煤矿矿井采掘工作面煤与瓦斯突出防治技术PPT讲座

1、采掘工作面 1.1 目的和意义 工作面日常预测（检验）指标 石门工作面煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意煤巷掘进工作面预测钻孔布置示意缓倾斜煤层钻孔布置示意急倾斜煤层钻孔布置示意24m10-15m采煤工作面预测钻孔布置示意采煤工作面预测钻孔布置示意应不小于3m1、2、34132、4石门工作面检验钻孔布置示意石门工作面检验钻孔布置示意 钻屑瓦斯解吸指标 tv瓦斯解吸曲线示意图md-2型解析仪示意图k1指标综合反映了瓦斯压力、瓦斯含量、瓦斯放散初速度、煤的孔隙结构等参数。大小与瓦斯、煤的物理力学参数、瓦斯解吸特征及测量工艺、环境条件和测定误差等有关。k1越大，突出危险性越大。 仪器准备：主机及必备件、

2、充电、精度、气密性等 其它准备：皮尺、粉笔、秒表、瓦检仪 钻孔布置：软分层、孔数、钻孔参数等参照细则 测 定：按使用说明书（下图） 记录、显示、预报、打印等 参考临界值参考临界值 煤样煤样 k k1 1 (ml/g.min (ml/g.min0.50.5) ) h 2 （mmh2o） 干煤干煤 0.5 2000.5 200 湿煤湿煤 0.4 1600.4 160 钻孔瓦斯涌出初速度及其衰减指标 tqq=q0t-k 煤壁封孔胶囊测杆钻孔测量室控制杆高压胶管压力表打气筒流量计钻孔瓦斯涌出初速度测定示意钻孔瓦斯涌出初速度测定示意 煤的挥发分%515 20 30qm临界值l/min5.04.54.04

3、.5 钻粉量指标综合指标 瓦斯涌出动态指标 图9 111103机巷9月11日-9月12日循环回风瓦斯浓度曲线00.511.522.533.511日12:0011日21:3612日7:1212日16:4813日2:24时间瓦斯浓度 （%）放炮放炮放炮放炮 其它预测指标简介 国内外主要应用的防突措施（采面煤巷石门区域局部防突措施区域防突措施防治突出措施水力冲刷水力挤出预裂爆破超前支护松动爆破超前钻孔瓦斯抽放水力冲孔金属骨架或固化排放钻孔煤层注水预抽瓦斯保护层开采2.1 区域性防突措施2.1.1 开采保护层 开采保护层防突机理应力降低、煤层卸压应力降低、煤层卸压突出的激发作用减小突出的激发作用减小透

4、气性增加透气性增加瓦斯压力梯度减小瓦斯压力梯度减小瓦斯排放瓦斯排放突出发展的瓦斯作用减小突出发展的瓦斯作用减小煤体强度增高煤体强度增高抵抗破坏的能力增强抵抗破坏的能力增强消除或降低突出危险消除或降低突出危险性性开采保护层开采保护层 考察参数的变化保护层的保护范围保护层的有效保护层间距保护层的有效保护层间距 保护层的保护作用随层间距的增大而减小，达到某一临界距离时，保护作用已不明显，该临界距离称之为有效层间距。 我国根据大量试验资料统计分析认为，在采深小于550 m，回采面长度小于120 m条件下，保护层的有效保护层间垂距为：急倾斜煤层上保护层60 m，下保护层80 m；缓倾斜和倾斜煤层，上保护

5、层50m，下保护层100 m。 选择保护层时应根据保护层厚度、岩性组合、顶板管理方法，回采工作面长度和开采深度等因素确定有效垂距。2.1 区域性防突措施2.1.2 预抽煤层瓦斯施工抽放钻孔煤体应力降低预抽煤层瓦斯消除（或降低）煤与瓦斯突出释放煤岩弹性能减少突出的激发作用煤体强度增高释放瓦斯潜能发展突出的瓦斯作用减少煤体抵抗破坏能力增加瓦斯压力梯度降低矿井 煤层 煤层瓦斯压力(mpa)透气性系数 (m2/(mpa2d) 预抽效果北票台吉六枝化处10#6.451.92.03.63.110-31.7810-21.4410-23.0510-21年预抽，半径3.5m1年预抽，半径5.0m6个月预抽，半径

6、2.5m6个月预抽，半径3.0m2.2 工作面防突措施 -预抽瓦斯 -水力冲孔 -排放钻孔 -金属骨架 -化学固化有足够的抽放时间(松软煤层、有自喷现象有足够的排放时间石门与煤层面的交角大于45度的薄及中厚煤层不小于3m不小于5m不小于3m2-3m石门周边外3-5m石门周边外3m石门周边外3-5m巷顶上部及两侧0.5-1.0m2-3m/直径75-89mm布置上、中、下三排共9个或间隔扩孔1-2m单排0.2m双排0.3m，骨架进入顶或底0.5m瓦斯压力p冲出总煤量大于20倍煤厚度（m)或效果检验有效瓦斯压力p施工达到设计要求煤巷掘进防突措施 （1）适用于煤层透气性较好、煤质较硬的突出煤层； （2

7、）钻孔直径应一般为75120mm，地质条件变化剧烈地带也可采用直径42mm 的钻孔。钻孔距不得小于5m；若钻孔直径超过120mm 时，必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施； 1015m巷道3m3m （3）钻孔应尽量布置在煤层的软分层中； （4）钻孔的控制范围，应控制到巷道断面轮廓线外24m（包括巷道断面内的煤层）； （5）钻孔孔数应根据钻孔的有效排放半径确定，钻孔的有效排放半径必须经实测确定； （6）超前钻孔施工前应加强工作面支护，打好迎面支架，背好工作面。6080m (1)深孔松动爆破措施，可适用于煤质较硬、突出强度较小的煤层。 (2）深孔松动爆破的孔径为42mm，孔深不得小于8m

