综采工作面瓦斯治理方案Word文件下载.docx

1、 ）1522简单结构可采指数1.00变异系数（%） 13.21稳定程度稳定1、 位于龙潭组上部，上距M3-1煤层约30m，为黑色，块状、粒状，亮煤。2、煤层厚度为1.18-1.95m，结构简单，顶板为泥质粉砂岩，底板为泥岩，厚度变化不大，属较稳定煤层，全区可采。煤质情水分Mad（%）灰分Ad（%）挥发分Vdaf（%）高位发热量QgrdMj/kg碳含量Cdaf全硫StY（mm）工 业 牌 号19.1216.0329.4972.21层顶底板顶底板名称岩石名称稳定性评价岩 性 特 征顶板泥质粉砂岩较稳定底板泥岩工瓦斯地质情况 1、工作面M5煤层根据实测瓦斯含量，工作面瓦斯含量自上而下方向含量逐渐增高

2、。因此M5煤的瓦斯含量大小受煤层埋深影响较大。2、回采过程中绝对瓦斯涌出量的大小受煤层的破坏性程度影响较大。3、在回采工作面切眼往后0-40米段有小构造、小褶皱附近煤层挤压破碎，回采过程中遇该构造带时，应加强局部防突措施。4、该工作面为M5首工作面，根据掘进运输巷、回风巷时的瓦斯涌出情况，运输巷绝对瓦斯涌出量相对较大，在回采过程仍然应加强瓦斯治理工作。5、工作面内煤层的无软分层发育的情况。影响回采的其它地质因素煤 尘实测煤尘有爆炸危险自燃倾向实测煤层为三类不易自然煤层突出情况根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2012年5月14日对朝阳煤矿+1321水平以上M2、M3、M5、M6号煤

3、层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告，M5煤层具有突出危险，按突出煤层进行管理。煤 质无烟煤地 温地温正常地 压大地静力场型，无冲击地压。储量计算倾斜长（m）煤厚（m）容重（t/m3）准备煤量（万t）回采率（%）可采储量1.523.095计算方法煤层厚度变化较小，采用块段法计算。二、矿井和工作面通风情况矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式。在风井安设两台主扇，其型号为：FBCDZNO17型，2110KW对旋风机，对旋风机承担矿井通风任务。工作面通风状况：1151综采工作面采用U型通风，工作面进风通风线路：主斜井（副斜井）1280运输石门1151运输巷1151工作面。回风线路为：1151工作面11

4、51回风巷1151回风巷回风绕道总回风斜井地面。三、矿井安全监测监控系统矿井安全监测监控系统采用煤炭科学研究总院重庆分院的KJ90NB型矿用综合安全监测监控系统，该系统有煤安MA标志，采用时分制分布式结构，由地面中心站、服务器、井上下分站、电源箱、各种智能传感器、断电器、传输电缆和系统软件组成，具有甲烷超限断电和风电、瓦斯闭锁功能；具备屏幕显示监测、存储数据、打印报表功能；系统主机或电缆发生故障时，系统中使用的分站能保证甲烷断电仪和风电闭锁的功能；能实现多屏显示和超限断电与远程控制断电。井上、下装有甲烷、温度、风速、设备开停、负压、风门开关等传感器，监测监控范围覆盖所有采掘工作面、主要硐室、主

5、要进回风巷等地点，采掘工作面等区域实现了风电闭锁和瓦斯电闭锁。四、瓦斯抽放系统矿井在采区地面建有永久瓦斯抽采站，每个采区有封闭式和开放式抽采系统各一套，共有2BEC-52型高负压抽采泵2台（一台运行、一台备用），配套电机功率为280kW,最大排气量235m3/min；2BEC-52型低负压抽采泵2台（一台运行、一台备用），配套电机功率为280kW,最大排气量235m3/min。两套抽采系统主管均为DN500mm的煤矿用PVC管，干管均为直径315mm的双抗聚乙烯管。管径、管材符合安全设施设计要求。高、低负压瓦斯管路均采用法兰和内插式连接的方式。第二章 工作面瓦斯涌出量预计1151工作面瓦斯来源

6、主要有本煤层、邻近煤层（M5）、采空区（含围岩）的瓦斯。1151工作面瓦斯涌出量预测方法采取分源预测法。1151工作面瓦斯涌出量：根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为一个预测圆班，其计算公式为：q采=q1+q2+q3式中：q采 回采工作面相对瓦斯涌出量，m/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，mq2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t;q3采空区（含围岩）相对瓦斯涌出量，m一、开采层瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）,中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量，其计算公式为: K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1

