工作面瓦斯综合治理设计方案

1、 PAGE 5PAGE 2120900工作面面瓦斯综综合治理理设计方方案编制单位：通 风风 科编 制 人人：科 长：2012-12-10120900工作面面瓦斯综综合治理理设计方方案会审审签名表表采煤一队： 年年 月 日抽 放 队队： 年 月月 日通 风 科科： 年 月月 日地 测 科科： 年 月月 日调 度 室室： 年 月月 日机 电 科科： 年 月月 日生 产 科科： 年 月月 日安 检 科科： 年 月月 日通风副总： 年年 月 日 总工程师： 年年 月 日生产经理： 年年 月 日总 经 理理： 年 月月 日12090工作面瓦斯综合治理方案及安全技术措施 PAGE 44会 审 意 见目 录

2、TOC o 1-3 h z u HYPERLINK l _Toc342926130 第一章 120090工工作面概概况 PAGEREF _Toc342926130 h 5 HYPERLINK l _Toc342926131 第二章 瓦瓦斯地质质概况 PAGEREF _Toc342926131 h 7 HYPERLINK l _Toc342926132 一、工作面面顶、底底板岩性性 PAGEREF _Toc342926132 h 7 HYPERLINK l _Toc342926133 二、地质构构造 PAGEREF _Toc342926133 h 7 HYPERLINK l _Toc342926

3、134 三、水文地地质 PAGEREF _Toc342926134 h 7 HYPERLINK l _Toc342926135 四、煤层情情况 PAGEREF _Toc342926135 h 7 HYPERLINK l _Toc342926137 五、煤质 PAGEREF _Toc342926137 h 9 HYPERLINK l _Toc342926138 六、瓦斯、煤煤尘和自自燃发火火情况 PAGEREF _Toc342926138 h 9 HYPERLINK l _Toc342926139 第三章 1120990工作作面危险险源辨识识 PAGEREF _Toc342926139 h 10

4、 HYPERLINK l _Toc342926140 一、瓦斯涌涌出量预预测 PAGEREF _Toc342926140 h 10 HYPERLINK l _Toc342926141 二、瓦斯事事故危险险源辨识识 PAGEREF _Toc342926141 h 10 HYPERLINK l _Toc342926142 三、煤尘事事故危险险源辨识识 PAGEREF _Toc342926142 h 11 HYPERLINK l _Toc342926143 四、火灾危危险源辨辨识 PAGEREF _Toc342926143 h 11 HYPERLINK l _Toc342926144 五、水灾危危险

5、源辨辨识 PAGEREF _Toc342926144 h 11 HYPERLINK l _Toc342926145 六、机电事事故危险险源辨识识 PAGEREF _Toc342926145 h 11 HYPERLINK l _Toc342926146 七、顶板事事故危险险源辨识识 PAGEREF _Toc342926146 h 11 HYPERLINK l _Toc342926147 第四章 工作面面安全生生产系统统 PAGEREF _Toc342926147 h 12 HYPERLINK l _Toc342926148 一、通风系系统 PAGEREF _Toc342926148 h 12 H

6、YPERLINK l _Toc342926149 （一）掘进进通风系系统 PAGEREF _Toc342926149 h 12 HYPERLINK l _Toc342926150 （二）工作作面通风风系统 PAGEREF _Toc342926150 h 13 HYPERLINK l _Toc342926151 二、监测系系统 PAGEREF _Toc342926151 h 14 HYPERLINK l _Toc342926152 （一）掘进进监测系系统 PAGEREF _Toc342926152 h 14 HYPERLINK l _Toc342926153 （二）回采采监测系系统 PAGERE

7、F _Toc342926153 h 15 HYPERLINK l _Toc342926154 三、防尘系系统 PAGEREF _Toc342926154 h 16 HYPERLINK l _Toc342926155 （一）掘进进期间 PAGEREF _Toc342926155 h 16 HYPERLINK l _Toc342926156 （二）回采采期间 PAGEREF _Toc342926156 h 16 HYPERLINK l _Toc342926157 四、供电系系统 PAGEREF _Toc342926157 h 17 HYPERLINK l _Toc342926158 （一）掘进进期

8、间 PAGEREF _Toc342926158 h 17 HYPERLINK l _Toc342926159 （二）回采采期间 PAGEREF _Toc342926159 h 18 HYPERLINK l _Toc342926160 五、生产系系统 PAGEREF _Toc342926160 h 18 HYPERLINK l _Toc342926161 （一）掘进进系统 PAGEREF _Toc342926161 h 18 HYPERLINK l _Toc342926162 （二）回采采系统 PAGEREF _Toc342926162 h 19 HYPERLINK l _Toc34292616

9、3 六、压风自自救系统统 PAGEREF _Toc342926163 h 19 HYPERLINK l _Toc342926164 （一）掘进进期间压压风自救救系统 PAGEREF _Toc342926164 h 19 HYPERLINK l _Toc342926165 第五章 120090工工作面回回采期间间瓦斯综综合治理理方案 PAGEREF _Toc342926165 h 21 HYPERLINK l _Toc342926166 一、瓦斯综综合治理理方案 PAGEREF _Toc342926166 h 21 HYPERLINK l _Toc342926167 （一）瓦斯斯抽放的的必要性性

