工作面瓦斯综合治理设计方案

工作面瓦斯综合治理设计方案工作面瓦斯综合治理设计方案12090工作面瓦斯综合治理设计方案编制单位：通风科编制人：科长：2012-12-1012090工作面瓦斯综合治理设计方案会审签名表采煤一队：年月日抽放队：年月日通风科：年月日地测科：年月日调度室：年月日机电科：年月日生产科：年月日安检科：年月日通风副总：年月日总工程师：年月日生产经理：年月日总经理：年月日工作面瓦斯综合治理设计方案会审意见

目录第一章12090工作面概况 5第二章瓦斯地质概况 7一、工作面顶、底板岩性 7二、地质构造 7三、水文地质 7四、煤层情况 7五、煤质 9六、瓦斯、煤尘和自燃发火情况 9第三章12090工作面危险源辨识 10一、瓦斯涌出量预测 10二、瓦斯事故危险源辨识 10三、煤尘事故危险源辨识 11四、火灾危险源辨识 11五、水灾危险源辨识 11六、机电事故危险源辨识 11七、顶板事故危险源辨识 11第四章工作面安全生产系统 12一、通风系统 12（一）掘进通风系统 12（二）工作面通风系统 13二、监测系统 14（一）掘进监测系统 14（二）回采监测系统 15三、防尘系统 16（一）掘进期间 16（二）回采期间 16四、供电系统 17（一）掘进期间 17（二）回采期间 18五、生产系统 18（一）掘进系统 18（二）回采系统 19六、压风自救系统 19（一）掘进期间压风自救系统 19第五章12090工作面回采期间瓦斯综合治理方案 21一、瓦斯综合治理方案 21（一）瓦斯抽放的必要性 21（二）瓦斯来源的分析 21（三）瓦斯综合治理方案的确定 22第六章瓦斯治理工程及瓦斯抽放系统 28一、钻孔量计算 28（一）12090工作面钻孔量 28（二）吨煤钻孔工程量 28二、瓦斯抽放系统 28第七章瓦斯抽采效果检验 29一、瓦斯综合治理安全技术措施 30二、组织管理措施 31三、其他 32

12090工作面瓦斯综合治理设计方案第一章12090工作面概况12090工作面于2012年9月开始掘进，计划2013年5月上旬掘进结束。工作面开采煤层为二1煤层，为12采区上山第十个工作面。该工作面东临11采区未采区，西临14采区保护煤柱，南临12071工作面采空区。12090工作面平面布置图见图一：12090工作面平面布置图。上巷设计长度为893m，下巷设计长度为912m，切眼设计长度153m。地表无水体、少量建筑物；地面标高+42～+76m，工作面标高-75～-110m，平均埋深455m。平均煤厚4.5m，煤炭工业储量77.9万t。图一：12090工作面平面布置图工作面上巷巷道可采长度790m，采用下宽6.9mU36可缩性三心拱支架喷浆联合支护，棚距0.5m，下净宽6.9m，净高3.5m，断面19㎡。下巷巷道可采长度790m，采用下宽6.9mU36可缩性三心拱支架喷浆联合支护，棚距0.5m，下净宽6.9m，净高3.5m，断面19㎡。断面图见图二：12090工作面上、下巷巷道支护断面图。图二：12090工作面上、下巷巷道支护断面图

第二章瓦斯地质概况一、工作面顶、底板岩性顶底板名称岩石类别厚度岩性顶板基本顶大占砂岩3～12.1m深灰色灰黑色成分石英为主泥质胶结厚层状局部微砂质泥岩直接顶砂质泥岩4～10.9m平均7.4m深灰灰黑色中厚层状含云母片及炭质局部砂质泥岩含植物化石伪顶泥质或砂质泥岩0.5～3m平均1.7m黑色，松软破碎易跨落、易污手底板直接底泥岩或砂质泥岩0～2.6m黑色灰黑色薄层状含炭质和植物化石，起伏较大，将来对回采可能会产生影响基本底砂质泥岩或细砂岩3.1～8.3m灰黑色灰色含黄铁矿结核及泥质条带可见大量黄铁矿结核和菱铁矿结核。