综采工作面瓦斯治理方案

1、贵州织*煤矿*综采工作面瓦 斯 治 理 方 案编制部门： 通 风 科 编 制 人： * * * 部门负责人： 编制时间： 2012年3月10日 目 录第一章 概 况- 3 -一、工作面概况- 3 -二、矿井和工作面通风情况- 4 -三、矿井安全监测监控系统- 5 -四、瓦斯抽放系统- 5 -第二章 工作面瓦斯涌出量预计- 5 -一、开采层瓦斯涌出量- 6 -二、邻近层瓦斯涌出量- 7 -三、采空区（含围岩）瓦斯涌出量- 9 -四、*工作面瓦斯预测- 9 -第三章 *综采工作面瓦斯综合治理方案- 9 -一、基本情况：- 9 -二、瓦斯综合治理方案：- 10 -三、瓦斯综合治理- 17 -四、综采

2、工作面风量计算- 22 -五、瓦斯抽放管路敷设- 24 -六、工作面回采结束后瓦斯治理- 25 -第四章 综采工作面“一通三防”管理安全措施- 26 -一、*综采工作面防尘措施- 26 -二、*综采工作面火灾防治安全措施- 26 -三、*综采工作面防爆措施- 27 -四、瓦斯管理安全措施- 28 -第五章 综采工作面瓦斯治理工程计划- 31 -一、瓦斯治理工程计划- 31 -第六章 组织管理- 32 -一、成立*工作面瓦斯治理领导小组- 32 -二、建立瓦斯治理工作责任制- 33 -三、建立完善各类瓦斯抽放技术资料和图纸- 34 -四、加强抽放瓦斯管理提高瓦斯抽放效果- 34 -第七章 保障措

3、施- 35 -一、瓦斯治理装备及其人员保障- 35 -二、资金投入- 35 -三、管理措施- 36 -编制依据- 38 -附 图：- 38 -*综采工作面瓦斯治理方案第一章 概 况一、工作面概况概况煤层名称M2水平名称采 区 名 称一分区工作面名称*地面标高（m）19802038工作面煤层底板标高（m）19502008地面位置井下位置及四邻关系回采对地面设施的影响工作面上方与地面的相对高差约2530m，工作面回采对上方区域有一定的影响，在回采过程中要加强对地面各类设施的检查，防止因采动影响。走向长（m）1100倾斜长（m）160面积（m2）176000煤层情况煤层厚度（m）1.33煤层结构煤

4、层 倾 角（ ）1921简单结构可采指数1.00变异系数(%) 13.21稳定程度基本稳定1、位于龙潭组三段中部，上距长兴组底界23.0444.7m，平均36.07m，下距M6煤层23.0338.93m，平均29.22m。2、为本区主要的可采层，煤厚0.91.33m，平均0.9m全区可采。煤质情况水分Mad(%)灰分Ad(%)挥发分Vdaf(%)高位发热量QgrdMj/kg碳含量Cdaf(%)全硫Std(%)Y(mm)工 业 牌 号2.0110.187.5427.5426.794.31煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称稳定性评价岩 性 特 征顶板一般为粉砂岩、砂质粘土岩、泥质粉砂岩。不稳定较稳定

5、粘土岩、砂质粘土岩、砂质泥岩为主，粉砂岩男子粉砂岩次之。强度指数：多数30MPa，局部3060MPa。底板一般为泥岩、炭质泥岩、粘土岩。不稳定泥岩、砂质泥岩炭质泥岩为主，局部有粉砂岩和细砂岩。强度指数在30MPa工瓦斯地质情况 1、工作面M2煤层埋深在 m之间，倾向回风顺槽埋深较小，采面运输顺槽顺槽埋深较大。而根据实测瓦斯含量，工作面瓦斯含量自上而下方向含量逐渐增高。因此M2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、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、该工作面为首工作面，根据掘进运输顺槽顺

6、槽、回风顺槽时的瓦斯涌出情况，绝对瓦斯涌出量相对较小，但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影响回采的其它地质因素煤 尘实测煤尘无爆炸危险自燃倾向实测煤层为二类自然煤层突出情况M2煤层未作煤与瓦斯突出等级鉴定，但按煤与瓦斯突出进行管理煤 质无烟煤地 温地温正常地 压大地静力场型储量计算走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚(m)容重（t/m3）准备煤量（万t）回采率（%）可采储量（万t）10801601728001331.4533.39531.7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分列式，通风方法为抽出式。在一分区风井平