10、 PAGEREF _Toc342926167 h 21 HYPERLINK l _Toc342926168 （二）瓦斯斯来源的的分析 PAGEREF _Toc342926168 h 21 HYPERLINK l _Toc342926169 （三）瓦斯斯综合治治理方案案的确定定 PAGEREF _Toc342926169 h 22 HYPERLINK l _Toc342926170 第六章 瓦斯治理理工程及及瓦斯抽抽放系统统 PAGEREF _Toc342926170 h 28 HYPERLINK l _Toc342926171 一、钻孔量量计算 PAGEREF _Toc342926171 h

11、28 HYPERLINK l _Toc342926172 （一）1220900工作面面钻孔量量 PAGEREF _Toc342926172 h 28 HYPERLINK l _Toc342926173 （二）吨煤煤钻孔工工程量 PAGEREF _Toc342926173 h 28 HYPERLINK l _Toc342926174 二、瓦斯抽抽放系统统 PAGEREF _Toc342926174 h 28 HYPERLINK l _Toc342926175 第七章 瓦斯抽抽采效果果检验 PAGEREF _Toc342926175 h 29 HYPERLINK l _Toc342926176 一

12、、瓦斯综综合治理理安全技技术措施施 PAGEREF _Toc342926176 h 30 HYPERLINK l _Toc342926177 二、组织管管理措施施 PAGEREF _Toc342926177 h 31 HYPERLINK l _Toc342926178 三、其他 PAGEREF _Toc342926178 h 32120900工作面面瓦斯综综合治理理设计方方案第一章 120090工工作面概概况120900工作面面于20012年9月开始始掘进，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

13、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。图一：1220900工作面面平面布布置图工作面上巷巷巷道可可采长度度7900m，采采用下宽宽6.99m UU36可缩缩性三心心拱支架架喷浆联联合支护护，棚距距0.55m，下下净宽66.9mm，净高高3.55m，断断面199。下巷巷道可可采长度度7900m，采用下下宽6.9m U366可缩性性三心拱拱支架

14、喷喷浆联合合支护，棚棚距0.5m，下下净宽66.9mm，净高高3.55m，断断面199。断面图见图图二：1120990工作作面上、下下巷巷道道支护断断面图。图二：1220900工作面面上、下下巷巷道道支护断断面图第二章 瓦瓦斯地质质概况一、工作面面顶、底底板岩性性顶底板名称称岩石类别厚度岩性顶板基本顶大占砂岩312.1m深灰色灰黑黑色成分分石英为为主泥质质胶结厚厚层状局局部微砂砂质泥岩岩直接顶砂质泥岩410.9m平平均7.4m深灰灰黑色色中厚层层状含云云母片及及炭质局局部砂质质泥岩含含植物化化石伪顶泥质或砂质质泥岩0.533m 平均均1.77m黑色，松软软破碎易易跨落、易易污手底板直接底泥岩或

15、砂质质泥岩02.66m黑色灰黑色色薄层状状含炭质质和植物物化石，起起伏较大大，将来来对回采采可能会会产生影影响基本底砂质泥岩或或细砂岩岩3.188.3mm灰黑色灰色色含黄铁铁矿结核核及泥质质条带可可见大量量黄铁矿矿结核和和菱铁矿矿结核。见图三：1120990工作作面煤岩岩层柱状状图。二、地质构构造该工作面范范围内岩岩层总体体上为单单斜构造造，倾向向北稍偏偏西，倾倾角在110左左右。根根据现有有地质资资料，该该工作面面内无大大的构造造，但顶顶底板起起伏较大大，对掘掘进进度度会产生生一定的的影响。三、水文地地质根据120071工工作面回回采情况况及现有有实测资料料，122采区东翼翼二1煤煤层顶板板

16、砂岩裂裂隙含水水层不发育，富富水性较较小，120090上上巷距原原111131工工作面上上巷4mm，该巷巷掘进过过程中上上帮5550m、5580mm、7445m三三处出现现淋水现现象，均均为老巷巷积水，涌水量2.0m/h左右。预计最大涌水量10m3/h。四、煤层情情况煤层为山西西组二11煤层，黑黑色，粉粉沫状或或块状，煤煤厚约00.614.7m，平均均煤厚44.5mm，局部部有夹矸矸，倾角角812，平均均在100左右右（附煤煤层柱状状图）。图三：1220900工作面面煤岩层层柱状图图五、煤质煤质情况：煤质指指标根据据公司煤煤质科在在工作面面运输、上上巷及切切眼所采采取煤样样化验结结果，求求其平

17、均均值所得得。tt: 11.75 ，d: 377.477，daff: 42.51，STT: 0.336六、瓦斯、煤煤尘和自自燃发火火情况根据河南理理工大学学20111年77月编制制的二二1煤层瓦瓦斯基本本参数测测定报告告，1120990工作作面瓦斯斯基本参参数如下下：测定地点原煤瓦斯含含量（m/tt）坚固性系数数（f）放散初速度度p瓦斯压力（MPa）吸附常数孔隙率K（m/mm）真密度（t/m）视密度（t/m）a(m/tt)b(MPa1)120900工作面面4.32（最最大值）0.17100.2126.48800.93995.231.721.63煤尘：煤尘尘无爆炸炸危险性性。自燃发火：煤层为为不

18、易自自燃煤层层。第三章 1120990工作作面危险险源辨识识一、瓦斯涌涌出量预预测我公司属于于高瓦斯斯矿井，111采区区下山该该区域随随煤层埋埋藏深度度变化瓦瓦斯含量量的增加加并不明明显。1、本煤层层瓦斯涌涌出量预预测（1）掘进进工作面面瓦斯涌涌出量预预测：根据111131下下巷掘进进期间瓦瓦斯涌出出量为00.8mm/mmin，据据此预测测120090工工作面掘掘进期间间瓦斯涌涌出量为为0.88m/minn。（2）回采采工作面面瓦斯涌涌出量预预测：回采工作面面瓦斯涌涌出量预预测按瓦瓦斯含量量计算工工作面的的瓦斯绝绝对涌出出量，其其计算如如下：qQAA/（224660）式中 q二1煤层回回采工作

