综采工作面瓦斯综合治理技术方案Word格式.docx
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名称
煤层厚度（m）
最小～最大
平均
纯煤厚度
间距
（m）
煤层结构
煤层稳定性
顶底板岩性
夹石
层数
（层）
夹石
厚度
复杂
程度
可采性
稳定性
顶板
底板
3
0.20～2.93
1.65
0.20～2.85
1.54
0～3
0.04～1.37
较简单
全区
可采
较稳定
泥灰岩
泥岩
14.2～48.1
26.11
5-2
0.14～4.88
1.16
0.14～3.88
1.07
0.04～0.71
局部
不稳定
泥岩、粉砂岩
3～13
7.04
5-3
0.09～4.75
1.85
0.09～4.65
1.78
0～2
大部
泥岩、砂质泥岩
3.7～28.5
19.37
6-3
0～7.18
2.29
0～6.76
2.13
0.03～0.65
较复杂
13.5～43.5
28.26
8
0.78～4.14
2.02
0.57～2.74
1.70
0.03～0.69
2.9～21.7
12.04
9
0.0～2.45
0.92
0～1.39
0.87
0.02～0.82
粉砂岩、泥岩
39.5～60.0
46.77
14上
0.0～1.78
0～1.31
0.81
0～5
0.04～0.81
细砂岩、粉砂岩
31.6～48.0
39.39
1.1.7煤的自燃倾向性及煤尘爆炸性
根据贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定报告：
8号煤层为不易自燃煤层，煤尘无爆炸性。
1.1.8煤与瓦斯突出危险性
根据抚顺煤科分院提供的8号煤层突出危险性鉴定报告：
8号煤层瓦斯含量高，具有煤与瓦斯突出危险性，按照突出危险煤层进行管理。
则鯤愜韋瘓賈晖园栋泷。
1.1.9生产情况
1801运顺、回风顺槽设计为矩形巷道断面，断面积12㎡和8㎡。
巷道支护方式以锚网+锚索支护为主，局部为金属网与工字钢架棚联合支护。
胀鏝彈奥秘孫戶孪钇賻。
工作面采用倾斜长壁后退式采煤，综采一次采全高，全部冒落法管理顶板。
预计最大日产量为2500t/d。
1.3“一通三防”系统情况
1.3.1通风系统
矿井采用中央并列通风方式、抽出式通风方法。
主斜井、副斜井进风，回风斜井回风，已经形成全负压通风系统。
主要通风机型号FBCDZ-10№38，电机功率为2×
1250KW，静压1400～6500Pa，风机叶片安装角-9°
，所选风机风量和风压有较大的富裕，能够满足矿通风需要。
目前矿井通风系统可靠、风流稳定、风量充足，通风设施齐全完好，矿井总进风量7400m3/min，总回风量7600m3/min，回风流瓦斯浓度0.18%。
鳃躋峽祷紉诵帮废掃減。
目前井下7个掘进工作面，全部采用局部通风机（FBD型）和阻燃胶质风筒（Φ800）压入式通风，双风机双电源并自动切换，实现三专两闭锁,风机的安装使用符合《煤矿安全规程》的要求。
临时中央变电所、机车充电硐室均采取独立通风，设在进风流中，其回风流直接进入总回风巷。
稟虛嬪赈维哜妝扩踴粜。
1.3.2瓦斯抽放系统
地面设有永久抽放系统，高低负压水环式真空泵4台，高负压主管路直径520mm、低负压管路直径720mm。
高负压真空泵2BEC52-1BG3-320，电机功率280KW，二台（一台工作、一台备用），最大流量210m3/min；
低负压真空泵2BEC62-1BG3-270，电机功率355KW型二台（二台同时工作，一台备用），最大流量300m3/min。
陽簍埡鲑罷規呜旧岿錟。
现投入使用的为高负压抽放系统。
支管路直径219mm，随巷道延伸敷设至各抽放地点，钻孔施工完毕后及时联抽，目前主管路浓度在20%～40%之间，抽放纯瓦斯量2～3万m3/d。
沩氣嘮戇苌鑿鑿槠谔應。
1801运输顺槽、1801回风顺槽现已各安装一路PE250mm型高负压抽放管，用来抽放本煤层钻孔瓦斯。