8、。深孔松动爆破应控制到巷道轮廓线外1.52.0m的范围。孔数应根据松动爆破有效半径确定。采用深孔松动爆破防突措施，在掘进时必须留有不小于5m的超前距； (3)深孔松动爆破的有效影响半径，应进行实测； (4）深孔松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.56.0m每个药卷（特制药卷）长度为1m，每个药卷装入一个雷管。装药必须装到孔底。装药后，应装入不小于0.4m的水炮泥，水炮泥外侧还应充填长度不小于2m的封口炮泥； (5)在装药和充填炮泥时，应防止折断电雷管的脚线； (6)深孔松动爆破后，必须进行措施效果检验。如果措施无效，必须采取补救措施； (7)深孔松动爆破时，必须执行撤人、停电、设警戒、远距离放炮

9、、反向风门等安全措施。 对于有自喷（喷孔）能力的突出煤层，利用钻孔切割和水射流的打击，破坏煤岩内部应力平衡和瓦斯的不稳定平衡，在人为控制下激发喷孔，随着煤和瓦斯的大量排出，突出潜能被释放，从而起到消除一定范围内突出危险性的作用。1413371299101146581512回采工作面防突措施 附录1： 1、11606运顺位于一采区中部，回风斜井以东，副斜井以西。巷道沿m16煤顶板掘进。m16煤层厚1.02.6m，m16煤为黑色，以亮煤为主，夹暗煤条带，粉粒状-块状构造。井下标高为+1185m+1204m，地面标高为+1307.1m+1330.9m。 2、m16煤层老顶为浅灰色的细砂岩(厚约15.

10、5m)，f=56；m16煤层直接顶板为褐灰色炭质泥岩，厚约2.65m，f=34；m16煤（厚约.6m），f=0.3；m16煤与m16下煤之间为一层黑色泥岩（厚约0.6m），和一层浅灰色粉砂岩（厚2.32.5m）；m16下煤厚约0.4m。 3、11606运顺采用1台245kw局部通风机通风，风机的两级分别安装在两个供电回路上，风筒出口风量约380m3/min，工作面瓦斯浓度为0.20%，绝对瓦斯涌出量为0.76m3/min。11606运顺通风情况详见附图一：11606运顺通风系统示意图。 4、11606运顺具备瓦斯抽放条件，在11606运顺内安设了pe200型瓦斯抽放管，施工钻孔后即可连管抽放。

11、在11606运顺工作面和回风流都安装了瓦斯传感器，用于监测工作面和回风流的瓦斯浓度。在11606运顺工作面供风的局部通风机安装了风机开停传感器，用于监测风机开停状态。在11606运顺工作面的动力电源开关上安设了风电、瓦斯电闭锁装置。 11606运顺的监测监控情况详见附图二：11606运顺监测监控系统示意图。 5、根据重庆煤科分院提供的m16煤层突出危险性鉴定结果：“目前开采范围内不能认定m16煤层为突出煤层，随着开采范围的扩大，瓦斯压力达到或超过0.74mpa时，m16煤层即可确认为突出煤层。”，在回风井18上变坡点处测得m16煤层的瓦斯压力为0.21mpa，目前对11606运顺按突出威胁区进

12、行管理。 二、工作面突出危险性预测 1、工作面突出危险性预测、效果检验均采用钻孔钻屑量和钻孔钻屑瓦斯解析值两项指标进行考察。预测（效检）临界指标见下表： 2、采用钻孔钻屑量、钻孔钻屑瓦斯解析值预测（效检）时，采用风煤钻或mqt50煤帮钻机在工作面施工3个直径为42mm、深为810m的钻孔。钻孔应布置在软分层中，一个钻孔位于巷道工作面中部，并平行于掘进方向，另两个钻孔终孔位置应位于巷道轮廓线外24m处，预测（效检）钻孔布置示意图详见附图三：预测（效检）钻孔布置示意图。 3、施工预测（效检）钻孔时，钻进速度应控制在1m/min，钻孔倾角可根据现场煤层倾角进行调整，以保证预测（效检）钻孔在全煤中钻进

13、。钻孔每2m测试一次k1值和每1m测试一次钻屑量s值。 4、11606运顺按突出威胁区进行管理，连续进行两次预测预报指标不超限时，可批掘30m。三、工作面防治突出措施 1、巷帮钻孔抽放 （1）11606运顺m16煤层较薄且瓦斯含量只有8.4m3/t。巷道掘进中，若遇炮后瓦斯超限或煤层变厚到1.5m以上时，开始在巷道两帮施工抽放钻场（左、右钻场），以后根据最短钻孔超前工作面不小于15m为依据作一组钻场，每组抽放钻场错距为5m，抽放钻场的规格尺寸为：深宽高=4m3m2.7m。通防工区在11606运顺施工的抽放钻孔用压风泵或便携式注浆泵封孔，且封孔深度为5m。 （2）11606运顺左、右钻场抽放钻孔

14、施工参数见下表 （4）通防工区严格按设计施工钻孔，若11606运顺炮后瓦斯超限时，必须在两帮施工抽放钻场，钻孔超前工作面的距离不得小于15m。 2、深孔松动爆破 在施工过程中，经考察突出危险性指标达到或超过临界值时，采用深孔松动爆破措施，使周围煤体破碎，让应力集中带向煤体深部推移，对工作面的瓦斯进行卸压和排放。深孔松动爆破布孔46个，钻孔直径为42mm,孔深8m以上，每孔装药2kg（10节），药卷规格长200mm直径32mm重量200g，每5节药卷装一个雷管，雷管脚线全部采用连接方式。每孔装2个水炮泥，水炮泥外炮眼封泥长度不小于2m，详见附图四：11606运顺深孔松动爆破炮眼布置和装药示意图。