19、作面瓦斯斯涌出量量，m/miinA工作作面日产产量，tt；取220000 Q开采采煤层（包包括围岩岩）瓦斯斯涌出量量，m/t Q= K11K2 (XXXc) m/mm0其中： KK1围围岩瓦斯斯涌出系系数，取取1.22K2工工作面丢丢煤瓦斯斯涌出系系数，KK21/，为工作作面回采采率，取取0.995；m煤层层厚度，mm；取44m0煤煤层开采采厚度，mm；取33X煤的的原始瓦瓦斯含量量，m/t，取取最大值值：4.32Xc煤煤的残存存瓦斯含含量（运运至地面面），mm/tt，取11.100 代入计算公公式q7.552m/miin故120990采面面回采期期间最大大绝对瓦瓦斯涌出出量为77.522m/

20、minn。二、瓦斯事事故危险险源辨识识回采期间，最最大绝对对瓦斯涌涌出量为为7.552 mm/mmin，只只通过风风排不可可以解决决瓦斯问问题，会会引起瓦瓦斯积聚聚，造成成瓦斯超超限等事事故。三、煤尘事事故危险险源辨识识在回采过程程中的诸诸多环节节都会产产生煤尘尘，我公公司二11煤层煤煤尘无爆爆炸危险险性，不不会引起起煤尘爆爆炸，但但若煤尘尘浓度超超标时，会会引起尘尘肺病。四、火灾危危险源辨辨识二1煤层为为不易自自燃煤层层，无煤煤层自燃燃引起火火灾的危危险性，但但回采过过程中，在在放炮、供供电、打打钻、运运输等方方面，如如果管理理不善，可能会会引起外外因火灾灾事故。五、水灾危危险源辨辨识根据1

21、11131工工作面回回采情况况及现有有实测资资料， 11采采区下山山东翼二二1煤层顶顶板砂岩岩裂隙含含水层不不发育，富富水性较较小，1120990上巷巷距原1111331工作作面下巷巷4m，该该巷掘进进过程中中上帮5550mm、5880m、7745mm三处出出现淋水水现象，均均为老巷巷积水，涌涌水量22.0mm/h左左右。预预计1220900工作面面回采过过程中正正常涌水水量为33m/h，最最大涌水水量为110m/h。六、机电事事故危险险源辨识识在生产作业业过程中中，由于于管理不不善，井井下电气气设备会会失爆，若若有瓦斯斯积聚可可能会引引起瓦斯斯爆炸事事故；同同时电气气设备会会因过载载、漏电电

22、或带电电检修，造造成人身身触电事事故。七、顶板事事故危险险源辨识识在回采期间间，由于于管理不不善或地地质因素素影响，可可能会发发生冒顶顶事故。第四章 工作面面安全生生产系统统一、通风系系统（一）掘进进通风系系统120900工作面面上下巷巷在掘进进期间均均采用压压入式通通风，在在巷道进进风侧建建造风门门，回风风流经回回风联络络巷进入入总回风。1、通风线线路(1)1220900工作面面上巷进风：地面面主、副副井东东大巷11采采区轨道道下山120090工工作面上上巷车场场1220900上巷工工作面。回风：工作作面1120990上巷巷1220900工作面面回风联联络巷11采采区回风风下山11采采区回风

23、风上山11采采区回风风斜井地面。(2)1220900工作面面下巷进风：地面面主、副副井东东大巷11采采区轨道道下山120090工工作面下下巷车场场1220900下巷工工作面。回风：工作作面1120990下巷巷1220900工作面面回风联联络巷11采采区回风风下山11采采区回风风上山11采采区回风风斜井地面。2、局扇选选型：（1）按掘掘进巷道道的绝对对瓦斯涌涌出量计计算：Q掘=1000QQ瓦K =100000.81.55 =1180 m/minnQ瓦采采用1220900工作面面两巷掘掘进期间间预测瓦瓦斯绝对对涌出量量m/minn。取00.8K通风风不均衡衡系数，取取1.55。（2）同时时放炮的的

24、最大炸炸药用量量计算Q掘=255A=2510.8=2270 m/minnA一次次爆破的的最大装装药量，kkg，AA=100.8kkg。（3）工作作面最多多人数计计算工作面交接接班时人人数最多多为400人，每每人每分分钟需风风量为44m，则则Q掘=4NN=440=1600m/minn（4）按局局扇实际际吸风量量选风机机FBD66.7(2337KW)局扇实际际吸风量量为41107700mm/mmin，风风筒直径径为8800mmm。（5）风速速验算按煤矿安安全规程程规定定，巷道道风速必必须满足足以下要要求：即：Vmiin0.225 mm/s，Vmaxx4 m/ss，Smin12.4 ，Smaxx17

25、7.2 ，则： Vmmin=4100/(660117.22)=0.440 mm/sVmax=7000/(660112.44)=0.994m/s结果：0.25 m/ss V 4 m/s，根据计算结结果，该该掘进工工作面应应选两台台FBDD6.7(237KW)局扇供风风，均可可满足要要求。（二）工作作面通风风系统120900工作面面采用下下巷进风风，上巷巷回风的的全负压压上行通通风方式式。通风风系统图图见图四四：1220900回采工工作面通通风系统统图。1、通风线线路：进风：地面面主、副副井东东大巷11采采区轨道道下山120090工工作面下下巷车场场1220900下巷工作面面。回风：工作作面112

