煤矿20916综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案

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1、 贵州林华矿业有限公司林华煤矿20916综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案编制部门： 编 制 人：部门负责人：总工程师：编制时间：20916综采工作面瓦斯治理方案会审意见表会审人员签字： 通 防 部： 年 月 日生产技术部： 年 月 日机 运 部： 年 月 日安 环 部： 年 月 日通防副总工： 年 月 日总工程师： 年 月 日目 录第一章 概 况- 1 -一、矿井概况- 1 -二、工作面概况- 3 -三、矿井和工作面通风情况- 4 -四、矿井安全监测监控系统- 5 -五、瓦斯抽放系统- 5 -第二章 工作面瓦斯涌出量预计- 5 -一、开采层瓦斯涌出量- 6 -二、邻近层瓦斯涌出量- 7 -

2、三、采空区（含围岩）瓦斯涌出量- 9 -四、20916工作面瓦斯预测- 9 -第三章 20916采煤工作面瓦斯综合治理方案- 10 -一、基本情况：- 10 -二、瓦斯综合治理方案：- 10 -（一）通风- 10 -（二）防突- 10 -三、瓦斯综合治理- 18 -四、综采工作面风量计算- 23 -五、瓦斯抽放管路敷设- 25 -六、工作面回采结束后瓦斯治理- 26 -第四章 综采工作面“一通三防”管理安全措施- 26 -一、20916综采工作面防尘措施- 26 -二、20916综采工作面火灾防治安全措施- 27 -三、20916综采工作面防爆措施- 28 -四、瓦斯管理安全措施- 29 -第

3、五章 综采工作面瓦斯治理工程计划- 32 -一、瓦斯治理工程计划- 32 -第六章 组织管理- 33 -一、成立20916工作面瓦斯治理领导小组- 33 -二、建立瓦斯治理工作责任制- 33 -三、建立完善各类瓦斯抽放技术资料和图纸- 34 -四、加强抽放瓦斯管理提高瓦斯抽放效果- 34 - 编制依据1、防治煤与瓦斯突出管理规定（总局令第19号）；2、矿井瓦斯抽放规范（AQ10272006）；3、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）；4、煤矿安全监测监控及检测仪器使用管理规范（AQ10292007）；5、煤矿安全规程2011年版；6、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）；7、

4、林华煤矿相关设计与现场实测资料。附图：图一：20916综采工作面煤层综合柱状图；图二：20916综采工作面平面布置图；图三：20916综采工作面通风系统图；图四：20916综采工作面瓦斯抽放系统图；图五：20916综采工作面避灾路线图；图六：20916综采工作面监测监控系统图；图七：20916综采工作面综合防尘系统图；图八：20916综采工作面压风自救系统图； 20916综采工作面瓦斯治理方案第一章 概 况一、矿井概况1、林华井田位于贵州省金沙县西南，距县城10km，地域属新化乡、西洛乡管辖。井田面积21.8km2，可采及局部可采煤层为4、5、9、13、15号煤层。矿井总资源量为1.619亿t

5、，设计储量12280万t，可采储量为9835万t，主采煤层9号为低硫、低灰、高发热量优质无烟煤。矿井属煤与瓦斯突出矿井，煤尘无爆炸危险，煤层无自燃发火倾向。按照原国家计委批准150万t/a规模设计，矿井一期设计生产能力90万t/a，矿井为斜井开拓，采用综合机械化采煤工艺。矿井回采工作面回采情况和前期地质勘探较为吻合，煤层赋存条件较好，煤层无明显构造及断层，且煤层厚度平均约3.23.6m，煤层厚度稳定，变化较小。2、煤层赋存情况井田内含煤地层为龙潭组，属海陆交互相沉积，厚91.54126.91m，平均厚106.13m。主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩、夹泥灰岩、灰岩及煤层组成。含丰富的动、植物化石 。

