己15-13330采面设计说明书

己15—13330综采工作面巷道布置及瓦斯综合治理设计说明书集团矿2023年4月11日目录TOC\o"1-2"\h\z\u第一章工作面概况及危险源分析1第一节工作面概况1第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定3第二章工作面工程5第一节工作面巷道布置5第二节巷道断面支护5第三章工作面各生产系统8第一节主运输系统8第二节辅助运输系统8第三节通风系统9第四节供电系统15第五节供水及综合防尘系统18第六节排水系统18第七节通讯系统19第八节监测监控系统19第九节压风自救系统20第十节防灭火系统22第十一节采面液压系统23第十二节采面照明系统24第四章专项设计25第一节防突设计25第二节瓦斯抽放设计30第三节水害防治专项设计42第五章考前须知及主要平安技术措施44第一章工作面概况及危险源分析第一节工作面概况一、采面概况采面位于己三扩大采区东翼下部，西起采区上山，东至9勘探线东200m处，南邻正在回采的己15-13310采面，北部尚未开发。采面设计走向长1300m，南北倾斜宽186.5m，采高3.1m，可采储量93.6万吨。该采面标高－460～－570m，地面标高+74～+76m，埋深534～645m。二、煤层赋存情况开采煤层属半光亮型焦煤。根据己三扩大轨道上山和己15—13310采面机巷揭露的资料看，煤层厚度较稳定，在2.2～3.5m之间，平均3.1m。煤层倾角东缓西陡,倾角10°～18°，平均11°。采面走向上呈里高外低，属俯采，俯角2°左右。三、地质构造从目前周围地质资料揭露看，采面区域地质构造较简单。己15—13310机巷在掘进过程中共揭露大小断层5条，其中落差最大0.3米，最小0.2米。预计己15—13330采面不会有较大的地质构造出现。四、顶底板岩性煤层直接顶为砂质泥岩，厚约7.0米；老顶为浅灰色中粒砂岩；直接底为5～8米厚的砂质泥岩。五、水文该采面水文地质条件较简单，煤层顶板中粗粒砂岩，含水层厚13米左右，砂岩裂隙较发育，富水程度较低，由于上部采面的回采，煤层顶板砂岩含水层多被疏放或疏干，在掘进过程中煤层顶板会有短时的滴淋水现象，一般不会造成大的水害威胁。该采面正常涌水量2～3m3/h，最大涌水量为5m3/h。己15－13330采面开采深度-460～-570m，最低开采深度-570m，10’-6孔水文观测孔水位-310m，本采面属带压开采，承压水头值2.6Mpa。〔带压开采可行性分析详见第四章第三节〕六、瓦斯己15—13330工作面瓦斯压力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三扩大采区突出危险区在－450～－550，根据突出危险等级划分，该工作面按突出危险管理。七、地表地面无高大建筑物及设施；地面水体主要有老湛河及水塘。第二节危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定一、危险源分析1、顶板煤层直接顶为砂质泥岩，属II类顶板，中等稳定；老顶为浅灰色中粒砂岩属II类顶板。2、水害该采面水文地质条件较简单，煤层顶板中粗粒砂岩，含水层厚13米左右，砂岩裂隙较发育，富水程度较低。由于上部采面的回采，煤层顶板砂岩含水层多被疏放或疏干，在掘进过程中煤层顶板会有短时的滴淋水现象，一般不会造成大的水害威胁。3、煤层自燃采面煤层为自燃煤层，自燃发火期4—6个月，需采取防灭火措施。4、瓦斯工作面瓦斯压力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。己三扩大采区突出危险区在－450～－550，根据突出危险等级划分，该工作面按突出危险管理。5、煤尘煤尘爆炸指数25.47—26.78％，具有爆炸危险性。二、采掘工艺〔一〕回采工艺工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为实现高产高效，按综采工作面布置，一次采全高。1、落煤：选用MG200/475-W型双滚筒采煤机落煤、装煤，双向割煤。额定能力900t/h。2、装煤：采用煤机滚筒的螺旋叶片配合运输机的铲煤板进行装煤。3、运煤：工作面采用SGZ—764/500型刮板运输机运煤，额定能力1000t/h。运输机道采用SZZ—764/200转载机运煤，额定能力1000t/h。4、支架选型：选用ZY5600-20/40型掩护式液压支架。5、工作面支护形式：液压支架沿工作面倾斜方向成直线排列，中心距1.5m，伸出前梁及掩护梁的侧护板，保持架间无间隙，前梁端面距不超过340mm。6、端头支护：上下端头使用长3.6mπ型长钢梁，长钢梁间距0.2m，成对间距0.7m，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距0.6m。