鹤壁八矿.doc

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1、鹤煤八矿鹤煤八矿主要开采水平为二水平（标高为-400 m），井下布置有2403北、2305北两个工作面正在回采；三水平有3002一个工作面已投产。共有三个岩巷队，6个圆班掘进组；二个煤巷队，四个圆班掘进组进行掘进。设计能力为60万吨/年。2004年实际生产原煤为83.96万吨。三水平开拓采用暗斜井进行，在煤层底板岩石中布置皮带暗斜井、轨道暗斜井及专用回风巷。三水平标高为-650m，在-650m标高将三水平大巷布置在煤层底板岩石中。皮带暗斜井落底到-670m、轨道暗斜井落底到-650m，在-650m标高布置井底车场、煤仓、三水平泵房变电所、水仓；在中央回风上山附近布置爆破材料库、电机车库等硐室。

2、二、储量矿井储量到2002年年底-400米以上可采储量为902.1万t。-400-800矿井工业储量:4073.1万t，可采储量：2902万t。矿井现有可采储量902.1+2902=3804.1万t.储 量 汇 总 表范 围各级储量（万吨）可采储量（万吨）储量比例（%）ABCA+BA+B+C暂不能利用A/（ A+B+C ）( A+B )/（ A+B+C ）-400-600 m292.31105.9631.51398.22029.7290214.469-600-800m2043.42043.400合 计292.31105.92043.41398.24073.1290234注：表中可采储量为矿井地

3、质报告的统计数。一、设计生产能力：60万t/a二、服务年限 矿井服务年限：T=Zk/AK=45年三水平服务年限T=34年式中：T计算服务年限，年；Zk可采储量，万吨；A年产量，万吨；K储量备用系数。工作制度：按矿井设计规范规定，年工作制度300天，每天三班作业，每天净提升时间14小时。一、地理、交通位置八矿位于鹤壁市山城区鹿楼乡，北起小庄村，南到柴厂村，其地理坐标为：北纬355016355300，东径 11411091141242。井田边界：西北以F45断层与鹿楼乡小庄桥煤矿为界，北以张庄向斜轴与六矿为邻；南以F53-1和F49分别与柴厂矿和十矿为界；西至二1煤层露头线；深部边界为-800等高

4、线。井田南北走向长5.25km，东西倾向宽1.51.9 km，面积7.9 km2。交通条件便利，本矿铁路向北可直达汤鹤线，汤鹤线在汤阴与京广线接轨，铁路运输方便。公路交通四通八达，新市区至九矿的大白线二级公路从本井田内通过，本矿至新市区16 km。京广铁路、京珠高速公路、107国道均从新市区经过，交通十分便利。此外尚有汤（阴）鹤（壁）公路、安（阳）鹤（壁）公路、鹤（壁）林（州）公路等。二、地形地貌八矿位于鹤壁市山城区南部，地势总体南高北低，西高东低，地面高程+125m +198m。地表被第四及第三系地层所覆盖，井田南部及东部分布着起伏较小的低缓丘陵。丘顶多为第三系粘土或砾岩组成，在丘岗之间发育

5、了冲沟坳地和平坦谷地。此外，在井田北部铁路两侧分布有连片的芦苇沼泽地。三、气象、地震本区属北温带大陆性半干旱型气候。据鹤壁市气象站观测资料：1、气温：据1958年1981年观测资料，年平均气温最高年份15.3（1961年），最低年份13.1(1964年)，一般为14.5左右。气温极值，最高42.3(1967年6月4日)，最低-15.5（1967年1月15日）。2、湿度：据1958年1981年观测资料，年平均相对湿度为60%。3、降雨量：据1959年1999年共41年观测资料，年最大降雨量1394.1毫米(1963年)，年最小降雨量266.6毫米（1965年）。年平均降雨量649.55毫米，雨期

6、多集中在七、八月份。4、蒸发量：本区蒸发量远大于降雨量，据1959年1999年，36年（缺五年数据）的统计资料，年平均蒸发量2091.79毫米，年蒸发量最大值为2698毫米（1965年），最小值为1637.4毫米（1990年）。5、风向和风速：本区每年8月至来年2月北风频率最高，最大风速为23米/秒；每年3月南风频率最高，最大风速14米/秒。鹤壁矿区地震情况前人曾多次调查搜集资料。近600年来波及本区烈度达V度者不下19次之多。 据岩土工程勘察规范鹤壁市区的地震烈度为度，建筑物按度设防。四、水系本井田为海河流域卫河水系的一部分，卫河水系的支流汤河，在井田以北，自北而南进入本井田东北隅。寺湾河在