7、.11.3；全部垮落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算,开采M5煤层的平均厚度达1.7m，回采率取95%；K2=1.05K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，参照AQ1018-2006标准附录D选取，采用长壁后退式回采时计算公式如下：K3=（L-2h）/LL工作面长度：176m；h掘进巷道预排等值宽度m,按表D-1取值11.0；b巷道宽度：4m。K3=（L-2h）/L=（176-211）/176=0.875m开采层厚度，取1.7m；M工作面采高，取1.7m；

8、W0煤层原始瓦斯含量，10.81m/t（在1151运输巷与回风巷掘进期间经过预测的最大值（最深处）；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m参照AQ1018-2006标准附录C选取。表D-1. 巷道预排瓦斯带宽度值巷道煤壁暴露时间T/d不同煤种巷道预排瓦斯带宽度h/m瘦煤或焦煤肥煤、气煤及长焰煤256.59.011.5507.410.513.010012.416.015014.218.020011.015.419.725012.016.921.5300H值亦可采用下式计算：低变质煤：h=0.808T高变质煤：h=（10.810.01183T）/（1+0.0183T）根据本矿煤质情况，设计选7m3/t

9、.r,换算成原煤瓦斯含量经计算为3.68m/t。q1=1.31.050.861（10.81-3.68）=8.37m/t二、邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出有M6，根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006），邻近层瓦斯涌出量计算公式为： q2邻近层相对瓦斯涌出量，m mi第i个邻近层煤层厚度 m；M工作面采高 m； i第i个邻近层瓦斯排放率，%，本矿采高小于4.5m参照AQ1018标准附录D.1选取；W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量mWci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量m/t，参照开采层选取。因此邻近层M6煤层瓦斯涌出量为：QM1M6煤层相对瓦斯涌出量，mM6M6煤层厚度，取2.27m；M

10、M5煤层工作面采高，取1.7m； 1M6煤层瓦斯排放率（M5和M6的层间距为20m），按图D.1选取25%；W06M6煤层原始瓦斯含量，16.08mWc6M6煤层残存瓦斯含量选取3.68m qM6=（16.08-3.68）25%=3.1m同理 qM3=（11.47-3.68）25%=1.95m1上邻近层；2缓倾斜煤层下邻近层；3倾斜煤层下邻近层。邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线三、采空区（含围岩）瓦斯涌出量根据经验，工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量占开采层、围岩与临近层总和的10-20%，取15%，则1151工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量为mqk=0.15（10.81+3.68）=

11、2.17（m/t）四、1151工作面瓦斯预测根据上述分析，预测1151工作面正常回采时的相对瓦斯涌出量为10.81m见表2。表2 1151采面瓦斯来源预测表来源地点1151工作面涌出量 本层 10.81m 邻近煤层 3.1 、 1.95m 采空区 2.17m 合计 18.03m 按正常日产量2000t,最大日产量3000t计算，1151工作面正常回采时的绝对瓦斯涌出量为36.79m/min，最大绝对瓦斯涌出量55.19m/min。见表3。表3 1151采面回采时的绝对瓦斯涌出量预测表瓦斯涌出量预计日产量（t）相对瓦斯涌出量（m绝对瓦斯涌出量（m/min）2000（正常）3000（最大）18.0

12、325.04（正常）37.56（最大）第三章 1151综采工作面瓦斯综合治理方案一、基本情况：1151采面走向长540m，倾向长176m， 开采面积:95040 m2（留有20m保护煤柱除外）煤层厚度:1.7m, 煤的容重1.5t/m3,煤炭储量24.2万t、回采率95%、可采煤量23万t,M5煤层瓦斯含量10.81m/t，从表3可以看出，M5煤层和邻近层瓦斯含量都比较大，所以必须加大瓦斯治理力度，从根本解决1151采面瓦斯问题。二、瓦斯综合治理方案：（一） 通风1151采面采用“U”型上行通风方式，工作面配风根据煤矿安全规程第一百零一条规定，井巷中的允许风流速度进行配风，采煤工作面、掘进巷道

13、中的煤巷和半煤岩允许风速为0.25-4m/s，因此该工作面取允许风速最大值4 m/s进行计算，巷道断面为10，即最小、最大配风量为：0.251060=150m/min、460=2400m所以配分量在150m/min到2400m/min之间。（二）防突1、区域综合防突措施1）区域预测综上可知，1151综采工作面回采区域具有突出危险性，需采取区域防突措施进行消突。2）区域防突措施1151综采工作面采取本煤层顺层钻孔抽放瓦斯的区域防突措施，在1151运输巷和回风巷向煤层倾向施工抽放钻孔。设计1151本层钻孔间距3m,1151运输巷从里程516米处开始遇到构造，缩短了开孔间距，间距为2米。孔径为75m

