浅谈梅河二井7101区掘进及回采.doc

浅谈梅河二井7101区掘进及回采瓦斯升级管理技术措施方案1 矿井概况1.1 位置与交通梅河煤矿二井座落在吉林省梅河口市红梅镇境内，位于梅河口市215方位约15.0km处，是梅河煤田的一部分，梅河煤矿本部设于红梅镇，二井的地理坐标为：东经：1253218.31253504.5北纬：422253.8422424.4二井距梅河煤矿本部3.5km，北部矿区铁路专用线与沈吉线黑山头车站相连，距梅河口车站15.0km，距辽源车站80.0km。该矿的主要交通干线公路有两条：一条是沿沈吉铁路的沈梅公路，另一条是纵贯井田北部的矿区公路，交通极为方便。矿井交通位置详见图1-1。1.2 地形、地貌、河流及气象1.2.1 地形、地貌井田地处大柳河南岸的二级阶地，地表为丘陵地貌，标高在+345+370m。井田北侧系大柳河冲积平原，为一级阶地，标高+300+350m。大柳河平行井田距矿区2.5Km，两侧老盘属丘陵地形，标高在+400+450m，坡度3035。1.2.2 河流矿区为大柳河水系，大柳河由井田西南的大杨树河、小杨树河、白银河及横道河汇集而成，流向由西向东，流经海龙、朝阳镇与伊通河合并为辉发河，最后流入松花江。大柳河宽100150m，因受大气降水及潜水补给，枯水期流量小，雨季流量大。1.2.3 水文地质特征井田煤系地层不含水，而上覆第四纪含水砂砾层丰富，砂砾层厚度10.00图1-1 矿井交通位置图18.65m，水柱高度4.2310.00m，与煤系地层呈不整合接触，对井田浅部开采有影响，需考虑留设保护煤柱或采取疏干措施方可开采。根据目前生产矿井涌水量统计结果，该矿井涌水量最大为360m3/h，最小为44.3 m3/h，一般为311.3 m3/h。1.2.4 气象井田位于大陆性寒冷半干燥地区，最高气温34.9，最低气温-38.4。降雨集中在六八月，最大降雨量为113mm/d。十月下旬开始结冻，次年四月解冻。雪压3060mg/m2，冻结深度1.6m左右。季节风明显，冬季多西北风，春季多西南风。最大风力为9级，一般在34级，最大风速为2830m/s。该矿井所处地区极少发生地震，据记载没有发生过3级以上地震，1975年海城、1976年唐山地震曾波及该地区，但震感不强，对井田及建筑物无影响。1.3 井田范围及煤炭储量本井全称为辽源矿业（集团）有限责任公司梅河煤矿二井，为国有企业，采矿登记发证机关为吉林省国土资源厅，采矿登记许可证编号为2200000140802，采矿权人为辽源矿业（集团）有限责任公司，有效期为2001年7月至2011年7月。井田面积为2.7368km2，井田呈北东南西向展布，走向长4.27km，宽1.17km。准采矿区范围由32个拐点组成，各拐点坐标如下表1-1。准采标高由+330m至-140m标高。表1-1 矿区范围拐点坐标点号X坐标Y坐标点号X坐标Y坐标14696403.0042463858.00174695218.0042463838.0024696454.0042463860.00184694658.0042462986.0034696452.0042464200.00194694430.0042462709.0044696477.0042464218.00204694211.0042462230.0054696551.0042464148.00214694600.0042461988.0064696560.0042464160.00224694885.0042462338.0074696485.0042464229.00234694996.0042462678.0084696788,0042464551.00244694961.0042462708.0094696926.0042464627.00254695144.0042463034.00104696870.0042464645.00264695135.0042463041.00114696992.0042464848.00274695336.0042463368.00124696918.0042464955.00284695414.0042463288.00134697098.0042465378.00294695647.0042463520.00144696574.0042465800.00304695968.0042463678.00154696045.0042465018.00314696206.0042463925.00164695697.0042464558.00324696404.0042463980.00该矿井现有地质储量：962.0万t，可采储量：770.0万t。1.4 矿区地质梅河煤田位于中朝准地台、辽东台隆、铁岭靖宇台拱、龙岗块段之上叠盆地柳河断凹的西南端。