见图三：12090工作面煤岩层柱状图。二、地质构造该工作面范围内岩层总体上为单斜构造，倾向北稍偏西，倾角在10°左右。根据现有地质资料，该工作面内无大的构造，但顶底板起伏较大，对掘进进度会产生一定的影响。三、水文地质根据12071工作面回采情况及现有实测资料，12采区东翼二1煤层顶板砂岩裂隙含水层不发育，富水性较小，12090上巷距原11131工作面上巷4m，该巷掘进过程中上帮550m、580m、745m三处出现淋水现象，均为老巷积水，涌水量2.0m³/h左右。预计最大涌水量10m3/h。四、煤层情况煤层为山西组二1煤层，黑色，粉沫状或块状，煤厚约0.6~14.7m，平均煤厚4.5m，局部有夹矸，倾角8°～12°，平均在10°左右（附煤层柱状图）。图三：12090工作面煤岩层柱状图

五、煤质煤质情况：煤质指标根据公司煤质科在工作面运输、上巷及切眼所采取煤样化验结果，求其平均值所得。Ｍt:11.75％，Ａd:37.47％，Ｖdaf:42.51％，ST:0.36％六、瓦斯、煤尘和自燃发火情况根据河南理工大学2011年7月编制的《二1煤层瓦斯基本参数测定报告》，12090工作面瓦斯基本参数如下：测定地点原煤瓦斯含量（m³/t）坚固性系数（f）放散初速度△p瓦斯压力（MPa）吸附常数孔隙率K（m³/m³）真密度γ（t/m³）视密度γ（t/m³）a(m³/t)b(MPa－1)12090工作面4.32（最大值）0.17100.2126.4800.9395.231.721.63煤尘：煤尘无爆炸危险性。自燃发火：煤层为不易自燃煤层。

第三章12090工作面危险源辨识一、瓦斯涌出量预测我公司属于高瓦斯矿井，11采区下山该区域随煤层埋藏深度变化瓦斯含量的增加并不明显。1、本煤层瓦斯涌出量预测（1）掘进工作面瓦斯涌出量预测：根据11131下巷掘进期间瓦斯涌出量为0.8m³/min，据此预测12090工作面掘进期间瓦斯涌出量为0.8m³/min。（2）回采工作面瓦斯涌出量预测：回采工作面瓦斯涌出量预测按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：q＝Q×A/（24×60）式中q——二1煤层回采工作面瓦斯涌出量，m³/minA——工作面日产量，t；取2000Q——开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m³/tQ=K1×K2×(X－Xc)×m/m0其中：K1——围岩瓦斯涌出系数，取1.2K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2＝1/η，η为工作面回采率，取0.95；m——煤层厚度，m；取4m0——煤层开采厚度，m；取3X——煤的原始瓦斯含量，m³/t，取最大值：4.32Xc——煤的残存瓦斯含量（运至地面），m³/t，取1.10代入计算公式q＝7.52m³/min故12090采面回采期间最大绝对瓦斯涌出量为7.52m³/min。二、瓦斯事故危险源辨识回采期间，最大绝对瓦斯涌出量为7.52m³/min，只通过风排不可以解决瓦斯问题，会引起瓦斯积聚，造成瓦斯超限等事故。三、煤尘事故危险源辨识在回采过程中的诸多环节都会产生煤尘，我公司二1煤层煤尘无爆炸危险性，不会引起煤尘爆炸，但若煤尘浓度超标时，会引起尘肺病。四、火灾危险源辨识二1煤层为不易自燃煤层，无煤层自燃引起火灾的危险性，但回采过程中，在放炮、供电、打钻、运输等方面，如果管理不善，可能会引起外因火灾事故。