7、顶板管理：采用全部陷落法。(二)掘进工艺新开巷道均采用炮掘。三、采面生产能力确定Q＝L×D×m×γ×C＝178×3.6×3.1×1.31×0.95≈2500(t/d)式中:Q工作面日生产能力，t/dL工作面长度m，取178D工作面日推进度m，取3.6m煤层平均采高m，取3.1γ煤的容重t/m3，取1.31C工作面回采率，中厚煤层取0.95。工作面日生产能力为2500t/d。第二章工作面工程第一节工作面巷道布置工作面按走向长壁布置，采面布置四条巷道：从上至下依次为风巷、高位抽排巷、机巷高位预抽巷、机巷。机、风两巷沿己15煤层布置，机巷按"机轨合一"布置。高位巷布置在己15煤层顶板10m处的岩层中。第二节巷道断面支护巷道断面及支护：〔1〕机巷：按"机轨合一"考虑，断面规格宽×高＝4.3×3.0m，支护选用锚网索联合支护。顶板锚杆采用φ20×2400mm高强锚杆，间排距650×700mm，两帮采用φ20×2000mm等强锚杆，间排距700×700mm。锚索规格φ15.6×8000mm，呈121布置，间排距2600×2100mm。〔2〕风巷：断面规格宽×高＝4.0×3.0m，支护选用锚网索联合支护。锚索呈121布置。顶板锚杆采用φ20×2400mm高强锚杆，间排距650×700mm，两帮采用φ20×2000mm等强锚杆，间排距700×700mm。锚索规格φ15.6×8000mm，呈121布置，间排距2100×2100mm。〔3〕高抽巷、机巷高位预抽巷：半圆拱断面，规格宽×高＝3.0×2.5m，支护选用锚网支护。锚杆为φ20×2000mm等强锚杆，间排距700×700mm。〔4〕切眼小断面同风巷。支护参数详见断面图。巷道顶板破碎时，要挑掉复合顶。帮顶网要搭接牢靠，不留三角煤。机巷支护断面示意图风巷、切眼支护断面示意图高位巷支护断面示意图第三章工作面各生产系统第一节主运输系统一、主运输设备工作面：刮板输送机1部，型号SGZ—764/500；机巷：转载机1部，型号：SZZ—764/200；带式输送机1部，型号：SSMB1000/2×132＋1×132；己三扩大皮带下山：带式输送机3部，型号SPJ－1000。二、出煤系统回采工作面→己15—13330机巷→己三扩大皮带上山→己三中部运输平巷→己三采区煤仓。详见生产系统示意图。第二节辅助运输系统辅助运输主要采用JD－11.4型调度绞车和JD-25型调度绞车对拉，相邻绞车分别靠巷道两帮布置，中对中相错10m。绞车窝尺吋必须保证绞车安装后有1.2m2的操作空间；绞车最突出部位与巷帮的距离不小于250mm，与轨道不小于500mm。辅助运输系统：己三大巷→己三轨道上山三片→己三扩大上部运输平巷→己三扩大轨道上山→风巷片盘→己15—13330风巷→采面。详见生产系统示意图。生产系统示意图第三节通风系统掘进工作面配风量720m3/min，回采期间采煤工作面配风量2200m3/min，具体计算如下：掘进工作面风机选型1、己15-13330机巷、风巷1〕按瓦斯涌出量计算：Q掘＝100QgK＝100×2.08×2＝416m3/min式中：Q掘—采面需风量,m3/min；K—瓦斯涌出不均匀系数,1.5～2.0，取2；Qg—瓦斯绝对涌出量〔日单进按5m〕，m3/min；Qg＝q×T日/540＝13.3×84.495/540＝2.08m3/min式中：T日－日出煤量〔按日单进5m计〕,t/日；T日＝5×4.3×3.0×1.31＝84.495t/日2〕按最大炸药用量计算：Q掘=〔7.37～25〕×A=25×4.9=122.5m3/min式中：A—一次最大炸药用量，4.9Kg；3〕按同时工作最多人数计算：Qc＝4N＝4×30＝120m3/min 式中：N－掘进工作面同时工作最多人数，按30人计算。4〕、按风速验算：15S掘＜Q掘＜240S掘 193.5＜Q掘＜3096式中：S掘—巷道掘进断面；因为Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘进工作面配风量416m3/min符合规定。考虑风筒10％的漏风率，应选用2×30KW对旋式主副风机供风，Q吸>＝458m3/min。2、己15-13330高抽巷、机巷预抽巷1〕、按瓦斯涌出量计算：Q掘＝100QgK＝100×0.48×2＝96m3/min式中：Q掘—采面需风量,m3/min；K—瓦斯涌出不均匀系数,1.5～2.0，取2；Qg—瓦斯绝对涌出量〔日单进按5m〕，m3/min；2〕、按最大炸药用量计算：Q掘=〔7.37～25〕×A=25×10=250m3/min式中：A—一次最大炸药用量，4.9Kg；3〕、按同时工作最多人数计算：Qc＝4N＝4×30＝120m3/min 式中：N－掘进工作面同时工作最多人数，按30人计算。