6、煤层总厚度8.6815.60m，平均12.11m，含煤系数为11%。含可采及局部可采煤层5层，可采总厚度3.0112.13m，平均6.39m，可采含煤系数为6%。可采煤层为4、5、9、13、15号煤层，其中全区基本可采1层（9号煤层），大部可采煤层2层（4号、5号煤层），局部可采煤层2层（13号、15号煤层）。可采煤层特征详见表1。 表1 可采煤层特征表煤号全层厚度平均(m)采用厚度平均(m)煤层倾角（）夹石层数对比可靠程度稳定程度可采程度顶底板岩性煤层间距平均(m)顶板底板4 0.30-3.881.680.30-3.881.21812110-30-2较可靠不稳定大部泥岩或粉砂质泥岩、细砂岩泥

7、岩或粉砂质泥岩、细砂岩1.40-13.006.005 0-3.861.430-2.101.18812110-30-2较可靠较稳定大部泥岩或粉砂岩、细砂岩泥岩或粉砂质泥岩、细砂岩5.80-22.3014.349 1.27-5.793.011.27-5.792.77812110-31可靠较稳定全区粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩泥质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩27.00-39.5531.6513 0.20-2.931.000.77-2.361.14812110-40-2可靠极不稳定局部泥岩或粉砂质泥岩、局部粉砂岩泥岩或细砂岩或灰岩6.50-20.8012.37150-3.091.300.70-2.691.

8、14812110-41-3可靠不稳定局部泥岩或粉砂质泥岩铝土质泥岩、灰岩3、矿井采掘部署采区划分：矿井全井田划分为五个采区开采，首采区为二采区；根据开拓布置，矿井一期范围划分为一个双翼采区开采。4、采区和煤层开采顺序（1）采区：根据矿井采区划分位置，二采区采完后，由+800m水平以上的一采区接替，一采区采完后，由+800m水平以上的三采区接替，三采区采完后，由+800m水平以下的四采区接替，四采区采完后，由+800m水平以下的五采区接替。（2）煤层开采顺序本矿井开采薄及中厚近距离煤层群，可采及局部可采煤层5层，各煤层之间层间距一般为730m。根据贵州林华矿井首采工作面水文地质条件论证报告和贵州

9、省金沙县林华井田精查地质报告：4号和5号煤层距顶部的长兴灰岩强含水层较近，煤层开采后，裂隙带高度已到达该含水层；13号和15号煤层距下覆的二叠系茅口灰岩强含水层较近，且底板隔水层承受约4.6MPa的水头压力。并且4号煤层厚度在矿区井田中部有一定变化，有一薄化带，对工作面布置有一定影响；5号煤层厚度较薄，煤层厚度绝大多数在规范要求的最低可采厚度以下；13号煤层原煤硫分为2.24，且在矿井800以上均不可采；15号煤层原煤硫分为3.08，煤层厚度较薄，结构复杂，具分岔现象。所以暂开采9号煤层。采煤作业方法：井田范围内，主采煤层（9号煤）结构较简单，煤层顶板以粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩为主。底板以泥

10、质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩为主，属较稳定煤层。倾角一般812。由于本矿井初期开采的煤层大部分均为近水平缓倾斜薄及中厚煤层，结合矿井开拓布置，工作面采用走向长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理顶板。二、工作面概况概况煤层名称9号煤水平名称+800m采 区 名 称二采区工作面名称20916地面标高（m）+1160.5+1427.5m工作面煤层底板标高（m）+818.569+857.432m地面位置工作面位于二采区的南部，地面主要以丘陵和山地为主，有少量的水田和村庄，在黄地屋基附近地面发育落水洞较多。井下位置及四邻关系该工作面位于二采区的东部位置，是矿井的第五个接替工作面，工作面西翼为二采区轨

11、道上山，东翼为一采区运输上山。工作面倾斜以上为待开采工作面，以下为+800水平（西翼）轨道大巷。回采对地面设施的影响工作面上方有一条地表冲沟贯穿整个工作面，冲沟两侧为山体，沟底与山峰的相对高差约267.4m，工作面回采后对冲沟南侧的山体有一定影响。走向长（m）500倾斜长（m）175面积（m2）87500煤层情况煤层厚度（m）1.27-5.793.30煤层结构煤 层 倾 角（ ）8 1211简单结构可采指数1.00变异系数(%) 13.47稳定程度稳 定工作面所采煤层为龙潭煤组中部，层位稳定，为本区主要的可采层，下距标三（B3）0.75.6m，平均1.8m。厚煤带主要分布在井田中部，一般含1层