五、水灾危险源辨识根据11131工作面回采情况及现有实测资料，11采区下山东翼二1煤层顶板砂岩裂隙含水层不发育，富水性较小，12090上巷距原11131工作面下巷4m，该巷掘进过程中上帮550m、580m、745m三处出现淋水现象，均为老巷积水，涌水量2.0m³/h左右。预计12090工作面回采过程中正常涌水量为3m³/h，最大涌水量为10m³/h。六、机电事故危险源辨识在生产作业过程中，由于管理不善，井下电气设备会失爆，若有瓦斯积聚可能会引起瓦斯爆炸事故；同时电气设备会因过载、漏电或带电检修，造成人身触电事故。七、顶板事故危险源辨识在回采期间，由于管理不善或地质因素影响，可能会发生冒顶事故。

第四章工作面安全生产系统一、通风系统（一）掘进通风系统12090工作面上下巷在掘进期间均采用压入式通风，在巷道进风侧建造风门，回风流经回风联络巷进入总回风。1、通风线路(1)12090工作面上巷进风：地面→主、副井→东大巷→11采区轨道下山→12090工作面上巷车场→12090上巷→工作面。回风：工作面→12090上巷→12090工作面回风联络巷→11采区回风下山→11采区回风上山→11采区回风斜井→地面。(2)12090工作面下巷进风：地面→主、副井→东大巷→11采区轨道下山→12090工作面下巷车场→12090下巷→工作面。回风：工作面→12090下巷→12090工作面回风联络巷→11采区回风下山→11采区回风上山→11采区回风斜井→地面。2、局扇选型：（1）按掘进巷道的绝对瓦斯涌出量计算：Q掘=100×Q瓦×K=100×0.8×1.5=180m³/minQ瓦——采用12090工作面两巷掘进期间预测瓦斯绝对涌出量m³/min。取0.8K——通风不均衡系数，取1.5。（2）同时放炮的最大炸药用量计算Q掘=25×A=25×10.8=270m³/minA——一次爆破的最大装药量，kg，A=10.8kg。（3）工作面最多人数计算工作面交接班时人数最多为40人，每人每分钟需风量为4m³，则Q掘=4N=4×40=160m³/min（4）按局扇实际吸风量选风机FBD№6.7(2×37KW)局扇实际吸风量为410~700m³/min，风筒直径为Ф800mm。（5）风速验算按《煤矿安全规程》规定，巷道风速必须满足以下要求：即：Vmin＝0.25m/s，Vmax＝4m/s，Smin＝12.4㎡，Smax＝17.2㎡，则：Vmin=410/(60×17.2)=0.40m/sVmax=700/(60×12.4)=0.94m/s结果：0.25m/s<V<4m/s，根据计算结果，该掘进工作面应选两台FBD№6.7(2×37KW)局扇供风，均可满足要求。（二）工作面通风系统12090工作面采用下巷进风，上巷回风的全负压上行通风方式。通风系统图见图四：12090回采工作面通风系统图。1、通风线路：进风：地面→主、副井→东大巷→11采区轨道下山→12090工作面下巷车场→12090下巷→工作面。回风：工作面→12090上巷→12090工作面回风联络巷→11采区回风下山→11采区回风上山→11采区回风斜井→地面。2、工作面风量计算：（1）按工作面的绝对瓦斯涌出量计算：Q采=QK/c=1.2×7.52/0.8%=1128m³/minQ采采面供风量m³/min。Q生产期间瓦斯绝对涌出量m³/min，取7.52K采面瓦斯涌出不均衡系数，取为1.2C工作面最高允许瓦斯浓度0.8％（2）工作面最多人数计算：Q采=4N=4×120=480m³/minN工作面交接班时最多人数，取120人。