煤盆地的形态受华夏式构造体系控制，早第三纪含煤沉积于该带的断裂部位，呈N45E向展布的聚煤盆地，其沉积方向与构造运动的方向一致。二井井田为一倾向S45E，倾角2045的单斜构造，煤层与地层产状一致。成煤盆地为一向斜构造，但由后期断裂切割，在各个井田或区段内形成不完整向斜或单斜构造，仅在三井的西部保存比较完整；成煤盆地的富煤中心在向斜的轴部（一井、二井），由于基底不均衡沉降的影响，在东西两侧形成沉积厚度大，煤层厚的特点。1.4.1 地层本区地层从老到新由前震旦系的变质岩、白垩系的赤色岩层、第三系含煤地层及第四系等组成。其中前震旦系在煤田两侧有部分出露，其余全被第四纪地层所覆盖。1.4.2 构造 褶皱根据补勘资料的证实，在井田东南侧（6A线7A线之间）的煤层产生局部倒转，为一向斜构造，延展度为760m，轴线方向为N3540E。 断层井田范围内断距大于30m的大型断层共有7条，断距在530m之间的中型断层14条、以北东向断裂为主，其性质以正断层居多数，详见表1-2。表1-2 井田断层要素表编号性 质倾 向（）走 向（）倾 角（）断 距（m）确定依据控制程度F3逆34025075500推 测较可靠f4正320230205实 见可 靠f5逆3302404010实 见可 靠f9正160706530推 测较可靠f13正310220306实 见可 靠f14正15060805实 见可 靠f15逆310220405实 见可 靠f17正1354560100推 测较可靠f18正101004015实 见可 靠f19正10100405实 见可 靠f20正1402306015实 见可 靠f30正1502404535实 见可 靠f35逆70160206实 见可 靠f37正1951058020实 见可 靠f39正140230405实 见可 靠f40正150607045实 见可 靠f42正340250605实 见可 靠f44正320230456实 见可 靠f52正150606040实 见可 靠f53正1506060100推 测较可靠f80正3302405020实 见可 靠上述断层中F3号断层使向斜东南翼断失，为井田东南部边界断层，f9、f17、f30、f40、f52、f53号断层断距大于30m，对煤层破坏较大、对矿山开采有一定影响，而其它14条断距小于30m的断层对煤层破坏较小，对矿山开采影响不大。1.5 煤层准采范围内可采煤层共5层，除12#煤层煤全区可采外，其余的3#、4#、6#及13#煤层均为局部可采煤层。上含煤段分布于18勘线至19勘探线之间，走向控制长度1000 m，倾向控制延深230460 m，一般350m。3#煤层厚度一般为0.461.34m，结构较简单，煤层较稳定，发育于井田东部，其顶底板均为粉砂岩。4#煤层厚度一般为0.901.20m，结构较复杂，但煤层较稳定，顶底板均为粉砂岩及泥岩，与3#煤层间距约1020m。6#煤层厚度一般为1.01.6m，单一煤层较稳定，顶板为泥岩及粉砂岩，底板为泥岩。上含煤段3#、4#、6#煤层开采权属于中腰井。下含煤段12#煤层在井田范围内普遍发育，与13#煤层间距1020m，走向控制长度4276 m，倾向控制延深6091108 m。煤层厚度120m，一般厚度815m，煤层结构复杂，由东向西夹层逐渐增多，厚层夹石岩性由泥岩渐变为砂岩、砾岩，井田东部煤层较稳定，向西分叉变薄。煤层顶板为褐色泥岩，层厚且稳定，是煤层对比的主要标志层；底板一般为泥岩、粉砂岩，仅在西部偶见砂岩及砾岩。13#煤层主要发育在井田东部，西部逐渐变薄尖灭，走向控制长度3083 m，倾向控制延深643 m，一般324 m。煤层厚度0.73.5m，一般1.02.0m，煤层结构复杂，煤厚较稳定，局部可采，顶、底板均为泥岩。从总体上来看，煤层厚度有一定的变化规律，各煤层均有以下特点：在横向上，煤层东厚西薄，在纵向上，愈向深部煤层愈厚，主采煤层的煤厚分布规律尤为明显。现将井田含煤特征列于表1-3。表1-3 可采煤层含煤特征一览表层别 层厚(m）小大平均结构夹矸层数岩性层间距(m)可采范围顶板底板稳定程度面积(km2)占井田面积()30.80-1.921.40较简单12粉砂岩、泥岩102015203027820160.248.5粉砂岩粉砂岩较稳定40.80-1.381.00较复杂2粉砂岩0.207.1粉砂岩粉砂岩较稳定60.80-2.001.40简单无0.371.32泥岩、粉砂岩泥岩较稳定120.70-21.9111.00复杂5层以上泥岩2.81100泥岩泥岩粉砂岩较稳定130.70-2.941.90复杂14泥岩0.732.59泥岩泥岩较稳定1.6 煤质本井田内可采煤层的煤岩类型为半暗型至光亮型，颜色为黑色，条痕呈褐色，比重为1.291.31t/m3，硬度较大，呈玻璃光泽。无内生裂隙或裂隙不发育，贝壳状或平坦状断口。本井田内12#、13#煤层中煤产率低于10%，属易选型。煤质指标的变化规律如下：灰分（Ag）：横向上灰分含量变化趋势是自东向西逐渐升高。