7、硐安设两台主扇，其型号为：FBCDZNO 23型，2185KW对旋风机，对旋风机承担矿井一分区通风任务。工作面通风状况：*综采工作面采用U型通风，工作面进风通风线路：主平硐（副平硐）运输顺槽顺槽（112运输石门）*运输顺槽*工作面。回风线路为：*工作面*回风顺槽111回风斜巷回风平硐地面。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

8、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、主要进回风顺槽等地点，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2BE4 400-2BY4型高负压抽采泵2台（一台运行、一台备用），配套电机功率为132kW,有2BEC3 42型低负压抽采泵2台（一台运行、一台备用）,配套电机功率为185kW。两套抽采系统主管均为

9、DN450mm的煤矿用焊接钢管，干管均为直径300mm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管接头连接的方式（便于装卸）第二章 工作面瓦斯涌出量预计*工作面瓦斯来源主要有本煤层、邻近煤层、采空区（含围岩）的瓦斯。*工作面瓦斯涌出量预测方法采取分源预测法。*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24 h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，m/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t;q3采空区（含

10、围岩）相对瓦斯涌出量，m/t;一、开采层瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）,薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量，其计算公式为: 式中：q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.11.3；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M2煤层的厚度在一分区平均厚度达1.33m，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

11、壁后退式回采时计算公式如下：K3=(L-2h)/L式中：L工作面长度：160m；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：4.5m。K3=(L-2h)/L=(160-211)/160=0.86m开采层厚度，取1.33m；M工作面采高，取1.33m；W0煤层原始瓦斯含量，13.52 m/t； Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m/t；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无烟煤瘦煤或焦煤肥煤、气煤及长焰煤256.59.011.5507.410.513.01009.012.416.01501

12、0.514.218.020011.015.419.725012.016.921.530013.018.023.0H值亦可采用下式计算：低变质煤：h=0.808T高变质煤：h=（13.850.01183T）/(1+0.0183T)根据本矿煤质情况，设计选7m3/t.r,换算成原煤瓦斯含量经计算为3.68m/t。 q1=1.31.050.861（）=11.55m/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：式中： q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t； 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

13、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m/t；Wci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，m/t；M6M6煤层厚度，取2.27m；MM2煤层工作面采高，取1.33m； 1M6煤层瓦斯排放率(M2和M6的层间距为30m)，按图D.1选取25%；W01M6煤层原始瓦斯含量，17.91 m/t；Wc1M6煤层残存瓦斯含量，M6煤层挥发分为（Vr）/%为6.9213.18选取3.68m/t。 qM1=（）125%=3.6 m/t1上邻近层；2缓倾斜煤层下邻近层；3倾

14、斜、急倾斜煤层下邻近层。图D.1 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*工作面正常回采时采空区相对瓦斯涌出量为m/t。qk=0.15（11.5+3.6）=2.27（m/t)四、*工作面瓦斯预测根据上述分析，预测*工作面正常回采时的相对瓦斯涌出量为17.37m/t。见表2。表2 * 采面瓦斯来源预测表来源地点*工作面涌出量 本层 11.5 m/t 邻近煤层 3.6m/t 采空区 2.27 m/t 合计 17.37 m/t 按正常日产量2000t,最大日产量3000t计算

15、，*工作面正常回采时的绝对瓦斯涌出量为24.13m/min，最大绝对瓦斯涌出量36.19m/min。见表3。表3 * 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/t）绝对瓦斯涌出量（m/min）*综采工作面2000（正常）3000(最大)17.37 24.13（正常）36.19(最大)第三章 *综采工作面瓦斯综合治理方案一、基本情况：*采面走向长1100m，倾向长160m， 开采面积:172800 m2（留有20m保护煤柱）煤层厚度:1.33m, 煤的容重1.45t/m3,煤炭储量33.3万t、回采率95%、可采煤量31.7万t,M2煤层瓦斯含量13.52m/

16、t，从表3可以看出，M2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*采面瓦斯问题。二、瓦斯综合治理方案：（一） 通风*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12.88，即最小、最大配风量为：0.2512.8860=193.2m/min、412.8860= 3091.2m/min。所以配分量在193.2 m/min到3091.2m/min之间。（二）防突1、区域综合防突措施1）区域预测