12、夹石，夹石岩性一般为泥岩，个别为炭质泥岩，厚度一般为0.2m左右，结构较简单。煤厚1.275.79m，平均3.30m，全区可采。煤质情况Mad(%)Ad(%)Vdaf(%)QgrdMj/kgCdaf(%)Std(%)Y(mm)工 业 牌 号1.8217.206.1228.690.82煤层顶底板情况顶底板名称岩石名称厚 度（m）岩 性 特 征顶板粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩5.80-22.3014.34深灰色，薄中厚层状，缓波状层理。间夹灰色片状泥岩。产植物碎片化石。f=34。底板泥质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩27.00-39.5531.65深灰色，岩石较破碎，遇水极易软化膨胀，局部为深灰色薄层状

13、泥质粉砂岩。f=34。工瓦斯地质情况1、工作面9号煤层埋深在294.6417.6m之间，倾向回风巷埋深较小，采面运输巷埋深较大。而根据实测瓦斯含量，工作面瓦斯含量自上而下方向含量高。因此9号煤的瓦斯含量大小受煤层埋深影响较大。2、回采过程中绝对瓦斯涌出量的大小受煤层的破坏性程度影响较大。3、小构造、小褶皱附近煤层挤压破碎严重，回采过程中遇该构造带时，应加强局部防突措施。4、该工作面为接替工作面，根据已回采的2095综采工作面瓦斯涌出情况分析，绝对瓦斯涌出量相对较大，应加强瓦斯治理工作。5、工作面内煤层的软分层较发育一般，平均厚度00.3m，平均0.2m，在煤层中位于顶板下1.5m处。软分层主要

14、发育在构造区域。 影响回采的其它地质因素煤 尘实测煤尘无爆炸危险自燃倾向 实测煤层无自燃发火倾向，属不易自燃煤层。突出情况9号煤层为突出煤层。煤 质无烟煤。地 温地温正常区地 压大地静力场型储量计算走向长（m）倾斜长（m）面积（m2）煤厚(m)容重（t/m3）准备煤量（万t）回采率（%）可采储量（万t）500175875003.31.43469543.7计算方法煤层厚度变化较小，采用块段法计算。三、矿井和工作面通风情况矿井通风方式为分区式，通风方法为抽出式。在一采区风立井安设两台主扇，其型号为：FBCDZN025-8 型 2280KW对旋风机，二采区回风副斜井安装两台主扇，其型号为：BD-8-

15、N025 型 2250KW对旋风机分别承担矿井一、二采区通风任务。工作面通风状况：20916综采工作面采用Y型通风，工作面进风通风线路：一采区副立井+800轨道石门西轨大巷20916绕道20916运输巷20916切眼一采区副立井+800轨道石门二采区轨道上山20916回风巷20916底抽巷二采区回风上山回风斜井地面。四、矿井安全监测监控系统矿井安全监测监控系统采用煤炭科学研究总院重庆分院的KJ90NB型矿用综合安全监测监控系统，该系统有煤安MA标志，采用时分制分布式结构，由地面中心站、服务器、井上下分站、电源箱、各种智能传感器、断电器、传输电缆和系统软件组成，具有甲烷超限断电和风电、瓦斯闭锁功

16、能；具备屏幕显示监测、存储数据、打印报表功能；系统主机或电缆发生故障时，系统中使用的分站能保证甲烷断电仪和风电闭锁的功能；能实现多屏显示和超限断电与远程控制断电。井上、下装有甲烷、温度、风速、设备开停、负压、风门开关等传感器，监测监控范围覆盖所有采掘工作面、主要硐室、主要进回风巷等地点，采掘工作面等区域实现了风电闭锁和瓦斯电闭锁。五、瓦斯抽放系统矿井在 一、二采区地面分别建有永久瓦斯抽采站，每个采区有封闭式和开放式抽采系统各一套，共有2BEC50型抽采泵3台，配套电机功率为220kW,有2BEC52型抽采泵6台,配套电机功率为315kW。4套抽采系统主管均为直径630mm的煤矿用双抗聚乙烯管，