7、井田北部边缘，自西向东注入汤河。本井田内的河流均为季节性河流，在雨季水源主要是大气降水，旱季水源主要为矿井排水及城市生产、生活废水，污染严重。五、矿井开发史及开采情况本矿于1958年建井，设计生产能力10万t/a，1960年5月投产，称鹿楼小井，后与张庄矿合并名为张庄矿，1969年7月6日张庄矿分为八矿（鹿楼矿）和七矿（张庄矿）；1970年元月八矿开始扩建，扩建规模为60万吨/年，于1974年扩建投产，1975年又与七矿合并为称为八矿，1985年4月又将七矿移交局煤炭公司。本矿采用立井、斜井混合开拓，矿井的一水平标高为-195m,二水平标高为-400m,三水平标高为-650m。 采用倾斜分层走

8、向长壁采煤方法，全部陷落法管理顶板。主采煤层为二叠系山西组二1煤层。 井田深部边界为-800m，现在一水平已采完，二水平即将采完，已经向-400m以下进行开拓延深。六、现有水源、电源条件1、水源工业用水主要是井下和工业广场生产用水，井下生产用水水源有三处：即大皮带斜井腰泵房，供水量为55m3/h；南窑风井底，供水量为20 m3/h；广场立井，供水量为20 m3/h。能够满足生产用水的需要。生活用水主要是工业广场生活用水和工人村生活用水，工业广场用水，取自皮带斜井清水泵房，供水量为80 m3/h，能满足生活用水需要，剩余部分供给东工人村居民生活用水。西工人村有眼奥灰井，供水量为50 m3/h，能

9、满足需要。东工人村也有一眼奥灰井，供水量仅20 m3/h，供水不足，不足部分由是市自来水厂供给。2、电源工业广场及桐家庄风井广场分别设6kv地面变电所，工业广场地面变电所双回路电源均引自矿区自备电厂，桐家庄风井广场地面变电所双回路电源均引自工业广场地面变电所。第二节 地质特征一、地 层八矿井田为全掩盖区，地表为第四系及第三系。一、 地质构造区域构造鹤壁煤田位于新华夏系太行山隆起带之南段东侧。东为华北沉降带，西依太行山区。煤田呈近南北方向展布。构造形迹以断裂为主，伴有发育程度不同的褶皱，并有岩浆岩侵入和喷出岩。总的构造形态为一走向NNE、倾向SE、倾角540的单斜构造.区域构造线展布方向以NE、

10、NNE向为主，近SN向断层次之。煤田南部发育EW向构造。构造线多呈雁行式，地垒地堑构造相间出现。井田构造八矿位于鹤壁矿区的南部，总体构造形态为地层走向近SN，倾向WE的单斜构造，倾角一般2036。沿走向发育了轴向NENEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断层发育。1、褶曲经勘探和采掘实际控制的褶曲有三个向斜和三个背斜。张庄向斜：位于67722、771、7613、6871钻孔一线，向斜轴为八矿与六矿的井田分界线。延伸长度2800米。轴在-350米以浅为SEE，在-350米以深为NEE，向E倾伏。向斜轴在-300米左右被F51断层切割错位。南翼地层走向130170，倾向4080，倾角2030

11、，北翼地层走向3050，倾向120140，倾角2634。该向斜已经被1406、1408工作面和六矿的多个工作面及十多个钻孔严密控制。鹿楼背斜：位于7620、522钻孔一线，延伸长度2km，轴向NEE，向东倾伏，倾伏角24。南翼地层走向175195，倾角24北翼地层走向340350，倾角24。该背斜两翼对称，已经为12021、12041、12101、12121、12141、2401等工作面以及7620、522等钻孔控制，控制严密。桐家庄向斜：位于713、728、鹿60、7812等钻孔一线，延伸长度1.8km、轴向NE60，深部转成EW向，向NE倾伏。该向斜褶皱舒缓，南翼地层走向170左右，北翼地