4〕、按风速验算：15S掘＜Q掘＜240S掘 193.5＜Q掘＜3096式中：S掘—巷道掘进断面；因为Qmin＜Q掘＜Qmax，所以掘进工作面配风量250m3/min符合规定。考虑风筒10％的漏风率，应选用2×15KW对旋式主副风机供风，Q吸>＝275m3/min。采煤工作面风量计算：按瓦斯涌出量计算：Qc＝100QgK＝100×〔15.82－8〕×1.3＝1016m3/min式中：Qc—采面需风量,m3/min；K—瓦斯涌出不均匀系数，1.2～1.8，取1.3；Qg—瓦斯绝对涌出量〔采面日推进按4m〕；Qg=〔13.3－2.24〕×3.6×4×〔183－40〕/1440=15.82m3/min；8—各种抽放量总和，m3/min； 按劳动气象条件计算：Qc＝Qk×Kt×Kh×K1＝330×1.36×2.16×1.1＝1066m3/min式中：Qk—根本风量，一般取330Kt—工作面温度系数，Kt=at-b，工作面温度在20～26℃时，a=0.1,b=1.24，t取26℃,Kt=0.1×26-1.24＝1.36Kh—采高系数，Kh＝C×H×ψ＝1.0×3.6×0.6＝2.16式中：C—支护方式系数，综采取1.0M—采高，取3.6mψ—采面有效支护断面系数，掩护式支架0.55～0.6，取0.6。K1—采面走向长系数，1000m以上时，取1.1～1.4按同时工作最多人数计算：Qc＝4N＝4×60＝240m3/min式中：N－工作面同时工作最多人数，按60人计算。根据以上三种计算，取最大值，工作面风量确定为1016m3/min。按风速验算：Qmax=4×60Smin×K=4×60×3.6×3.64×0.75=2358m3/minQmin=1/4×60Smax×K=0.25×60×3.6×4.24×0.75=172m3/min式中：Smax、Smin为最大、最小有效通风面积K-有效断面积系数取0.75因为Qmax＞Qc＞Qmin故符合规定三、通风系统路线〔一〕、掘进通风：1、机巷：新风：己三扩大轨道上山→己15－13330机巷口〔局扇〕→机巷→工作面。乏风：工作面→己15—13330机巷→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。2、高抽巷：新风：己三扩大轨道上山→己15－13330风巷口〔局扇〕→高抽巷出煤道→高抽巷→工作面。乏风：工作面→己15—13330高抽巷→高抽巷出煤道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。3、风巷：新风：己三扩大轨道上山→己15－13330风巷口〔局扇〕→风巷→工作面。乏风：工作面→己15—13330风巷→己15—13330风巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。4、己15-13330机巷高位预抽巷新风：己三扩大轨道上山→己15－13330机巷高位预抽巷设备道〔局扇〕→己15－13330机巷高位预抽巷→工作面。乏风：工作面→己15—13330机巷高位预抽巷→己15—13330机巷高位预抽巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。详见掘进期间通风系统示意图。掘进期间通风系统示意图〔二〕回采时通风新风：己三扩大轨道上山→己15－13330机巷设备道→机巷→工作面。乏风：工作面→己15—13330风巷→己15—13330风巷回风道→己三扩大专用回风上山→己三扩大总回风巷→己三人行、己三皮带上山→己三新总回、己三老总回→地面。详见回采期间通风系统示意图。回采期间通风系统示意图第四节供电系统一、掘进期间供电系统〔详见掘进期间供电系统图〕二、回采期间供电系统〔详见回采期间供电系统图〕第五节供水及综合防尘系统一、供水系统1、采面主要用水点〔1〕机风巷净化水雾、洒水灭尘Q1=1000L/h〔2〕泵站用水量Q2=100L/h〔3〕转载点、架间喷雾Q3=3000L/h〔4〕煤机冷却、喷雾Q4=19200L/h〔5〕输送机冷却水Q5=12000L/hQ=〔Q1+Q2+Q3+Q4+Q5〕·K=35300×1.2=42360L/h=42.36m3/h式中：K—水量备用系数取1.22、供水管径Dp=√4Q/〔π×3600Vp〕=√4×42.36/〔3.14×3600×2〕=0.0866m=86.6mm式中：VP—水速，取2m/s故在风机巷各铺设一趟4吋供水管道，掘进期间一次铺设到位。二、综合防尘系统防尘管路利用供水管路，每50m安设一个三通阀门。掘进及回采期间，各转载点要设喷雾；风、机巷各安设两道净化水幕，距工作面60～200m处安设隔爆水棚。采面每隔10架设一个洒水喷头。采煤机按规定安设内外喷雾。个人佩戴防尘口罩。第六节排水系统采面总体呈里高外低，俯角约2°，掘进及回采期间工作面没有积水。