，工作面 风速应在 1.01.8m/s 之间，取 1.4；Sc采煤工作面的平均断面积，12.7m 2；Kc工作面长 度系数，取 1.2；Q 采 601.412.71.21280m 3/min=21.3m3/s。c、按人数 计算实际需风量：Q 采 4N，m 3/min式中：N工作面同时工作的最多人数， 40 人；Q 采 =440160m 3/min=2.7m3/s。d、按风速进行验算： 15S 采 Q 采 240S 采式中 S 采 采煤工作面的平均断面积， 12.7m2190.5 m3/minQ 采 3048 m3/min综合以上计算，综采工作面配风量取 1500m3/min，即 25m3/s 是能满足要求的。（3）矿井总风量矿井总风量按二 1煤 1 个综采工作面， 2 个综掘面，1 个岩巷普掘面考虑，总风量仍为 148m3/s。矿井配风情况也相应修改，具体见下表 1。（3）矿井通风负压计算矿井通风负压计算结果：通风容易时期和困难时期风量均为 1483/s，通风容易期负压为 1702.8Pa，困难时期 为 2631.7Pa。（4）存在问题及建议本设计