12#煤层灰分含量值为730%，在38号勘探线以西灰分值均高于20%，在3814号勘探线之间灰分值一般为1517%，在井田最东部靠近19号勘探线附近灰分值则已低于10%；13#煤层灰分含量较大，一般为2540%，最高达48%，煤质明显劣于12#煤层。原煤全硫含量(Sq)：在0.50.8%之间，属特低硫煤。胶质层（Y）：胶质层厚度为零，无粘结性。透光率（PM）：64%。原煤挥发分（Vr）：12#煤层基本稳定在4547%之间，13#煤层挥发分变化在4750%之间。从垂向上来看，随煤层赋存深度变化，煤质有一定的变化，其中变化最明显的是灰分含量，埋深增大，则灰分含量随之降低，挥发分在垂向上无明显变化。其它可采煤层均属局部可采煤层，研究程度较低。综上所述，根据中国煤炭分类方案，确定井田范围内可采煤层的煤种为烟煤，牌号为低变质程度的长焰煤；本井田所生产的煤具有低硫，低至中等灰分，高热值等特点，是理想的动力用煤和民用用煤，如果能进行洗选，还可供造气及作为炼焦配煤使用。表1-4 可采煤层主要煤质指标一览表 指标层别Wa（%）Ag（%）Vr（%）Sq（%）Qa127.4115.4311.74(40)6.3842.3018.64(40)43.8053.3946.66(40)0.350.950.52(15)15.5825.6220.26(12)137.1512.8511.36(17)21.8348.1436.76(7)41.9952.4748.81(7)15.8818.0616.38(3)1.7 矿井生产情况1.7.1 设计生产能力与服务年限梅河煤矿二井始建于1970年10月，1974年投产。矿井设计能力45万t/a，经过技术改造，现核定生产能力为120t/a。预计服务年限可达5年。1.7.2 矿井开拓及开采 开拓方式梅河煤矿二井采用片盘斜井和立井综合开拓方式，分别布置三条斜井和一条竖井，由地表的+356m标高0m标高；下段0m水平设暗斜井，由0m-120m标高。 上段三条斜井分别为主井、副井、皮带斜井。 采煤方法、回采工艺及掘进方式该矿井现开采12#煤层，有两个综采工作面，四个掘进工作面。两个采煤工作面在0m-65m水平，采用走向长壁后退式采煤方法。采煤工作面使用MG150采煤机落煤，落煤方式为机组割煤低位放顶煤。工作面上下顺槽为U型棚支护和金属网锚网支护。巷道净端面7.2m2。回采工艺：机组割煤移溜子移支架低位放顶煤装煤运煤。本井掘进采用放炮落煤，掘进工艺：机械打眼人工装药放炮临时帮顶人工或机械装煤岩矿车运输人工架设支护。1.8 矿井通风及瓦斯情况该矿井为高瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量12.42m3/t，绝对瓦斯涌出量22.86m3/min；二氧化碳相对涌出量4.16m3/t，绝对涌出量8.66m3/min。12#煤层的自然发火期为13个月。煤尘爆炸指数为66.8%。地面安装主要通风机二台，型号为BDK-8-26型，风量375012600m3/min，负压能力范围298310mmH2O。矿井实际总入风量6183 m3/min，总回风量6303m3/min，等积孔2.4m2。其中主井入风量为2532 m3/min，副井入风量为2238 m3/min，皮带斜井入风量为1075 m3/min。矿井采用地面永久式瓦斯抽放泵站，抽放泵型号2BEC50型水环式真空泵，使用一台、备用一台。额定抽放能力160 m3/min，电机功率200kW。抽放管路铺设在矿井东翼总回风巷内，干线管路为12寸，支线管路为8寸，采区和道口内管路为6寸。全井抽放管路总长度5800m。2采区概况2.1 采区位置表1 工作面位置及井上下关系表水平名称-65水平采区名称7101上段综放区地面标高+361.0m+369.5m井下标高风道：-54.0m-16.2m溜道：-74.6m-51.1m地面的相对位置地面的相对位置是农田及丘陵地带，没有民房和建筑物，相对地表有一条张家油坊小河。回采对地面设施的影响本区回采时会导致地表塌陷。雨季开采时要随时观察积水坑积水情况，如积水坑范围扩大进入到采区影响范围内，要及时进行抽水。采区采取45影响角，井下标高为-56.2m-81.5m,地面标高为361.0m369.5m。经计算地面影响半径范围450米。井下位置及与四邻关系该区上部对应6101区下段综放区，于2009年10月27日开采，预计2010年3月结束。左为7102区上段综放区，于2009年7月24日开采，预计2010年10月结束。右为一井6102综放区旧采迹。下部为7101区中段待发展区。走向长度/m630m倾斜长度/m90m面积/m256700m22.2 自然地理2.2.1 地形、地貌5109-5采区对应地表为丘陵，标高为+375.1+376.6m。预计本区开采后其对应地表将发生塌陷和变形。