己15-13310采面〔自流〕-→己三扩大采区水仓-→己三扩大轨道上山-→己三扩大上部运输巷-→己三轨道上山-→己三大巷-→一水平中央水仓-→地面。第七节通讯系统泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设置电铃、信号装置。小绞车运输设置声光信号装置。工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。按照《煤〔岩〕与瓦斯〔二氧化碳〕突出防治细那么》及《煤矿平安规程》第213条、第478条之规定，须安设地点：1、机巷转载机头；2、风巷切眼往外100m处；3、瓦斯抽放泵站；4、机巷外口；5、乳化液泵站。第八节监测监控系统一、瓦斯检测1、掘进期间风巷上掘进机，司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。巷道在掘进期间需安设两个甲烷传感器，报警值为0.8%，断电值为0.8%其具体位置分别位于：〔1〕距掘进工作面≤5m处；〔2〕巷道回风口以里10～20m处。2、回采期间采煤机司机必须佩戴便携式甲烷监测报警仪。己15—13330采面回采期间，共需要安设5个甲烷传感器，报警值均为0.8%，断电值均为0.8%，其具体位置分别是：〔1〕己15—13330风巷里口〔距回采工作面10～15m〕；〔2〕己15—13330风巷外段〔风巷回风道以里约10～20m〕；〔3〕己15—13330采面〔距上出口15m〕；〔4〕己15—13330机巷〔距采面5～10m〕；机巷、采面、风巷所有高、低压电源必须由一个变压器引出，假设2个甲烷传感器中有一个超限，都必须切断所有电源。二、顶板监测掘进期间，风机巷原那么上每隔30～50m布设一个顶板离层观测仪、一个巷道帮顶位移观测站。及时掌握巷道压力变化、巷道变形情况，以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。回采期间，采用KBJ-2004B型液压支架监测系统，一次布置五个点，分段检测，在支架的上、下立柱高压腔用φ10mm高压管与分机进行连接，收集立柱的瞬时工作阻力数据。第九节压风自救系统一、压风自救的安装与调试与管理一、压风自救风量和风压要求：风压不小于0.4MPa，风量不低于Q=K1K2∑总q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源K1、K2为漏风系数与备用系数二、压风自救管选择压风自救管选用2寸无缝钢管，对破损的压风管必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。三、压风自救站设置1、掘进期间：每隔50米安装一组压风自救，个数不少于5个，最后一组压风自救距掌子头25—40米，个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.6—1.8米。2、回采期间：〔1〕机巷安装一组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处，个数25个。〔2〕风巷eq\o\ac(○,1)在切眼往外25～40m处安装一组压风自救，个数20个，eq\o\ac(○,2)在回风口以里5m处安装一组压风自救，个数5个。eq\o\ac(○,3)在风巷每组绞车处安装两个压风自救。四、压风管路线路1、机巷轨道上山→机巷片盘→机巷；2、风巷轨道上山→风巷片盘→风巷。五、压风自救管理施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及压风自救完好，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持适宜的距离，要对气水别离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。第十节防灭火系统该采面煤层为自燃煤层，煤尘爆炸指数25.47—26.78％，自燃发火期4—6个月，需采取防灭火措施。一、采空区注浆１、日注浆量QJ=(Qt+QS)M=(572.6+3149.3)*0.93=3461.4式中：QJ－日注浆量，m3；Qs－日注浆水量，m3；Qt－日注浆土量，m3；M－泥浆制成率；QS=KSQtδ=1.1*572.6*5=3149.3式中：KS－水量备用系数，m3；Qs－日注浆水量，m3；δ－浆水比的倒数；Qt=KmlHC=0.25*3.6*3.6*186*0.95=572.6式中：K－注浆系数；m－煤层采高，m；l－日推进度，m；H-采面倾斜长度，m；G-回采系数。