17、根据本矿未作煤与瓦斯突出等级鉴定，矿区勘探地质工作未对煤与瓦斯突出危险性做出勘探阶段的工作，报告中亦未给予描述。但在本矿邻近的织金县珠藏镇织河煤矿于2009年2月13日曾发生一起煤与瓦斯突出事故，且根据“关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治措施的意见”（黔安监办字【2007】345号），本井田被划为煤与瓦斯突出矿区，区内采掘时存在着煤与瓦斯突出的可能性。综上可知，*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*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*运输时巷和回风顺槽向煤层倾向施工抽放钻孔。设计*本层钻孔间距5m。孔径为85mm，封孔长度8m，

18、钻孔长度在*运输顺槽顺槽为100m，*回风顺槽为60m。钻孔倾角与煤层倾角一致，根据现场施工情况进行调整。附*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20Q40 m/min，抽采率应大于40%。Q顺层=Q=4040%=16m/min 图1:*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抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的

19、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。 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压力P（MPa）瓦斯含量W（m/t）区域类别P0.74W8无突出危险区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

20、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，并且考察孔布置在软分层中）；（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

21、突出危险性。（1）沿采煤工作面每隔15m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

22、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8m/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）0.56（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

23、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15m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

24、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顺槽顺槽距工作面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*综采工作面压风自救系统图）在采面回风顺槽距工作面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。在采面

25、回风顺槽道内绞车处、固定排水点、运输顺槽顺槽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）通讯联络在采面回

26、采前，在采面回风顺槽（风门外）、运输顺槽顺槽皮带机头，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*综采工作面通讯系统图）（5）反向风门*综采工作面按规定要求，在*回风斜巷与*回风顺槽贯穿点外10m安装两组防突风门。防突风门墙垛可用砖、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）。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入

27、实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。（6）综合防尘在*综采工作面按要求安设防尘管路，回风顺槽距切眼10m-15m必须安装一组全断面喷雾，每隔100m安装一个三通阀门，在运输顺槽顺槽、回风顺槽每隔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，采煤机安装内外配伍装置，在转载点安装转载点喷雾。具体详见*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。矿井煤尘无爆炸危险性，故隔爆措施只考虑发生瓦斯爆炸危险，因此隔爆设施主要用于缩小瓦斯爆炸影响范围，减少爆炸损失

28、。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。*回采工作面回采期间，为保证安全，在*运输顺槽顺槽、回风顺槽安装隔爆水棚。根据回采巷道性质，在*运输顺槽顺槽、回风顺槽安装辅助隔爆水棚，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*采煤工作面的运输顺槽顺槽、回风顺槽。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*运输顺槽顺槽、回风顺槽的净断面

29、积为12.88。根据水棚设置规范，辅助水棚按200L/m2计算。*运输顺槽顺槽、回风顺槽总水量：Gg.s20012.882576（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*运输顺槽顺槽、回风顺槽：NG/Gn2576/12021.5=22(架)水棚区长度*运输顺槽顺槽、回风顺槽：L（n-1）C + nW（22-1）1.5 +220.440.3(m)式中: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。岁棚间距一般

30、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

31、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（m）容量（L）巷道断面（m2）辅助爆水槽棚*运输顺槽顺槽距工作面60200m12240.3264012.88*回风顺槽距工作面60200m12240.3264012.88f.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*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

32、坏、松动等现象必须立即对水槽棚设施进行更换、维护，保持水槽棚设施使用安全可靠。d.水袋应每周至少检查一次水量是否符合要求。三、瓦斯综合治理1、本层抽放（重点解决区域防突）1）预抽煤层防突机理预抽煤层瓦斯措施防突机理为通过预抽煤体中的瓦斯，降低了突出煤层瓦斯压力和瓦斯含量，煤体瓦斯潜能得到释放；由于煤体瓦斯排放，煤体发生收缩变形，煤体应力紧张得到缓解而卸压，部分地释放煤体的弹性潜能；此外，由于瓦斯排放，煤体强度提高，增大了煤体抵抗突出的阻力。以上三方面共同作用，达到消除突危险的目的。2）预抽煤层瓦斯防突的有效性指标（参考煤矿瓦斯抽采达标暂行规定）（1）煤矿安全规程（2011版）第一百九十条规定：

33、预抽煤层瓦斯后，突出煤层残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量；煤层瓦斯预抽率必须大于30%。（2）煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定：瓦斯抽采应达到的指标为：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。3）钻孔布置与参数在*运输顺槽顺槽和回风顺槽沿煤层倾斜方向施工75mm的抽放钻孔，孔间距为5m，孔深分别为100m和60m，本层抽放钻孔布置见*综采工

