煤矿综采工作面瓦斯治理方案Word文件下载.docx
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简单结构
可采指数
1.00
变异系数（%）
13.21
稳固程度
稳固
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，属较稳固煤层，全区可采。
煤
质
情
水分Mad
（%）
灰分
Ad（%）
挥发分Vdaf（%）
高位发热量Qgr·
d
Mj/kg
碳含量C·
daf
全硫St·
Y
（mm）
工业牌号
19.12
16.03
29.497
2.21
层
顶
底
板
顶底板名称
岩石名称
稳固性评判
岩性特征
顶板
泥质粉砂岩
较稳固
底板
泥岩
工瓦斯地质情形
1、工作面M5煤层依照实测瓦斯含量，工作面瓦斯含量自上而下方向含量逐步增高。
因此M5煤的瓦斯含量大小受煤层埋深阻碍较大。
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阻碍较大。
3、在回采工作面切眼往后0-40米段有小构造、小褶皱邻近煤层挤压破裂，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，依照掘进运输巷、回风巷时的瓦斯涌出情形，运输巷绝对瓦斯涌出量相对较大，在回采过程仍旧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形。
阻碍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
突出情形
依照中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室2021年5月14日对朝阳煤矿«
+1321水平以上M2、M3、M5、M6号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告»
，M5煤层具有突出危险，按突出煤层进行治理。
煤质
无烟煤
地温
地温正常
地压
大地静力场型，无冲击地压。
储量运算
倾斜长〔m〕
煤厚（m）
容重
〔t/m3〕
预备煤量
〔万t〕
回采率〔%〕
可采储量
1.5
23.0
95
运算方法
煤层厚度变化较小，采纳块段法运算。
二、矿井和工作面通风情形
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，2×
110KW对旋风机，对旋风机承担矿井通风任务。
工作面通风状况：
1151综采工作面采纳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→1151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纳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，采纳时分制分布式结构，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、储备数据、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操纵断电。
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，监测监控范畴覆盖所有采掘工作面、要紧硐室、要紧进回风巷等地点，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纳法兰和内插式连接的方式。
第二章工作面瓦斯涌出量估量
1151工作面瓦斯来源要紧有本煤层、邻近煤层〔M5〕、采空区〔含围岩〕的瓦斯。
1151工作面瓦斯涌出量推测方法采取分源推测法。
1151工作面瓦斯涌出量：
依照«
矿井瓦斯涌出量推测方法»
〔AQ1018—2006〕回采工作面瓦斯涌出量推测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为一个推测圆班，其运算公式为：
q采=q1+q2+q3
式中：
q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m³
/t；
q1——开采层相对瓦斯涌出量，m³
q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m³
/t;
q3——采空区〔含围岩〕相对瓦斯涌出量，m³
一、开采层瓦斯涌出量
〔AQ1018—2006〕,中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量，其运算公式为:
K1——围岩瓦斯涌出系数；
K1值选取范畴为1.1～1.3；
全部垮落法治理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；
局部充填法治理顶板K1取1.2；
全部充填法治理顶板K1取1.3；
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来运算,开采M5煤层的平均厚度达1.7m，回采率取95%；
K2=1.05
K3——采区内预备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出阻碍系数，参照AQ1018-2006标准附录D选取，采纳长壁后退式回采时运算公式如下：
K3=（L-2h）/L
L——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=（176-2×
11）/176=0.875
m——开采层厚度，取1.7m；
M——工作面采高，取1.7m；
W0——煤层原始瓦斯含量，10.81m³
/t〔在1151运输巷与回风巷掘进期间通过推测的最大值〔最深处〕〕；
Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m³
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
暴露时刻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
25
6.5
9.0
11.5
50
7.4
10.5
13.0
100
12.4
16.0
150
14.2
18.0
200
11.0
15.4
19.7
250
12.0
16.9
21.5
300
H值亦可采纳下式运算：
低变质煤：
h=0.808T
高变质煤：
h=〔10.81×
0.01183T〕/（1+0.0183T）
依照本矿煤质情形，设计选7m3/t.r,换算成原煤瓦斯含量经运算为3.68m³
/t。
q1=1.3×
1.05×
