2272工作面综合治灾措施.doc

2272工作面瓦斯灾害治理设计一.设计主要依据a.煤矿安全规程；b.煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）；c.保护层开采技术规范（AQ10502008）；d.2272工作面作业规程；e.防治煤与瓦斯突出规定；f、2272工作面掘进期间的瓦斯涌出资料、防突预测预报资料；二.设计的指导思想整体设计思想：在符合规范要求的前提下，通过采用合理的抽采钻孔布置与择优的通风方式，将风排治理瓦斯与抽采治理瓦斯进行有效结合，充分满足采面的瓦斯灾害治理。、风排治理瓦斯方案根据工作面掘进期间炮后煤层瓦斯涌出量（破碎煤层瓦斯解析率），初步分析计算工作面开采期间本煤层涌出的预计瓦斯量，再结合工作面开采期间预计下部邻近煤层向本层开采空间涌出的瓦斯量，得到工作面开采期间采场涌出瓦斯总量；最后根据瓦斯涌出量确定工作面的最佳通风方式及配风方案。、抽采治理瓦斯方案根据本工作面掘进期间煤层瓦斯涌出，防突预测预报及地质构造变化情况，将工作面的突出危险性进行分级分带（即划分为严重突出危险区、一般突出危险区），最后再针对我们的严重突出危险区、一般突出危险区采取不同的抽采治理瓦斯方案，做到“重点”地段“特殊”治理。三、工作面概况:1、工作面位置：2272工作面位于22盘区东翼第四分段，北东（NE）为原2252工作面（已采）；南西为（SW）为2292工作面（未布置）；北西（NW）为2282工作面（已采），南东（SE）为原2062工作面（已采）。2、地理位置情况：该工作面位于幺店子、览槽湾、木马田湾、老屋基一带。地表标高+984.2+896.0m，二煤层埋深390450m。3、工作面布置2272-1工作面走向长度510m，倾向长度120m；2272-2工作面走向长度207m，倾向长度118m。4、煤层赋存情况：二煤层（B4）为简单结构，厚度为1.02.0m，平均厚度1.2m；三煤层（B3），厚度为1.01.7m，平均厚度1.4m；四煤层（B2），厚度为1.63.0m，平均厚度2.0m。二、三煤层层间距1.23.0m；三、四煤层层间距3.04.0m。煤层走向：300310，倾向：210220，倾角：510，平均倾角8。岩性综合柱状图见附图1。5、地质概况F1逆断层：走向199倾向109倾角25落差2.0m，位于2272工作面之内，对回采影响较严重。F2正断层：走向190倾向280倾角39落差1.8-7.0m，对回采影响严重。F3正断层：走向192倾向102倾角36落差1.2m，对回采有一定影响。F4正断层：走向224倾向314倾角38落差1.2m，对回采有一定影响。F5正断层：走向202倾向112倾角33落差1.5m，对回采有一定影响。F6正断层：走向254倾向164倾角50落差3.0m，对回采有一定影响。四、工作面巷道布置、采煤方法及支护方式工作面巷道布置：工作面共布置机、风巷及切眼三条巷道，机、风巷沿煤层走向方向布置，切眼沿煤层倾斜方向布置，切眼与机、风巷联通。采煤方法：工作面采用走向长壁后退式采煤法。支护方式:选用掩护式液压支架、单体液压支柱配工字钢和铰梁等支护材料支护工作面顶板。 开采时间：预计2010年6月全面形成工作面，2011年5月开采。