还需在1801回风顺槽埋管安装一趟Ф400mm低负压抽放管，用来抽放采空区瓦斯。
1801运顺抽放巷安装Ф600mm低负压抽放管抽放邻近层卸压瓦斯。
钡嵐縣緱虜荣产涛團蔺。
1.3.3监测监控和人员定位系统
矿井监测监控系统已升级为KJ90NB型，实现连续24h实时监控井下瓦斯涌出情况，已与能化公司远程联网。
主要安装了高低浓度甲烷传感器、一氧化碳传感器、风速传感器、风机开停传感器、风门开关传感器等。
现已在工作面两条顺槽及切眼安装了监测监控装置，用以监测工作面瓦斯涌出情况。
懨俠劑鈍触乐鹇烬觶騮。
2011年8月份引进了《重庆煤安森科技股份有限公司》KJ237型矿井人员管理系统设备。
现已完成安装并投入使用，下井人员全部安装识别卡，地面主机终端能实时调看井下人员分布情况和活动轨迹。
謾饱兗争詣繚鮐癞别瀘。
1.3.4压风自救系统
五轮山矿井现已建设完成压风自救系统，矿井现安装有GA250P-8.5压风机三台，GA110P-8.5压风机一台，均实现了双回路供电，井下供风压力为0.67MP。
供风主管路为Φ250mm的PE管已由主井敷设至井底车场共1350m，分支供风管路为Φ108mm的铁管已敷设至各个掘进工作面及回风斜井，并均按质量标准化安设阀门及三通，各放炮地点、井下安全硐室（自救带30个）、各掘进工作面按照《煤矿安全规程》要求安设，并根据巷道的不断建设与延伸仍在继续完善中。
呙铉們欤谦鸪饺竞荡赚。
1.3.5防灭火系统
井下机电硐室均配备灭火器和砂箱，电气设备入井必须“三证”齐全；
井下设消防洒水管路，每隔100m安设一个三通阀门，皮带道每隔50m安设一个三通阀门。
地面布置有800m3生活调节水池与200m3防尘水池，并储水充足。
莹谐龌蕲賞组靄绉嚴减。
21801工作面瓦斯涌出分析
2.11801工作面瓦斯地质资料
根据地质资料，一期工程勘探区内可采煤层的瓦斯含量7.14～32.30ml/g•r，平均18.17ml/g.r，瓦斯自然组分，CH4含量71.39%～99.97%，平均96.68%、CO2含量0.54～7.19%，平均2.34%。
仅在3、5-3、6-3、32、33煤层含有少量的重烃组分，为1.30～11.53%。
麸肃鹏镟轿騍镣缚縟糶。
实测8号煤层的原煤瓦斯含量为17.5m3/t，地勘报告8号煤层的原煤瓦斯含量为14.47m3/t，可见地勘报告提供的瓦斯含量值偏小，系数为17.5/14.47=1.2，由此类推其他煤层的原煤瓦斯含量。
納畴鳗吶鄖禎銣腻鰲锬。
本井田上煤组各煤层瓦斯含量（ml/g•r、m3/t）见表2-1。
表2-1上煤组各主采煤层瓦斯含量表
煤层编号
标高
瓦斯含量（ml/g•r）
原煤瓦斯含量（m3/t）
类推原煤瓦斯含量（m3/t）
备注
两极值
平均值
1594.96～1120.49
10.23～26.19
18.03
13.52
16.22
类推
1511.77～1265.43
12.20～24.54
17.82
12.83
15.40
1705.28～1086.93
10.12～28.53
17.12
13.25
15.90
1650.83～1064.66
9.15～22.87
16.89
12.97
15.56
1655.35～1046.29
8.23～26.78
18.58
14.47
17.50
实测
1605.74～1010.00
7.14～24.77
17.00
12.52
15.02
2.21801工作面瓦斯涌出量预测
1801采煤工作面瓦斯涌出来源于开采层瓦斯涌出、邻近层瓦斯涌出。
按照AQ1018-2006标准及1801采煤工作面瓦斯涌出来源，回采工作面相对瓦斯涌出量为：
（2-1）
式中：
—回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。
2.2.1开采层相对瓦斯涌出量
本矿首采煤层为8煤，首采工作面1801工作面平均厚度为1.8m，为中厚煤层，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：