15、 深孔松动爆破时，普掘工区准备好长炮棍等爆破专用工具。 （1）深孔松动爆破后必须采取效果检验，经效检无突出危险性时按批掘进尺组织施工，经效检有突出危险性时打排放孔进行排放； （2）普掘工区必须加强爆破管理，正向装药正向爆破； （3）深孔松动爆破炮眼要平、直、齐，布置在煤层中，有软分层时要布置在软分层中。 3、施工排放孔排放瓦斯 采取深孔松动爆破措施后，经考察指标达到或超过临界值时再采取排放孔排放瓦斯措施，排放孔直径为76mm，排放孔间距误差不大于0.15m、倾角与煤层倾角一致、长度不小于8m、排放时间不小于8个小时。排放孔用风煤钻配76mm的螺旋钻杆施工，排放孔在煤层中施工，巷道为煤巷时施工3

16、排排放孔，巷道为半煤岩巷时施工2排或1排排放孔，并均匀对称的布置在煤层中。11606运顺排放孔参数表 4、在断层前后30m施工11606运顺时，工作面要按突出危险工作面进行管理，坚持循环考察批掘制度。考察指标达到或超过临界值时，采取深孔松动爆破后两小时再进行考察，考察指标不超时，按批掘进尺采取安全防护措施后进行施工；若考察指标超限时必须采取施工排放孔的措施加大瓦斯排放，且过断层施工时要在两帮钻场内加密钻孔加大抽放。 5、在施工各种钻孔（抽放钻孔、排放钻孔、爆破孔、锚杆锚索孔等）出现夹钻、卡钻、顶钻、喷孔时，要立即停止施工汇报调度室，由公司领导和有关部室研究治理方案。在炮后瓦斯浓度超过2%或绝对

17、瓦斯涌出量大于10m3/min时，由公司领导和有关部室研究治理措施。 四、效果检验 3、若有任何一次考察验证有突出危险时，必须采用深孔松动爆破、排放孔排放措施进行消突。 4、11606运顺施工中：遇有断层、褶曲、煤层倾角、厚度急剧变化时；施工各种钻孔有喷孔、夹钻、顶钻、卡钻时；普掘工区必须及时汇报调度室并进行防突考察。遇有炮后瓦斯浓度超过2%或炮后绝对瓦斯涌出量大于10m3/min时，监测室及时向调度室和通防工区汇报并进行防突考察，且不论考察指标是否超限，都必须采取深孔松动爆破措施，并留有5m的深孔松动爆破超前距离，采取安全措施后施工。五、安全防护措施 1、11606运顺掘进时，回风系统严禁设

18、置调控设施，必须保持回风系统畅通。普掘工区按要求在11606运顺迎头50m范围内配备2个完好灭火器。 2、压风自救装置必须安设在井下压缩空气管路上，压风自救装置的总开关要处于常开状态，单个压风自救装置的开关要处于常闭状态，不得随意关闭压风自救装置的供风。每一组压风自救装置58个气袋，每个压风自救装置的供风量不得小于0.1m3/（min个）。工作面2540m范围内安设一组，往后每50m安设一组压风自救装置，迎头50m范围内的压风自救装置由通防工区负责安设，普掘工区负责前移维护，其他地点的压风自救装置由通防工区负责维护。 3、每一下井人员必须随身携带隔离式自救器。班组长以上管理人员、放炮员、流动电

19、钳工下井必须携带便携式瓦斯报警仪。防突考察工必须携带100%光学瓦斯检定器，用于测定孔内瓦斯含量。 4、11606运顺施工放炮： 操纵放炮的地点设在1号岗，放炮时回风系统中必须停电、撤人。 停电范围：放炮时必须停掉11606运顺、五中延伸段内的所有非本质安全型电源。停送电工作由普掘工区负责，调度室统一协调指挥，机电室负责提供供电系统图。供电情况详见附图五：11606运顺供电系统图。 警戒位置：放炮时，1号岗设在五中延伸段风门外进风侧a处。 撤人站岗：放炮前普掘一区派a一人进行撤人，把人员全部撤到五中延伸段风门以外a处，并站好1号岗。a负责关闭五中延伸段的防突反向风门。a到位后向调度室汇报撤人站

20、岗及反向风门关闭情况。1号岗点必须设置“三保险”（警戒人、警戒绳、警戒牌）。 放炮站岗示意图详见附图六：11606运顺放炮站岗示意图。 通防工区必须在1号岗点设置电话和压风自救装置，压风自救装置每处不少于5个；通防室必须在1号岗点设置电话。 严禁11606运顺迎头100m范围内使用固定放炮母线，每次放炮前班组长、放炮员要认真对放炮母线进行检查，接头要用绝缘胶带包扎牢固，杜绝明接头。放炮母线必须用1.5平方两芯铜芯绝缘线。严禁放炮母线与导电体相接触，严禁放在电器、开关上。放炮母线不准与电线、电缆、信号线同挂一侧，必须同挂一侧时，要挂在电缆下方，保持0.3m以上的距离。 严格按照五中车场延伸段及1

21、1606运顺巷掘进工作面作业规程中的爆破图表进行打眼、装药。爆破前所有不装药的孔洞必须用不燃性材料充填，充填深度不小于爆破孔深度的1.5倍。 爆破必须采用铜脚线的毫秒电雷管，雷管总延期时间不得超过130ms，严禁跳段使用。雷管脚线按要求相互扭紧，并用绝缘胶布包裹。 每次装药放炮前，当班班长要安排专人检查工作面局部通风设施、隔爆设施、瓦斯传感器等安全设施完好情况，跟班电工负责检查电气设备的完好情况，确认完好后向班长汇报。 每次放炮前，当班班长必须安排专人对爆破地点20m范围内巷道进行洒水灭尘，放炮前派专人打开工作面50m 范围内和回风流内的净化水幕。 放炮前，瓦检员必须向监控室打电话查问工作面瓦

