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潘一矿采区巷道布置设计第一章采区概况潘一矿是淮南矿业集团主力矿井之一，1983年投产，设计生产能力 3.0M t/a，经过技术改造，2005年核定生产能力 4.0M t/a，矿井可采和局部可采煤层13层。
其中13—1煤层是矿井目前的主采煤层，平均厚度 4.5米。
煤层结构复杂，顶底版一般为泥岩或沙子泥岩，遇水易泥化。
矿井投产以来，先后采用普通综采和综采放顶煤工艺开采13—1煤层。
由于普通综采采高较低，13—1煤层不能一次采全高，开采效率低，难以实现高产高效，综采放顶煤开采虽然可以一次采全高，但煤炭灰分较大，不能适应煤炭市场需求，且放顶煤开采影响工作面推进进度，制约生产能力的提高，另外综采放顶煤开采采空区留有余第一节煤系及煤层石炭、二叠系为本区煤系地层，共有可采煤层14层，总厚度为27.67m。
自上而下分别为1、3、4-1、4-2、5-2、6-1、7-1、8、11-2、13-1、16-1、16-2、17-1及18煤，其中13-1煤层为本采区主要可采煤层。
第二节采取内地质构造该采取根据地质勘探和邻近采区揭露的资料看，无较大的断层和明显的褶曲构造，对井下开采无明显的影响，构造尚属简单。
第三节煤层要素及顶底板特征所开采的C组13-1煤层：平均厚度4.49m，煤的密度为1.34t/ m3。
为较稳定煤层，无夹矸，煤质中硬，结构简单，高瓦斯。
顶底板特征见下表：第四节采煤方法和采煤工艺及劳动组织根据煤层赋存条件，在13-1煤层中，本采区采用后退式走向长壁一次采全高综合机械化采煤方法回采。
初放期间采高为3m以内，正常回采期间为3.5-4.5m.工作面最大控顶距3.5m，最小控顶距2.3m,面积为13.5m2,三角煤根据情况采用炮采或丢弃方式处理。
工作面总体沿走向推进。
采煤工艺及劳动组织见下表：第二章采区及巷道布置第一节采区形式及工作面划分根据采区的走向长度和产量要求及采区的基本情况，将采区设计为采取上山在后面（即井底车场一侧）的单翼开采形式。
23302工作面沿空留巷专项安全风险辨识评估报告一、概况工作面规划：23302工作面位于-60m水平23采区，地面标高+432～+512m，工作面标高+11.7～+83m，该工作面上部为22204综采工作面采空区，下部为23304综采工作面（未形成），西为矿井三条开拓下山，东至矿井薄煤带边界。
矿井计划在23302运输顺槽沿空留巷，23302运输顺槽长度约500m，0～180m 采用抬顶煤U型拱支护，180～500m采用沿顶锚网索支护。
结合23302工作面运输顺槽的实际地质情况，计划自2号切眼至停采线位置沿空留巷，设计长度390m；巷道内沿顶留巷段采用切顶卸压锚网索支护，设计长度60m；插矸卧底段采用切顶卸压U型拱支护，设计长度260m；抬顶煤段采用U型拱支护，设计长度70m。
工作面地质构造情况：根据23302运输顺槽揭露地质资料，工作面煤层总体呈单斜状，23302运输顺槽内煤厚0.9～10.5m，局部煤厚变化较大；沿空留巷段无陷落柱、火成岩发育及断层等构造；局部伪顶发育，需加强巷道顶板管理。
工作面水文地质情况：工作面直接充水水源为顶板砂岩裂隙水、22202工作面采空区老空水影响，预计汛期工作面涌水量增大；二1煤层底板距寒武系灰岩含水层65.6m，工作面底板无突水危险性。
回采期间工作面正常涌水量10～20m ³/h，最大涌水量50m³/h。
瓦斯：矿井为煤与瓦斯突出矿井。
预计该综采工作面相对瓦斯涌出量为2.82m³/t。
煤层自燃倾向：根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验报告为自燃倾向等级为Ⅲ类，不易自燃。
煤尘爆炸指数：根据2014年4月10日洛阳正方圆重矿机械检验技术有限责任公司检验报告煤尘爆炸指数为17.99%，煤尘有爆炸危险性。