2.2.2 水文地质 5109-5采区准备过程中，主要水源为51093-4采区旧采迹及消火灌浆水，预计涌水量02.5m3/h，涌水形式可通过断层或裂隙带导入。本区属于流砂层下开采，对应流砂层最低底板标高为+330m左右。本采区南部为七井旧采迹，在补3剖面线七井旧采迹最高标高为+249.6m，与本采区平面距离为149m，高差为219.6m，影响角为57，本采区准备期间无影响。另外，本采区西部为0507-17采区旧采迹，0507-17采区开切标高为+44.2m，与本采区架子道净高差为9.3m，在本采区上方，结束边以外61m，预计对本采区基本无影响。在3剖面线上有32号钻孔，与风道右帮平距5.0m，与本采区溜道左帮平距9m；在补3剖面线上有9534号钻孔，与采区溜子道右帮平距4m。本采区架道与0507-17采区开切平面距离28m，顶底高差为19.0m，对本采区掘送无影响。本采区对应地表为丘陵山地，雨季可能积水。2.3 采区范围及煤炭储量采区设计走向长370m，工作面平均长度19m，采放高度11m，风道标高+28.1+36.1m，溜子道标高+26.0+32.8m。区内道917m，其中风道376m，溜子道372m，联络道19m，开切17m。，该采区边界道确定在51剖面线，采区原始段设计走向长84m，原始段平面位置对应+33+17m下延瓦斯道。采区内煤炭地质储量为118104t，可采煤炭储量为106294t，采区回采率90%。2.4 地质构造与煤层赋存2.4.1 地质构造本采区地质构造为单斜构造，地质构造复杂，夹石层发育不稳定，局部小型褶曲发育。采区处于三大走向断层控制范围内，5109-5采区断层特征如下表1-1。表1-1 主要断层特征表编号断层名称性 质走 向倾 向倾 角落 差对工程的影响1f30正断层4565315335609020100m顶板及围岩破碎2f3正断层5532540452050m顶板及围岩破碎3F3逆断层506532033560不 祥顶板及围岩破碎2.4.2 煤层赋存特征本采区内煤层为12层煤，煤层节理、层理较发育。煤层底板为黑褐色碳质泥岩，局部为砂岩，节理发育。煤层顶板为黑褐色粉砂质泥岩，质脆，节理发育，易冒落。煤层厚度在11m，煤层倾角5069，煤质硬度小于1，煤种为长焰煤。煤层特征见表1-2，煤层表1-2 12煤层特征表项目单位指标备注煤层厚度（最大最小/平均）m11煤层倾角（最大最小/平均）（）5069根据邻区预测煤层硬度小于1根据邻区预测煤层层理发育程度发育根据邻区预测煤层节理发育程度发育根据邻区预测自然发火期月0.62根据邻区预测最大绝对瓦斯涌出量m3/min11.0根据邻区预测煤尘爆炸指数%63.9根据邻区预测煤（岩）与瓦斯突出倾向无地温危害无2.5 采区设计情况2.5.1设计生产能力与服务年限根据采区设计，工作面循环产量为172.4t，日循环按2.5个计算，则采区生产能力为 431t/d。采区服务服务年限为247d，采用“三八作业制”。2.5.2 采区巷道布置、采煤方法及采区准备巷道开拓2.5.2.1 采区巷道布置本采区设计标高在+26.0+36.1m。采区溜子道紧贴f30号断层掘送，风道紧贴f3号断层或煤层底板掘送。采区走向长370m，工作面长19m，工作面坡度030020，采区开切暂定在7剖面线附近。结束边确定在52剖面线位置。架子道在 34层架子道的+34.9m标高拉门掘送。在510934采区集中溜子道20.6m标高点拉门送溜子道。区内无小阶段划分。2.5.2.2 采煤方法根据12煤层的赋存特征及东翼5109采区的开采实践，5109-5采区采用水平分层走向长壁后退式综采放顶煤开采方法，采用自然垮落法管顶板理，回采工作面巷道布置如图1-1所示。本采区布置回采工作面1个，掘进工作面2个，采掘比例：1：2。根据国家煤矿安全生产监督管理局对综采放顶煤的规定，采放比严格按1：3掌握。 回采工艺：机械落煤伸前梁推溜子移架子砂帮放顶煤扫浮煤开缺口。图1-1 回采工作面巷道布置示意图2.5.2.3 采区准备巷道开拓5109-5采区准备巷道开拓开始采取单巷掘进，先期形成边界系统后，掘送溜子道。待溜子道掘送到5109-4采区开切眼位置时，通过打本煤层钻孔预抽瓦斯，根据预抽效果，决定联络道开始掘送的时间。与此同时，掘送-9-7.6m瓦斯道及-7.6-16.0m下延瓦斯道，并朝煤体方向打穿层钻孔预抽煤层瓦斯。预计联络道掘送到位时，510957采区瓦斯道已打完钻孔并封闭，5109-5采区解放层段双巷同时掘送。掘进设备采用SGW-40T刮板运输机、MZ-1.2煤电钻。万吨掘进率为84.9m/万t，岩巷掘进率为7.2m/万t。5109-5采区架子道、风道、溜子道、边界道、联络川均使用四节36U钢棚支护，棚距0.5m/架，详见表1-3及图1-2。开切眼使用三节25U钢棚支护，棚距1.0m/架。 