22、斯和局扇运行情况，只有在局扇运转正常工作面瓦斯小于1%时方可起爆，否则不准起爆。 严格执行“一炮三检”、“三人连锁”放炮制度，严格执行瓦检员、放炮员放炮“双汇报”制度。 爆破必须采用全断面一次起爆。爆破后30min，瓦检员用电话同地面监控室联系，查问11606运顺工作面和回风流中的瓦斯情况，只有在t1、t2分别低于1%时，由瓦检员在前、班组长在中、放炮员在后一同到现场进行检查验炮，正常时方可送动力电，其他人员方能进入施工。发现拒爆、残爆等异常情况时，必须立即汇报调度室，并由现场跟班区长或班长安排落实专人按煤矿安全规程之规定进行处理。 5、11606运顺工作面及回风系统内的电气设备严禁失爆，严禁

23、使用不防爆或防爆性能不合格的电器设备。普掘工区必须每班派专职电工检查一次所有电器设备的完好情况，机电室至少每旬检查一次该工作面及回风系统的电器设备防爆情况并有记录。 6、11606运顺工作面施工期间必须设置专职瓦检员，负责按规定检查工作面、回风流的瓦斯浓度。 7、施工抽放钻孔时，在钻场上方必须悬挂便携式瓦斯报警仪，随时检测钻场内的瓦斯浓度，施工时钻孔中出现喷孔、卡钻、顶钻、夹钻、响煤炮、瓦斯涌出忽大忽小、瓦斯浓度持续上升、矿压显现等明显的突出预兆时，必须立即停止施工，切断电源撤出人员至进风流安全地点，并及时向调度室汇报。 8、工作面进行防突考察时，只准使用同一台钻机施工钻孔，钻孔施工考察期间，

24、严禁其他工作与之平行作业，以防伤人。 9、防突考察所用钻机、防突考察仪等必须随时保持完好。对磨损、变形严重的钻具一律停止使用。 10、11606运顺工作面60m以外200m以内必须按规定安设合格的隔爆水棚，隔爆水棚的间排距、水量、棚区长度等要符合规定。 11、普掘工区要加强局扇及开关维护保养，必须保证局扇能正常开启运行，放炮时必须开启两级风机，保证炮后瓦斯不超限。平时不放炮时根据工作面瓦斯情况，由瓦检员决定开启局扇的级数。 12、炮后瓦斯超限时由通防副总工程师牵头组织通防室、地测室、调度室、技术室、安监室、通防工区、普掘工区等单位进行分析，查找超限原因，采取相应措施，防止再次超限。 13、遇炮

25、后瓦斯浓度超过2%时，必须在巷道迎头施工浅孔排放孔，排放孔直径为76mm、深度为4m，排放时间不小于4个小时。 14、工作面需防突考察时，普掘工区要提前1小时向调度室汇报，由调度室通知通防工区及时进行防突考察。考察时通防工区和普掘工区要配合好。 15、普掘工区要严格按批掘进尺组织施工，严禁超掘，通防工区防突考察工要在现场做好防突考察循环进度控制点，控制点以巷道的导线点为准。普掘工区要加强深孔松动爆破的管理，严格按本措施设计参数组织实施深孔松动爆破消突措施，严格控制深孔松动爆破后的掘进进尺，确保在5m超前距离的保护屏幛下安全施工。 16、在11606运顺施工中，普掘工区要加强抽放硐室等三叉口的支

26、护，对地质构造破碎等特殊地段必须加强支护。 17、防突考察无突出危险时按措施规定批掘即可，若防突考察有突出危险时必须由调度室汇报总工程师和通防副总工程师。防突考察工升井后不论疲劳程度如何，要将批准的突出预测预报（措施效果检验）报告单及时发放，报告单上必须注明考察时钻孔内瓦斯浓度和是否有瓦斯涌出异常、喷孔等现象，同时注明所用防突考察仪器编号、考察里程等情况。 18、突出预测预报（措施效果检验）报告单要报送通防室、调度室、地测室、普掘工区，通防工区留存原件。普掘工区没有接到调动室的通知不准打眼放炮施工。 19、通防工区要加强11606运顺的钻孔施工进度和瓦斯抽放管理，抽放系统放水要及时，保证抽放效

27、果。 20、瓦检员和施工人员要熟悉突出预兆及避灾路线，发现有突出预兆时，必须立即停止工作，将人员撤离到副井并及时向调度室汇报。 21、11606运顺钻场和迎头严禁同时放炮以防冒顶诱导突出；处理瞎炮和残炮时必须严格执行远距离放炮制度。 22、避灾路线：11606运顺若发生瓦斯事故险情或突出预兆时，当班班长必须组织当班人员按下列路线撤退：11606运顺工作面五中车场副井地面。 23、突出预案： 一旦发生突出事故调度室要及时命令机电工区变电所值班电工立即切断井下所有动力电源，并把所有人员撤到地面安全地方。 调度室及时通知救护队作好下井的准备工作。 调度室立即通知井下各工作地点的瓦检员按避灾路线把人员

28、全部撤到地面。 监控室要加强井下瓦斯监测，发现异常情况及时汇报调度室和通防室，并由调度室通知相关单位和领导。 24、煤与瓦斯突出预兆： （1）有声预兆：煤层发出劈裂声、闷雷声、机枪声、响煤炮；煤壁发生震动或冲击；顶板来压、支架发出断裂声。 （2）无声预兆：煤层层理紊乱、煤质变软、煤暗淡无光泽、煤壁发亮；工作面顶板压力增大，煤壁被挤出、片帮掉渣、顶板下沉或底鼓；工作面风流中瓦斯忽大忽小，打钻时有顶钻、卡钻、喷孔等现象。 六、组织机构与职责： 1、为做好11606运顺防突工作，公司成立防突领导小组，领导小组办公室设在通防室，负责协调防突的相关工作。 2、相关部门职责： a、掘进工区：负责现场一切安