施工工艺：（一）沿顶留巷段切顶卸压锚网索支护施工工艺：1、在23302运输顺槽内沿煤层走向打设两列锚索加强支护，使用Φ21.6×9500mm锚索、20×400×400mm锚索托盘，锚索间排距1300×970/1430mm，第一列在巷道中心线向上1300mm位置打设、第二列在巷道中心线上打设，锚索排距可根据现场调整；锚索距工作面超前支护不低于10m。
转发《淮南矿区水火灾害典型事故案例》的通知各单位：为进一步贯彻落实集团公司安全生产视频会议精神，切实抓好矿井安全生产工作，现将集团公司董事会秘书处编印下发的《淮南矿区水火灾害典型事故案例》转发给你们，望结合本单位实际，认真吸取事故教训，强化安全管理，坚决杜绝重大灾害事故的发生，确保矿井全年各项奋斗目标的实现。
二〇一〇年十月十九日淮南矿区水灾典型事故案例地面小井溃水事故案例新谢李地区曾发生多次小井透水溃入大井事故，其中较大事故2起。
1987年3月2日，新庄孜井田内的朱海甫小井透地面塌陷区积水，溃入井下水量13.7万m3，造成12人死亡，9对小井全部被淹，新庄孜、谢三、谢一3对矿井停产。
2006年9月29日，李一井田内的淮南乐方陶瓷有限公司升平粘土矿，因报废井筒未充填封闭，井盖被人为挖开，导致地面一塌陷塘4.2万m3积水溃入井下，李一矿被迫停产。
老空水害事故案例1、潘二矿1997年1月31日11218过压工作面开切眼迎头发生一起透水事故，总涌水量约50m3，冲出煤量约45m3,造成3人死亡，2人重伤的重大伤亡事故。
该次事故为既有测量的人为错误、又有违章作业、也有领导违章指挥。
具体情况如下：①测量出现错误（偏5°38′）掘了102.5m后做切眼，切眼迎头实际距8槽轨道巷6.1m（错误数据为12 m）。
②工作面迎头炮眼出水后李多光下井调查确定为老塘水，并要求当班队长挂上警戒牌“迎头有水，禁止进入”。
但未能引起各级领导重视，未及时研究应对性措施。
并且仍然安排人员进工作面检查、鉴定放炮及其它作业。
违章指挥，没有按照《煤矿安全规程》规定2009年版第266条规定执行。
③违规装药放炮是造成该次事故的直接原因。
《煤矿安全规程》规定第331条（2009年版）：装药前和爆破前有下列情况之一的严禁装药、爆破，即“炮眼内发现异状、温度骤高骤低、有显著瓦斯涌出、煤岩松散、透老空等情况时”。
2、新庄孜矿2002年5月5日，掘进一区108队施工的补充五号风井迎头发生透水事故，造成1人遇难。
高抽巷抽采瓦斯技术实践证明，瓦斯涌出量在35m3/min以上的回采面，采用顶板走向钻孔治理瓦斯已显勉强。
用高抽巷取而代之，能够提高抽采量，同时解决了顶板走向钻孔在钻场接替期间效果差的问题，抽采效果更加稳定。
一、主要技术高抽巷布置在顶板破坏的裂隙带内，顶板垮落后，邻近层及围岩内的瓦斯平衡受到破坏，由邻近层及围岩解吸的瓦斯沿裂隙向采空区流动，通过高抽巷将瓦斯抽出。
㈠高抽巷布置潘一矿2622（3）工作面走向960m，倾斜长180m，标高-540～-570m，煤层倾角4～9°，煤厚4.38～5.0m，瓦斯含量6～12m3/t，采高3m。
高抽巷布置在距13-1煤层顶板18～20m的14槽煤中，即布置在裂隙带内。
高抽巷采用锚梁网支护，2.4m×2m，净断面4.08m2。
与2622（3）上风巷的垂直距离18～20m，水平距离19～20m。
为使回采初期能发挥作用，在施工高抽巷距设计长度剩余60m时开始变坡，距13-1煤层顶板18～20m降为10m，并由开切眼距上风巷5m开始每隔2m向高抽巷施工一组顶板穿层孔，孔径108 mm，孔数为20个。
㈡抽采系统安设两路直径250mm的焊接管，管路接至高抽巷以里100m，抽放口周围5m架设木垛保护。
管路接好后，外口砌筑封闭墙，用瓦石砌筑，墙垛厚度大于800mm，墙四周要掏槽，并使帮、顶接实，墙面要抹平不漏风。