34、作面顺层抽放钻孔设计图图1和钻孔参数表7。表7 *采煤工作面钻孔参数表施工地点钻孔类型煤层倾角（）钻孔倾角（）钻孔偏角（）距底板高度（m）钻孔深度（m）运输顺煤孔2020走向平行煤层中部100回风顺槽20-2060注： 1）钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“”；2）根据现场实际情况，可调整钻孔数及钻孔参数；3）必须按规定的开口位置和角度施工，防止漏抽、漏排现象。4）预抽煤层瓦斯效果计算煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006），煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定开采有煤与瓦斯突出危险煤层瓦斯抽采应达到的指标为：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦

35、斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。（1）煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是指单位质量或单位体积的煤在自然状态下所含游离和吸附瓦斯的总和。采用间接法测定，即在现场测定煤层瓦斯压力基础上，取煤样在实验室作吸附实验，应用朗格缪尔公式（1）进行计算含量。 （1）式中：x瓦斯含量，m/t；a、b吸附常数；p 瓦斯压力，MPa；Mad水份，%；Ad灰份，%；F孔隙率，%；ARD视密度，t/m3。根据贵州省煤矿设计研究院2010年1月提供的织金县后寨乡*煤矿初步

36、设计安全专篇及贵州省织金县*煤矿补充勘探地质报告，*煤矿M2煤层瓦斯基本参数测定结果见表8。表8 煤层的瓦斯吸附常数及工业分析等参数测定结果煤层采样地点工业分析（%）真密度视密度孔隙率瓦斯吸附常数MadAdVdafTRDARDF(%)abM2+16502.0110.187.541.621.586.6743.5750.686注：吸附实验温度ts=20(2) M2煤层可解吸瓦斯量的确定按（2）式计算M2煤层的可解吸瓦斯量： （2）式中 煤的可解吸瓦斯量，m/t； 煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按（3）式计算： （3） Wc=(0.1x43.575x0.686)/(1+0.1x0.686)x(1

37、00-10.18-2.01)/100x1/(1+0.31x)+6.67/1.48 =6.82（m/t） Wj=13.52-6.82=6.7（m/t）（3）*采面预抽瓦斯的确定*采面走向长1100m，倾向长160m， 开采面积:172800m2（留有20m保护煤柱）煤层厚度:1.33m, 煤的容重1.45t/m3,煤炭可采储量31.7万t,M2煤层瓦斯含量13.52m/t，计算*采面M2煤层瓦斯储量（）428.6万m3，M2煤层的可解吸瓦斯量（）212.39万m3。按煤矿安全规程（2011版）第一百九十条规定，煤层瓦斯预抽率必须大于30%。则*采面应抽放M2煤层瓦斯瓦斯（428.6x30%）12

38、8.58万m3。按煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定瓦斯抽采应达到的指标为：必须将煤层瓦斯含量降到8m/t以下，则*采面应抽放M2煤层瓦斯瓦斯31.7x（）174.984万m3。*采面设计顺层钻孔量3.52万m，煤炭可采储量31.7万t，吨煤储量0.111m。因此，*采面本煤层预抽应抽放瓦斯至少174.984万m3方可达到消突进行回采。2、高位钻孔抽放（重点解决上隅角和回风顺槽瓦斯超限）1）设计采用高位钻孔抽放上隅角裂隙带卸压瓦斯，此方法利用大直径钻机，在回采工作面回风顺槽内，以抽放冒落破坏带中的上部泄压和未开采的煤层和下部泄压层涌向采空区的瓦斯；即采煤工作面生产前，在工作面回风

39、顺槽每隔一定30m距离布置一组，每组布置5个钻孔，孔径75mm，每组间距30m，钻孔终孔间距10m，终孔点位于工作面上方20m,覆盖范围为工作面上隅角以下50m裂隙带，钻孔孔深约为40-65m。回风顺槽顶板钻孔详见附图4、钻孔参数详见表10。（由于邻近层层间距较大、煤层较薄、瓦斯涌出量较小（3.6m/t），所以不影响M2煤层，所以运输顺槽不施工高位钻孔抽放）图4：*回风顺槽高位钻孔示意图2）根据回采过程中的实际情况，如需要补打高位抽放孔时，在另行编制补打高位钻孔方案。表10 *回风顺槽顶板抽放钻孔参数见表钻孔设计参数表一孔号垂高（m）与巷道中线夹角（）水平长度（m）倾角（）设计长度（m）120