12、层走向35020，对称性差，有的地段褶皱不明显。南窑背斜，位于7513、7866、7813等钻孔一线，延伸长度1.75km，向深部逐渐消失，轴向NE50，向NE倾伏。南翼地层走向190200，地层倾角31；北翼地层走向330350，倾角19。该背斜沿背斜轴及其两侧断裂发育，构造破坏严重。该背斜已为13021、11071等工作面及75-13、78-66、78-13等钻孔控制，控制严密。扒厂向斜：位于7824、7836、785等钻孔一线，延伸长度2.0km。轴向NE60，向NE倾斜，倾角22。南翼地层走向150180。北翼地层走向35010。褶皱宽缓，向斜南翼受F53、F53-1等大断层破坏。该向

13、斜浅部由煤层露头、13011、13031、23011、23051工作面以及7838、7857、922等孔控制，控制严密。-400米以下缺乏控制。柴厂背斜：位于7851、7852钻孔一线，延伸长度1.9km。轴向NE70，向NE倾斜，倾角22。南翼地层向180190，北翼地层走向340355。此背斜在二1煤层露头附近被F53、F53-1断层破坏，-350米以上背斜形态不太明显，但-350米之下形态明显。该背斜控制程度差，-400米之下缺乏控制。开拓方案的选择一、方案介绍2000年3月进行了三水平延深设计，采用皮带、轨道暗斜井及回风下山延深方式开拓三水平。即利用二水平中央143皮带线和-400m煤

14、仓，在煤仓上口处以伪倾斜沿煤层底板布置皮暗斜井，同时在原二水平井底车场作轨道暗斜井和回风上山至-650m。在-650m沿煤层底板岩层布置三水平井底车场、南北翼大巷，开拓三水平。皮带暗斜井倾角15020030,斜长910米,选用1米宽皮带运输机两部；轨道暗斜井倾角251527，斜长573米,选用双滚筒2.5米绞车;回风下山倾角24152930，斜长581.0米。1、2001年对八矿深部进行了三维地震勘探，此次三维地震勘探探出断层25条，地质条件变化较大，特别是F53-3断层在南翼浅部尖灭，对三水平的南翼开拓布置影响较大。2、2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井；突出矿井的水平采区必须布置采区专用回风

15、巷，严禁任何两个工作面之间串联通风。3、2004年1月在井田中部建一深部回风井，2004年12月新风井已落底，2005年投入运行，新风井主要担负矿井南翼采区及中央采区的回风。修改后的方案：在煤层底板岩石中布置皮带暗斜井、轨道暗斜井及回风上山开拓三水平。即利用二水平中央143皮带线和-400m煤仓，在煤仓上口处以伪倾斜沿煤层底板布置皮暗斜井，同时在原二水平井底车场作轨道暗斜井和回风上山至-650m。在-650m沿煤层底板岩层布置三水平井底车场、南北翼大巷，开拓三水平；同时在矿井各个采区布置专用回风巷，使采掘实现独立回风。皮带暗斜井倾角150190,斜长915.2米,选用1米宽皮带运输机两部；轨道

16、暗斜井倾角27.5，斜长622.15米,选用双滚筒2.5米绞车;回风下山倾角24152930，斜长603.44米。-650m-800m采用下山开采,每个采区布置四条下山,即轨道下山、运输下山、专用回风下山，边界回风下山。第四节 三水平开拓方式一、生产现状目前主要开采水平为二水平（标高为-400 m），井下布置有2403北、2305北两个工作面正在回采；三水平有3002一个工作面已投产。共有二个岩巷队，四个圆班掘进组；二个煤巷队，四个圆班掘进组进行掘进。设计能力为60万吨/年。年实际生产原煤为83.96万吨。二、开拓方式 三水平开拓采用暗斜井进行，在煤层底板岩石中布置皮带暗斜井、轨道暗斜井及专用

17、回风巷。三、水平标高及大巷位置 三水平标高为-650m，在-650m标高将三水平大巷布置在煤层底板岩石中。四、井底车场及硐室皮带暗斜井落底到-670m、轨道暗斜井落底到-650m，在-650m标高布置井底车场、煤仓、三水平泵房变电所、水仓；在中央回风上山附近布置爆破材料库、电机车库等硐室。第三章 采区布置及装备第一节 采区布置 三水平范围内采用上下山开拓，水平标高-650m，共划分6个采区，即30、31、33、32、34、36采区（见开拓系统图），移交30采区，首采工作面为3001工作面。为提高瓦斯抽放率、加大抽放力度，30采区在距煤层底板1020m位置布置区段岩中巷。一、移交采区数目及位置1