風撵鲔貓铁频钙蓟纠庙。
（2-2）
—开采煤层相对瓦斯涌出量，m3/t；
—围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法有关，一般按顶板管理方法取值。
全部陷落法管理顶板时，取1.3；
灭嗳骇諗鋅猎輛觏馊藹。
—工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算；
—分区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。
采用长壁后退式回采时，取值按下式确定：
，其中
为工作面长度，m；
为掘进巷道预排等值宽度，m。
矿井所开采煤种均为无烟煤，取h=13m；
铹鸝饷飾镡閌赀诨癱骝。
—开采层厚度，m；
—工作面采高，m；
—煤的原始瓦斯含量；
—煤的残存瓦斯含量，实测8号煤层的残存瓦斯含量为4.88m3/t。
则开采层相对瓦斯涌出量：
。
2.2.2邻近层相对瓦斯涌出量
（2-3）
——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
——第i个邻近层的煤厚，m；
——工作面采高，m；
——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，见表2-1；
——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，参照8号煤层的实测残存瓦斯含量4.88m3/t；
——第i个邻近层瓦斯排放率。
值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关，
值按AQ1018-2006标准附录D.3中图D.1选取。
攙閿频嵘陣澇諗谴隴泸。
首采煤层为8煤，上邻近层为3、5-2、5-3、6-3、6-4煤，下邻近层为9、14上、16、20、32、33煤。
其中，14上煤与8煤的层间距约为59m，相距较远，故从14上煤开始不计算在内。
邻近层相对瓦斯涌出量具体计算见表2-2。
趕輾雏纨颗锊讨跃满賺。
表2-2邻近层相对瓦斯涌出量计算表
邻近层
煤层编号
mi
M
Woi
（m3/t）
Wci
与开采层垂直间距
ηi
邻近层相对瓦斯涌出量
上邻近层
1.65
4.88
80.78
0.20
2.27
1.16
54.67
0.45
4.73
1.85
47.63
0.50
5.51
2.29
28.26
0.70
7.48
6-4
1.49
19.80
0.85
10.73
下邻近层
0.92
12.04
7.10
合计
37.82
2.2.3工作面瓦斯涌出量
由以上计算可知，1801工作面相对瓦斯涌出量
考虑到瓦斯涌出不均匀系数，按照AQ1018-2006标准附录D.5，取K=1.2，则1801工作面相对瓦斯涌出量预测为：
q采=52.32×
1.2=62.78m3/t。
夹覡闾辁駁档驀迁锬減。
预计工作面最高日产量为2500t/d，则1801工作面绝对瓦斯涌出量为：
由于1801工作面内存在沿工作面走向的落差21m的断层，该断层可能切断6-4煤和9煤，部分瓦斯可能沿断层破碎带涌入1801工作面，故实际的瓦斯涌出量可能比预测的还要大。
视絀镘鸸鲚鐘脑钧欖粝。
2.2.4工作面瓦斯涌出量来源分析
根据分源预测法预测的结果，不考虑瓦斯涌出不均匀系数，1801工作面相对瓦斯涌出量为52.32m3/t，其中本煤层相对瓦斯涌出量为37.82m3/t，占工作面相对瓦斯涌出量的27.7%；
邻近层相对瓦斯涌出量为14.64m3/t，占工作面相对瓦斯涌出量的72.3%。
由此可见，1801工作面相对瓦斯涌出量主要来源于邻近层，其中：
6-4、6-3煤和9煤相对瓦斯涌出量较大，分别占工作面邻近层相对瓦斯涌出量的28.4%、19.8%和18.8%。