40、-1236.6728.6 41.77216.6 -26 40.3622.4 43.64 313.2 -3745.6216.1 47.4949.8 -4652.2910.653.256.4-5359.96.160.24 1）钻孔偏角以巷道中线为参考，左偏角为“”，右偏作为“+”；2）钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“”； 3）根据现场实际情况，可调整钻孔数及钻孔参数；4）必须按规定的开口位置和角度施工。3、采空区瓦斯抽放（重点解决上隅角和回风顺槽瓦斯超限）采空区巷道尾抽、上隅角埋管抽放。1）采空区埋管抽放沿*回风顺槽内预埋一趟DN450复合管，至工作面距切眼处10m处的采空区，抽放采空区瓦斯，抽放

41、口采用10mm10mm的钢筋网包扎好和用木垛架设成井字口保护好管路口，抽放口用堵板穿孔扣好防止矸石进入见图6。 图6 上隅角埋管瓦斯抽放示意图2）上隅角抽放将*回风顺槽敷设的复合管每30m加一个三通阀门，采用迈步抽放上隅角瓦斯，抽放口采用10mm10mm的钢筋网包扎好和打木垛保护，见附图7。 图7 上隅角迈步瓦斯抽放示意图四、综采工作面风量计算*工作面供风量根据井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过0.8，工作面风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。*工作面的实际需要风量，应按稀释和冲淡抽放以后的工作面瓦斯涌出量要求，根据风速以及人数分别进行计算后，采取其中最

42、大值。经分析认为，本矿井地温不高，综采工作面人数最少，一般不超过30人，因此，影响工作面风量确定的主要因素是瓦斯涌出量和风速。1、按风速计算：根据煤矿安全规程第一百零一条规定，采煤工作面、掘进巷道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12.88，即最大配风量为：412.8860= 3091.2m/min。2、按瓦斯涌出量计算：工作面及邻近层抽放瓦斯总量为：本煤层瓦斯抽放+邻近层及围岩瓦斯抽放+采空区瓦斯抽放。按煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）4.2条规定，瓦斯涌出量主要来自于邻近层及围岩的采煤工作面瓦斯抽采率满足表1

43、1规定，瓦斯涌出主要来自于开采层的采煤工作面前方20m以上范围内煤的可解吸瓦斯量满足表12规定。表1 2 1 采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标工作面绝对瓦斯涌出量Q(m/min)工作面抽采率（%）备注5Q102010Q203020Q404040Q705070Q10060100Q70表1 2 采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量应达到的指标工作面日产量（t）可解吸瓦斯量（m/t）备注1000t810012500t725014000t640016000t5.560018000t5800110000t4.510000t4因此，抽采应达到的指标为：本煤层预抽后可解吸瓦斯量应达到瓦斯含量降到6m/t以下，按

44、照日产量2000t计算，则*采面本煤层抽采率达40%以上取50%，则本煤层应抽绝对瓦斯量（2000t11.5m/t50%/1440min）7.986m/min；*采面邻近层及采空区（含围岩）抽采率按照50%计算应抽放瓦斯为（2000t（3.6m/t+2.27m/t）50%/1440min）4.076m/min。故此，*采面抽放瓦斯总量为： 7.986+4.076=12.062m/min通过抽放计算可知需风排的瓦斯量为：24.13(绝对瓦斯涌出量)-12.062=12.068m/min。按瓦斯涌出量计算：Q = q / CCH4k式中：Q 工作面需配风量，m/min；q 经抽放后需风排瓦斯量，m

45、/min；CCH4 工作面瓦斯最高允许浓度，0.8% ；K 采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常综采工作面取1.21.6，实际按1.5计算。即：Q=10012.0621.30.8=1961（m/min）2、按工作面人员数量计算Q采=4N=120 m/min式中： N 采煤工作面同时工作的最多人数，30人；3、按工作面风温计算Q采 = VcScKi式中： Vc 采煤工作面适宜的风速，按2326风温选取为1.51.8m/s；Sc 采煤工作面平均有效断面，10.36m2；Ki 采煤工作面长度系数，工作面长度150200m时，选取为1.2； Q采 = VcScKi=1