２、设备选择按照每天一个班注浆，那么小时注浆量：QJ2=3461.4/8=432.7实际工作流速V=4QJ2/(3600*3.14*d2)=4*432.7/(3600*3.14*0.0892)=1.72m/s>临界流速土水比1：5的轻亚粘土的临界流速为1.18m/s故注浆设备采用东风井注浆系统：东风井地面注浆站→东风井井筒→己三老总回→己三人行→己三上部运输平巷→己三扩大轨道上山→己15－13330风巷设备道→己15—13330风巷→采空区。注浆主管路规格为4吋钢管，风巷设备道及风巷为2吋钢管，采空区2吋白胶管。每天一班注浆，随采随注。注浆管埋入采空区20－30米，放顶后即注。第十一节采面液压系统1、泵站开关列车设置在工作面机巷车场〔车场距采面下出口不大于300m〕，不影响机巷正常通风、行人等，泵站列车放置地点保证支护完好。2、乳化液泵站采用RW400/31.5X4A-F乳化液泵配XR-WS2500乳化液箱向采面供液。3、乳化液泵站向采面敷设供液管〔φ32mm〕、回液管路〔φ50mm〕各一趟，在采面下端头供、回液管路分别安设一个三通分别向采面液压支架和乳化液钻机供、回液。在供、回液管路的采面上、下端头和采面中间各设置一个截止阀以备检修和急用。第十二节采面照明系统按照规程第473条规定，在采面、机巷转载点、机头硐室设固定照明，其中采面照明灯间距不得大于15m。灯具选用KBb－60型防爆萤光灯。第四章专项设计第一节防突设计己15－13330采面开采深度-460～-570m，最低开采深度-570m，己15—13330工作面瓦斯压力1.5～2.0MPa，瓦斯含量20～22m3/t。煤层厚度较稳定，在2.2～3.5m之间，平均3.1m。煤层倾角东缓西陡,倾角10°～18°，平均11°。己三扩大采区突出危险区在-450m水平以下，根据突出危险等级划分，该工作面按突出危险进行装备管理。工作面掘进期间防突措施：A．己15—13330风巷风巷在掘进期间沿空送巷，按突出威胁工作面管理，采取连续预测的防突管理方案。每5m预测一次，预测孔深7m，预测不超允许进尺5m。B．己15—13330机巷1〕直接执行防突措施①孔数：36个，分3排布置，每排12个;②孔径：φ89mm;③孔深：15m;④控制范围：措施孔终孔控制到巷道上帮8m，下帮6m；⑤措施孔执行完毕，进行煤体注水，注水封孔深度不小于2米，注水效果以邻孔出水或煤壁渗水为止。2〕效果检验措施孔打完、注水满足要求后，尽量在巷道软分层中布置布置三个孔径为42mm、孔深为7m的效检孔，一个布置在断面中间，平行于巷道方向，另两个布置时各距帮0.5m，控制到巷道轮廓线外3m。在2m、4m、7m处测试q值或Cq值，秤出每米钻屑量。测试步骤和要求为：瓦斯涌出初速度及Cq预测〔检验〕步骤：1〕尽量在巷道软分层中布置打孔径为42mm的测试孔，钻进速度控制在1m/min；2〕当测试孔深到达2m、4m、7m位置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔后测量室长度为0.5米，钻孔内封孔胶囊的压力达0.2Mpa；3〕在测试杆末端接上一煤气表，测量1min内煤气表转过的数值即为该钻孔瓦斯用处初速度q值；4〕从麻花钻杆打到2米到测试工序完成的时间间隔不超过2min，将第1分钟测定的读数〔流量值〕作为钻孔瓦斯涌出初速度q1，之后测定第2、3、4、5分钟的读数，Cq=q5/q1。以后每钻到4米、7米重复上述操作一次，同时测定其钻屑量。钻屑量测定钻孔打至1米以后，收集钻杆每打1米所排的煤粉，用弹簧称称出每米钻孔所排的煤粉质量，即为所测的钻屑量，每一预测孔的每米最大钻屑量即位该预测孔钻屑量。临界值及判断qmax＜3.5〔L/min〕Smax＜5.0〔Kg/m〕无危险qmax=3.5~4.0〔L/min〕Smax＜5.0〔Kg/m〕Cq＞0.62无危险qmax=3.5~4.0〔L/min〕Smax＜5.0〔Kg/m〕Cq＜0.62危险qmax=3.5~4.0〔L/min〕Smax＞5.0〔Kg/m〕危险qmax＞4.0〔L/min〕Smax＞5.0〔Kg/m〕危险一次循环进行两次效检，第一次效检不超允许进尺3米，第二次效检不超允许进尺2米。假设第一次效检超标，补打一排、12个15米深、孔径89mm的措施孔，并进行煤体注水，直至再次效检不超。假设第二次效检超标，必须重新执行防突措施。3)巷帮卸压孔在机巷掘进期间，在巷道两帮紧跟掌子头每两米布置一个卸压孔，卸压孔深度8m，孔径89mm，平行与煤层顶板布置。4〕前探孔为防止掘进期间突然出现的地质构造，消除瓦斯动力现象或瓦斯超限，在掘进期间，由地测部门利用瑞力波进行前探，同时为确实掌握工作面前方的地质情况，由防突队使用SGZ－150型钻机在工作面进行深孔前探，前探孔保证在50m，每个循环保存10m的深孔前探超前距。前探时，假设探到地质构造，必须停止施工，由地测分析构造情况，然后在采取针对性措施后，再继续施工。