表1-3 5109-5采区准备巷道支护方式地 点支架材料支架规格m断 面m尺 寸（m）棚距（m）棚 梁棚 腿荒净中宽下宽中高架子道、风道、溜子道、边界道、联络川区外溜子道36U2.72.7m11.348.03.2m2.7m0.5m图1-2 采区准备巷道支护方式示意图2.6 通风及瓦斯情况2.6.1 瓦斯梅河煤矿三井为高瓦斯矿井，主要可采煤层无煤与瓦斯突出现象。该矿井2004年瓦斯绝对涌出量为24.07 m3/min，相对瓦斯涌出量为10.34 m3/t。根据矿方技术人员预计，本区瓦斯储量为108万m3，本采区瓦斯绝对涌出量约为11m3/min。2.6.2 煤尘及煤的自燃倾向性12煤层为容易燃煤层，煤层自然发火期为1860天；煤尘爆炸指数为74.90%，有瓦斯和煤尘爆炸危险。2.6.3 矿井及采区通风方式矿井通风方式为中央西翼混合式，通风方法为抽出式通风。即由主副井入风，经石门、穿层皮带道进入采区至总排，然后由中央及西翼风井排到地面。中央主扇型号为70B2-21N24，数量两台，一台运转一台备用。西异主扇型号为BDK60C-6-NO16。矿井总入风量为5182m3/min，矿井总排风量为5359m3/min。5109-5采区掘进工作面计划配风量380m3/min，局扇型号为2BKJ6.0/30；回采期间计划配风640m3/min，在保证配风的情况下，采用减阻法通风。2.6.4 瓦斯抽放5109-5采区抽放泵设在地面东翼抽放站，一台运转，二台备用，抽放泵型号：2BE-253型，抽放能力为80m3/min，抽放管路为8寸，钻场为4寸插钢管和4寸胶皮管。抽放方法：采取边掘边抽、穿层钻孔结合本煤层钻孔预抽及边采边抽的方法，通过在溜子道及瓦斯道打抽放钻孔进行抽放。溜子道内钻孔抽放管路安装路线：溜子道抽放钻场5109-5区架子道+100东二石门+180回风上山+300东翼大巷地面东翼瓦斯泵站瓦斯道抽放钻场+100东二石门改造道+180回风上山+300东翼大巷地面东翼瓦斯泵站3.1煤层瓦斯基础参数煤层瓦斯赋存基础参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽放设计的依据，这些参数主要包括：煤层原始瓦斯压力、煤层原始瓦斯含量、百米钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数、煤层透气性系数等。煤科总院重庆分院在2006年测定的煤层瓦斯基础参数结果如下。3.1.1 煤层瓦斯压力3#煤层的瓦斯压力在0.040.12MPa之间。3.1.2 煤层瓦斯含量3#煤层的瓦斯含量在1.563.63 m3/t之间，平均为2.60 m3/t。3.1.3 百米钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数3#煤层的百米钻孔初始自然瓦斯涌出量在0.0016400.002348m3/min之间，钻孔自然瓦斯流量衰减系数在0.22920.3119d-1之间。3.1.4 煤层透气性系数3#煤层的透气性系数在0.1452121.089133 m2/MPa2.d之间。3.2 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层所赋存的瓦斯总量。瓦斯储量的大小标志着矿井瓦斯资源的多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标。瓦斯储量计算公式为： (3-1)式中：矿井瓦斯储量，10km3；可采层的瓦斯储量总和，10km3； (3-2)式中：矿井每一个可采煤层的煤炭储量，10kt；矿井每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；开采煤层采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量总和，10km3 (3-3)式中：开采层采动影响范围内每个不可采邻近层的煤炭储量，10kt；开采层采动影响范围内每个不可采邻近层的瓦斯含量，m3/t；围岩瓦斯储量，10km3。计算本矿井瓦斯储量时，按以下原则考虑： 邻近层的瓦斯含量，若有实测值，则按其实测值进行计算。若无实测值，则视为与其邻近的开采层相同。根据以上原则，本次计算3#、9#、15#煤层瓦斯含量均取3#煤层瓦斯含量测定结果的平均值2.60 m3/t。 围岩瓦斯因无实测值，故根据经验以煤层瓦斯储量的10%进行概算。 由于不能确定不可采邻近层的煤炭储量，所以本次计算的矿井瓦斯储量不包含不可采邻近层的瓦斯储量。矿井可开发瓦斯量（或称可抽放瓦斯量）是指在既定的开采地质条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映矿井资源的开发程度，与抽放工艺技术和抽放能力密切相关。