29、全设施的日常管理；发现顶底板岩石及倾角发生变化必须及时汇报调度室；施工锚杆、锚索孔等时发现顶板淋水增大、钻孔出水、瓦斯喷孔、顶钻等现象及时汇报调度室；没有接到调度室放炮命令严禁放炮施工；现场班组长要汇报调度室放炮的具体时间，由调度室统一协调安排放炮工作。 b、地测部门：分析掌握煤层的产状；对煤厚发生变化或遇有断层构造时及时进行通报。对施工前方的地质构造进行预测预报。 c、通防工区：每旬要对“一通三防”设施（包括栅栏、防突风门、压风自救等）进行一次检查，及时构建、维护保养好通风设施，及时进行防突考察。施工抽放钻孔时发现钻孔喷水、瓦斯喷孔、顶钻、夹钻等现象及时汇报调度室和通防工区； d、技术部门：

30、必须根据现场围岩变化情况及时确定支护方式和对现场爆破技术进行指导。 e、机电部门：负责对11606运顺内的电气设备，每旬进行一次防爆检查并有记录。 f、调度室：负责整个掘进期间的协调指挥（考察、停送电、撤人站岗、放炮等工作），没有调度室命令11606运顺严禁放炮施工；对出现的异常情况及时通知相关单位和领导。 g、安监部门：组织好瓦检员的抽放系统放水工作，负责监督防突措施的落实，没有按照措施落实严禁放炮施工。 第一节 概 况 一、工作面概况 1、工作面位置 工作面对应地表有罗家田湾、马家堰村寨、高压线及附近零星农户。 该工作面运顺附近有zk503、zk603地质钻孔及j5-1补勘地质钻孔。工作面

31、上方有2#落水洞，地面标高+1291.831m。 工作面位于一采区上部，为一采区西翼第二个回采工作面。南临11602工作面（已回采），北临11606工作面（未准备）；工作面开切眼位于f4支2断层附近，工作面设计停采线位于回风斜井中心线向西80m井筒保护煤柱线处。 2、范围及面积 11604综采工作面回采范围是11604轨顺、运顺之间的m16煤层。11604综采工作面设计走向长约619米，倾斜宽约126米（11604补面走向长约215米，倾斜宽约40米），则工作面回采面积约8.66万平方米。 3、工作面生产概况 11604工作面轨道、运输顺槽设计为矩形巷道断面；断面积10和12，其它为半圆拱形断

32、面。巷道支护方式以锚网支护为主，局部为金属网与工字钢架棚联合支护。 11604工作面采用走向长壁后退式采煤，顶板全部冒落法管理顶板，最小控顶距为：4.2m。 11604工作面将采用综采设备一次采全高开采（工作面平均采高为2.8m），预计最大日产量为2500t/天。 4、地层 工作面地层由老到新依次为：二叠系下统茅口组（p1m）灰岩；二叠系下统峨眉山玄武岩（p1）、龙潭组（p2l）含煤碎屑岩、长兴组（p2c）灰岩；三叠系下统夜郎组（t1y）灰岩与碎屑岩、茅草铺组（t1m）灰岩与白云岩；三叠系中统松子坎组（t2s）碎屑岩与灰岩、狮子山组（t2sh）白云岩及白云质灰岩。 5、煤层 井田范围内含煤地层

33、共含煤18层，可采或局部可采煤层6层，从上到下分别为m2、m3、m9、m16、m17及m18。其中m16、m18为主要可采煤层；m17为部分可采煤层；m2、m3、m9等煤层仅局部可采。主要煤层特征见下表1。 （1）m16煤层 m16煤层在本工作面内呈层状产出，厚度2.0m7.65m，平均厚度2.8m。变异系数29.6%；煤层结构简单，稳定程度：较稳定。 （2）m17煤层 位于m16与m18之间，煤层厚度02.32m，平均厚度1.2m，变异系数57.1%。该工作面区域内m17煤层层位较稳定，呈层状、透镜状产出，属部份可采煤层。煤层结构简单，一般不含夹矸。 （3）m18煤层 层位稳定，呈层状产出，

34、为井田主采煤层，该工作面区域内m18煤层厚度0.37.50m，平均厚度3.18m，变异系数33.3%，煤层厚度变化不大。煤层结构较简单，一般含12层夹矸，夹矸岩性为炭质泥岩及粘土岩。 （4）其它煤层 另有m2、m3、m9等煤层，连续性差、不稳定，仅局部可采。 m2煤层：厚度02.16m，平均0.43m，局部达可采厚度。 m3煤层：厚度01.70m，平均0.37m，仅局部可采。 m9煤层：厚度01.20m，平均0.47m，局部可采。 （5）m16煤层顶、底板岩石性质 6、工作面主要地质构造 工作面煤岩层总体趋势呈现东南高西北低，为一单斜构造，525，工作面东部及中西部发育背、向斜构造，并发育3条

35、断层，受断层牵引影响产生揉皱小褶曲，产状变化较大。 （1）向斜：位于工作面中西部，轴向nesw，幅度525m。 （2）背斜：位于工作面东部，轴向nesw，幅度520m。 （3）断层：运顺揭露f35逆断层（h=12m）；sf16(h=4.3m)，轨顺揭露f4支2逆（h=040m）断层。 7、地温 本区地温梯度偏高正常。 8、煤的自燃性质及煤尘爆炸性 贵州省煤田地质局实验室提供的鉴定报告为：m16煤层为不易自燃煤层，m16煤层煤尘无爆炸性。 9、煤与瓦斯突出危险性 根据重庆煤科分院提供的m16煤层突出危险性鉴定结果：“目前开采范围内不能认定m16煤层为突出煤层，随着开采范围的扩大，瓦斯压力达到或超

36、过0.74mpa时，m16煤层即可确认为突出煤层。”，在11604运顺m16瓦斯压力测定时，压力较小，均远小于0.74mpa，目前对11604综采工作面按无突出危险工作面进行管理。 二、工作面瓦斯情况 1、工作面瓦斯地质资料 通过对井田范围内煤芯瓦斯的测试和瓦斯成份分析，可采煤层中的瓦斯含量普遍较高。现将11604综采工作面附近地勘钻孔中m16、m18煤层瓦斯含量统计如下表（表2）。 根据现场测得的煤层瓦斯压力和煤样的实验结果，得出了测压地点的煤层瓦斯含量。测压地点煤层的瓦斯含量与附近相近标高地勘时期所测定的煤层瓦斯含量对比如：（表3） 由上表分析可知，实际测定的瓦斯含量与地勘时期所测定的瓦斯