（3）按工作面温度计算：Ｑ＝60VSK＝60×1.3×11.37×1.2=1064.2m³/min当t＝22°时，V取1.3m/s（4）风速验算Q采min=Vmin×S=0.25×60×11.37=170.5m³/minQ采max=Vmax×S=4×60×11.37=2728.8m³/min根据计算满足Q采min<Q采=1128m³/min<Q采max计算结果符合《煤矿安全规程》之规定，故采面风量定为1128m³/min3、风门的位置及数量在12090工作面上巷车场安装一组正反向风门，由两道正向风门和两道反向风门组成，见回采工作面通风系统图。图四：12090回采工作面通风系统图二、监测系统（一）掘进监测系统1、安全监测设备KJ70N型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF31型分站一台，布置于11采区轨道下山13#变电所。2、探头位置(T1)距掘进正头不超过5m，(T2)距回风巷口10～15m。悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。3、报警断电点：报警点:T1、T2均为≥0.8%；断电点:T1、T2均为≥0.8%；复电点：T1、T2均为＜0.8%。4、断电范围：(T1)、(T2)断电范围均为本巷道内所有非本质安全型电器设备。（二）回采监测系统1、安全监测设备KJ70N型监测系统布置在地面调度室中心机房，KJF31型分站一台，布置于11采区轨道下山13#变电所。见图五：12090回采工作面监测系统布置示意图2、瓦斯传感器位置T1位于工作面上隅角，距放顶线不大于800mm；T2位于工作面回风流，距工作面安全出口5~10m；T3位于工作面回风流，距回风口侧10～15m。悬吊位置距顶不大于300mm，距帮不小于200mm。3、报警断电点：报警点:T1、T2、T3均为≥0.8%；断电点:T1、T2、T3均为≥0.8%；复电点：T1、T2、T3均为＜0.8%。4、断电范围：(T1)、(T2)、(T3)断电范围均为工作面内及上巷内所有非本质安全型电器设备。图五：12090回采工作面监测系统布置示意图三、防尘系统（一）掘进期间1、掘进时必须按防尘要求安设防尘管路，并要直达掘进工作面。防尘管路每50m必须安设一个三通，管路吊挂平直，吊挂间距不超过5m。2、掘进时必须使用湿式打眼，否则应有灭尘措施。装药时，必须使用水炮泥，放炮前后必须喷雾洒水，装煤时必须洒水灭尘。3、掘进时按规定安设两道喷雾装置，第一道距工作面正头不超过30m，第二道距工作面正头不超过50m，喷雾装置要操作灵活，雾化好，封闭全断面。4、防尘设备要指定专人维护和管理，不准随意拆除。5、放炮前后，距掘进工作面30m范围内巷道要全断面进行冲刷。6、每天要对巷道的煤尘进行清扫，工作面人员要佩带防尘口罩。7、在掘进巷道内安设一组隔爆水棚，水棚距正头间距60～200m，水量不小于200L／㎡，水袋总数不少于60个，棚间距1.2m，安设后要经常加水、维护，确保水量充足。（二）回采期间1、管路直径为75mm钢管，铺设到上下安全出口，三通阀门上下巷均为50m一个。2、下巷内设置两道全断面水幕，第一道水幕在采煤工作面下巷口向里10-15m范围内，第二道水幕在采煤工作面下巷安全出口以外30m范围内。上巷内至少设置三道全断面水幕，第一道水幕在上巷安全出口以外30m范围内，第二道水幕与第一道水幕间距不得大于20m，第三道水幕在工作面回风联络巷口下风侧10-15m范围内。3、采煤机必须有内外喷雾装置，雾化程度好，并坚持正常使用，放顶煤时放煤口必须喷雾洒水，否则不得放煤。4、工作面及上下安全出口10m范围内的煤尘，由生产单位负责清扫冲尘，以外巷道定期冲刷。5、机组司机、移架工、放煤工、拐头工等所有接尘人员应佩戴防尘口罩。6、工作面上、下巷必须安设辅助隔爆水棚，用水量按巷道断面计算，不小于200L/㎡，水棚排距1.2—3m，棚区长度＞20m。