5 瓦斯抽放方法与工艺目前大阳煤矿矿井绝对瓦斯涌出量不算太大，建立瓦斯抽放系统的目的主要是解决工作面上隅角瓦斯超限问题。根据矿井瓦斯抽放管理规范第10条的规定，建立永久瓦斯抽放系统的矿井，必须具备瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3/min以上。就本矿目前的瓦斯涌出情况来看，很难满足该项要求，因此，本设计采用井下移动泵站瓦斯抽放系统对本矿3#煤层综放工作面进行瓦斯抽放。5.1 瓦斯抽放方法的选择原则瓦斯抽放方法主要有：开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放。选择具体瓦斯抽放方法时应遵循如下原则： 瓦斯抽放方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质和开采条件； 应根据瓦斯来源及构成选择，尽量采取综合抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果； 有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合； 选择的方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本； 所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。 5.2 瓦斯抽放方法确定根据抽放方法的选择原则，结合大阳煤矿3#煤层的赋存、瓦斯来源等特点和工作面所需的抽放量，提出该矿瓦斯抽放方法，详见表5-1。表5-1 瓦斯抽放方法选择抽放地点抽放方式理 由备 注采空区瓦斯抽放上隅角插管割煤和放顶煤期间易出现上隅角瓦斯超限在工作面上隅角插入抽放管路，抽放上隅角瓦斯，抽放方法见图5-1采空区埋管采空区丢煤多、瓦斯涌出量大在回风巷敷设管路，并在采空区内埋设立管进行抽放，抽放方法见图5-2高低位钻孔采空区、邻近层瓦斯涌出量较大在回风巷布置钻场，向采空区顶板裂隙带打钻孔，抽放采空区及邻近层瓦斯，抽放方法见图5-3老空区抽放防止邻近老空区向正在回采工作面涌入大量瓦斯在已采工作面回风巷打密闭，插入抽放管路，抽放老空区瓦斯，抽放方法见图5-4本煤层预抽交叉钻孔采取了采空区瓦斯抽放措施，仍不能解决解决上隅角瓦斯超限时使用在3#煤层回采工作面打顺层交叉钻孔，工作面开采前进行瓦斯预抽，抽放方法见图5-55.2.1 上隅角插管抽放采空区瓦斯方法 根据回采工作面的瓦斯涌出状况，当工作面的瓦斯涌出量较小且风量已调至最佳供风量，但仍出现上隅角附近瓦斯超限的情况下，应考虑采用上隅角插管抽放采空区瓦斯。大阳煤矿回采工作面巷道均采用锚网支护方式，回采时由于回风巷道的垮落滞后于工作面顶板的垮落，在回风巷向采空区深部方向总有一段巷道没有垮落，可利用该空间插入瓦斯抽放管路，对上隅角瓦斯进行抽放。管路连接方式是通过钢丝骨架胶管把布置在工作面回风巷的瓦斯抽放管路和插入采空区内的管路连接起来，随着工作面的推进和工作面回风巷道顶板的不断垮落，适当地向外拉出插入采空区内的瓦斯抽放管路。在必要时，需在上隅角附近用沙袋或粉煤灰搭建一堵墙，这样即可以防止瓦斯从上隅角涌出，又可以增加通风阻力，减少采空区漏风量，从而提高抽放瓦斯的浓度。上隅角插管抽放采空区瓦斯方法见图5-1。图5-1 上隅角插管抽放采空区瓦斯方法示意图5.2.2 埋管抽放采空区瓦斯方法由于采用上隅角插管抽放采空区瓦斯方法时，抽放瓦斯浓度较低，在抽放瓦斯泵的能力一定时，所能抽放的纯瓦斯量较小，当采用上隅角插管抽放采空区瓦斯不能解决上隅角附近的瓦斯超限问题时，应考虑采用埋管抽放采空区瓦斯方法。 抽放方法埋管抽放采空区瓦斯的具体方法是，在工作面回风巷内预先敷设一条瓦斯抽放管路，每隔20m串接一个三通管件，作为与抽放采空区瓦斯管的连接口，安装管路时要用死堵法兰盘封严，防止漏气，随着工作面的推进，管路上的连接口逐步向采空区内靠近，在进入采空区之前，要卸掉死堵法兰盘，用钢丝骨架胶管与采空区预埋的立管连接，详见图5-2。 采空区预埋立管方法预埋立管采用“L”型布置，在风巷每隔20m间距施工一个站柱钻孔，钻孔位置按距上帮0.6m布设。每个钻孔垂直巷道顶板施工12m，垂直底板施工2m。钻孔全部下入直径108mm的套管，套管顶部密封，套管上端4m段布置花眼，下段2.0m用水泥浇灌。站管下部焊接三通利用钢丝骨架胶管引出与瓦斯抽放管路连接好后合茬，随着工作面推进，站管埋入采空区后进行抽放。为了防止预埋瓦斯抽放管吸气口被砸坏和减少采空区漏风，以提高抽放效果，在采空区回风巷必须进行充填，将抽放管路保护起来，必要时在立管处需打木垛保护。图5-2 埋管抽放采空区瓦斯方法示意图5.2.3 高位钻孔抽放采空区及邻近层瓦斯方法 抽放方法：在回风巷布置的钻场内向采空区方向呈扇形打6个孔深为100m的高位钻孔，钻孔终孔点位于3#煤层顶板裂隙带内，钻孔终孔点与工作面回风巷最远水平距离在48m，封孔后抽放采空区及邻近层瓦斯。 