五、瓦斯储量1、2272工作面本煤层（B4）瓦斯储量1）2272-1工作面瓦斯储量W1B4SDHX612001.5512.33881.21404550m3式中：S工作面面积；S=61200m2； D煤的容重，取1.55t/m3； X煤层瓦斯含量，12.3388m3/t H煤层厚度，煤层平均厚度为1.2m；2）2272-2工作面瓦斯储量W2B4SDHX244261.5512.33881.2560580m3式中：S工作面面积；S=24426m2； D煤的容重，取1.55t/m3； X煤层瓦斯含量，12.3388m3/t H煤层厚度，煤层平均厚度为1.2m；2、邻近B3煤层瓦斯储量1）2272-1工作面对应区域邻近B3煤层瓦斯储量2272-1工作面对应下部区域邻近B3煤层的瓦斯储量：根据煤矿瓦斯抽采规范（1027-2006）中规定，B4煤层对应下部区域邻近B3煤层的瓦斯储量W计算公式为：W=AX式中：下部对应区域邻近B3煤层的煤炭储量，t；=面积煤厚容重=612001.3m1.55t/m3B3煤层的吨煤瓦斯含量，m3/t;为12.3388 m3/tW1=AX=612001.3m1.55t/m312.3388 m3/t =1521596m32)2272-2工作面对应区域邻近B3煤层瓦斯储量 同上可计算出2272-2工作面对应区域邻近B3煤层瓦斯储量W2=AX=244261.3m1.55t/m312.3388 m3/t =607296m33）工作面回采期间邻近B3煤层瓦斯排放率计算根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)中规定，邻近B3煤层受采动影响的瓦斯排放率为：当煤层采高小于4.5m时，其计算公式为：式中：第i邻近层与开采层垂直距离，m；B4、B3煤层平均间距为1.3m。受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m；参考2182-2采煤工作面突出指标参数与顶板压力考察科研报告结论，该值取8m。故有邻近B3煤层受采动影响的瓦斯排放率值计算为：4）回采期间邻近B3煤层向本煤层涌出的卸压瓦斯总量2272-1工作面开采期间邻近B3煤层向本煤层涌出的瓦斯总量为：W1B3=W1K1=1521596m30.84=1278140m32272-2工作面开采期间邻近B3煤层向本煤层涌出的瓦斯总量为：W2B3= W2K1=607296m30.84=510128m33、邻近B2煤层瓦斯储量1）2272-1工作面对应区域邻近B2煤层瓦斯储量2272-1工作面对应下部区域邻近B2煤层的瓦斯储量：根据煤矿瓦斯抽采规范（1027-2006）中规定，B4煤层对应下部区域邻近B2煤层的瓦斯储量W计算公式为：W=AX式中：下部对应区域邻近B2煤层的煤炭储量，t；=面积煤厚容重=612002.0m1.55t/m3B2煤层的吨煤瓦斯含量，m3/t;为15.2847 m3/tW1=AX=612002.0m1.55t/m315.2847 m3/t =2899813m32)2272-2工作面对应区域邻近B2煤层瓦斯储量同上可计算出2272-2工作面对应区域邻近B3煤层瓦斯储量W2=AX=244262m1.55t/m315.2847m3/t =1157366m33）工作面回采期间邻近B2煤层瓦斯排放率计算根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006)中规定，邻近B3煤层受采动影响的瓦斯排放率为：当煤层采高小于4.5m时，其计算公式为：式中：第i邻近层与开采层垂直距离，m；B2、B4煤层平均间距为5.5m。受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m；参考2182-2采煤工作面突出指标参数与顶板压力考察科研报告结论，该值取12m。