两路管路接入大系统由地面泵抽采。
二、应用效果2622（3）工作面从2003年3月24日开始回采，3月26日开始图三高抽巷抽放量随工作面推进距离变化曲线图高抽巷断面小、支护简单，施工进度快、不用维护、管理简单，费用低。
影响高抽巷效果主要因素：㈠高抽巷层位要处于采空区裂隙带内。
此处透气性好，处于瓦斯富集区，有较充分的高浓度瓦斯源。
㈡高抽巷水平投影距回风巷平行距离要控制在15～20m范围内，距离过近，巷道漏气严重；距离过远，巷道端头不处在瓦斯富集区，效果不好。
8 潘一矿2322（3）综放面上风巷顶部采空区遗煤发火规律与对策研究8.1立项的背景潘一煤矿在2322（3）综放面上风巷掘进中，由于巷道在采空区内沿底板掘进，采空区胶结顶板与巷帮上部的围岩冒落成松散矸石堆积体，造成巷道四周尤其是巷道顶部存在大量的相互贯通的空洞和空隙，并随着上风巷向开切眼方向的掘进，巷道顶部的孔洞将逐渐增大，漏风通道更加发育（主要是原贮水空间），在整个上风巷的掘进过程中形成的主要漏风通道有：2322（3）综放面上风巷顶部形成一条与巷道并联的漏风通道；在2312（3）综采面采空区靠2322（3）综放面上风巷侧形成一条向采空区连续漏风的通道；在原2312（3）综采面的开切眼与停采线有两条通向采空区内部的漏风通道。
当2322（3）综放面回采后将与2312（3）综采面连通，此时2312（3）综采面采空区将在更大的漏风压差作用下，有更多的漏风量补给。
又潘一煤矿13-1煤层实际最短发火期仅为三个月，因此，在2322（3）综放面上风巷掘进与工作面回采中，如何防止2312（3）采空区遗煤自燃，确保2322（3）综放面安全回采，在此背景提出了“潘一矿2322（3）综放面上风巷顶部采空区遗煤发火规律与对策研究”的课题。
8.2研究的内容⑴应用煤温检测预报技术，在潘一矿2322（3）综放面上风巷布置煤温测试系统，并通过监测上风巷顶部采空区遗煤氧化情况。
⑵用DSC-TG联用技术测试不同粒径煤样吸氧量、放热量与放热速率等参数之间的关系。
⑶建立上风巷顶部采空区遗煤氧化自燃的数学模型，并应用该预测模型预测潘一矿2322（3）综放面上风巷顶煤自然发火情况，并将预测结果与实测结果进行对比分析，验证该预测模型的正确性。
⑷结合模拟与实测情况，提出防止潘一矿2322（3）综放面上风巷顶部采空区遗煤自燃的措施，确保工作面安全回采。
8.3潘一矿2322（3）综放面地质概况8.3.1工作面概况2322（3）综放面位于潘一矿东二采区，含13-1煤层。
该面东起东二13-1西煤下山，西方为2121（3）采空区，南抵下顺槽，北方为2312（3）采空区（上风巷布置在2312（3）采空区内）。
其北方1371（3）工作面正在回采，1361（3）上风巷正在掘进，南下方2161（1）工作面东二端已经收作，东一端即将回采，2171（1）下顺槽正在掘进。
该工作面走向长860m，倾斜长176m，面积151360m2，该面回采时将影响到刘龙集前乡、后乡及桥王自然村。
2322（3）综放面上风巷按照外错方式布置，即将上风巷布置在相邻的已采2312（3）综采面采空区内，其布置情况如图8-1所示。
8.3.2煤层情况本工作面13-1煤层赋存稳定，煤层产状200～205∠7～9°，煤厚5.1～6.7m，平均5.7m。
采空区地段13-1煤底分层厚1.0～2.7m，平均2.0m。
煤层结构复杂，顶部含1层厚0.1～0.45m的泥岩夹矸。
局部地段底部含1～2层厚0.05～0.25m 的夹矸。
8.3.3煤质情况2322（3）综放面煤层煤质情况如表8-1。
8.3.4煤层顶底板情况顶板：该煤层不含伪顶。
其直接顶为砂质泥岩或砂泥岩互层，深灰色，底部含植化，厚度为4.71～9.1m，平均厚度6.9m。
老顶为细中砂岩，灰色，硅质胶结局部夹薄层泥岩，厚度为1.77～8.8m，平均厚度5.3m。