37、含量相比普遍偏高，经对比计算，实际测定的瓦斯含量是地勘瓦斯含量的1.01.21倍，因而11604综采工作面瓦斯含量按1.2倍进行调整。调整后的11604综采工作面附近地勘钻孔中瓦斯含量值统计表如下：（表4） 11604综采工作面在zk503、zk603、j5-1之间，因zk603、j5-1钻孔没有测定m16煤层的瓦斯含量值，所以按zk503钻孔中所测定的m16煤瓦斯含量的修正值作为11604综采面的平均瓦斯含量13.06m3/t。 m18煤层：瓦斯含量为13.0714.20m3/t，平均含量为：13.64m3/t。 m17煤层：瓦斯含量为12.1313.19m3/t，平均含量为：12.64m3

38、/t。 2、11604工作面瓦斯涌出量预计 11604综采工作面的相对瓦斯涌出量按下式计算： q=q1+q2+q3 m3/t 式中：q 工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； q1 开采层（本煤层）相对瓦斯涌出量，m3/t； q2 邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t； q3 围岩相对瓦斯涌出量，m3/t。 其中：（1）开采层相对瓦斯涌出量按下式计算： q1=m（k1+k2）（w0-wk）/me m3/t 式中：m 开采煤层平均厚度，m； me 开采平均厚度，m； k1 开采方法系数，k1=（l-2h）/l=（126-213）/126=0.79； l 回采工作面长度，m； h 巷道煤体瓦斯排放带宽度，m，

39、无烟煤取h=13m； k2 煤柱影响系数，k2=l/l； l 残留煤柱宽度，m； w0 开采层（本煤层）原始瓦斯含量，13.06m3/t； wk残余瓦斯含量，采至地面时煤的残余瓦斯含量，m3/t； 11604综采工作面无煤柱回采，一次采全高，采至地面煤的残余瓦斯含量wk为3.83m3/t。 则：q1=2.8(0.79+0)(13.06-3.83)/2.8=7.29m3/t （2）邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算： q2 =w0i (mi / m)i m3/t 式中：w0i 第i个邻近层原始瓦斯含量，m3/t m； mi 第i个邻近层厚度，m； m 开采层的开采厚度，m； i 第i个邻近层瓦斯排放

40、率，%。 下邻近层m17、m18煤层： q17 =12.64(1.22.8)(40100)=2.17m3/t q18 =13.64(3.182.8)(16100)=2.48m3/t m17煤在11604采面处的瓦斯含量为：12.64 m3/t； m18煤在11604采面处的瓦斯含量为：13.64 m3/t； 上邻近m2、m3、m9煤层： q2/=10.92(0.432.8)(61100)=1.02m3/t q3= 10.92(0.372.8)(70100)=1.01m3/t q9= 10.92(0.472.8)(84100)=1.54m3/t 则:邻近层相对瓦斯涌出量 q2=q2/+q3+q9

41、+q17+q18=1.02+1.01+1.54+2.17+2.48 =8.22m3/t （3）围岩相对瓦斯涌出量按下式计算: q3 =kn* q1m3/t 式中：kn 系数，全冒落管理顶板时，取0.25 则: q3= 0.257.29=1.82m3/t 11604综采工作面相对瓦斯涌出量: q=q1+q2+q3=7.29+8.22+1.82=17.33m3/t 11604综采工作面绝对瓦斯涌出量统计如下：（表5） 三、工作面通风情况 矿井采用中央并列抽出式通风，主井、副井进风，风井回风。风机型号bdk-8-31-2400kw，一台工作，一台备用。矿井总进风量为10474m3/min，总排风量为

42、10584m3/min，有效风率为86.27%。配套电机为防爆电动机（10kv，400kw，740r/min），每台风机配两台电机，目前只配备一台电机。矿井采用通风机倒转反风。综采工作面回采前在11604探煤巷上口用砖建挡风墙一道（带调节窗），在11604运顺回风联络巷用砖建挡风墙一道（带调节窗）。 11604综采工作面前期通风为：11604运顺、11604轨顺进风，11604补轨顺、11604补轨顺联络巷、11600运顺回风（11604轨顺进风量控制在400450m3/min）。11604综采工作面前期通风情况详见附图一：11604综采工作面前期通风系统示意图。 11604综采工作面后期通风

43、为：11604运顺进风， 11604轨顺回风。11604综采工作面后期通风情况详见附图二：11604综采工作面后期通风系统示意图。 四、矿井瓦斯抽放系统 1、矿井于2004年12月18日安装完善了地面高、低负压两套瓦斯抽放系统进行集中抽放，其中：高负压选择两台ska-420型瓦斯抽放泵，最大抽放负压68059pa，最大抽放量158m3/min，抽放干管规格为dn2457mm；低负压选择两台ska-500瓦斯抽放泵，最大抽放负压44048pa，最大抽放流量210 m3/min，抽放干管规格为dn56010mm。 2、11604运顺现已安装一趟pe200型抽放管，11604轨顺现已安装一趟pe15

44、0型抽放管，用来抽放本煤层、穿层及高位抽放钻孔瓦斯。还需在11600运顺、11604补轨顺联络巷安装一趟pvc400型抽放管，11604补轨顺埋管安装一趟dn300和dn200型焊铁管用来抽放采空区瓦斯。 详见附图三：11604综采工作面抽放管路布置示意图。 五、矿井安全监控系统 1、矿井已经选购了一套国内较先进的kj90煤矿安全与生产监控系统，能够准确及时监测井下的瓦斯、风速等环境参数及主要设备的开停和风门的开关状态。同时能监测地面主扇及瓦斯抽放泵的运行状况。主要安装了高低浓度瓦斯传感器、风速传感器、一氧化碳传感器、水位传感器、风机开停传感器、风门开关传感器等。 2、现已在11604综采工作