18、、 生产采区和工作面数目矿井设计生产能力0.6Mt/a,根据煤层赋存条件和开采技术条件,结合结合矿区目前生产实际情况,二个采区即可保证矿井设计生产能力,本次设计移交一个3001高档普机采工作面。2、 采区主要参数30采区上部边界为-400m煤层底板等高线，深部为-650m煤层底板等高线，南至FS8断层，北到30、32采区分界线，采区走向长 1200 m，倾向宽560m，面积约为0.72km2，为一走向长壁采区。二、采区巷道布置1、采区准备巷道该矿采用走向长壁法开采，采区轨道上山、运输上山布置在煤层底板岩石中，工作面下顺槽通过石门与岩石集中巷相连接。本矿为煤与瓦斯突出矿井，布置采区专用回风巷，每

19、一采区布置四条上山，即轨道上山、运输上山、专用回风上山及边界回风上山。2、采区回采巷道该矿开采二1煤层，回采巷道设岩石集中巷，沿煤层布置回采工作面顺槽，回采巷道采用单巷布置，工作面之间留设不少于6m的煤柱。三、采区生产系统1、 运输系统（1）煤炭运输 运输系统：工作面开采的煤炭经工作面刮板运输机、下顺槽转载机、可伸缩带式输送机，石门、岩集中运输巷到三水平皮带暗斜井到大皮带煤仓，由大皮带运送到地面。辅助运输：采用大巷蓄电池电机车运输，轨道暗斜井串车提升运至工作面岩石集中运输巷，经回风石门到工作面顺槽，再由顺槽小绞车送至工作地点。（2）回采工作面设备表序号设 备 目 录设 备 技 术 特 征单位数

20、量3001工作面1采煤机MG375W，N=375kw台12刮板运输机SGD630/220，N=2110kw台23回柱绞车JH214，N=18.5kw台14刮板转载机ZGD730/90，N=90kw台15带式输送机SSJ800/240，N=240kw部26刮板运输机SGW40T，N=40kw台37带式输送机STG800/275，N=275kw部18煤电钻MSZ12，N=1.2kw个39电器设备套110带式输送机MJZ650/30，N=30kw部211调度绞车JD11.4，N=11.4kw台22、采区通风新鲜风流经三水平轨道暗斜井到3001岩石集中运输巷，石门至工作面运输顺槽进入回采工作面，乏风经

21、回采工作面回风顺槽、回风石门中央采区回风上山、经新风井排至地面。3、 采区排水在回采、掘进工作面顺槽低洼处设置有小水泵，将积水排至三水平大巷水沟内，流入三水平井底水仓。第二节 采煤方法一、开采条件八矿总体构造形态为地层走向近SN，倾向WE的单斜构造，倾角一般2036。沿走向发育了轴向NENEE宽缓的向、背斜褶曲构造，NE及NEE向断层发育。二1煤层的伪顶为黑色泥岩，厚01米，一般厚0.20.3米，直接顶为6米左右的灰黑色砂质泥岩，富含植物化石，局部为砂岩（S10）。老顶为褐灰色中细粒长石石英砂岩（S10），厚1.039.5米，平均厚9.81米。底板为灰黑色泥岩和砂质泥岩，厚010.95米，平均

22、4米，富含植物根部化石。其下为灰黑色中细粒砂岩，其上部相变为砂岩与泥岩互层，平均厚13.95米，采面的中间运输巷多布置在此层位中。二、采煤方法根据八矿地质条件及煤矿安全规程的规程，30采区采煤方法采用倾斜分层走向长壁采煤法，全部陷落法管理顶板。顶层采用高档普通机械化采煤，底层采用网下放顶煤。设计选用MG375w型双滚筒采煤机割煤，配合DZ2500单体住和3m的形梁进行工作面支护。三、回采工作面参数1、采高 设计采煤高度2.4m。2、回采工作面长度据八矿实际生产情况，回采工作面长度一般为100130m，投产工作面长度取130m。生产中应根据实际揭露地质及瓦斯涌出情况，对回采工作面长度作适当调整。