故有邻近B2煤层受采动影响的瓦斯排放率值计算为：4）回采期间邻近B2煤层向本煤层涌出的卸压瓦斯总量2272-1工作面开采期间邻近B2煤层向本煤层涌出的瓦斯总量为：W1B2=W1K1=2899813m30.54=1565899m32272-2工作面开采期间邻近B2煤层向本煤层涌出的瓦斯总量为：W2B2=W2K1=1157366m30.54=624977m34、工作面回采期间瓦斯总储量 2272-1工作面回采期间瓦斯总储量W1总=W1B4+W1B3+W1B2=1404550+1278140+1565899=4248589m32272-2工作面回采期间瓦斯总储量W2总=W2B4+W2B3+W2B2=560580+510128+624977=1695685m3 2272工作面回采期间瓦斯总储量W总= W1总+W2总=4248589m3+1695685m3=5944274m3六、煤与瓦斯突出治理方案1、煤与瓦斯突出分析根据2272工作面掘进期间的炮后30min瓦斯量、钻孔瓦斯涌出初速度、钻粉量以及地质构造情况，依据回采工作面突出危险分带分级管理技术科研项目，将工作面分为严重突出危险区域和一般突出危险区域。2、防治煤与瓦斯突出方案： 227底板道目前已封闭，封闭前227底板道已垮严，目前方案为维修底板道，施工底板道穿层网格钻孔预抽煤层瓦斯，配合本煤层顺层钻孔和机、风巷施工俯伪斜网格钻孔预抽煤层瓦斯。1）、本煤层顺层钻孔布置根据工作面在掘进期间炮后瓦斯情况，将工作面划分出的一般突出危险区和严重突出危险区，在一般突出危险区域本煤层顺层钻孔按每孔间隔5m布孔，严重突出危险区域按每孔间隔3m布孔。在机巷采用4000S型钻机施工，顺层钻孔长度110m，倾角+7，终孔点距风巷10m。钻孔挂孔于巷道顶板以下0.9m，钻孔施工孔径为120mm。共设计钻孔182个，总工程量为20020m，其中2272-1工作面设计顺层钻孔134个，工程量为14740m，2272-2工作面设计顺层钻孔48个，工程量为5280m。2）、机、风巷俯伪斜网格钻孔布置（预抽三、四煤层瓦斯）沿2272机、风巷每间隔30m施工一个抽采硐室，在硐室内施工穿层钻孔，按10m10m网格进行布孔，终孔于B2煤层底板以下0.2m，钻孔施工孔径为75mm。共设计穿层钻孔605个，总工程量为25038m，其中机巷穿层孔353个，工程量为15515m，风巷穿层孔252个，工程量为9523m。然后在一般突出危险带每个钻场中实施一个深孔预裂爆破，在严重突出危险带每个钻场中施工两个深孔预裂爆破。3）、断层切眼俯伪斜钻孔（预抽2272-1工作面断层区域内的瓦斯）在2272-2断层切眼东帮施工俯伪斜钻孔，终孔于B4煤层顶板以上0.2m，钻孔间距按10m/孔布置。钻孔施工孔径为75mm，共设计钻孔42个，总工程量为1752m。4）、227底板道穿层网格钻孔设计227底板道维修后，抽放队在底板道硐室内施工穿层网格钻孔。钻孔按10m10m的网格布置，终孔于B4煤层顶板以上0.2m，钻孔施工孔径75mm，共计施工穿层钻孔670个，总工程量为40400m。 5）、施工设备及施工时间 2272-1工作面预计于2010年6月全面形成，2011年4月开采。工作面形成后，抽放队全面组织力量进入该区域进行施钻。机巷顺层钻孔工程量20020m，采用一台4000S型钻机施工，按每月施工3000m/台计算，6.7个月左右可完成。机、风巷穿层钻孔总工程量为25038m，在机、风巷各安排一台钻机自切眼由东向西进行施工，钻机采用750D型钻机，按每月施工2500m/台计算，预计5个月施工完成2272工作面的全部钻孔。