0.86×
1×
〔10.81-3.68〕=8.37m³
/t
二、邻近层瓦斯涌出量
邻近层瓦斯涌出有M6，依照«
〔AQ1018—2006〕，邻近层瓦斯涌出量运算公式为：
q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m³
mi——第i个邻近层煤层厚度m；
M——工作面采高m；
ηi——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m³
Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量m³
/t，参照开采层选取。
因此邻近层M6煤层瓦斯涌出量为：
QM1——M6煤层相对瓦斯涌出量，m³
M6——M6煤层厚度，取2.27m；
M——M5煤层工作面采高，取1.7m；
η1——M6煤层瓦斯排放率（M5和M6的层间距为20m），按图D.1选取25%；
W06——M6煤层原始瓦斯含量，16.08m³
Wc6——M6煤层残存瓦斯含量选取3.68m³
qM6=〔16.08-3.68〕×
25%=3.1m³
同理qM3=〔11.47-3.68〕×
25%=1.95m³
1－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
依照体会，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%，那么1151工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量为m³
qk=0.15×
〔10.81+3.68〕=2.17〔m³
/t）
四、1151工作面瓦斯推测
依照上述分析，推测1151工作面正常回采时的相对瓦斯涌出量为10.81m³
见表2。
表21151采面瓦斯来源推测表
来源地点
1151工作面涌出量
本层
10.81m³
邻近煤层
3.1、1.95m³
采空区
2.17m³
合计
18.03m³
按正常日产量2000t,最大日产量3000t运算，1151工作面正常回采时的绝对瓦斯涌出量为36.79m³
/min，最大绝对瓦斯涌出量55.19m³
/min。
见表3。
表31151采面回采时的绝对瓦斯涌出量推测表
瓦斯涌出量估量
日产量〔t〕
相对瓦斯涌出量〔m³
/t〕
绝对瓦斯涌出量〔m³
/min〕
2000〔正常〕3000（最大）
18.03
25.04〔正常〕
37.56（最大）
第三章1151综采工作面瓦斯综合治理方案
一、差不多情形：
1151采面走向长540m，倾向长176m，开采面积:
95040m2〔留有20m爱护煤柱除外〕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10.81m³
/t，从表3能够看出，M5煤层和邻近层瓦斯含量都比较大，因此必须加大瓦斯治理力度，从全然解决1151采面瓦斯问题。
二、瓦斯综合治理方案：
〔一〕通风
1151采面采纳〝U〞型上行通风方式，工作面配风依照«
煤矿安全规程»
第一百零一条规定，井巷中的承诺风流速度进行配风，采煤工作面、掘进巷道中的煤巷和半煤岩承诺风速为0.25-4m/s，因此该工作面取承诺风速最大值4m/s进行运算，巷道断面为10㎡，即最小、最大配风量为：
0.25×
10×
60=150m³
/min、4×
60=2400m³
因此配重量在150m³
/min到2400m³
/min之间。
〔二〕防突
1、区域综合防突措施
1〕区域推测
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75mm，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，依照现场施工情形进行调整。
附1151综采工作面顺层抽放钻孔设计图1。
依照煤矿瓦斯抽采差不多指标要求：
工作面瓦斯涌出量在30≤Q＜60m³
/min，抽采率应大于50%。
Q顺层=Q×
η=60×
50%=30m³
/min
图1：
1151综采工作面本层抽放钻孔设计示意图
3〕区域措施成效检验
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、预抽时刻较短的位置，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抽钻孔保持等距离，且躲开采掘巷道的排放范畴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：
区域成效检验孔布置示意图
采纳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型瓦斯含量直截了当测定装置测定〔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成效检验指标〕。
依照煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域措施成效检验的临界值见表4：
表4区域措施成效检验临界值
瓦斯含量W〔m³
区域类别
备注
W＜6
无突出危险区
执行防突规定和地点政府规定要求。
除以上情形外的其它情形
突出危险区
4〕区域验证
采纳工作面推测的方法对无突出危险区进行区域验证，还应当按照以下要求进行：
〔1〕在工作面进入该区域时，赶忙连续进行至少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，同时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。
但假设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推测超前距。
只要有一次区域验证为突出危险或超前钻孔等发觉突出预兆，那么该区域以后的回采作业均应当执行局部综合防突措施。
2、局部综合防突措施
1〕工作面推测
采面推测钻屑指标法和吨煤瓦斯含量测定推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米布置推测孔〕布置一个推测钻孔，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。
采煤工作面推测钻孔布置示意图见图3。
图3工作面推测钻孔布置示意图
〔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推测钻孔布置示意图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依照试验考察确定，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6m³