钻场施工：在工作面回风巷，沿其走向每隔50m开掘一个垂直于回风巷的上山，上山宽3m，高2.8m，坡度为30度，掘6m后反平，再沿煤层顶板掘4m平巷作为钻场，上山总长度10m，钻场采用锚网支护。 钻孔布置：每个钻场内布置6个钻孔，呈扇形布置，详见图5-3，钻孔技术参数见表5-2。图5-3 高低位钻孔抽放采空区及邻近层瓦斯方法表5-2 高低位钻孔技术参数孔号孔径(mm)（mm）方位()（）倾角()（）开孔位置钻孔间距(m)（m）孔深(m)（m）19413.4326.95开孔点距钻场顶板0.8m0.610029418.3726.950.610039423.4726.950.610049428.7726.950.610059434.3526.950.610069440.3526.970.6100 封孔工艺：钻孔采用聚氨脂封孔，封孔深度6m，封孔段长度2m，孔口用水泥砂浆固孔。封孔管为75mm的阻燃抗静电塑料管，再用钢丝骨架胶管连接到抽放管路上，最后连接到井下移动泵站。5.2.4 老空区瓦斯抽放老空区是指已采完封闭的采空区。3#煤层的老空区虽已通过密闭与矿井通风网络隔绝，但采空区中往往积存大量的高浓度瓦斯。在邻近的回采工作面开采过程中，这部分瓦斯将在通风负压的作用下进入正在回采的工作面，使其瓦斯涌出量增大，甚至可能引起上隅角瓦斯超限，因此本设计考虑对这部分瓦斯进行抽放。老空区瓦斯抽放方法是在回风顺槽内打密闭，将抽放管路插入采空区直接抽放采空区瓦斯。抽放方法见图5-4。图5-4 老空区瓦斯抽放方法示意图5.2.5 交叉钻孔预抽本煤层瓦斯大阳煤矿3#煤层为可以抽放较难抽放煤层，在不采取强化措施的情况下，开展本煤层预抽不会取得较好的抽放效果。若在已经采取了采空区及邻近层瓦斯抽放措施，仍不能解决上隅角附近瓦斯浓度超限时，可以考虑采用交叉钻孔进行预抽及边采边抽，下面简要介绍交叉钻孔抽放瓦斯方法。 抽放方法：在3#煤层回采工作面回风巷内打顺层交叉钻孔，工作面开采前进行瓦斯预抽，开采时进行采动卸压抽放。 抽放瓦斯钻孔布置：钻孔技术参数见表5-3，抽放钻孔布置见图5-5。 封孔工艺钻孔采用聚氨脂封孔，封孔深度6m，封孔段长度2m，封孔管为75mm的铁管（或抗静电塑料管），再用钢丝骨架胶管连接到抽放管上。表5-3 交叉钻孔技术参数钻孔类别钻孔与巷道夹角（）钻孔与水平面夹角（）钻孔开口距巷道底板高(m)孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）斜向钻孔6531.41259410交叉钻孔7531.81209410图5-5 交叉钻孔抽放瓦斯布置示意图 抽放管路管理在工作面开采前，可利用交叉钻孔进行预抽。随着工作面的推进，当钻孔距工作面切眼30m左右时，预抽钻孔进入卸压区，由于煤层卸压，煤层的透气性显著增大，此时若利用交叉钻孔进行卸压抽放，将大幅度提高瓦斯抽放量。随着抽放管路不断变短，靠近切眼的管路要逐段卸下来，端头用法兰片密封。应考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用钢丝骨架胶管与抽放管未端相连，抽放管未端特制一段23m长的短管，短管上做几个变径三通，与靠近工作面的钻孔相连，钻孔报废后再向前移动短管，保持短管始终在抽放管路的未端，见图5-6。图5-6 交叉钻孔抽放瓦斯抽放管路末端连接示意图前面根据大阳煤矿的煤层赋存及开拓开采实际情况，主要针对采空区、邻近层和上隅角的瓦斯，共提出了5种瓦斯抽放方法。在瓦斯治理过程中，并不要求同时采用这五种方法，具体选择哪种方法，应根据抽放效果和经济效益综合考虑。建议首先选用上隅角插管抽放方法，若仅采用此方法就可以解决工作面上隅角瓦斯超限问题，则不再采用其它抽放方法。若采用上隅角插管抽放方法不能完全解决瓦斯超限问题，可考虑采用埋管抽放采空区瓦斯的方法进行抽放。若仍不能奏效，则需考虑采用采空区埋管抽放与高位钻孔抽放相结合的方法进行综合抽放。若邻近的老空区向正在回采的工作面涌出瓦斯较多，则需考虑采用老空区瓦斯抽放方法。只有在上述抽放瓦斯方法都不能解决工作面上隅角瓦斯超限问题时，才考虑采用交叉钻孔进行本煤层预抽。5.3 抽放瓦斯量预计要建立井下移动泵站瓦斯抽放系统，首先必须确定抽放瓦斯量。抽放瓦斯量预计是矿井瓦斯抽放系统的规模大小、瓦斯抽放管网设计、瓦斯抽放泵选型设计等的依据，因此，下面首先对抽放瓦斯量进行预计。大阳煤矿刚刚回采结束的3203工作面的绝对瓦斯涌出量最大为13.58m3/min。随着采区开拓工作进入矿井深部的西翼采区后，煤巷掘进工作面的瓦斯涌出量较浅部区域有明显的增大现象。