由于227底板道垮塌不严重，预计2010年4月下旬启封，5月底维修结束后，抽放队立即组织两台钻机进入施工，总工程量为40400m，按月进尺2500m/台，8个月可完成227底板道穿层钻孔的施工。施工顺序由东向西，每施工结束1个钻场内钻孔进行投抽。6）、封孔、灌浆、投抽 封孔、灌浆段采用直径114mm扩孔，灌浆长度不低于10m，机、风巷每施工完25个孔必须进行投抽。7）、抽采时间（1) 抽采纯量预计、顺层钻孔抽采纯量根据煤层瓦斯含量，以及现有2272工作面前段时间所投抽钻孔的瓦斯涌出量和实际抽采量等情况考察，加之施工的顺层钻孔较长（110m），孔径较大（120mm），预计2272机巷顺层单孔抽采纯量为0.025m3/min，钻孔个数182个。工作面机、风巷将分别铺设一趟管路，所以工作面机巷顺层钻孔抽采纯量为：0.025m3/min182个孔=4.55m3/min、俯伪斜钻孔抽采纯量根据煤层瓦斯含量和钻孔见煤长度，预计工作面机巷俯伪斜钻孔单孔平均抽采纯量为0.008m3/min，风巷俯伪斜钻孔单孔平均抽采纯量为0.007m3/min。随着工作面的回采，工作面切眼外15m20m范围内的俯伪斜钻孔随着煤层瓦斯的逐步卸压，俯伪斜钻孔抽采将增加单孔卸压瓦斯的抽采纯量为0.005 m3/min，即卸压后的机巷俯伪斜钻孔抽采单孔瓦斯纯量将达到0.013m3/min，风巷俯伪斜钻孔抽采单孔瓦斯纯量将达到0.012m3/min。即机巷有18个俯伪斜网格钻孔的瓦斯抽采纯量达到0.013m3/min，风巷有12个钻孔的瓦斯抽采纯量达到0.012m3/min（穿层钻孔为1010m的网格布置）。工作面机、风巷将分别铺设一趟管路，所以工作面机巷俯伪斜钻孔抽采纯量为：0.008m3/min353个孔+0.013m3/min18个孔=3.058m3/min工作面风巷俯伪斜钻孔抽采纯量为：0.007m3/min252个孔+0.012 m3/min12个孔=1.908m3/min断层切眼俯伪斜钻孔抽采纯量为：0.007m3/min42个孔=0.294m3/min、顶板孔抽采纯量根据其他二煤层工作面顶板孔抽采情况考察，预计2272工作面顶板孔单孔抽采纯量为0.009m3/min。随着工作面的推进，一次最多出现8个孔（即两组）的抽采纯量达到0.009m3/min，所以工作面顶板孔抽采量为：0.009m3/min8个孔=0.072m3/min、根据煤层瓦斯含量，以及现有227底板道前段时间所投抽钻孔的瓦斯涌出量和实际抽采量等情况考察，预计227底板道穿层钻孔单孔抽采纯量为0.007m3/min，所以227底板道穿层钻孔抽采纯量为： 0.007m3/min670个孔=4.69 m3/min、抽采纯量风巷钻孔抽采总纯量为：Q风巷=1.908+0.072=1.98 m3/min机巷钻孔抽采总纯量为：Q机巷=4.55+3.058+0.294=7.902m3/min（含断层切眼）所以工作面钻孔抽采总纯量为：Q总=1.98m3/min+7.902m3/min =9.882m3/min（2）抽采混合量预计 风巷俯伪斜钻孔抽采混合量为：1.9080.32=5.96m3/min（预计瓦斯抽采浓度为32%） 风巷顶板抽采孔抽采混合量为：0.0720.45=0.16 m3/min（预计瓦斯抽采浓度为45%）机巷顺层钻孔抽采混合量为：4.550.34=13.38m3/min（预计瓦斯抽采浓度为34%）机巷及断层切眼俯伪斜钻孔抽采混合量为：（3.058+0.294）0.34=9.86 m3/min（预计瓦斯抽采浓度为34%）227底板道穿层网格钻孔抽采混合量为：4.690.32=14.65 m3/min（预计瓦斯抽采浓度为32%）（3）抽采管路管径工作面风巷抽采管路的管径：D=0.1457（Q风巷/V）1/2 =0.1457(6.12/12) 1/2 =0.104m式中：D瓦斯抽采管内径，m； Q风巷风巷管内瓦斯混合流量；Q风巷=5.96+0.16=6.12 m3/min V管内气体经济流速，取12m/s。