14、m，封孔长度10m，钻孔长度在1151运输为100m，1151回风巷为80m。钻孔倾角与煤层倾角一致，根据现场施工情况进行调整。附1151综采工作面顺层抽放钻孔设计图1。根据煤矿瓦斯抽采基本指标要求：工作面瓦斯涌出量在30Q60 m/min，抽采率应大于50%。Q顺层=Q=6050%=30m/min 图1：1151综采工作面本层抽放钻孔设计示意图3）区域措施效果检验对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应在回采工作面推进方向每间隔50m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。应布置于所在部位钻孔密度小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预

15、抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。附检验测试点布置示意图2图2：区域效果检验孔布置示意图采用ZDY-1250钻机施工80m钻孔，用取芯钻杆取样，用重庆煤科院研究院研制的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定（结合本矿实际，请水矿集团老鹰山煤矿技术员到现场进行测定，利用残余瓦斯含量指标作为区域效果检验指标）。 根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域措施效果检验的临界值见表4：表4 区域措施效果检验临界值瓦斯含量W（m区域类别备注W6无突出危险区执行防突规定和地方政府规定要求。除以上情况外的其它情况突出危险区4）区域验证采用工作面预测的方法

16、对无突出危险区进行区域验证，还应当按照下列要求进行：（1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少2次区域验证；（2）在构造破坏带连续进行区域验证（采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时，必须加强防突考察构造，增加防突考察孔）；（3）工作面生产过程中严格执行循环批采制度。（4）采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时，必须加强防突考察，增加防突考察孔，并且考察孔布置在软分层中。当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行回采作业。但若为工作面在该区域进行的首次区域验证时，回采前还应保留足够的突出预测超前距。只要有一次区域验证为突出危险或超前钻孔等发现突出预兆，则该区域以后的回采作业均应

17、当执行局部综合防突措施。2、局部综合防突措施1）工作面预测采面预测钻屑指标法和吨煤瓦斯含量测定预测采煤工作面突出危险性。（1）沿采煤工作面每隔10m（采面距运、回二巷可隔15米布置预测孔）布置一个预测钻孔，钻孔直径42mm、孔深10m，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，并平行于回采方向。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1值。采煤工作面预测钻孔布置示意图见图3。图3 工作面预测钻孔布置示意图（2）沿采煤工作面每隔30m布置一个吨煤瓦斯含量测定孔，钻孔直径75mm，孔深20m，测定吨煤瓦斯含量。钻孔应尽量布置在煤层软分层中，并平

18、行于回采工作面回采方向。钻孔布置详见吨煤瓦斯含量工作面预测钻孔布置示意图4：图4：吨煤瓦斯含量测定孔布置示意图判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在未试验考察确定前可暂按表5的临界值及吨煤瓦斯含量小于6m/t确定工作面的突出危险性。表5 工作面预测指标临界值钻屑瓦斯解吸指标K1（ml/gmin1/2）钻屑量 S（kg/m）0.46（2）采面处于下列情况之一时判定为有突出危险工作面：处于煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶皱、火成岩浸入等；煤层赋存条件急剧变化；采掘应力叠加区域；工作面出现喷孔、顶钻等动力现象；工作面出现明显的突出预兆。2）工作面防突措施当采煤工作面防突考察超

19、标后，对超标预测孔的两侧15m范围内立即采取施工排放孔的局部防突措施。三花眼布孔，孔间距为2m，孔深为10m，工作面一次共施工30个（此为一个预测孔超标施工的数量，若有几个预测孔超标，工作面排放孔施工个数以此类推）。3）工作面措施效果检验（1）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断；（2）对采煤工作面防突措施效果的检验参照工作面突出危险性预测的方法和指标临界值实施。应当沿采煤工作面每隔10m布置一个检验钻孔，深度应当小于或等于防突措施钻孔。如果采煤工作面检验指标均小

20、于指标临界值，且未发现其它异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向回采方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距3m，在地质构造破坏严重地段防突措施超前距5m，并采取安全防护措施的条件下回采。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。4）安全防护措施（1）压风自救装置安设在采面运输巷距工作面2540m处安装一组压风自救装置，之后每隔200m安装一组，每组压风自救装置为8个呼吸袋，由通风队安装。（详见1151综采工作面压