45、面安装了监测监控装置，用于监测工作面瓦斯涌出。 详见： 附图四：11604综采工作面前期监测监控系统布置示意图； 附图五：11604综采工作面后期监测监控系统布置示意图。第二节 工作面瓦斯综合治理方案 按照国家“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯治理方针，本着“抽放为主、风排为辅”的瓦斯治理原则，采取“密钻孔、严封闭、综合抽”实施瓦斯综合治理。 一、采取多种瓦斯抽放方法，抽放11604工作面的瓦斯。 11604综采工作面采取回采前掘进期间预抽煤层瓦斯，回采期间本煤层顺层钻孔抽放、底板穿层钻孔抽放、高位钻孔抽放和采空区埋管抽放的方法和措施。 1、掘进期间预抽煤层瓦斯 在11604综采工作面形成

46、之前，11604运顺、轨顺掘进时施工巷帮钻场钻孔对m16煤实施“边抽边掘”。 在11604轨顺、11604运顺掘进期间，分别在巷道两帮每隔5060米施工一组抽放钻场，每个钻场沿煤层走向方向施工6个超前钻孔抽放本煤层瓦斯，钻孔间距0.4米，终孔深度80100米，封孔深度7米，开孔孔径87mm，终孔孔径65mm，累计钻孔进尺12600米。根据11602、11609综采工作面抽放情况，预计抽放率可达到10%。 q预抽=q*=30.0910%=3.01m3/min 2、回采期间的瓦斯抽放。 （1）本煤层顺层钻孔抽放本层瓦斯 在11604轨顺、运顺沿煤层倾向分别施工单排平行顺层钻孔进行抽放，每5 m一个

47、钻场，每个钻场施工一个钻孔，共施工246个钻场。钻孔孔深约70m，钻孔开孔孔径87mm，终孔孔径75mm，开孔孔深7米。 在11604轨顺向11604补综采工作面施工单排平行顺层钻孔进行抽放，每5 m一个钻场，每个钻场施工一个钻孔，共施工42个钻场。钻孔孔深35m，钻孔开孔孔径87mm，终孔孔径75mm，开孔孔深7米，详见附图六：11604综采工作面顺层平行钻孔布置图和附图七：11604补面顺层平行钻孔布置图。 11604轨顺、运顺累计施工钻孔进尺约18690m。根据11602采面的具体应用情况该抽放方法抽放率最高可达25%。 q顺层=q*=30.0925%=7.52m3/min （2）底板穿

48、层钻孔抽放m17、m18煤层瓦斯 为防止11604综采工作面回采时m17、m18煤层煤体内大量的卸压瓦斯涌入11604综采工作面，在m16煤层开始回采前和回采过程中，在11604轨顺沿煤层倾向向m17、m18煤层施工穿层钻孔抽放m17、m18煤层煤体内的卸压瓦斯，以减少m16煤层回采时的瓦斯涌出量。共施工61个钻场，每个钻场施工4个钻孔，钻场间距10米，开孔孔径87mm，终孔孔径65mm，钻孔孔深34110米之间，开孔孔深7米，累计施工钻孔进尺17202m，详见附图八：11604综采工作面穿层平行钻孔布置图。 上述抽放方法在11602综采工作面抽放率相对较低，目前采用上述抽放方法的瓦斯抽放率可

49、达9%。 则：qlc=q*=30.099%=2.71m3/min （3）高位钻孔抽放 为防止11604综采工作面回采时采空区内的瓦斯涌入11604综采工作面及上隅角，在综采工作面回采时在11604轨顺（11604补轨顺）内向m16煤层顶板打高位抽放钻孔。高位抽放钻孔终孔点距m16煤顶板1518m。共施工8个钻场（利用掘进时已有的钻场），钻场间距80米，每个钻场施工4个钻孔，开孔孔径94mm，终孔孔径75mm，每个钻孔孔深100米，开孔深度7米，共计钻孔个数44个，钻孔进尺3200米，详见附图九：11604综采工作面高位抽放钻孔布置图。 上述抽放方法在11602综采工作面试验可知，采用上述抽放方

50、法时瓦斯抽放率可达6%左右。 则：qgc=q*=30.096%=1.81m3/min （4）采空区（高位）埋管抽放 采面回采过程中在11604补轨顺埋管抽放采空区瓦斯。在11604补轨顺每隔40m施工一个上向钻孔：钻孔方位角为90度，往采煤帮钻孔倾角75度，开孔孔径300mm，终孔孔径300mm，每个钻孔孔深18米，共施工6个钻孔，钻孔总进尺108m。 需沿11600运顺和11604补轨顺联络巷安装一路pvc400型抽放管。在11604补轨顺安装一路dn300型焊铁管，并每隔40m安装一个dn300变dn200的异径三通，并安装40mdn200型焊铁管和一个dn200型站管（站管壁厚4mm的焊

51、铁管，每个钻孔安装18m），站管上端1.5m范围内钻上筛孔（筛孔直径为10mm、孔间距为25mm、行间距为50mm），需要安装dn300型焊铁管200m、dn200型焊铁管310m。所有的埋管管路埋入净深度不小于300mm。 11604补面回采结束后在11604补轨顺北段开门点处建密闭墙，在11604补轨顺联络巷上口处建两道密闭墙，两道密闭墙的间距为15m，在两道密闭墙内再埋入一路pvc400型抽放管抽放采空区瓦斯。 上述抽放方法抽放采空区瓦斯抽放率预计可达17%左右。 则：qgc=q*=30.0917%=5.12m3/min 抽放瓦斯总量为： 3.01+7.52+2.71+1.81+5.12