底板：直接底为泥岩、砂质泥岩及12煤，灰～灰黑色，局部泥岩含砂，厚度为3.8～7.4m，平均厚度5.6m。
8.3.5地质构造情况本工作面地质构造比较简单，基本为一单斜构造，煤岩层产状为：200～205∠7～9°，根据掘进时揭露情况及已有资料分析，工作面内发育一条正断层（fa），fb及Fe为工作面边界断层，其产状如表8-2：表8-2 潘一矿2322（3）综放面地质构造产状表8.3.6其它地质情况该工作面13-1煤层自然瓦斯含量14～15m3/t，煤尘具有爆炸危险性，爆炸指数为37～40%，地温为30℃，地压一般，但是11-2煤层未采煤柱对应地段地压可能比较大。
该13-1煤具有自然发火性，自然发火期为3～6个月。
潘一矿2322（3）综放面上风巷按照外错方式布置，即将上风巷布置在相邻的已采2312（3）综采面采空区内，巷道位置与2312（3）综采面下顺槽相错适当距离,如图8-2所示。
图8-2 2322（3）综放面上风巷布置图8.4漏风探测与堵漏技术采空区遗煤自燃与漏风有必然的联系，没有漏风，也就不会存在自燃，这是由遗煤自燃几个必要条件决定了的。
漏风探测，在于找出漏风量和漏风规律，这对煤层自燃的防治有着重要的意义。
也就是说，只有找到了漏风量和漏风规律，才能有的放矢进行防灭火工作。
堵漏就是将探测到的漏风通道密闭封堵，使风流不能进入采空区，从而达到防治遗煤自燃火灾的目的。
8.4.1漏风条件和漏风量漏风产生的条件是：存在漏风通道，且通道两端存在风压差。
漏风也遵循阻力定律，即n∆=RQH∆⋅式中：H∆――漏风风路两端的风压差，pa；∆――漏风量，m3·s-1；QR――漏风风路的风阻，N·s2·m－8；n――漏风风路的流态指数，n=1～2。
由上式可知，漏风量的计算公式为n R∆=H/Q∆式中各符号的意义同上。
从上式可以看出，漏风量随漏风风路两端风压差的增大而增大，随漏风风阻的增大而减小。
因此，为了减少漏风，应该从降低风压差和增大风阻两方面着手采取措施。
8.4.2 SF6漏风检测技术1、SF6漏风探测原理检测漏风的最新方法是采用示踪气体法，即用SF6作为示踪气体检测井下漏风通道和漏风量。
1974年美国首次采用这一技术检测井下漏风，近几年我国也多次应用这一技术来检测工作面漏风和矿井外部漏风，证明它是—种灵敏度较高的方法。
煤矿也运用了这一先进的漏风检测技术进行矿井漏风通道与漏风量检测。
SF6无色、无嗅、无毒，是不燃惰性气体。
它的物理活性大，在扰动的空气中可以迅速混合而均匀地分布在检测空间内。
SF6的检出灵敏度高，使用带电子捕获器的气相色谱仪或SF6检漏仪均可有效地检出(检测精度可达8×10－12)。
另外，SF6在大气小的本原含量极低，约为10-14－10-15 g/ml。
SF6的这些性质，使得人们可以方便、准确地应用它进行矿井漏风检测。
因此，SF6是一种理想的示踪气体。
2、SF6连续释放探测技术本次在测定上风巷顶部的漏风通道沿巷道方向连续漏风量是采用SF6连续释放探测技术进行的。
(1)基本原理连续释放法即在需要检测的井巷风流中连续、定量、稳定地释放SF6示踪气体，然后顺着风流方向，沿途布点采取气样分析SF6气体的浓度变化。
如果沿途不漏风或者向外漏风，则沿途各点风流小的SF6浓度保持不变；如果沿途向内漏风，则沿途各点风流中的SF6浓度变化呈下降趋势。
通过分析SF6的浓度变化情况，即可分析出漏风规律。
如图8－2所示，设在R处释放SF6气体，在1，2，…，n各点采取气样。
若的SF 6释放流量为q ml ／min.通过释放点的风量为Q m 3／min ，则示踪气体图8－2 SF6连续释放漏风探测释放点及采样点示意图的浓度Ｃ为：610qC -⨯Q＝若只因工作面回采使工作面上部与上回风巷顶的漏风通道连通，且漏风风流中不含SF 6，若在B 点释放SF 6，由于巷道沿途不断漏风量的加入，上回风巷BB ’内各取样点的SF 6浓度都在变化。