故在2272风巷安设一趟8寸PE管即可满足需求。工作面机巷抽采管路的管径：D=0.1457（Q机巷/V）1/2 =0.1457(23.24/13) 1/2 =0.195m式中：D瓦斯抽采管内径，m； Q机巷机巷管内瓦斯混合流量；Q机巷=13.38+9.86=23.24 m3/min V管内气体经济流速，取13m/s。故在2272风巷安设一趟8寸PE管即可满足需求。227底板道抽采管路管径D=0.1457（Q底板道/V）1/2 =0.1457(14.65/13) 1/2 =0.155m式中：D瓦斯抽采管内径，m； Q底板道底板道抽放管内瓦斯流量； V管内气体经济流速，取13m/s。 故227底板道安设抽放管路的管径选用8寸PE管即可。2272工作面抽采主管路的管径：D=0.1457（Q总/V）1/2 =0.1457(29.36/13) 1/2 =0.228m式中：D瓦斯抽采管内径，m； Q总管内瓦斯流量，m3/min；Q总=6.12+23.24=29.36 m3/min V管内气体经济流速，取13m/s。所以铺设一趟10寸管作为工作面瓦斯抽采主管路，即可满足工作面的抽采要求。（4）、煤层预抽指标及抽采时间按防治煤与瓦斯突出规定要求，将煤层瓦斯预抽率大于或等于35%作为防治煤与瓦斯突出预抽指标，因此其预抽时间为：m（W总35%）/（1440Q）式中：m抽采时间（天） W总预抽钻孔控制范围内瓦斯储量，即本煤层瓦斯储量与邻近煤层向本煤层的瓦斯涌出量之和，为5944274m3 Q钻孔预抽纯量（m3/min），Q=Q工作面+ Q底板道=9.81+4.69=14.5（m3/min）m（594427435%）/（144014.5）=99.6天=3.4月（2272-1工作面）即当工作面钻孔预抽时间大于3.4个月，工作面抽采率达到35%后，工作面方可进行回采。3、工作面回采时的抽放率计算1）根据工作面可采储量及月度原煤生产计划，预计工作面平均每月推进度为90m。2）工作面回采初期即第一个月时90m范围内的瓦斯抽放率 、该90m范围内机巷顺层钻孔19个，机巷穿层钻孔48个，风巷穿层钻孔32个，底板道穿层钻孔80个。 、根据单孔流量计算钻孔预抽瓦斯纯量 Q=190.025+480.008+320.007+800.007=1.139（m3/min） 、钻孔控制范围内的瓦斯储量 W总=WB4+WB3+WB2 =247861+225554+276335=749750 m3B4煤层瓦斯储量：WB4=走向倾向煤厚容重吨煤瓦斯含量 =901201.21.5512.3388=247861 m3B3煤层涌向B4煤层瓦斯量：WB3=走向倾向煤厚容重吨煤瓦斯含量瓦斯排放率=901201.31.5512.33880.84=225554 m3B2煤层涌向B4煤层瓦斯量：WB2=走向倾向煤厚容重吨煤瓦斯含量瓦斯排放率=901202.01.5515.28470.54=276335 m3 、抽采时间 根据前面所述，该90m段从钻孔投抽到开采，预计抽采时间为8个月，即240天。 、抽放瓦斯量及瓦斯抽放率 抽放瓦斯量：W=1440Qm=14401.139240=393638 m3瓦斯抽放率：= WW总=393638749750100%=52.5%根据防治煤与瓦斯突出规定相关要求，工作面可进行回采。