52、=20.17m3/min 通过抽放计算可知需风排的瓦斯量为： 30.09-20.17=9.92m3/min。 二、综采工作面风量计算 11604工作面井下人员需求、稀释瓦斯、风速等要求，且使总回风流中瓦斯浓度不超过1，工作面风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。 11604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，采取其中最大值。经分析认为，本矿井地温不高，综采工作面人数少，一般不超过60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。 （一）按11604综采工作面及11604补面合采时风量计算： 1、按瓦斯涌出量：

53、q=100qk/ cch4 式中：q工作面需配风量，m3/min； q经抽放后需风排瓦斯量，m3/min； 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。 cch4工作面最高允许浓度，取0.8。 即：q=1009.92m3/min1.50.8=1860m3/min。 设计计算考虑了一定的备用风量，则11604综采工作面和11604补面按1900m3/min（即31.67m3/s）配风。 2、按工作面人员数量计算 q采=4n=240 m3/min 式中： n采煤工作面同时工作的最多人数，60人； 3、按风速验算 最小采高2.0

54、m最小控顶距4.2m时，工作面通风断面s最小断面=8.4m2，综采工作面风速v=q/s=为3.77m/s。 根据设计选取采面配风31.67m3/s，采面风速为3.77m/s, 则0.25m/s3.77m/s4m/s（符合煤矿安全规程规定）。 （二）若按11604综采工作面单采时风量计算： 11604采面瓦斯涌出量计算： q=126/（126+40）9.92m3/min=7.53m3/min 1、按瓦斯涌出量： q=100qk/ cch4 式中：q工作面需配风量，m3/min； q经抽放后需风排放瓦斯量，m3/min； k采煤工作面瓦斯涌出不均衡的备用风量系数，该数值应经过观察实测后取得；通常综

55、采工作面取1.21.6，实际按1.5计算。 cch4工作面最高允许浓度，取0.8。 即：q=1007.53m3/min1.50.8=1412m3/min。 设计计算考虑了一定的备用风量，则11604综采工作面按1450m3/min（即是24.17m3/s）配风。 2、按工作面人员数量计算 q采=4n=240 m3/min 式中： n采煤工作面同时工作的最多人数，60人； 3、按风速验算 最小采高2.0m最小控顶距4.2m时，工作面通风断面s最小断面=8.4m2，综采工作面风速v=q/s=2.88m/s。 根据设计选取11604综采工作面配风24.17m3/s，工作面的风速为2.88m/s,则

56、0.25m/s2.88m/s4m/s（符合煤矿安全规程规定）。 （三）11604轨顺、11604运顺风量确定： 1、11604运顺进风量为：1450m3/min。 2、11604轨顺进风量为：1900m3/min1450m3/min=450m3/min 则11604轨顺进风量以400450m3/min为宜。 三、各类钻孔施工及封孔工艺 穿层钻孔，采用87mm钻头开孔，终孔孔径65mm。本煤层平行钻孔，采用87mm钻头开孔，终孔孔径75mm。高位抽放钻孔采用94mm钻头开孔，终孔孔径94mm。 为提高钻孔的抽放效果，采用压风泵封孔，严禁人工封孔。在煤层中开孔的钻孔，封孔长度保证在5米以上；在岩层

57、中开孔的钻孔，封孔长度保证在3米以上。 穿层钻孔和本煤层平行钻孔封孔管采用直径25mm的pvc管；高位抽放钻孔封孔管采用直径32mm的pvc管。封孔管pvc管末端用堵头堵塞，在pvc管（末端600mm）外壁钻上小孔，所有小孔面积之和必须大于pvc管截面积。 pvc管露出钻孔孔口段不小于150mm、不大于200mm，然后利用胶管与瓦斯抽放管路的“多通”相连。 四、瓦斯抽放管路敷设 1、11604运顺抽放管路选择 （1）11604运顺本煤层抽放混合流量: q混 = qyc / c =（7.522）28%=13.43m3/min （2）11604运顺抽放管路管径计算: d=0.1457(q混/ v)

58、1/2=0.1457(13.4320)1/2=0.119m 式中: q混 抽放混合流量，m3/min； qyc 本煤层抽放钻孔瓦斯量，m3/min； c 本煤层钻孔抽放浓度，取28%； d 抽放管直径，m； v 管路内的瓦斯流速，取20m/s。 则安装一路pe150抽放管即可，因11604运顺已安装一路pe200型抽放管，符合要求。每个钻场口设一“三通阀门”，然后连接“多通”。在顺槽内的低洼点处安装放水桶，或经抽放需要的地点增加放水桶。 2、11604轨顺抽放管路选择 （1）高位抽放钻孔抽放混合流量: q混 = q / c= 1.8115% = 12.07m3/min 式中: q混 抽放混合流

59、量，m3/min； q 高位抽放钻孔瓦斯量，m3/min； c 高位抽放钻孔抽放浓度，取15%； （2）11604轨顺顺层钻孔抽放混合流量： q混 = q / c=（7.522）28% =13.43m3/min 式中: q混 抽放混合流量，m3/min； q 顺层抽放钻孔瓦斯量，m3/min； c 顺层抽放钻孔抽放浓度，取28%； （3）11604轨顺穿层钻孔抽放混合流量： q混 = q / c= 2.7125% =10.84m3/min 式中: q混 抽放混合流量，m3/min； q 穿层抽放钻孔瓦斯量，m3/min； c 穿层抽放钻孔抽放浓度，取25%； （4）11604轨顺抽放管路管径计

60、算: d=0.1457(q混总/ v)1/2=0.1457（12.07+13.43+10.84）35 1/2=0.148m 式中: q混总 抽放总混合流量，m3/min； d 抽放管直径，m； v 管路内的瓦斯流速，取35m/s。 则安装一路pe150抽放管即可，因11604运顺已安装一路pe150型抽放管，符合要求。每个钻场口设一“三通阀门”，然后连接“多通”。在顺槽内的低洼点处安装放水桶，或经抽放需要的地点增加放水桶。 3、采空区埋管抽放管路选择 （1）采空区埋管抽放混合流量: q混 = q / c= 5.12 10% = 51.20m3/min 式中: q混 抽放混合流量，m3/min；