偽澀锟攢鴛擋緬铹鈞錠。
31801工作面瓦斯治理
按照“以风定产、先抽后采、监测监控”的瓦斯治理方针，本着“抽放为主、风排为辅”的瓦斯治理原则，采取“密钻孔、大孔径、严封闭、综合抽”实施瓦斯综合治理。
緦徑铫膾龋轿级镗挢廟。
1801工作面采取回采前预抽回采区域煤层瓦斯，回采期间顺层钻孔抽放本煤层瓦斯、巷帮钻场底板穿层钻孔抽放下邻近层瓦斯、运顺抽放巷高位钻孔抽放上邻近层及裂隙带瓦斯和回风顺槽采空区埋管抽放的方法综合治理工作面瓦斯。
騅憑钶銘侥张礫阵轸蔼。
3.1掘进期间预抽煤层瓦斯
3.1.1煤巷条带预抽
1801运输顺槽、回风顺槽掘进期间，采用顶板瓦斯专用抽放巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯进行区域消突，控制1801运输顺槽、回风顺槽巷道15m。
掘进过程中采用巷帮钻场（单帮钻场间距40m，两帮错距10m，钻孔控制60m）施工顺层钻孔辅助抽放，掩护巷道掘进。
疠骐錾农剎貯狱颢幗騮。
3.1.2工作面顺层抽放
两条顺槽掘进期间，往工作面施工顺层钻孔预抽回采区段煤层瓦斯，由于1801回风顺槽下帮因受皮带安装影响，施工平行钻孔和交叉钻孔条件受到限制，所以采用在已施工的右帮钻场施工扇形钻孔，在具备施工平行钻孔的位置施工平行钻孔对工作面联合控制。
1801运输顺槽按间距2m、孔深90m、孔径75mm施工顺层钻孔对工作面予以控制，抽放回采区段煤层瓦斯。
如图3-1所示：
镞锊过润启婭澗骆讕瀘。
图3-1回采区段预抽煤层瓦斯钻孔布置图
3.2回采期间的瓦斯抽放
3.2.1本煤层顺层钻孔抽放瓦斯
在1801回顺施工扇形钻孔+顺层钻孔，1801运顺施工顺层钻孔对回采区段煤层瓦斯进行抽放，两条顺槽累计施工钻孔进尺约40000m。
两条顺槽已安装Ø
250mm高负压抽放管。
榿贰轲誊壟该槛鲻垲赛。
由于采用密集钻孔对1801工作面全区域高负压抽放，抽采半径取2m，因此预计本煤层瓦斯抽放率为40%。
则本煤层顺层钻孔抽放瓦斯量为：
Q顺层=Q*η=14.5×
40%×
2500÷
1440=10.1m3/min。
图3-2为1801工作面已施工顺层钻孔竣工图。
图3-21801工作面已施工顺层钻孔竣工图
3.2.2巷帮钻场底板穿层钻孔抽放下邻近层卸压瓦斯
为防止1801工作面回采时9号煤层煤体内大量的卸压瓦斯涌入1801工作面，在8号煤层开始回采前和回采过程中，在1801运顺左帮钻场、回顺右帮钻场施工穿层钻孔，每个钻场施工一组，每组5个钻孔，钻孔施工至9煤底板0.5m以上，钻孔孔径75-94mm，对工作面控制范围：
1801运输顺槽、回风顺槽各控制85m。
终孔间距：
煤层走向上20m，工作面推进方向根据钻场间距确定。
钻孔孔深48m～127m。
累计施工钻孔进尺约8000～10000m。
安装一路400mm低负压抽放管进行抽放。
邁茑赚陉宾呗擷鹪讼凑。
见附图1和附图2。
此抽放方法作为备用方法，如其他抽放方法仍无法解决1801工作面瓦斯问题，可采用巷帮钻场底板穿层钻孔抽放下邻近层9煤卸压瓦斯。
嵝硖贪塒廩袞悯倉華糲。
3.2.3顶板穿层钻孔抽放上邻近层卸压瓦斯
为防止1801工作面回采时上邻近煤层的大量卸压瓦斯涌入1801工作面，在8煤回采过程中，在1801运顺抽放巷间隔10m施工一组钻孔，每组5个钻孔，钻孔间排距10×
20m，孔径94mm，终孔位置在8煤顶板16～20m裂隙带内。
孔深70～100m，累计施工钻孔进尺约7000m。
采用400mm高负压抽放管进行抽放。
该栎谖碼戆沖巋鳧薩锭。
见附图3。
设计抽放浓度为不低于40%，设计流速为10m/s，设计4组20个钻孔有效抽放，控制范围为4组×
10m=40m。
劇妆诨貰攖苹埘呂仑庙。
则顶板穿层钻孔抽放上邻近层卸压瓦斯量为：
Q回=10×
20×
3.14×
0.0472×
0.4×
60=33.29m3/min。
3.2.4回风顺槽采空区埋管抽放