安装地点距离工作面60—200m。安设后要经常加水、维护，确保水量充足。7、工作面浅孔抽放孔及卸压带深孔钻孔经过抽放后，钻孔内瓦斯浓度低于3%时，停止抽放，利用废旧钻孔向煤层注水。四、供电系统（一）掘进期间（1）12090下巷：由井下中央变电所动力变压器→13#变电所→12090下巷机电设备和动力风机。（2）12090上巷：由井下中央变电所动力变压器→13#变电所→12090上巷机电设备和动力风机。2、风机专用线：（1）13#变电所→12090工作面下巷专用风机。（2）13#变电所→12090工作面上巷专用风机3、供电系统要求：实现双风机、双电源、自动倒台、风电、瓦斯电闭锁。供电线路及设备做到“三无”、“四有”、“两齐”、“三全”、“三坚持”。4、电气设备及电缆安装要求按照要求，实现标准化。（二）回采期间该工作面采用远距离供电方式，主要设备均采用1140V电压等级，采用两台KBSGZY─1250/1140移动变电站和一台KBSGZY─500/1140移动变电站（专供乳化液泵）供电，工作面供电系统：11采区集中变电所——工作面及上下巷各用电点，详见供电系统图。附图七：12090工作面上巷供电系统图图七：12090工作面上巷供电系统图五、生产系统（一）掘进系统1、施工工艺12090工作面上、下巷设计沿二1煤层底板掘进，为全煤巷。采用全断面一次掘进。皮带输送机和刮板输送机运输。2、运输系统（1）12090上巷：正头采用EBZ-160综掘机掘进→SSJ—320S皮带输送机→11采区皮带下山→11采区煤仓→吨车→井下大煤仓→主井升井。（2）12090皮带顺槽：正头采用爆破落煤，通过人工装煤入SGW-40T刮板输送机→SSJ—320S皮带输送机→11采区皮带上山→11采区煤仓→吨车→井下煤仓→主井升井。（二）回采系统1、回采工艺12090工作面采用走向长壁综采放顶煤采煤方法回采。2、运输系统工作面采用MG200/530-WD1采煤机落煤并旋入前部SGZ764/500中心双链刮板机→SZZ764/250型巷道转载机→下巷SSJ—320S皮带输送机→11采区皮带下山→11采区煤仓→吨车→井下煤仓→主井升井。六、压风自救系统压风自救系统由地面压风机房通过φ159mm压风管向井下供风。（一）掘进期间压风自救系统在距掘进工作面正头25～40m的巷道内及放炮地点，各安装一组（4个压风自救箱）随着巷道的掘进，每隔50米安装一组（5个）压风自救装置。压缩空气供给量，每人不得少于0.1m³/min。压风自救系统由使用单位进行安装和管理。（二）回采期间压风自救系统回采工作面上巷在距采面上安全出口以外25～40m范围内设置1组压风自救箱，压风自救箱个数为6个；向外每隔50m及有人固定作业地点安装一组压风自救装置；下巷在距采面下安全出口以外50～100m范围内设置一组压风自救箱，压风自救箱个数为6个。见图八：12090工作面压风自救系统图。图八：12090工作面压风自救系统图

第五章12090工作面回采期间瓦斯综合治理方案一、瓦斯综合治理方案（一）瓦斯抽放的必要性1、掘进期间根据11131下巷掘进期间瓦斯涌出量为0.8m³/min，据此预测12090工作面掘进期间瓦斯涌出量为0.8m³/min。无瓦斯抽放必要性2、回采期间当一个矿井或采区（工作面）的绝对瓦斯涌出量大于通风所允许稀释的瓦斯涌出量时，就需要考虑瓦斯抽放。在此状况下，抽放瓦斯的必要性指标为：式中q——回采工作面绝对瓦斯涌出量，m³/min；——通风能力可以排除的绝对瓦斯涌出量，m³/min；V——回采工作面允许的最大风速，m/s，按《煤矿安全规程》规定最高风速为4m/s，结合当前配风状况的实际情况，取1.76m/s；S——风流通过的最小巷道断面，㎡，采煤机采煤高度2.6m，平均控顶距为4.9m，工作面平均断面面积取11.37㎡；C——工作面风流最大瓦斯浓度，取0.4%；K——矿井或采区（工作面）瓦斯涌出不均衡系数，K=1.2～1.7，取1.2。