23、3、回采工作面年推进度按回采工作面作业循环安排，回采工作面年推进度为600m。4、采区及工作面生产能力根据矿区生产技术水平，高档普通机械化采煤工作面的生产能力一般为30 万t/a。5、采区及工作面回采率根据设计规范要求，采区回采率不低于75%，工作面回采率不低于93%。四、工作面回采方向 采区内回采工作面的回采方向为后退式。2、风井位置新风井位于井田中部，井筒直径5.0m，井口坐标为：X=3969898.00 Y=517670.00，Z= +150.00m，井底标高为-265.00m。广场风井位于井田北部，井筒直径3.5m,井口坐标为：X=3971910.964，Y=517074.888，Z=

24、+155.410m, 井底标高为+12.50m。三、采掘工作面及硐室通风1、掘进工作面采用局部扇风机压入式通风；2、采煤工作面采用抽出式通风，U形通风系统，即一进一回。3、井下各硐室利用矿井主扇负压及调节风门、风窗通风。四、矿井风量、风压及等积孔1、矿井风量（Q）按实际配风量计算 矿井生产模式为“两炮一高”。新 风 井 配 风 量工作面名称风量（m3/s）备 注采煤工作面220煤巷掘进47岩巷掘进44.5硐室及其他16计102备用系数1021.2合 计122.4广场回风井配风量工作面名称风量(m3/s)采煤工作面120煤巷掘进27岩巷掘进14.5硐室及其他10计48.5备用系数48.51.2合

25、计58.2全矿井总需风量为Q=122.458.2=180.6m3/s=10836m3/min。按高沼气矿井Q=0.0926q瓦TKQ硐式中：Q矿井总供风量，m3/min；q瓦矿井瓦斯平均相对涌出量，m3/t；T矿井平均日产量，t； K风量备用系数。Q=0.092629.41(1-25%)30001.3900 =8865.85m3/min按同时下井人数计算需要的风量Q=4NK=44501.45=2610m3/min取三者最大值，即矿井总风量，10836m3/min2、矿井负压及等积孔三水平投产初期经过网络解算，新风井通风容易时期负压为1127.84Pa，广场回风通风容易时期负压为1666.97P

26、a。见“北翼、中央、南翼采区通风容易时期负压计算表”等积孔 新风井等积孔：A1=4.32m2广场回风井等积孔：A2=1.69m2五、通风设备广场回风井通风机2005年进行改造，风机型号为70B22118（1#、2#）两台，配用电机功率310KW，转速980r/min, 风量30003800m3/min;桐家庄回风井通风机于2009年11月投入运行，风机型号为BDK6C.20（1#、2#）两台，配用电机功率2315KW，转速985r/min, 风量3750m3/min; 南窑回风井通风机于1982年10月投入运行，风机型号为70B22124（1#、2#）两台，配用电机功率630KW，转速600r

27、/min, 风量35006000m3/min。新风井风机型号为BDK10.27（1#、2#）两台，配用电机功率2400KW， 风量9000m3/min，主要担负南翼采区及中央采区的回风。新风井正式投入运行后，南窑回风井风机及桐家庄回风井风机停运，南窑回风井和桐家庄回风斜井改为进风井。 广场回风井、桐家庄回风井反转反风，南窑回风井为反风道反风，反风风量可达到正常风量的40%以上；新风井通过风机反转反风，反风量可达到正常风量的40%以上。第十章 瓦斯抽放系统第一节 抽放的必要性及现有抽放系统一、抽放的必要性八矿自1993年至2004年，共发生煤与瓦斯突出八次（见煤与瓦斯突出统计表），突煤量最多为9

28、6吨（2004年3月20日），突瓦斯量最多为9855m3(2003年11月23日)， 2002年鉴定为煤与瓦斯突出矿井。这充分说明采用通风方法很难解决稀释瓦斯问题，必须考虑瓦斯抽放措施。煤与瓦斯突出统计表序号突出时间突出地点突 出 点突出强度（T）突出CH4（m3）突出点座标标高垂深（米）11993年3月26日6时2204三横川-340494101400X3971075Y51790021994年9月18日4时22041北切眼-314.6473.081000X3971405Y51793031997年11月3日19352206一横川-39353592856X3971320Y51809541998年