这样，通过分析各点气样得出SF 6浓度Ci 后，即可按下式计算出该点的风量Q i610-⨯=ii C qQ ( 8-1)式中： i Q —取样点i 的风量，m 3·min -1； i C —i 点的SF 6浓度；q —SF 6释放流量，m1·min -I 。
各点的风量算出后，即可方便地得出每两点间漏入的风量。
实际工作中，可采用更一般的方法计算漏风量。
设取样点i 的风量为Qi ；，SF 6浓度为Ci ，与此相邻的下一取样点i +1点的SF 6浓度为1,+i i C ，两点间漏入的风量为1,+∆i i Q ，漏入的风量中亦含有一定数量的SF 6，其浓度为1,+∆i i C ，则i 十1点的风量为1,1++∆+=i i i i Q Q Q 。
由物质守恒原理，有1,1,11,)(++++∆∆-∆+=i i i i i i i i i i C Q C Q Q C Q)(1,11,1++++∆-∆+=i i i i i i i C C Q C Q 所以i i i i i i i i Q C C C C Q ⋅∆--=∆++++1,111, (8-2)若漏入的风量中不含SF 6，则上式中的01,=∆+i i C 。
这样，可根据式(8-1)计算出l 号取样点的风量，然后根据式(8-2)计算出1、2两取样点间的漏风量，进而求出2号取样点的风量，然后再求出2、3号取样点间的漏风量……逐点向下，求出各取样点间的漏风量，找出漏风规律，以便有的放矢地安排防、堵漏风的措施。
(2)定量释放装置连续释放法的关键是要有一套能连续、稳定、定量地释放示踪气体的装置。
该装置必须有很高的可靠性，保证释放流量稳定在某一设定值，且能灵活地调节释放量。
示踪气体的定量释放装置一般由贮气钢瓶、减压阀、稳压阀、稳流阀和流量计等组成，如图8－3所示。
为提高释放的稳定性，也可在此基础上再增加二级稳流装置和压差监测器。
一般，要求释放装置的稳定释放量可在10～100m1／min 间按需调节，以使其适用于测定100～10000m 3／min 的风量。
图8－3 示踪气体定量释放装置(3)释放点和取样点的选取 用连续释放法检测漏风时，将取样点选择在有风流漏入的巷道，而将释放点选在该巷道的进风口或其主要进风风流中。
如图8—2所示，在回风平巷中，沿风流方向，选取1，2，…，n 个取样点，而将释放点选在该巷道的入风口R 。
为了避免示踪气体的释放与采煤工作面相互影响，释放点R 与工作面出口B 的距离应大于15米。
为了保证SF 6示踪气体在巷道内的空气中充分扩散，第一个点与释放点R 的距离一般应大于40米，其具体位置取决于SF 6在巷道断面中释放的具体位置和巷道中的风速。
3、 用SF6测定上风巷顶部的漏风通道沿巷道方向连续漏风量漏风测定使用中国矿业大学设计的SF 6示踪气体连续稳定释放装置。
漏风测定在工作面上回风巷中进行，各测点布置如图8－2所示。
R 点为SF 6释放点，稳定释放量为15ml/min,当在释放点连续释放20min 后，各采样点同时取样，其漏风测定结果如表8－3所示。
表8－3 堵漏前上风巷各测点的SF6浓度及风量根据表8-3测定结果，可计算出上风巷各测段漏风量、漏风率，结果见表8－4所示。
表8－4 上回风巷相邻测点间漏风计算为了减少2322（3）综放面上风巷漏风的目的，有效地抑制2312（3）综采面采空区内遗煤的氧化和自燃，在上风巷顶煤内注新型高分子材料罗克休构筑防漏隔离墙，在离2322（3）综放面开切眼130m处开始灌注第一道罗克休防漏隔离墙，构筑之后在离该防漏隔离墙2m处掘一条大约2m长的探巷，采用打钻取芯和打钻注水两种方法来检测该防漏隔离墙的隔离效果，随后沿上风巷间隔80～100m依次灌注5道罗克休防漏隔离墙，具体施工整体效果如图8-4所示。