26、0990上巷巷1220900工作面面回风联联络巷11采采区回风风下山11采采区回风风上山11采采区回风风斜井地面。2、工作面面风量计计算：（1）按工工作面的的绝对瓦瓦斯涌出出量计算算：Q采=QKK/c=1.227.52/0.88% =11228 mm/mminQ采采面面供风量量 m/minn。Q生产期期间瓦斯斯绝对涌涌出量mm/mmin，取取7.552K采面瓦瓦斯涌出出不均衡衡系数，取取为1.2C工作面面最高允允许瓦斯斯浓度00.8（2）工作作面最多多人数计计算：Q采=4NN=41200=4880 mm/mminN工工作面交交接班时时最多人人数，取取1200人。（3）按工工作面温温度计算算：6

27、0VVSK601.33111.3771.2=110644.2mm/mmin当t222时，VV取1.3m/s（4）风速速验算Q采minn=VmiinSS =00.255600111.377=1770.55m/minnQ采maxx=VmaaxSS =44600111.377=27728.8 mm/mmin根据计算满满足Q采minn QQ采=11128mm/mmin QQ采maxx 计算结果符符合煤煤矿安全全规程之之规定，故故采面风风量定为为11228m/miin3、风门的的位置及及数量在120990工作作面上巷巷车场安安装一组组正反向向风门，由由两道正正向风门门和两道道反向风风门组成成，见回回采工

28、作作面通风风系统图图。图四：1220900回采工工作面通通风系统统图二、监测系系统（一）掘进进监测系系统1、安全监监测设备备KJ70NN型监测测系统布布置在地地面调度度室中心心机房，KKJF331型分分站一台台，布置置于111采区轨轨道下山山13#变电所所。2、探头位位置(T1)距距掘进正正头不超超过5mm，(TT2)距回回风巷口口1015mm。悬吊位置距距顶不大大于3000mmm，距帮帮不小于于2000mm。3、报警断断电点：报警点: T1、 TT2均为 0.8%； 断电点: T1、 TT2均为 0.8%；复电点：TT1、 TT2均为0.88%。4、断电范范围：(T1)、(T2)断电电范围均

29、均为本巷巷道内所所有非本本质安全全型电器器设备。（二）回采采监测系系统1、安全监监测设备备KJ70NN型监测测系统布布置在地地面调度度室中心心机房，KKJF331型分分站一台台，布置置于111采区轨轨道下山山13#变电所所。见图图五：1120990回采采工作面面监测系系统布置置示意图图2、瓦斯传传感器位位置T1位于工工作面上上隅角，距距放顶线线不大于于8000mm；T2位于工工作面回回风流，距距工作面面安全出出口510mm；T33位于工工作面回回风流，距距回风口口侧100155m。悬吊位置距距顶不大大于3000mmm，距帮帮不小于于2000mm。3、报警断断电点：报警点: T1、T2、T3均为

30、00.8%；断电点: T1、T2、T3均为00.8%；复电点：TT1、 TT2、T3均为00.8%。4、断电范范围：(T1)、(T2)、(T3)断电电范围均均为工作作面内及及上巷内内所有非非本质安安全型电电器设备备。图五：1220900回采工工作面监监测系统统布置示示意图三、防尘系系统（一）掘进进期间1、掘进时时必须按按防尘要要求安设设防尘管管路，并并要直达达掘进工工作面。防防尘管路路每500m必须须安设一一个三通通，管路路吊挂平平直，吊吊挂间距距不超过过5m。2、掘进时时必须使使用湿式式打眼，否否则应有有灭尘措措施。装装药时，必必须使用用水炮泥泥，放炮炮前后必必须喷雾雾洒水，装装煤时必必须洒

31、水水灭尘。3、掘进时时按规定定安设两两道喷雾雾装置，第第一道距距工作面面正头不不超过330m，第第二道距距工作面面正头不不超过550m，喷喷雾装置置要操作作灵活，雾雾化好，封封闭全断断面。4、防尘设设备要指指定专人人维护和和管理，不不准随意意拆除。5、放炮前前后，距距掘进工工作面330m范范围内巷巷道要全全断面进进行冲刷刷。6、每天要要对巷道道的煤尘尘进行清清扫，工工作面人人员要佩佩带防尘尘口罩。7、在掘进进巷道内内安设一一组隔爆爆水棚，水水棚距正正头间距距602000m，水水量不小小于2000L，水袋袋总数不不少于660个，棚棚间距11.2mm，安设设后要经经常加水水、维护护，确保保水量充充

32、足。（二）回采采期间1、管路直直径为775mmm钢管，铺铺设到上上下安全全出口，三三通阀门门上下巷巷均为550m一一个。2、下巷内内设置两两道全断断面水幕幕，第一一道水幕幕在采煤煤工作面面下巷口口向里110-115m范范围内，第第二道水水幕在采采煤工作作面下巷巷安全出出口以外外30mm范围内内。上巷内至少少设置三三道全断断面水幕幕，第一一道水幕幕在上巷巷安全出出口以外外30mm范围内内，第二二道水幕幕与第一一道水幕幕间距不不得大于于20mm，第三三道水幕幕在工作作面回风风联络巷巷口下风风侧100-155m范围围内。3、采煤机机必须有有内外喷喷雾装置置，雾化化程度好好，并坚坚持正常常使用，放放顶