4、其他要求1）、负压：工作面机、风巷钻孔负压不低于20Kpa，底板道穿层钻孔负压不低于30Kpa。2）、封孔、灌浆：机、风巷顺层和俯伪斜钻孔封孔、灌浆长度不低于10m，底板道穿层钻孔封孔、灌浆长度不低于12m，灌浆段均采用直径114mm扩孔。3）、投抽：顺层钻孔每施工15个孔必须进行投抽，穿层和俯伪斜钻孔施工结束一个钻场内所有钻孔或每组钻孔必须进行投抽。七、回采期间的瓦斯涌出分析1、工作面掘进爆破期间平均吨煤瓦斯涌出量1）、工作面掘进期间炮后瓦斯涌出量工作面掘进期间，炮后30min内独回探头平均瓦斯浓度值为1.8%，未进行爆破作业期间日常平均瓦斯浓度值为0.3%，则掘进期间炮后30min瓦斯涌出平均浓度值为1.5%；由于掘进期间工作面配风量为180m3/min，所以工作面每次炮后30min内涌出的瓦斯量QV30为：QV30=1.5%180m3/min30min=81m32）、工作面掘进爆破期间平均吨煤瓦斯涌出量、平均每循环爆破煤量T总=SLD=9.241.31.55=18.62t式中：S巷道平均断面；S=9.24m2（矩形断面宽高=4.2m2.2m）； L平均循环进度，取1.3m；D煤的容重，取1.55t/m3；、工作面掘进爆破期间平均吨煤瓦斯涌出量工作面掘进期间炮后平均吨煤瓦斯涌出量Q涌为：Q涌= Qv30T总=4.35 m3/t2、瓦斯涌出分析1）工作面回采期间本煤层瓦斯涌出量、工作面每日产煤量根据白皎煤矿2011年生产作业计划，该工作面月计划生产原煤2.4万t；由于回采期间每天组织两班生产、一班检修，即“三八”制作业方式（一班检修，两班生产），每月按30天计算，则工作面平均日生产原煤产量为800t。、工作面回采期间割煤时段涌出瓦斯总量结合上述，结合2272工作面掘进期间平均吨煤瓦斯涌出量，则工作面回采期间割煤时段涌出的瓦斯量Q割为：Q割=(800tQ涌)（1660min）=3.63m3/min、工作面回采期间未割煤时的平均瓦斯涌出量结合2272工作面掘进期间，未放炮时煤壁及散落煤炭涌出的瓦斯量分析，预计2272工作面回采期间未割煤时采面涌出的瓦斯量Q未割为2.3m3/min。、工作面回采割煤期间本煤层涌出的瓦斯量根据上述计算得，工作面回采割煤期间本煤层涌出的瓦斯量Q割总为：Q割总= Q割+Q未割=5.93m3/min3、邻近煤层卸压瓦斯涌出量1）、B3煤层卸压瓦斯涌出量根据回采初期瓦斯抽放率计算可得，当瓦斯抽放率达到52.5%时，开采初期该90m范围内B3煤层向B4煤层涌出的卸压瓦斯总量为：225554（1-52.5%）=107138m3每分钟向工作面涌出的瓦斯量为：107138302460=2.48m3/min2）、B2煤层卸压瓦斯涌出量根据回采初期瓦斯抽放率计算可得，当瓦斯抽放率达到52.5%时，开采初期该90m范围内B3煤层向B4煤层涌出的卸压瓦斯总量为：276335（1-52.5%）=131259m3每分钟向工作面涌出的瓦斯量为：131259302460=3.04 m3/min4、工作面回采割煤期间瓦斯涌出量综合上述，2272工作面回采割煤期间最大瓦斯涌出量为本煤层瓦斯涌出与邻近B3、B2煤层向本层开采空间涌出的卸压瓦斯量之和为：Q总=Q割总+2.48m3/min+3.04m3/min =11.45 m3/min即工作面回采割煤期间最大平均瓦斯涌出量为11.45m3/min八、回采期间的瓦斯灾害治理1、风排瓦斯1）通风方式确定结合矿井当前所采用的通风方式以及工作面巷道布置情况（本工作面共布置一条机巷、一条风巷）分析，工作面可采用“U”型 和“U+L”型两种通风方式（采用此种通风方式时，通过在原有回风巷内施工瓦