5〕机巷预抽巷穿层孔在机巷预抽巷巷道下帮向机巷方向布置穿层孔，终孔控制在机巷两帮，水平间距5m，孔径φ75mm。机巷上帮孔：俯角38°，孔深33m，其中穿煤段7.6m；机巷下帮孔：俯角31°，孔深45.5m，其中穿煤段10m。根据目前机巷预抽巷穿层孔抽放参数，抽放瓦斯浓度10％，抽放瓦斯纯流量4m3/min，那么机巷预抽巷抽放可解决瓦斯含量Wg=1440×4/A=2.88m3/t二．工作面回采期间的防突措施：1)执行前探、卸压、抽放、注水孔①孔数：在采面异常地带执行前探、卸压、抽放、注水孔，布置2排，孔间距1.5m，排距0.6m，孔数根据异常带长度确定;②孔径：φ89mm;③孔深：15m;2)预测预报在全采面范围内，在两排前探卸压抽放注水孔中间布置一排预测预报孔，预测孔必须布置在煤体的软分层中间，每隔10米布置一个直径42mm，孔深7m预测孔，总计15个。预测孔垂直于煤墙，具体要求见图，预测工具有弹簧秤、煤气表、秒表、测试杆。操作步骤及要求如下：A．瓦斯涌出初速度及Cq预测步骤：尽量在软分层中打预测孔，钻进速度控制在1m/min；当预测孔深到达3.5m、7.0m位置时，迅速拔出麻花钻杆，用专用封孔器封孔，封孔后测量室长度为0.5米，钻孔内封孔胶囊的压力达0.2Mpa；在测试管末端接上一煤气表，测量1min内煤气表转过的数值即为该钻孔瓦斯用处初速度q值；从麻花钻杆打到3.5m、7.0m到测定完的时间间隔不超过2min，将第1分钟测定的读数〔流量值〕作为钻孔瓦斯涌出初速度q1，之后测定第2、3、4、5分钟的读数，Cq=q5/q1。同时测定其钻屑量。B．钻屑量测定钻孔打至1米以后，收集钻杆每打1米所排的煤粉，用弹簧称称出每米钻孔所排的煤粉质量，即为所测的钻屑量，每一预测孔的每米最大钻屑量即为该预测孔钻屑量。C．允许进尺确定：第一次测试不超允许进尺3.0m，第二次测试不超，允许进尺2.0m，保存2米超前，假设预测超标必须执行防突措施。3)确定突出危险敏感指标临界值：qmax＜3.2(L/min)Smax＞5.0Kg/m危险qmax=3.2～4.0(L/min)Smax＜5.0Kg/mCq＞0.65无危险qmax=3.2～4.0(L/min)Smax＜5.0Kg/mCq＜0.65危险qmax＞4.0(L/min)或Smax＞5.0Kg/m危险三．平安防护〔一〕、压风自救1．压风自救的安装与调试与管理压风自救风量和风压要求：风压不小于0.4MPa，风量不低于Q=K1K2∑总q自=1.2*1.2*15*0.1=2.16m3/min≥Q源K1、K2为漏风系数与备用系数2〕掘进期间：每隔50米安装一组压风自救，个数不少于5个，最后一组压风自救距掌子头25—40米，个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.6—1.8米。回采期间：风巷在风巷切眼往外25～40m处安装一组压风自救，个数20个，在回风口以里5m处安装一组压风自救，个数5个。同时在风巷每组绞车处安装两个压风自救。机巷安装一组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处，个数25个。3〕压风自救管选用2寸无缝钢管，对破损的压风管必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。4〕施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及压风自救完好，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持适宜的距离，要对气水别离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。〔二〕．防突反向风门的设置：防突反向风门严格按《防突细那么》第95条规定进行设置〔三〕避难硐室设置要求：当巷道需要设置避难硐室时，严格按《防突细那么》第97条以及集团公司<2006>100号文件的要求进行设置。〔四〕、放炮管理采用远距离放炮时，放炮地点应设在进风侧反向风门之外或避难所内，放炮地点距工作面的距离不得小于300m。放炮员操纵放炮的地点，应配备压风自救系统或自救器。远距离放炮时，回风系统的采掘工作面及其他有人作业的地点，都必须停电撤人，放炮30min后，方可进入工作面检查。第二节瓦斯抽放设计一、概况依据渝煤科研[1989]124号文《关于矿突出煤层及突出矿井鉴定意见》和渝煤研科字[1997]第36号《五、八、十、矿突出矿井初步分级结果》，矿被鉴定为严重突出矿井，己15煤层为严重突出煤层，己16.17煤层为非突出煤层，综合考虑本采区为突出采区。采面位于己三扩大采区东翼下部，西起采区上山，东至9勘探线东200m处，南邻正在回采的己15-13310采面，北部尚未开发。