33、煤时时放煤口口必须喷喷雾洒水水，否则则不得放放煤。4、工作面面及上下下安全出出口100m范围围内的煤煤尘，由由生产单单位负责责清扫冲冲尘，以以外巷道道定期冲冲刷。5、机组司司机、移移架工、放放煤工、拐拐头工等等所有接接尘人员员应佩戴戴防尘口口罩。6、工作面面上、下下巷必须须安设辅辅助隔爆爆水棚，用用水量按按巷道断断面计算算，不小小于2000L/，水棚棚排距11.23m，棚棚区长度度200m。安安装地点点距离工工作面6602200mm。安设设后要经经常加水水、维护护，确保保水量充充足。7、工作面面浅孔抽抽放孔及及卸压带带深孔钻钻孔经过过抽放后后，钻孔孔内瓦斯斯浓度低低于3%时，停停止抽放放，利用

34、用废旧钻钻孔向煤煤层注水水。四、供电系系统（一）掘进进期间（1）1220900下巷：由井下下中央变变电所动动力变压压器113#变电所所1220900下巷机电电设备和和动力风风机。（2）1220900上巷：由由井下中中央变电电所动力力变压器器133#变电所所1220900上巷机电电设备和和动力风风机。2、风机专专用线：（1）133#变电所所1220900工作面面下巷专用用风机。（2）133#变电所所1220900工作面面上巷专用用风机3、供电系系统要求求：实现双风机机、双电电源、自自动倒台台、风电电、瓦斯斯电闭锁锁。供电电线路及及设备做做到“三三无”、“四四有”、“两两齐”、“三三全”、“三三坚

35、持”。 4、电气气设备及及电缆安安装要求求按照要要求，实实现标准准化。 （二）回采采期间该工作面采采用远距距离供电电方式，主主要设备备均采用用11440V电电压等级级，采用用两台KKBSGGZY12550/111400移动变变电站和和一台KKBSGGZY5000/11140移移动变电电站（专专供乳化化液泵）供供电，工工作面供供电系统统：111采区集集中变电电所工作面面及上下下巷各用用电点，详详见供电电系统图图。附图图七：1120990工作作面上巷巷供电系系统图图七：1220900工作面面上巷供供电系统统图五、生产系系统（一）掘进进系统1、施工工工艺120900工作面面上、下下巷设计计沿二11煤

36、层底板掘进进，为全全煤巷。采采用全断断面一次次掘进。皮带输送机和刮板输送机运输。2、运输系系统（1）1220900上巷：正正头采用用EBZZ-1660综掘掘机掘进进SSSJ3320SS皮带输输送机11采采区皮带带下山11采采区煤仓仓吨车车井下下大煤仓主井升升井。（2）1220900皮带顺顺槽：正正头采用用爆破落落煤，通通过人工工装煤入入SGWW-400T刮板板输送机机SSSJ3320SS皮带输输送机11采采区皮带带上山11采采区煤仓仓吨车车井下下煤仓主井升升井。（二）回采采系统1、回采工工艺120900工作面面采用走走向长壁壁综采放放顶煤采采煤方法法回采。2、运输系系统工作面采用用MG2200

37、/5300-WDD1采煤煤机落煤煤并旋入入前部SSGZ7764/5000中心双双链刮板板机SZZZ7644/2550型巷巷道转载载机下下巷SSSJ3320SS皮带输输送机11采采区皮带带下山11采采区煤仓仓吨车车井下下煤仓主井升升井。六、压风自自救系统统压风自救系系统由地地面压风风机房通通过1159mmm压风风管向井井下供风风。（一）掘进进期间压压风自救救系统在距掘进工工作面正正头255400m的巷巷道内及及放炮地地点，各各安装一一组（44个压风风自救箱箱）随着着巷道的的掘进，每每隔500米安装装一组（55个）压压风自救救装置。压缩空气供供给量，每每人不得得少于00.1mm/mmin。压压风自

38、救救系统由由使用单单位进行行安装和和管理。（二）回采采期间压压风自救救系统回采工作面面上巷在在距采面面上安全全出口以以外255400m范围围内设置置1组压压风自救救箱，压压风自救救箱个数数为6个个；向外外每隔550m及及有人固固定作业业地点安安装一组组压风自自救装置置；下巷巷在距采采面下安安全出口口以外5501100mm范围内内设置一一组压风风自救箱箱，压风风自救箱箱个数为为6个。见图八：12090工作面压风自救系统图。图八：1220900工作面面压风自自救系统统图第五章 120090工工作面回回采期间间瓦斯综综合治理理方案一、瓦斯综综合治理理方案（一）瓦斯斯抽放的的必要性性1、掘进期期间根据

39、111131下下巷掘进进期间瓦瓦斯涌出出量为00.8mm/mmin，据据此预测测120090工工作面掘掘进期间间瓦斯涌涌出量为为0.88m/minn。无瓦瓦斯抽放放必要性性2、回采期期间当一个矿井井或采区区（工作作面）的的绝对瓦瓦斯涌出出量大于于通风所所允许稀稀释的瓦瓦斯涌出出量时，就就需要考考虑瓦斯斯抽放。在在此状况况下，抽抽放瓦斯斯的必要要性指标标为： 式中 q回采采工作面面绝对瓦瓦斯涌出出量，mm/mmin；通风能能力可以以排除的的绝对瓦瓦斯涌出出量，mm/mmin；V回采采工作面面允许的的最大风风速，mm/s，按按煤矿矿安全规规程规规定最高高风速为为4 mm/s，结结合当前前配风状状况