经过计算，=4.0m³/min，而12090工作面绝对瓦斯涌出量预测为7.52m³/min。小于预测的瓦斯涌出量值。12090工作面的设计配风量为1200m³/min。由此说明，采用通风方法解决工作面瓦斯涌出基本上是不可行的，必须采取瓦斯抽放措施。在未来的生产进程中需要抽放的最大瓦斯量为：3.52m³/min。（二）瓦斯来源的分析①根据历年来瓦斯等级鉴定：矿井瓦斯主要来源于采掘工作面生产过程中，特别在回采中的涌出量占矿井瓦斯来源的主要成份，采煤工作面上隅角容易致使瓦斯积聚；②随着煤层采动的影响，回采工作面周期来压时，采空区的瓦斯涌出造成工作面瓦斯涌出量也会大大增加。③在掘进过程中，12090工作面上下巷绝对瓦斯涌出量为0.8m³/min；切眼贯通后，工作面绝对瓦斯涌出量为1.3m³/min；正常生产期间工作面煤壁绝对瓦斯涌出量为1.3m³/min；经过割煤机割煤落至溜子上时，绝对瓦斯涌出量为3.9m³/min；后溜放煤时，采空区绝对瓦斯涌出量为2.85m³/min。在生产过程中，由于“三软”煤层特性，采空区瓦斯不断从工作面中溢出。（三）瓦斯综合治理方案的确定①矿井生产为单一煤层开采状态，没有邻近层。根据河南理工大学2011年7月编制的《二1煤层瓦斯基本参数测定报告》：“该区域随煤层埋藏深度变化瓦斯含量的增加并不明显。因此，11采区下山在开采标高为-140m以上范围内二1煤层的瓦斯含量变化不会太大。但是，由于历史资料显示，二1煤层瓦斯含量受局部地质构造影响较大，故在煤层开采过程中应特别注意地质构造变化引起局部瓦斯的异常变化情况。”②目前回采工作面上隅角瓦斯浓度偏高及2010年建立11131工作面井下移动瓦斯抽放系统的成功实践，下阶段瓦斯抽放的重点仍应该以有效排除采空区内卸压瓦斯为主。③为减轻工作面周期来压时造成瓦斯涌出量大大增加，先一步对工作面进行本煤层卸压带斜交长钻孔抽放及工作面煤壁浅孔抽放，降低煤层瓦斯含量，减少瓦斯涌出量。综合以上分析，根据我公司12090工作面瓦斯地质实际情况，结合义煤集团公司瓦斯综合治理要求，最后初步确定12090综采工作面的瓦斯抽放方案为：回采工作面上巷低位钻场高位钻孔抽放；上隅角预留空间插、埋管抽放；上、下巷本煤层卸压带深孔斜交钻孔抽放；工作面煤壁浅孔抽放。（1）低位钻场高位钻孔抽放①、钻孔布置的初期设计该方法要求钻孔终孔应处在冒落带的上方，以捕集处于冒落破坏带及裂隙带中的上部卸压层（离层裂隙带）涌向采空区中的瓦斯。其中冒落带高度经验计算公式如下：其中：M为工作面煤层采高，采高为3.0m经计算冒落带高度为：8-13m，根据煤层顶板坚硬性系数越小，则冒落带高度越高的规律，冒落带离底板高度取13m；既距顶板法距10m高的层位是钻孔终孔布置层位。在上巷距离工作面上安全出口60m处施工1号低位钻场，并在1号低位钻场后每隔50m施工一个低位钻场，待切眼推至1号钻场10m处，1号钻场停止使用，开始启用2号钻场，以此类推。附图九：低位钻场高位钻孔抽放侧视及俯视图。