1801回风顺槽铺设400mm低负压抽放管，30m一个三通、一个阀门，通过三通（竖立状）将管路升至顶板附近，前一组预埋管超过三通位置5m，当工作面采至第一组三通时，即预埋了第二组5m，打开第二组阀门，通过低负压抽放采空区瓦斯。
臠龍讹驄桠业變墊罗蘄。
见附图4。
设计抽放浓度为不低于10%，设计流速为10m/s。
则1801回风顺槽采空区埋管抽放瓦斯量为：
0.22×
0.1×
60=7.54m3/min。
鰻順褛悦漚縫冁屜鸭骞。
3.2.5高位抽放巷封闭埋管抽放
工作面回采过程中在1801回顺抽放巷埋管抽放采空区及冒落带瓦斯。
1801回顺抽放巷口密闭，采用巷道抽放方式，对闭内巷道中的卸压瓦斯进行低负压抽放，已在密闭内预留抽放接口，管径600mm。
穑釓虚绺滟鳗絲懷紓泺。
设计抽放浓度为不低于30%，设计流速为10m/s。
则1801回顺抽放巷埋管抽放瓦斯量为：
0.32×
0.3×
60=50.87m3/min。
3.3瓦斯抽放总量
不考虑巷帮钻场底板穿层钻孔抽放下邻近层卸压瓦斯时，抽放瓦斯总量为：
10.01+33.29+7.54+50.87=101.8m3/min。
1801绝对瓦斯涌出量为109m3/min，根据《煤矿瓦斯抽放基本指标》（AQ1026-2006）中的要求：
瓦斯涌出量主要来自于邻近层的采煤工作面瓦斯抽放率应满足，工作面绝对瓦斯涌出量大于100m3/min，工作面抽放率应大于等于70%。
隶誆荧鉴獫纲鴣攣駘賽。
101.8÷
109×
100%=93.4%，工作面抽抽放率为93.4%大于70%。
需风排的瓦斯量为：
109-101.8=7.2m3/min。
低负压总流量为回风顺槽采空区埋管抽放量+高位抽放巷封闭埋管抽放量：
10×
60+10×
60=75.36+169.56=244.92m3/min。
浹繢腻叢着駕骠構砀湊。
低负压管路直径720mm，低负压真空泵2BEC62-1BG3-270，电机功率355kW型二台（二台同时工作，一台备用），最大流量300m3/min，可满足低负压抽放流量需要。
鈀燭罚櫝箋礱颼畢韫粝。
3.41801工作面需风量
1801工作面配风量应满足井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.75%，应按瓦斯（或二氧化碳）涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。
惬執缉蘿绅颀阳灣熗鍵。
（1）按瓦斯涌出量计算
（3-1）
——采煤工作面需要风量，m3/min；
——经抽放后需风排瓦斯量，m3/min；
——工作面因瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，即该工作面瓦斯绝对涌出量的最大值与平均值之比。
通常，机采工作面可取1.2～1.6，这里取Kc=1.6。
贞廈给鏌綞牵鎮獵鎦龐。
1801工作面所需风量为：
Q=100×
7.2×
1.6/0.8=1440m3/min。
（2）按工作面温度计算
采煤工作面的需要风量计算可按下式计算：
（3-2）
——回采工作面适宜风速，m/s，按表3-1选取，这里Vs取值为1.8m/s；
——回采工作面平均有效断面，m2；
1801工作面平均有效断面积为9.5m2；
——工作面长度系数，按表3-2选取，1801工作面长度为166m，故取Ki=1.2。
则
表3-1采煤工作面空气温度与风速对应表表3-2采煤工作面长度风量系数表
采煤工作面进风流气温（℃）
采煤工作面风速（m/s）
采煤工作面长度（m）
工作面长度风量系数
<
50
0.8
15
0.3～0.5
50～80
0.9
15～18
0.5～0.8
80～120
1.0
18～20
0.8～1.0
120～150
1.1
20～23
1.0～1.5
150～180
1.2
23～26
1.5～1.8
>
180
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