预计西翼采区回采工作面的瓦斯涌出量也将相应出现增大的趋势，由于深部区域没有进行过瓦斯基础参数测定工作，无法进行深部区域的瓦斯涌出量预测，因此本设计只能将深部区域回采工作面的瓦斯涌出量按照3203工作面瓦斯涌出量的1.5倍进行估算，则预计深部区域回采工作面的瓦斯涌出量可达20.37m3/min。中华人民共和国安全生产行业标准煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）规定：采煤工作面绝对瓦斯涌出量为2040m3/min时，工作面抽采率应大于或等于40%，则大阳煤矿需要抽放的瓦斯量为8.15m3/min。5.4 抽放施工设备、检测仪表及施工量从大阳煤矿所采用的瓦斯抽放方法来看，主要是采用上隅角插管抽放采空区瓦斯、埋管抽放采空区瓦斯及煤层顶板高位钻孔抽放采空区及邻近层瓦斯，瓦斯抽放主要工程是钻孔施工和钻场工程，打钻工程所需的设备为： 钻机煤矿抽放瓦斯钻机应符合下列要求： 电动机及附属电器设备必须是防爆的； 钻机要体积小，轻便或解体方便，以利于搬迁； 钻机应能打水平、上向、下向任意角度的钻孔。在综合分析我国煤矿常用钻机性能和现场实际使用情况的基础上，考虑到大阳煤矿煤、岩硬度以及设计抽放钻孔的长度，设计选择全液压钻机。根据钻孔数量和钻孔长度，配备2台300型钻机，其中1台工作，1台检修、备用。配套钻杆选用60mm，每节长度1m的钻探钻杆，钻头选用金钢石钻头。打钻施工供水采用由地面供水池向采区直接敷设管路，利用静压水直接供水，供水管路采用高压胶管供水。 主要检测仪器、仪表配置井下瓦斯抽放的主要检测仪器、仪表包括：孔板流量计、U型水柱计（汞柱计）、瓦斯浓度检定器、一氧化碳浓度检定器、二氧化碳浓度检定器和高负压取样器等。6 瓦斯抽放管网系统建立6.1 瓦斯管路敷设路线按煤矿瓦斯抽放规范的有关规定，井下移动瓦斯抽放泵站应安装在瓦斯抽放地点附近的新鲜风流中。根据大阳煤矿采区的实际情况，井下移动瓦斯抽放泵房的位置选择在西翼胶带大巷和西翼回风大巷的4联络巷内，根据下井实地考察，该联络巷尺寸能满足瓦斯泵站空间要求，必要时需对联络巷平整加固。3106工作面瓦斯抽放管网敷设路线为：采空区埋管（或高位钻孔、上隅角插管）3106工作面回风巷西翼回风大巷井下移动瓦斯抽放泵站设在西翼回风大巷内的瓦斯排放口。3301工作面瓦斯抽放管网敷设路线为：采空区埋管（或高位钻孔、上隅角插管）3301工作面回风巷西翼回风大巷井下移动瓦斯抽放泵站设在西翼回风大巷内的瓦斯排放口。6.2 瓦斯抽放管路管径选择瓦斯抽放管路管径选择得合理与否，对瓦斯抽放系统的工程投资及抽放系统的瓦斯抽放效果有很大影响。直径太大，投资费用增加；管径过细，管路阻力损失大。按照预测的大阳煤矿西翼采区回采工作面的瓦斯涌出量和工作面的通风能力，工作面瓦斯抽放量为8.15m3/min，大阳煤矿瓦斯抽放管路按通过8.15m3/min瓦斯选择管径，采用下式计算：2、 510957采区煤巷掘进工作面突出危险性预测进行煤与瓦斯突出危险性预测，不仅能指导防突措施科学地运用、减少防突措施工程量，而且由于对工作面突出危险性进行不间断地检查，还能保证突出层作业人员的人身安全。因此，突出预测具有重大的实际意义。我国突出危险性预测分为区域突出危险性预测（简称区域预测）和工作面突出危险性预测（简称工作面预测）两类。突出矿井应对突出煤层进行区域预测和工作面预测。区域预测应预测煤层和煤层区域的突出危险性，并应在地质勘探、新井建设、新水平和新采区开拓或准备时进行。区域预测可采用瓦斯地质统计法、综合指标法、多指标综合预测法或其他经过验证实用有效的方法进行。工作面预测是预测工作面附近煤体的突出危险性，应在工作面进行采掘之前进行，采掘工作面经预测后可划分为突出危险工作面和无突出危险工作面。在突出危险区域掘进的煤巷工作面，每一作业循环都必须进行工作面突出危险性预测；在突出威胁区域，煤巷工作面每掘进30100m，必须进行不少于2次的工作面突出危险性预测，只要其中任何一次预测有突出危险，则从该次预测起，该突出威胁区域改划为突出危险区域。既然梅河煤矿三井510957采区内煤巷掘进工作比照煤与瓦斯突出危险区域进行管理，其煤巷掘进工作面的每一作业循环应包括工作面突出危险性预测、采取防突措施、防突措施的效果检验、确保有效超前距内的掘进作业四部分。其中，每一循环的掘进距离为预测钻孔长度减去有效超前距。2.1 煤巷掘进工作面突出危险性预测方法分类在突出煤层中有下列情况之一者，应视为突出危险工作面： 在突出煤层的构造破坏带，包括断层、褶曲、火成岩侵入等； 煤层赋存条件急剧变化的区域； 采掘应力迭加的区域； 在工作面预测过程中出现喷孔、顶钻等动力现象； 工作面出现明显的突出预兆。煤巷掘进工作面可采用下列方法预测其突出危险性： 钻屑指标法； 钻孔瓦斯涌出初速度法； 复合指标法； 瓦斯含量法； R值指标法； 其他经试验证实有效的方法（钻屑温度、煤体温度、放炮后瓦斯涌出量等）。煤矿企业应针对各