采面设计走向长1300m，南北倾斜宽186.5m，采高3.1m，可采储量93.6万吨。该采面标高－460～－570m，地面标高+74～+76m，埋深534～645m。按突出危险等级划分，采面属突出危险工作面，必须严格按突出危险工作面管理。二、抽放瓦斯的必要性1、工作面可以供应的风量Qg=60L×H×Φ×v式中：L—最小控顶距，M，ZY5600型支架L=3.616M；H—采高，设计采高为3.1M；Φ—有效断面系数，Φ=0.6；V—规程允许的最高风速，v=4m/s。经过计算，Qg=1614.18m3/min2、采面瓦斯涌出量预测〔1〕相对瓦斯涌出量Qa=〔Wa-Wc〕×〔L-Lh〕/L式中：Qa—工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Wa—开采煤层原始瓦斯含量，Wa=22m3/tWc—残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10%~15%，这里取Wc=3.3m3/t；L—工作面采长m，L=186m；Lh—机、风巷排放瓦斯带的总宽度m，当煤的挥发分大于27%时，取Lh=26m。经过计算得，Qa=16m3/t。〔2〕绝对瓦斯涌出量Qy=Qa·A/1440=16×2000/1440=22.22〔m3/min〕3、工作面所需风量计算Qb=100Qy·Kw=100×22.22×1.6=3555.2〔m3/min〕式中：Kw—工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kw=1.6从计算结果可以看出，工作面的需风量远大于可以供应的风量，根据《规程》第145条规定，“一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决不合理时，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统。因此，己15－13330采面建立瓦斯抽放系统是必须的。四、抽放系统的选择根据高突工作面瓦斯综合治理经验，对高突综采工作面进行分源抽放。1、通风方法可以解决的瓦斯含量Wb=24×60Qg×C/〔100A×Kw〕+Wc式中：Wb—通风方法可以解决的瓦斯含量，m3/tC—规程允许的最高瓦斯浓度，1.0%Qg—工作面可以供应的风量，Qg=1614.18m3/minA—工作面日产煤量t，A=2000t；Wc—残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10%~15%，这里取Wc=3.3m3/t；Kw—瓦斯涌出不均衡系数，取Kw=1.6经过计算可得，Wb=11.62m3/t。2、本煤层抽放可以解决的瓦斯含量己15采面机风两巷各敷设一趟抽放管，抽放本煤层钻孔，预抽率按20%计算，那么本煤层抽放可解决瓦斯含量We=20%·Wa=4.4〔m3/t〕式中：We—本煤层抽放可解决瓦斯含量，m3/t；Wa—开采煤层原始瓦斯含量，Wa=22m3/t。3、机巷预抽巷穿层孔抽放可以解决的瓦斯含量根据目前机巷预抽巷穿层孔抽放参数，抽放瓦斯浓度10％，抽放瓦斯纯流量4m3/min，那么机巷预抽巷抽放可解决瓦斯含量Wg=1440×4/A=2.88m3/t〕4、通风、本煤层、机巷预抽巷穿层孔抽放解决瓦斯含量合计W=Wb+We+Wg=11.62+4.4+2.88=18.9〔m3/t〕计算结果说明，用通风方法、本煤层及机巷预抽巷穿层孔抽放合计可解决的瓦斯含量是18.9m3/t，而煤层本身的瓦斯含量是22m3/t。因此在采面回采时有必要采取其他抽放瓦斯措施。5、抽排巷抽放抽排巷抽放需要解决的瓦斯含量Ws=Wa-Wb-We-Wg==3.1〔m3/t〕6、按照以上计算结果，该采区各采面抽放系统必须建立三套抽放系统，即：1〕本煤层抽放系统、2)机巷预抽巷穿层孔抽放系统、3)抽排巷抽放系统。五、瓦斯抽放系统管径选择：1、本煤层抽放管径选择〔1〕本煤层抽放混合流量计算本煤层抽放，百米钻孔抽放量按0.02m3/min计算，取成孔率80%：1〕、机巷布置210个钻孔，总长度12600米，封孔长8米，那么抽放纯流量Q1=〔12600×80%-8×210〕/100×0.02=〔10080-1680〕/100×0.02＝1.68m3/min抽放瓦斯浓度按10%计算Qc1=16.8m3/min2〕风巷布置210个钻孔，总长度12600米，封孔长8米，那么抽放纯流量Q2=〔12600×80%-8×210〕/100×0.02=〔10080-1680〕/100×0.02＝1.68m3/min抽放瓦斯浓度按10%计算Qc2=16.8m3/min3〕本煤层总抽放混合流量Q纯=Qc1+Qc2=33.6m3/min〔2〕抽放管径的选择：1〕机巷、风巷抽放混合流量均为16.8m3/min，那么：d=0.1457·式中：d—管道内径,m；Qc—混合流量，m3/min，v—管内瓦斯流速，取经济流速v=10m/s。