46、.8*60*10.36*1.2=1342.656m/min经计算，综采工作面风量为1961m/min，即就是32.68 m3/s。4、按风速验算工作面最小通风断面10.36 m2，综采工作面风速V=Q/S=32.68/10.36=3.16m/s。根据上述计算，设计综合选取采面配风32.68m3/s，采面风速为3.16m/s, 则0.25m/s3.16m/s4m/s（符合煤矿安全规程规定）。因此*工作面配风选择2000m/min。五、瓦斯抽放管路敷设1、抽放管路选型瓦斯抽放管管径按下式计算： 式中 D-瓦斯抽放管内径，m； Q-抽放管内混合瓦斯流量，m/min； V-抽放管内瓦斯平均流速，m/s

47、，一般取515m/s，经济流速一般为1012 m/s。1）本层抽放本煤层预抽后可解吸瓦斯量应达到瓦斯含量降到6m/t以下，按照日产量2000t计算，则*采面本煤层应抽放M2煤层瓦斯为 2000x（13.52-6.0）/144010.44 m/min，抽放浓度按30%，计算抽放管内混合瓦斯流量为34.82m/min。则本层抽放瓦斯抽放管内径为： =0.1457=0.2481（m）故*采面本煤层预抽选择直径为DN250mm的矿用复合管。2）邻近层抽放与采空区抽放根据前述分析，*采面邻近层及围岩抽采率按照50%计算应抽放瓦斯为（36.19x50%）18.096m/min； *采面采空区瓦斯抽采率按照

48、10%计算，应抽放瓦斯为（36.19x10%）3.619m/min，总计抽放量为21.715 m/min,设计抽放浓度30%，计算抽放管内混合瓦斯流量为72.38333m/min。则邻近层抽放与采空区抽放瓦斯抽放管内径为： =0.1457=0.3578（m）故*采面回风顺槽邻近层抽放与采空区抽放瓦斯抽放管内径为一趟450mm的矿用复合管。六、工作面回采结束后瓦斯治理回采结束后，可在*运输顺槽、回风顺槽停采线建造密闭，在回风顺槽密闭内预埋DN450mm抽放管继续抽放采空区内的瓦斯。第四章 综采工作面“一通三防”管理安全措施一、*综采工作面防尘措施1、*综采工作面设备喷雾防尘综采工作面最大产尘点为

49、机组割煤，其次为液压支架移架产生的粉尘，因此综采工作面防尘以上述两点作为重点防治。采取的主要技术措施有：采煤机、液压支架采用自动、手动联合喷雾防尘。每隔5架液压支架上安装1组喷雾装置，割煤、降架、移架时同步喷雾。2、*采工综作面喷雾洒水综采工作面，根据其几个主要产尘点设置喷雾降尘点。（1）采煤机设置内、外喷雾系统，内喷雾在采煤机双滚筒中心和摇臂安装喷雾装置，向采煤机滚筒每个截齿的正面和截割滚筒靠煤壁侧喷雾。外喷雾系统设在采煤机的两个摇臂上，采煤机的内外喷雾必须正常使用，停水必须停机。加强采煤机内外喷雾的管理，内喷雾压力不得小于2Mpa、外喷雾压力不得小于1.5Mpa。割煤时，必须先打开喷雾，且

50、只有在喷雾正常的情况下方能回采作业。（2）*综采工作面割煤和移支架时，产生较大的粉尘，因此必须使用下风侧架间喷雾及*回风顺槽的净化水幕。（3）皮带机、转载机、刮板运输机运输时，综采队必须打开各转载点的喷雾等，必须时刻保证喷雾设施完好。定期对*运输顺槽、回风顺槽的煤尘进行冲刷、清扫，严禁煤尘堆积。（4）通风队必须在*工作面回风顺槽、运输顺槽安设防尘净化水幕，进风顺槽净化水幕安设在距进风口1015m以里的位置安设一道净化水幕；回风顺槽安设两道防尘净化水幕，第一道安设在距工作面不大于30m的位置，第二道安设在*回风顺槽回风口以里1015m的位置。（5）施工队负责综采工作面及进回风顺槽的定期冲刷。二、*综采工作面火灾防治安全措施1、综采队必须在*运输顺槽皮带机头、机尾、配电点处按要求配备灭火器、砂箱等灭火工具，以防外因火灾发生。2、所有井下工作人员都应熟悉灭火器材使用方法，并熟悉工作区域内灭火器材存放地点。3、*运输顺槽消防管路必须每隔50m设置支管和阀门。4、每季度应对井上、下消防管路系统，消防材料库和消防器材的设置情况进行1次检查，发现问题，及时解决。5、采煤工作面使用的汽油、煤油和变压器油必须装入盖严的铁桶内，由专人押运送至使用地点，剩余的汽油、煤油和变压器油必须运回地面，严禁