29、6月8日4202401四磺川-26040323370X3971970Y51777051998年6月19日5002401三横川-27040326420X3971850Y51782061999年11月4日62023051下顺槽-3865608810X3968995Y51784572003年11月23日14002405三横川-400560939855X3972136Y51794082004年3月20日3002上顺-400536968266X3971980Y518020二、现有抽放系统该矿现有两个地面抽放泵站，一个井下移动抽放泵站，另有在建井下移动抽放泵站及正筹建的桐家庄地面第二抽放站。现将各抽放系统

30、的情况介绍如下：1、地面广场抽放泵站地面广场抽放泵站建于1980年，原来装备有2台2YK27型水环式真空泵，由于抽放能力小，2003年4月更换为2台2BEC40型水环式真空泵，抽放能力为80m3/min。该抽放站主要对北翼地区进行本煤层、上顺槽裂隙带和上隅角埋管抽放。2、桐家庄风井广场抽放站桐家庄风井广场抽放站建于2002年12月，装备有两台2BEI353型水环式真空泵，抽放能力为80m3/min，该抽放站主要服务于中央采区2206工作面和南翼采区3101、2305工作面等地区。3、南翼井下移动抽放泵站2003年8月建立了南翼井下移动抽放泵站，装备有两台Sk60型水环式真空泵，抽放能力为60m

31、3/min。该抽放站服务于南翼采区。4、北翼井下移动抽放泵站（在建）该站安装两台2BE1-303 型水循环式式真空泵，抽放能力为 60 m3/min。该站担负北翼地区的裂隙带抽放和上隅角埋管抽放。5、地面桐家庄第二抽放站该抽放站位于新风井工业广场北部，正在筹建中，设计安装两台2BEC42型水循环真空泵，其中一台工作，一台备用，电动机选用YB型，380v，132KW隔爆三相异步电动机。 抽放泵流量为120130m3/min，吸入压力2000070000Pa。第三节 瓦斯抽放管路及抽放方法 一、瓦斯抽放管路及阻力计算地面桐家庄第二抽放站建成后，该矿即可实现分源抽放。即地面广场抽放泵站，通过抽放系统

32、管路对北翼采区进行本煤层瓦斯预抽；北翼井下移动抽放泵站抽放北翼采区采空区中瓦斯；地面桐家庄第二抽放泵站对中央及南翼采区进行本煤层瓦斯预抽；井下南翼移动抽放泵站抽放南翼采区采空区中瓦斯；地面桐家庄抽放泵站抽放中央采区采空区中瓦斯。这样可保证预抽钻孔孔口负压，提高瓦斯抽放浓度，增加瓦斯抽放量。1、桐家庄第二瓦斯抽放站在抽放33采区3303工作面时，管路最长，阻力最大。此时，各段管路的长度、流量及浓度分别为：支管758m、管径为219，瓦斯量为15m3/min，瓦斯浓度为50%；分管1820m，管径为325、瓦斯量为60 m3/min，瓦斯浓度为40%；主管为461m，管径为325，瓦斯量为120

33、m3/min，浓度为30%。支管阻力：H支= = = =1333.82Pa式中：L管道长度，m；D管径，cm；QC管内混合气体流量，m3/h；K系数；C瓦斯浓度。分管阻力H分= = = 7531.35Pa主管阻力H主= = =8039.12Pa局部阻力：按管道总摩擦阻力的1020%计算。H局=（1333.82+7531.35+8039.12）0.15=16904.290.15=2535.64Pa管路总阻力 H总=H支+H5+H主+H局=19439.93Pa2、广场瓦斯抽放站在抽放36采区3604工作面时，管线最长、阻力最大。此时各段管路的长度、流量及浓度分别为：分支管路：长度814m，管径21

34、9，瓦斯流量15 m3/min，瓦斯浓度50%。主干管路：管路长度3509m。其中：管径为219，长度为614m，管径273，长度为202m，管径为325，长度为2693m，瓦斯流量60m3/min，瓦斯浓度为30%。分支管阻力H分= = =1432.36Pa主管阻力H主1= = =19266.92H主2= = =2105.73PaH主3= = =11740.43Pa局部阻力：按管路总摩擦阻力的1020%计算H局=（1432.36+19266.92+2105.73+11740.43）0.15 =34545.440.15=5181.82Pa管路总阻力H总=H分+H主1+H主2+H主3+H局=14