/t确定工作面的突出危险性。
表5工作面推测指标临界值
钻屑瓦斯解吸指标K1
〔ml/g·
min1/2〕
钻屑量S〔kg/m〕
0.4
6
〔2〕采面处于以下情形之一时判定为有突出危险工作面：
①处于煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶皱、火成岩浸入等；
②煤层赋存条件急剧变化；
③采掘应力叠加区域；
④工作面显现喷孔、顶钻等动力现象；
⑤工作面显现明显的突出预兆。
2〕工作面防突措施
当采煤工作面防突考察超标后，对超标推测孔的两侧15m范畴内赶忙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〔此为一个推测孔超标施工的数量，假设有几个推测孔超标，工作面排放孔施工个数以此类推〕。
3〕工作面措施成效检验
〔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形、突出预兆等（包括喷孔、卡钻等），作为措施成效检验报告的内容之一，用于综合分析、判定；
〔2〕对采煤工作面防突措施成效的检验参照工作面突出危险性推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。
假如采煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发觉其它专门情形，那么措施有效；
否那么，判定为措施无效。
当检验结果措施有效时，假设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，那么可在留足防突措施超前距3m，在地质构造破坏严峻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，那么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
①在采面运输巷距工作面25～40m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综采工作面压风自救系统图〕
②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职员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。
③采煤工作面范畴内的压风自救装置由施工队进行日常爱护，每天进行检查，保证能正常使用，并随着采面的回采及时移动和回收，不使用的必须向通防部汇报后及时回收，发觉损坏时必须及时修复；
由施工队进行统一治理和使用。
〔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，发觉不正常现象要及时修理或报废。
作业时必须随身携带，幸免跌落碰撞，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，保证通讯畅通。
〔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依照岩石的性质确定，但不得小于0.2m；
墙垛厚度不得小于0.8m。
门框和门扇可采纳坚实的木质结构，门框厚度不得小于200mm，门扇厚度不得小50mm，并用不小于40×
40×
4mm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
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，使灾难缺失减至最小。
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，隔爆设施要紧用于缩小煤尘和瓦斯爆炸阻碍范畴，减少爆炸缺失。
要紧在煤层掘进巷道、采煤工作面巷道设置隔爆水棚。
生产期间，必须加强治理，经常检查和更换破旧的水棚，补给水量，保证其有效性。
采纳设置隔爆水棚的措施。
矿井其它采面、掘进工作面、要紧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。
依照回采巷道性质，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＝600×
400×
250mm。
辅助隔爆棚应在以下巷道设置
1151采煤工作面的运输巷、回风巷。
②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。
③水棚的运算与选型
1151运输巷、回风巷的净断面积为10㎡。
依照水棚设置规范，辅助水棚按200L/m2运算。
1151运输巷、回风巷总水量：
G＝g.s＝200×
10＝2000〔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，那么Gn=120L。
④水棚架数
1151运输巷、回风巷：
N＝G/Gn＝2000/120＝16.7=17（架）
⑤水棚区长度
L＝〔n-1〕×
C+n×
W＝〔17-1〕×
1.5+17×
0.4＝30.8（m）
L――要紧水棚区长度;
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。
棚间距一样为1.2～3m,本次选取1.5m。
⑥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、装载点的距离：
水槽棚与工作面、装载点的距离为60～200m，水袋棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60～160m，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、调剂风门距离＞25m；
d.水槽排间距为1.2～3.0m，要紧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10～12m2，至少为50％；
巷道净断面积大于12㎡，至少为65％；
表6 要紧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60～200m
1
17
30.8
2000
10
1151回风巷距工作面60～200m
f.水槽、水袋在井下巷道的安装方式采纳吊挂式，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，在水棚邻近管路上安装闸阀、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
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