40、的实实际情况况，取11.766m/ss；S风流流通过的的最小巷巷道断面面，采煤煤机采煤煤高度22.6mm，平均均控顶距距为4.9m，工工作面平平均断面面面积取取11.37；C工作作面风流流最大瓦瓦斯浓度度，取00.4%；K矿井井或采区区（工作作面）瓦瓦斯涌出出不均衡衡系数，KK=1.211.7，取取1.22。经过计算，=4.0m/min，而12090工作面绝对瓦斯涌出量预测为7.52m/min。小于预测的瓦斯涌出量值。120900工作面面的设计计配风量量为12200mm/mmin。由由此说明明，采用用通风方方法解决决工作面面瓦斯涌涌出基本本上是不不可行的的，必须须采取瓦瓦斯抽放放措施。在在未来

41、的的生产进进程中需需要抽放放的最大大瓦斯量量为：33.522m/minn。（二）瓦斯斯来源的的分析根据历年年来瓦斯斯等级鉴鉴定：矿矿井瓦斯斯主要来来源于采采掘工作作面生产产过程中中，特别别在回采采中的涌涌出量占占矿井瓦瓦斯来源源的主要要成份，采采煤工作作面上隅隅角容易易致使瓦瓦斯积聚聚；随着煤层层采动的的影响，回回采工作作面周期期来压时时，采空空区的瓦瓦斯涌出出造成工工作面瓦瓦斯涌出出量也会会大大增增加。在掘进过过程中，1120990工作作面上下下巷绝对对瓦斯涌涌出量为为0.88m/minn；切眼眼贯通后后，工作作面绝对对瓦斯涌涌出量为为1.33m/minn；正常常生产期期间工作作面煤壁壁绝对

42、瓦瓦斯涌出出量为11.3mm/mmin；经过割割煤机割割煤落至至溜子上上时，绝绝对瓦斯斯涌出量量为3.9m/miin；后后溜放煤煤时，采采空区绝绝对瓦斯斯涌出量量为2.855m/minn。在生生产过程程中，由由于“三软”煤层特特性，采采空区瓦瓦斯不断断从工作作面中溢溢出。（三）瓦斯斯综合治治理方案案的确定定矿井生产产为单一煤煤层开采采状态，没没有邻近近层。根根据河南南理工大大学20011年年7月编编制的二二1煤层瓦瓦斯基本本参数测测定报告告：“该区域域随煤层层埋藏深深度变化化瓦斯含含量的增增加并不不明显。因因此，111采区区下山在在开采标标高为-1400m以上上范围内内二1煤层的的瓦斯含含量变

43、化化不会太太大。但但是，由由于历史史资料显显示，二二1煤层瓦瓦斯含量量受局部部地质构构造影响响较大，故故在煤层层开采过过程中应应特别注注意地质质构造变变化引起起局部瓦瓦斯的异异常变化化情况。”目前回采采工作面面上隅角角瓦斯浓浓度偏高高及20010年年建立1111331工作作面井下下移动瓦瓦斯抽放放系统的的成功实实践，下下阶段瓦瓦斯抽放放的重点点仍应该该以有效效排除采采空区内内卸压瓦瓦斯为主主。为减轻工工作面周周期来压压时造成成瓦斯涌涌出量大大大增加加，先一一步对工工作面进进行本煤煤层卸压压带斜交交长钻孔孔抽放及及工作面面煤壁浅浅孔抽放放，降低低煤层瓦瓦斯含量量，减少少瓦斯涌涌出量。综合以上分分

44、析，根根据我公公司1220900工作面面瓦斯地地质实际际情况，结结合义煤煤集团公公司瓦斯斯综合治治理要求求，最后后初步确确定1220900综采工工作面的的瓦斯抽抽放方案案为：回回采工作作面上巷巷低位钻钻场高位位钻孔抽抽放；上上隅角预预留空间间插、埋埋管抽放放；上、下下巷本煤煤层卸压压带深孔孔斜交钻钻孔抽放放；工作作面煤壁壁浅孔抽抽放。（1）低位位钻场高高位钻孔孔抽放、钻孔布布置的初初期设计计该方法要求求钻孔终终孔应处处在冒落落带的上上方，以以捕集处处于冒落落破坏带带及裂隙隙带中的的上部卸卸压层（离离层裂隙隙带）涌涌向采空空区中的的瓦斯。其中冒落带带高度经经验计算算公式如如下：其中：M为为工作面

45、面煤层采采高，采采高为33.0mm经计算冒落落带高度度为：88-133m，根根据煤层层顶板坚坚硬性系系数越小小，则冒冒落带高高度越高高的规律律，冒落落带离底底板高度度取133m；既既距顶板板法距110m高高的层位位是钻孔孔终孔布布置层位位。在上巷距离离工作面面上安全全出口660m处处施工11号低位位钻场，并并在1号号低位钻钻场后每每隔500m施工工一个低低位钻场场，待切切眼推至至1号钻钻场100m处，11号钻场场停止使使用，开开始启用用2号钻钻场，以以此类推推。附图图九：低低位钻场场高位钻钻孔抽放放侧视及及俯视图图。图九：低位位钻场高高位钻孔孔抽放侧侧视及俯俯视图钻场规格：深4mm，宽度度4m