35、32.36+19266.92+2105.73+11740.43+5181.82=39727.26Pa二、抽放瓦斯方法1、选择抽放方法的原则抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。为提高瓦斯抽放率应采用本煤层抽放、采空区抽放相结合的综合抽放方法；当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采煤层本身，只有抽放开采煤层本身的瓦斯才能解决问题时，应对开采煤层瓦斯抽放；工作面后方采空区瓦斯涌出量大，危害工作面安全生产或老采空区瓦斯积存量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯量大以及增加采区和矿井总排瓦斯量时，应进行采空区瓦斯抽放；

36、对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯时，应在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法加以解决；对于煤层透气性较低，采用预抽方法不易直接抽出瓦斯，掘进时瓦斯涌出不很大而回采时有大量瓦斯涌出的煤层，应采用边掘边抽或增大孔径、孔长及钻孔密度等措施进行抽放瓦斯的方法；若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯并喷出时，应采取围岩瓦斯抽放措施。2、瓦斯抽放方法本煤层瓦斯抽放方法针对本矿井的具体特点和煤层赋存条件及开拓开采安排，本矿井设计主要采用本煤层抽放方法，主要有岩石集中巷穿层孔抽放、工作面下顺槽顺层钻孔抽放等。采空瓦斯抽放方法对已采的老空区进行全封闭式抽放

37、方法。为防止漏风，在密闭处应设置调压均压室，以防止老空区残煤自燃。对正在回采的采空区，在采空区预插抽放、管拖管抽放和分段封闭抽放，或利用回采过程中围岩形成的“竖三带”，在煤层顶板施工顶板裂隙抽放钻孔，通过冒落带和裂隙带抽放采空区瓦斯等综合方法抽放采空区的瓦斯。上隅角插管抽放在工作面上隅角打临时密闭，插入管子，抽放上隅角采空区的瓦斯。3、抽放巷道选择在煤巷掘进进程中边掘边抽和掘进面预抽，利用回采工作面顺槽进行本煤层抽放。由于八矿煤层倾角较大，同时由于煤层具有煤与瓦斯突出危险性，八矿现采用回采工作面顺槽抽放和煤层底板岩石集中巷打钻孔进行穿层抽放。三、钻场布置及钻孔参数1、钻场布置、间距尺寸及支护方

38、式、抽放时间在瓦斯抽放巷道，煤巷掘进和工作面均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放钻场，钻场的支护方式与所在巷道的支护方式相同，在巷道掘进的过程中同时准备好。在煤巷掘进工作面每4050m布置一个钻场（宽2.4m，深3m），每个钻场一般布置5个抽放钻孔，呈五花眼布置。开采煤层预抽瓦斯时间应大于9个月，煤层瓦斯预抽率应大于30%，并应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。2、钻孔参数钻孔直径根据八矿实际抽放经验，设计抽放瓦斯钻孔直径94mm。单个钻孔长度根据工作面长度及邻近矿经验，确定单个钻孔长度为100110m。钻孔间距根据采掘工程布置，结合八矿实际经验，确定工作面顺槽抽

39、放瓦斯钻孔间距为1.52m。孔口负压根据八矿实测效果及抽放量，设计确定抽放瓦斯钻孔孔口负压20Kpa。回采面钻孔布置在工作面上、下顺槽沿煤层倾向打瓦斯抽放钻孔，孔与孔平行或交叉布置，孔间距1.52m。生产中可根据实际抽放效果调整钻孔布置，但必须保证上、下顺槽的钻孔孔底之间交叉长度不小于5m。采面浅孔预抽主要采用沿回采推进方向平行布置抽放钻孔每12m一个钻孔，深810m。打一个，封一个，联网抽一个，实现采面动压超前卸压抽放。岩石集中巷钻孔布置 为使预抽与其措施取得良好的防突效果，穿层孔一般采用网格式布孔方式，钻孔间距，一般采用1515m（走向倾斜）。采空区瓦斯抽放布置采空区瓦斯采用插管抽放法，即

40、在顶板冒落之前，把抽放瓦斯管直接插入采空区进行抽放，瓦斯管的末端约2m长的一段要有孔眼，同时要尽量靠近煤层顶板，使其处于高浓度瓦斯带。高位抽放钻孔布置 在工作面回风顺槽每隔40布置一个钻场，向工作面方向打高位抽放钻孔，以抽放工作面上顺槽裂隙带。每个钻场布置34个抽放钻孔。钻孔深为7080m。四、封孔方式、材料及工艺钻孔封孔应满足密封性能好，操作便捷，封孔速度快，造价低的要求，对所有抽放钻孔设计选用聚氨脂封孔。封孔方式为卷缠药液法。封孔深度：煤孔大于5m，岩孔大于3m，保证封孔严密。第十一章 安 全第一节 瓦斯灾害防治一、防瓦斯突出措施该矿作为煤与瓦斯突出矿井。必须采取包括突出危险性预测、防治突