经过计算，d=0.189m=189mm，取内径200mm的8吋薄壁钢管作为本煤层机巷和风巷的抽放支管。2〕本煤层总抽放混合流量Q纯=33.6m3/min，那么：d=0.1457·式中：d—管道内径,m；Qc—混合流量，m3/min，v—管内瓦斯流速，取经济流速v=10m/s。经过计算，d=0.267m=267mm，取内径300mm的12吋薄壁钢管作为本煤层抽放主干管。2、机巷预抽巷抽放管径选择1〕机巷预抽巷抽放混合流量计算机巷预抽巷抽放瓦斯纯流量为4m3/min，瓦斯抽放浓度一般取10％，那么抽排巷混合流量为，Qc=40m3/min；2〕机巷预抽巷抽放管径的选择：d=0.1457·式中：d—管道内径,m；Qc—混合流量，m3/min，v—管内瓦斯流速，取经济流速v=10m/s。经过计算，d=0.29m=290mm，取内径300mm的12吋薄壁钢管作为抽排巷抽放主干管。3、抽排巷抽放1〕抽排巷抽放需要解决的绝对瓦斯涌出量Qc'=Ws·A/1440=3.1×2000/1440=4.3〔m3/min〕2〕假设抽排巷抽放浓度5%计算,混合瓦斯流量为:Qc"=4.3/0.05=86m3/min，管内流速取10m/s，那么高位斜交孔抽放管内径d"=0.1457·=0.427m＝427mm取内径500mm的20吋薄壁钢管作为抽排巷抽放主干管。六、瓦斯抽放泵的选择:1、抽排巷抽放阻力计算1〕摩擦阻力Hm=9.81Q2γL/〔KD5〕式中：Hm—管路摩擦阻力，PaQ—瓦斯流量，Q=5160m3/hγ—混合瓦斯对空气的密度比,查表得γ=0.973；L—管路长度，L=1500m；K—系数，查表得K=0.71D—瓦斯管内径，D=50cm。经过计算得Hm=1.77KPa2〕局部阻力按经验值，取管道总摩擦阻力的15%作为局部阻力Hf=15%Hm=15%×1.77=0.26KPa3〕管路总阻力Hc=Hm+Hf=2.03kPa4〕抽放泵的负压Hp=〔Hc+Hh〕Kb式中：Hp—泵的额定抽放负压，kPaHc—管路沿程阻力，kPa，Hh—孔口负压，kPa，Hh=30kPaKb—泵的备用系数，取Kb=1.2那么Hp=38.44kPa5〕抽放泵的额定流量Qp=∑Qc/(C·h)·Kc式中：Qp—泵的额定流量，m3/min∑Qc—抽放地点抽放量m3/minC—泵入口处瓦斯浓度，5%h—泵的机械效率，一般取80%Kc—备用抽放量系数，取Kc=1.2那么Qp=1290m3/min根据计算，泵的额定负压Hp=38.44kPa，额定流量Qp=129m3/min，对照瓦斯泵性能参数表，选取淄博产的2BEC-42型水环真空泵。2、本煤层抽放系统抽放瓦斯泵选择〔1〕本煤层抽放瓦斯1〕摩擦阻力A、机巷本煤层支管摩擦阻力Hm1=9.81Q2γL/〔KD5〕式中：Hm1—管路摩擦阻力，PaQ—瓦斯流量，Q=1008m3/hγ—混合瓦斯对空气的密度比,查表得γ=0.955；L—管路长度，L=1000m；K—系数，查表得K=0.71D—瓦斯管内径，D=20cm。经过计算得Hm1=4.19KPaB、风巷本煤层支管摩擦阻力与机巷本煤层支管摩擦阻力相等，那么：Hm1＝Hm2＝4.19KPaC、本煤层主干管摩擦阻力Hm=9.81Q2γL/〔KD5〕式中：Hm—管路摩擦阻力，PaQ—瓦斯流量，Q=3024m3/hγ—混合瓦斯对空气的密度比,查表得γ=0.955；L—管路长度，L=500m；K—系数，查表得K=0.71D—瓦斯管内径，D=30cm。经过计算得Hm4=2.48KPaHm＝Hm1+Hm2+Hm3+Hm4＝4.19+4.19+2.48＝10.86KPa2〕局部阻力按经验值，取管道总摩擦阻力的15%作为局部阻力Hf=15%Hm=15%×10.86=1.629KPa3〕管路总阻力Hc=Hm+Hf=12.72kPa4〕抽放泵的负压Hp=〔Hc+Hh〕Kb式中：Hp—泵的额定抽放负压，kPaHc—管路沿程阻力，kPa，Hh—孔口负压，kPa，Hh=30kPaKb—泵的备用系数，取Kb=1.2那么Hp=51.26kPa5〕抽放泵的额定流量Qp=∑Qc/(C·h)·Kc式中：Qp—泵的额定流量，m3/min∑Qc—抽放地点抽放量m3/minC—泵入口处瓦斯浓度，10%h—泵的机械效率，一般取80%Kc—备用抽放量系数，取Kc=1.2那么Qp=50.4m3/min根据计算，泵的额定负压Hp=51.26kPa，额定流量Qp=50.4m3/min，对照瓦斯泵性能参数表，选取淄博产的2BEC-353型水环真空泵。〔2〕机巷预抽巷穿层孔抽放瓦斯1〕摩擦阻力Hm=9.81Q2γL/〔KD5〕式中：Hm—管路摩擦阻力，PaQ—瓦斯流量，Q=40×60=2400m3/hγ—混合瓦