21、风自救系统图）在采面回风巷道内绞车处、固定排水点、运输巷皮带机头等有固定人员工作的地点各安装一组压风自救装置，每组自救装置为8个呼吸袋，由通风队安装。采煤工作面范围内的压风自救装置由施工队进行日常维护，每天进行检查，保证能正常使用，并随着采面的回采及时挪移和回收，不使用的必须向通防部汇报后及时回收，发现损坏时必须及时修复；由施工队进行统一管理和使用。（2）自救器的佩戴下井人员每天携带时必须检查自救器的完好性，发现不正常现象要及时修理或报废。作业时必须随身携带，避免跌落碰撞，不得当坐垫使用，防止外壳变形无法正常使用。（3）避难硐室的使用井下的避难硐室必须保证内部设施齐全并能够正常使用。（4）通讯

22、联络在采面回采前，在采面回风巷（风门外）、运输巷皮带机头，转载机头、液压泵站安装直通调度室的电话，保证通讯畅通。（电话安装详见1151综采工作面通讯系统图）（5）反向风门1151综采工作面按规定要求，在1151回风斜巷与112材料石门联络巷安装两组防突风门。防突风门利用现目前使用的防突风门进行加固使用，墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门扇可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于200mm，门扇厚度不得小50mm，并用不小于40404mm角铁垂直木板压夹不得低于三道（不含两道风门耳朵门带）。（6）综合防尘

23、在1151综采工作面按要求安设防尘管路，回风巷切眼10m-15m必须安装一组全断面喷雾，每隔100m安装一个三通阀门，在运输巷、回风巷每隔200m安装一组全断面防尘喷雾，在架间安装架间喷雾，在割煤、移架时开启，采煤机安装内外喷雾装置，在转载点安装转载点喷雾。具体详见1151综采工作面综合防尘系统图。（7）隔爆设施隔爆措施是防止爆炸事故扩大为全矿性灾难的采取的措施，使灾害损失减至最小。矿井煤尘有爆炸危险性，故隔爆措施要考虑发生瓦斯爆炸和煤尘爆炸危险，隔爆设施主要用于缩小煤尘和瓦斯爆炸影响范围，减少爆炸损失。主要在煤层掘进巷道、采煤工作面巷道设置隔爆水棚。生产期间，必须加强管理，经常检查和更换破损

24、的水棚，补给水量，保证其有效性。采用设置隔爆水棚的措施。矿井其它采面、掘进工作面、主要大巷均安装有相应的辅助隔爆设施。1151回采工作面回采期间，为保证安全，在1151运输巷、回风巷安装辅助隔爆水棚。根据回采巷道性质，在1151运输巷、回风巷安装辅助隔爆水棚，隔爆水棚选用40L的塑料水袋，型号：GD40 ；尺寸：长宽高600400250mm。 辅助隔爆棚应在下列巷道设置1151采煤工作面的运输巷、回风巷。隔爆水棚的形式及布置设置被动式隔爆水棚，集中布置在巷道内。水棚的计算与选型1151运输巷、回风巷的净断面积为10。根据水棚设置规范，辅助水棚按200L/m2计算。1151运输巷、回风巷总水量：

25、Gg.s200102000（L）式中:G总水量，L；g每平方米巷道所需水量，L/m2 B、单架水棚水量设计选用水袋型号为GD40，每个容积40L，每架3个水袋，则Gn=120L。水棚架数1151运输巷、回风巷：NG/Gn2000/12016.7=17（架）水棚区长度L（n-1）C + nW（17-1）1.5 +170.430.8（m）L主要水棚区长度; n水棚架数 C水棚间距,m,取1.5m, W水棚宽度,m。满足辅助水棚区长度不小于20m的要求。棚间距一般为1.23m,本次选取1.5m。对隔爆水棚架设的要求a.水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致；b.与采掘工作面、装

26、载点的距离：水槽棚与工作面、装载点的距离为60200m，水袋棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60160m，但不大于200m；c.与巷道交叉口、转弯、变坡处之间的距离不得小于50m，与风门、调节风门距离25m；d.水槽排间距为1.23.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助棚的棚区长度不小于20m；e.水槽排（列）中的水槽，占据巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例为：巷道净断面积小于10，至少为35；巷道净断面积1012m2，至少为50；巷道净断面积大于12，至少为65；表6主要隔爆水袋棚及辅助隔爆水袋棚设置汇总表水槽形式安设地点组数每组数量（架）长度容量（L）巷道断面（m2）辅助爆水槽棚1151运输巷距工作面60200m11730.82000101151回风巷距工作面60200mf.水槽、水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置；水棚给水系统及检查a.矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。隔爆水棚设置地点及给水系，损坏的水袋必须及时更换。统详见1151工作面综合防尘系统图。b.必须随时检查水槽是否漏水，保持水槽内蓄水量满足设计要求。c.每旬定期对水槽棚设施进行检查，发现损坏、松动等现