图九：低位钻场高位钻孔抽放侧视及俯视图钻场规格：深4m，宽度4m，高度3m，在钻场内布置一排高位钻孔（共5个），钻孔孔径75mm，孔深为61~63m，终孔位置在煤层上方距离顶板10m处，终孔间距为5m，具体参数见表1-1、1-2；在距上安全出口60m处做1号钻场，钻孔参数表1-1：钻孔编号水平角仰角孔深10°8.90°61.0m23.21°8.03°61.0m37.38°7.52°61.5m411.48°6.18°62.0m515.48°5.24°63.0m在距1号钻场50m处做2号钻场，钻孔参数表1-2：钻孔编号水平角仰角孔深10°8.90°61.0m23.21°8.03°61.0m37.38°7.52°61.5m411.48°6.18°62.0m515.48°5.24°63.0m低位钻场内钻孔开孔位置如图十所示：图十：低位钻场内钻孔开孔位置（单位：cm）钻孔施工完毕后，采用聚氨脂与布条封孔，封孔长度不少于8m，封孔后立即联管抽放，并安装孔板流量计、放水箱及阀门。（2）上隅角预留空间插、埋管抽放标准：1、2号管距顶板10cm，3号管距顶板25cm，水平距上帮30cm。1号管一直保持在新近预留的空间里45cm长；2号管口一直在上一个空间里留45cm长，并在新近预留的空间里，管子下部开若干小口。第一个空间形成后，1、2号管都在这个空间内，第二个空间形成后，1号管在第二个空间内，2号管同时在两个空间内埋设；第三个空间形成后，1号管充当2号管，2号管充当1号管。以此类推，每隔两个空间的形成，1、2号管轮替埋入两个空间。3号管留在每个空间里120cm长且在此位置上管子下方开若干小口，管子头用纱布网包装好。见图十一：工字钢棚预留空间埋管抽放示意图图十一：工字钢棚预留空间埋管抽放示意图工字钢棚上方用塑料网铺盖，避免矸石落入工字钢棚空间内。工字钢棚外用土袋墙垒实。（3）上、下巷本煤层卸压带深孔斜交钻孔抽放在上巷距上安全出口10~60m范围内及在下巷距下安全出口10~50m范围内，每隔2m布置1个斜交钻孔。钻孔长度不低于60m，孔径75mm，孔口距离煤层底板1.2m。钻孔的参数及布置图见附图十二。钻孔施工完毕后，采用聚氨脂与布条封孔，封孔长度不少于8m，封孔后立即联管抽放，并安装孔板流量计、放水箱及阀门。每5个钻孔共用一套孔板流量计进行抽采计量。（4）工作面煤壁浅孔抽放在综采工作面准备班期间，实施浅孔抽放。在切眼煤壁上沿煤层倾向布置抽放浅孔，煤厚小于3m时布置壁中单排；煤厚大于3m时布置双排，钻孔呈三花眼布置，开孔位置分别距煤层底板1.2m和2.4m。钻孔间距为2m，深度8m，钻孔偏角为0度，钻孔仰角均为6°左右。工作面每推进8米一个循环。在上下巷本煤层斜交长钻孔空白带（即工作面中段40米范围内）钻孔深度为12米，以补充斜交长钻孔空白带。钻孔施工完毕后采取黄泥封孔，封孔深度2m，封孔完毕后立即联管抽放，当抽出瓦斯浓度在3%以下时，停止抽放，然后利用报废钻孔对煤壁进行注水，单孔注水量在2.2m³以上，等煤壁注水完毕后，方可进行正常回采。工作面瓦斯综合治理设计方案图十二：12090工作面瓦斯综合治理方案及抽放系统图工作面瓦斯综合治理设计方案第六章瓦斯治理工程及瓦斯抽放系统一、钻孔量计算（一）12090工作面钻孔量 1、本煤层抽放钻孔量该工作面本煤层抽放计划布置879个钻孔，钻孔深度60m，钻孔总量为52740m。2、高位钻孔量12090工作面施工高位钻孔钻场数为15个，每个钻场内钻孔量为320m，高位钻孔量为4800m。3、工作面浅孔抽放钻孔量12090工作面施工浅孔抽放钻孔循环数为98个，每个循环钻孔量为608m，钻孔量为67424m。4、12090工作面钻孔总量共计上面所有钻孔，12090工作面钻孔总量为m。（二）吨煤钻孔工程量12090工作面地质储量为73.7万t，钻孔总量为m，吨煤钻孔工程量合计为：÷737000=0.17m/t二、瓦斯抽放系统该工作面利用井下11区集中抽放泵站内4台（2台备用）2BEC-42水环式真空抽放泵抽放瓦斯。泵的参数：额定流量120m³/min，额定负压160KPa，额定功率160Kw。工作面铺设两趟Φ315mm抽放主管，其中一趟抽放管路实现工作面煤壁浅孔及本煤层抽放，另一趟抽放管路实现上隅角埋管及巷帮钻场高位钻孔抽放。铺设路径：集中泵站→11采区回风下山左侧→12090回风联络巷→12090上巷皮带内侧。