46、，高高度3mm，在钻钻场内布布置一排排高位钻钻孔（共共5个），钻钻孔孔径径75mmm，孔孔深为661663m，终终孔位置置在煤层层上方距距离顶板板10mm处，终终孔间距距为5mm，具体体参数见见表1-1、11-2；在距上安全全出口660m处处做1号号钻场，钻钻孔参数数表1-1：钻孔编号水平角仰角孔深108.9061.0mm23.218.0361.0mm37.387.5261.5mm411.4886.1862.0mm515.4885.2463.0mm在距1号钻钻场500m处做做2号钻钻场，钻钻孔参数数表1-2：钻孔编号水平角仰角孔深108.9061.0mm23.218.0361.0mm37.38

47、7.5261.5mm411.4886.1862.0mm515.4885.2463.0mm低位钻场内内钻孔开开孔位置置如图十十所示：图十：低位位钻场内内钻孔开开孔位置置 （单位位：cmm）钻孔施工完完毕后，采采用聚氨氨脂与布布条封孔孔，封孔孔长度不不少于88m，封封孔后立立即联管管抽放，并并安装孔孔板流量量计、放放水箱及及阀门。（2）上隅隅角预留留空间插插、埋管管抽放标准：1、22号管距距顶板110cmm，3号号管距顶顶板255cm，水水平距上上帮300cm。11号管一一直保持持在新近近预留的的空间里里45ccm长；2号管管口一直直在上一一个空间间里留445cmm长，并并在新近近预留的的空间里里

48、，管子子下部开开若干小小口。第一个空间间形成后后，1、22号管都都在这个个空间内内，第二二个空间间形成后后，1号号管在第第二个空空间内，22号管同同时在两两个空间间内埋设设；第三三个空间间形成后后，1号号管充当当2号管管，2号号管充当当1号管管。以此此类推，每每隔两个个空间的的形成，11、2号号管轮替替埋入两两个空间间。3号管留在在每个空空间里1120ccm长且且在此位位置上管管子下方方开若干干小口，管管子头用用纱布网网包装好好。见图图十一：工字字钢棚预预留空间间埋管抽抽放示意意图图十一：工工字钢棚棚预留空空间埋管管抽放示示意图工字钢棚上上方用塑塑料网铺铺盖，避避免矸石石落入工工字钢棚棚空间内

49、内。工字字钢棚外外用土袋袋墙垒实实。（3）上、下下巷本煤煤层卸压压带深孔孔斜交钻钻孔抽放放在上巷距上上安全出出口100600m范围围内及在在下巷距距下安全全出口110550m范范围内，每每隔2mm布置11个斜交交钻孔。钻钻孔长度度不低于于60mm，孔径径75mmm，孔孔口距离离煤层底底板1.2m。钻孔的参数及布置图见附图十二。钻孔施工完完毕后，采采用聚氨氨脂与布布条封孔孔，封孔孔长度不不少于88m，封封孔后立立即联管管抽放，并并安装孔孔板流量量计、放放水箱及及阀门。每每5个钻钻孔共用用一套孔孔板流量量计进行行抽采计计量。（4）工作作面煤壁壁浅孔抽抽放在综采工作作面准备备班期间间，实施施浅孔抽抽

50、放。在在切眼煤煤壁上沿沿煤层倾倾向布置置抽放浅浅孔，煤煤厚小于于3m时时布置壁壁中单排排；煤厚厚大于33m时布布置双排排，钻孔孔呈三花花眼布置置，开孔孔位置分分别距煤煤层底板板1.22m和22.4mm。钻孔孔间距为为2m，深深度8mm，钻孔孔偏角为为0度，钻钻孔仰角角均为66左右右。工作作面每推推进8米米一个循循环。在上下巷本本煤层斜斜交长钻钻孔空白白带（即即工作面面中段440米范范围内）钻钻孔深度度为122米，以以补充斜斜交长钻钻孔空白白带。钻孔施工完完毕后采采取黄泥泥封孔，封封孔深度度2m，封封孔完毕毕后立即即联管抽抽放，当当抽出瓦瓦斯浓度度在3%以下时时，停止止抽放，然然后利用用报废钻钻

51、孔对煤煤壁进行行注水，单单孔注水水量在22.2mm以上上，等煤煤壁注水水完毕后后，方可可进行正正常回采采。图十二：1120990工作作面瓦斯斯综合治治理方案案及抽放放系统图图第六章 瓦瓦斯治理理工程及及瓦斯抽抽放系统统一、钻孔量量计算（一）1220900工作面面钻孔量量1、本煤层层抽放钻钻孔量该工作面本本煤层抽抽放计划划布置8879个个钻孔，钻钻孔深度度60m，钻钻孔总量量为5227400m。2、高位钻钻孔量120900工作面面施工高高位钻孔孔钻场数数为155个，每每个钻场场内钻孔孔量为3320mm，高位位钻孔量量为48800mm。3、工作面面浅孔抽抽放钻孔孔量120900工作面面施工浅浅孔抽

52、放放钻孔循循环数为为98个个，每个个循环钻钻孔量为为6088m，钻钻孔量为为674424mm。4、120090工工作面钻钻孔总量量共计上面所所有钻孔孔，1220900工作面面钻孔总总量为11249964mm。（二）吨煤煤钻孔工工程量120900工作面面地质储储量为773.77万t，钻钻孔总量量为12249664m，吨吨煤钻孔孔工程量量合计为为：124966477370000=0.117m/tt二、瓦斯抽抽放系统统该工作面利利用井下下11区区集中抽抽放泵站站内4台台（2台台备用）22BECC-422水环式式真空抽抽放泵抽抽放瓦斯斯。泵的的参数：额定流流量1220m/miin，额额定负压压1600