41、出措施、防治突出措施的效果检验、安全防护措施等“四位一体”的综合防治突出措施。在石门揭煤前，煤巷掘前，工作面回采前，必须编制防止突出煤层突出的设计，并报上级主管部门审批。预测预报1、采用R值指标法（R=（Smax-1.8）(qmax-4)），预测煤巷掘进工作面突出危险性，按下列步骤进行：在煤巷掘进工作面布置3个直径为42mm、深度为6.2m的钻孔，采用倒三角形布孔，中间孔平行于掘进工作面，两侧孔距巷帮0.30.5m,终孔应尽量布置在软分层中, 两侧钻孔终孔点应分别控制到巷两侧及顶板轮廓线外24m。预测孔每钻进1m测定一次钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度q值，测定位置：两侧孔在23m、45m、67m

42、处；中心孔在1.22.2m、3.24.2m、5.26.2m处;测定钻屑量S和钻孔瓦斯涌出初速度q值，根据每个钻孔的最大钻屑量（Smax）和最大瓦斯涌出初速度（qmax）计算出各孔的R值。三个预测孔中，任何一个预测孔R值或q值超过或等于临界值时，判定该工作面为突出危险工作面；如果所测参数小于临界值时，判定该工作面无突出危险工作面;当R值为负值时，应采用单项指标预测。参数的临界值暂按下表执行；以后应根据实际情况进行调整。R值钻孔瓦斯涌出初速度q（L/min）突出危险性65突出危险工作面65无突出危险工作面采用R值指标法预测掘进工作面的突出危险性, 当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有2m的

43、超前距。预测指标时，如有明显预兆时应立即撤人,经24小时释放后,无明显煤炮、片、冒等直观征兆，再预测。 2、采煤工作面突出危险性预测可使用煤巷掘进工作面突出危险性预测方法，沿采煤工作面每隔1015m布置一个预测钻孔，孔深根据工作的条件确定，但不得小于3.5m。当预测为无突出危险工作面时，每预测循环应留有2m的超前距。防突措施1、“边掘边抽”及“超前钻孔”防突措施，上、下帮掘钻场进行抽放，窝头打80mm超前排放孔。钻场布置在巷道上、下帮，钻场间距4050米，深度在4.5m，断面2.42.4m,平行于巷道方向打钻孔，孔径80mm,孔深40m以上，施工结束后及时带抽。掘进工作面正前布置32个超前钻孔

44、，孔深20米，孔径80mm，钻孔控制范围到轮廓线2m， 钻孔施工完毕后，如效检不超，即可进行掘进。掘进钻场防突措施，采用超前钻孔防突措施，即向巷帮打32个超前钻孔，孔深10m，孔径80mm。钻孔控制范围在钻场巷道轮廓线外24米。超前钻孔必须留有超前距，钻孔超前工作面距离不得小于5m，钻孔施工结束后，掘进最大允许长度为最浅钻孔中线方向长度减去5m（自窝头位置起）。超前钻孔施工结束后，必须将“钻孔参数单”及时送开拓科、地测科、通防科。三科室及时分析钻孔情况，通防科下发掘进通知单，经矿总工批示后，分送施工单位、安检科、通风区。严格执行验孔制度，超前钻孔完毕后，通防科及通风区防突员必须及时到现场验孔，验孔时，施工钻孔单位跟班必须在现场，验孔个数不得少于总孔数的50%。确认合格后，在钻孔纪录单上签字；不合格的，重新布孔。严格边掘边抽钻孔管理。钻孔封孔深度不得少于5m。孔口负压不得低于20KPa。每一抽放钻场安设孔板，每两天至少进行一次参数测定，并报矿总工审批。2、深孔卸压槽防突措施深孔卸压槽布置。孔数为21个，钻孔孔径为89mm，孔深9.5m(斜长10m)，分两排，上排为10个，下排为11个，上排钻孔开孔位置距巷