第七章瓦斯抽采效果检验11采区集中泵站两套抽放系统抽放瓦斯，井下移动两套系统抽放瓦斯量合计必须达到3.52m³/min，才能解决回采过程中瓦斯问题。其中一套瓦斯抽放系统主要负责抽放上隅角埋管及低位钻场高位钻孔采空区瓦斯抽放，根据2BEC42型瓦斯抽放泵性能参数抽放泵额定流量为120m³/min，实际运转时一台单独可抽排混合气体量70m³/min，抽放瓦斯浓度5～12%，可抽排纯瓦斯3.5～8.4m³/min；其中上隅角埋管抽放抽放纯量为1.8~3.6m³/min，低位钻场高位钻孔抽放纯量为1.7~4.8m³/min。另一套瓦斯抽放系统主要负责本煤层顺层卸压带斜交长钻孔及工作面煤壁浅孔瓦斯抽放，根据2BEC42型瓦斯抽放泵性能参数抽放泵额定流量为120m³/min，实际运转时一台单独可抽排混合气体量50m³/min，抽放瓦斯浓度5～9%，可抽排纯瓦斯2.5～4.5m³/min；本煤层顺层卸压带斜交长钻孔抽放纯量为1.0~2.0m³/min，工作面煤壁浅孔抽放纯量为1.5~2.5m³/min。两套抽放系统同时运转可抽排纯瓦斯量达6～12.9m³/min，大于采面需要抽放的瓦斯量3.52m³/min。在工作面配风1200m³/min情况下，风速处于良好状态，回风流瓦斯浓度不超过0.6%，满足生产需要，符合设计要求。通过采取以上瓦斯综合治理措施后，风排瓦斯量达到3.60m³/min，抽放瓦斯量达到6～12.9m³/min，12090工作面瓦斯抽放率可达52%以上，12090工作面回风流中瓦斯浓度及工作面上隅角瓦斯在0.6%以下，可以满足12090工作面安全生产需要。工作面瓦斯综合治理设计方案附图十一：12090工作面瓦斯综合治理方案及抽放系统图第八章瓦斯综合治理安全技术措施附图十一：12090工作面瓦斯综合治理方案及抽放系统图一、瓦斯综合治理安全技术措施1、工作面上巷风门必须进行连锁，保证工作面通风系统稳定。工作面配风量满足通风、防尘、防瓦斯要求，加大工作面风量，保证配风量大于1200m³/min且风速不超过规程规定，工作面温度不超过26°C。2、信息中心必须按规定位置悬挂传感器，并保证传感器正常工作，杜绝误报警。信息中心负责安装的瓦斯传感器必须灵敏可靠，瓦斯超限时保证工作面及上巷全部非本质安全型电器设备断电可靠。3、加强上下巷监测探头的监管和维护，区队洒水降尘时要对探头进行保护，严防人为或意外破坏造成的探头误传误报。4、通风队每班派专职瓦检员加强对工作面气体检查，认真执行瓦斯巡回检查、班中汇报请示制度和现场电话对口交接班制度，特殊情况及时汇报，通风调度要认真执行反调度。严格交接班制度，不留死角。5、瓦检员要切实履行自己的职责，严禁空班或弄虚作假，当回风流瓦斯浓度达到0.5%时，工作面要停止生产，严防瓦斯超限。6、工作面生产时，井下抽放系统必须保证稳定可靠运转。7、严格执行各项安全技术措施及安全防护措施。按要求安设压风自救系统，加强个体防护，要求所有人员佩戴并熟知隔离式自救器的应用、熟知避灾路线。8、工作面上下隅角要用煤袋、黄泥或彩条布堵严，下隅角老塘封堵长度不小于5m，拐弯不小于3m，减少向老塘串风。9、抽放队每班对上巷的抽放管路和钻孔进行巡护和放水、清渣，上巷本煤层抽放和水箱要随回采进度及时拆除和外移，弹簧管严禁挤压和盘绕。10、加强抽放管理和监测监控，在每根抽放支管设观测孔进行参数检查，及时关闭低浓度CH4钻孔，进行