53、KPaa，额定定功率1160KKw。工作面铺设设两趟3155mm抽抽放主管管，其中中一趟抽抽放管路路实现工工作面煤煤壁浅孔孔及本煤煤层抽放放，另一一趟抽放放管路实实现上隅隅角埋管管及巷帮帮钻场高高位钻孔孔抽放。铺铺设路径径：集中中泵站11采采区回风风下山左左侧1120990回风风联络巷巷1220900上巷皮皮带内侧侧。第七章 瓦斯抽抽采效果果检验11采区集集中泵站站两套抽抽放系统统抽放瓦瓦斯，井井下移动动两套系系统抽放放瓦斯量量合计必必须达到到 3.52mm/mmin，才才能解决决回采过过程中瓦瓦斯问题题。其中一套瓦瓦斯抽放放系统主主要负责责抽放上上隅角埋埋管及低低位钻场场高位钻钻孔采空空区瓦

54、斯斯抽放，根根据2BBEC442型瓦瓦斯抽放放泵性能能参数抽抽放泵额额定流量量为 1120mm/mmin，实实际运转转时一台台单独可可抽排混混合气体体量700m/minn，抽放放瓦斯浓浓度512%，可抽抽排纯瓦瓦斯3.588.4mm/mmin；其中上上隅角埋埋管抽放放抽放纯纯量为11.83.66 m/miin，低低位钻场场高位钻钻孔抽放放纯量为为1.774.8 mm/mmin。另一套瓦斯斯抽放系系统主要要负责本本煤层顺顺层卸压压带斜交交长钻孔孔及工作作面煤壁壁浅孔瓦瓦斯抽放放，根据据2BEEC422型瓦斯斯抽放泵泵性能参参数抽放放泵额定定流量为为 1220m/miin，实实际运转转时一台台单独

55、可可抽排混混合气体体量500m/minn，抽放放瓦斯浓浓度59%，可可抽排纯纯瓦斯22.54.55m/minn；本煤煤层顺层层卸压带带斜交长长钻孔抽抽放纯量量为1.022.0 m/minn，工作作面煤壁壁浅孔抽抽放纯量量为1.522.5 m/minn。两套抽放系系统同时时运转可可抽排纯纯瓦斯量量达612.9m/miin，大大于采面面需要抽抽放的瓦瓦斯量33.522m/minn。在工作面配配风12200mm/mmin情情况下，风风速处于于良好状状态，回回风流瓦瓦斯浓度度不超过过0.66%，满满足生产产需要，符符合设计计要求。通过采取以以上瓦斯斯综合治治理措施施后，风风排瓦斯斯量达到到3.660

56、mm/mmin ，抽放放瓦斯量量达到66122.9 m/minn ，1120990工作作面瓦斯斯抽放率率可达552%以以上，1120990工作作面回风风流中瓦瓦斯浓度度及工作作面上隅隅角瓦斯斯在0.6%以以下，可可以满足足120090工工作面安安全生产产需要。 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章 瓦瓦斯综合合治理安安全技术术措施附图十一：12090工作面瓦斯综合治理方案及抽放系统图一、瓦斯综综合治理理安全技技术措施施1、工作面面上巷风风门必须须进行连连锁，保保证工作作面通风风系统稳稳定。工工作面配配风量满满足通风风、防尘尘、防瓦瓦斯要求求，加大大工作面面风量，保保证

57、配风风量大于于12000m/miin且风风速不超超过规程程规定，工工作面温温度不超超过266C。2、信息中中心必须须按规定定位置悬悬挂传感感器，并并保证传传感器正正常工作作，杜绝绝误报警警。信息息中心负负责安装装的瓦斯斯传感器器必须灵灵敏可靠靠，瓦斯斯超限时时保证工工作面及及上巷全全部非本本质安全全型电器器设备断断电可靠靠。3、加强上上下巷监监测探头头的监管管和维护护，区队队洒水降降尘时要要对探头头进行保保护，严严防人为为或意外外破坏造造成的探探头误传传误报。4、通风队队每班派派专职瓦瓦检员加加强对工工作面气气体检查查，认真真执行瓦瓦斯巡回回检查、班班中汇报报请示制制度和现现场电话话对口交交接

58、班制制度，特特殊情况况及时汇汇报，通通风调度度要认真真执行反反调度。严严格交接接班制度度，不留留死角。5、瓦检员员要切实实履行自自己的职职责，严严禁空班班或弄虚虚作假，当当回风流流瓦斯浓浓度达到到0.55%时，工工作面要要停止生生产，严严防瓦斯斯超限。6、工作面面生产时时，井下下抽放系系统必须须保证稳稳定可靠靠运转。7、严格执执行各项项安全技技术措施施及安全全防护措措施。按按要求安安设压风风自救系系统，加加强个体体防护，要要求所有有人员佩佩戴并熟熟知隔离离式自救救器的应应用、熟熟知避灾灾路线。8、工作面面上下隅隅角要用用煤袋、黄黄泥或彩彩条布堵堵严，下下隅角老老塘封堵堵长度不不小于55m，拐拐弯不小小于3mm，减少少向老塘塘串风。9、抽放队队每班对对上巷的的抽放管管路和钻钻孔进行行巡护和和放水、清清渣，上上巷本煤煤