17、干管均为直径450mm的双抗聚乙烯管。管径、管材符合安全设施设计要求。第二章 工作面瓦斯涌出量预计20916工作面瓦斯来源主要有本煤层、邻近煤层、采空区（含围岩）的瓦斯。20916工作面瓦斯涌出量预测方法采取分源预测法。20916工作面瓦斯涌出量：根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24 h为一个预测圆班，其计算公式为：式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m/t；q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t。一、开采层瓦斯涌出量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）,薄及中厚煤层不分层开采时，开采层

18、瓦斯涌出量，其计算公式为: 式中：q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.11.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.3，本矿采用全部陷落法管理顶板K1取1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算,取95%；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，计算公式如下：K3=(L+2h+2b)/(L+2b)式中：L工作面长度：175m；h掘进巷道预排等值宽度m,按表D-1取值13.0；b巷道宽度：4.2m。K3=(L+2h+2b)/(L+2b)=(175+213

19、+24.2)/（175+24.2）=1.14m开采层厚度，取3.3m；M工作面采高，取3.3m；W0煤层原始瓦斯含量，根据煤科院重庆分院贵州林华矿业有限公司二采区瓦斯基本参数测定及突出危险性评价评价报告，本采面取17.006 m/t； Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，煤的残存瓦斯含量Wc。高变质煤瓦斯含量10m3/t.r和低变质煤的Wc值可按表C-1选取；9#煤层挥发分为（Vr）/%为8-12，所以按表C-1取4 m/t，则 q1=1.395/1001.141（17.006-4）=18.31 m/t二、邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出有4#、5#，根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006

20、），邻近层瓦斯涌出量计算公式为：式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m/t；表D-1表C-1挥发分（VR）/%6-88-1212-18 18-2626-3535-4242-46WC/m/（t.r）-19-66-44-33-2222注：煤的残存瓦斯含量亦可近似地按煤在0.1MPa压力条件下的瓦斯吸附量取值。mi第i个邻近层煤层厚度 m；M工作面采高 m；i第i个邻近层瓦斯排放率，按图D.1选取；W0i第i个邻近层煤层原始瓦斯含量m/t；Wci第i个邻近层煤层残存瓦斯含量m/t，参照开采层选取。因此邻近层5#、4#煤层瓦斯涌出量为：5#煤层瓦斯涌出量:q5#5#煤层相对瓦斯涌出量，m/t；m55#煤层

21、厚度，取1.43m；M回采工作面采高，取3.3m；55#煤层瓦斯排放率（9#和5#煤层之间距离14.34m），按图D.1选取85%；1上邻近层；2缓倾斜煤层下邻近层；3倾斜、急倾斜煤层下邻近层。图D.1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线W055#煤层原始瓦斯含量，15.6 m/t；Wc55#煤层残存瓦斯含量，5#煤层挥发分为（Vr）/%为8-12选取4 m/t。 q5#=（15.6-4）1.43/3.385%=4.27 m/t4#煤层瓦斯涌出量：q4#4#煤层相对瓦斯涌出量，m/t；m44#煤层厚度，取1.68m；M开采煤层工作面采高，取3.3m；44#煤层瓦斯排放率（9#和4#煤层之间距离

22、20.34m），按图D.1选取80%；W044#层煤层原始瓦斯含量，20.22 m/t；Wc44#煤层残存瓦斯含量，4#煤层挥发分为（Vr）/%为8-12选取4 m/t。q4#=（20.22-4）1.68/3.380%=6.61 mt同理计算13#、15#煤层瓦斯涌出量：q13#=（16.24-4）1/3.322%=0.82 mt (13#煤层瓦斯含量取4#、5#、9#、15#煤层瓦斯含量平均值)q15#=（16.4-4）1.3/3.318%=0.879mt = q5#+ q4#=4.27+6.61+0.82+0.879=12.039 m/t=18.31+12.039=30.349 m3/t三

23、、采空区（含围岩）瓦斯涌出量根据2096采面、2094采面、2093采面、2095采面回采期间的瓦斯涌出量统计，工作面正常回采时采空区（含围岩）相对瓦斯涌出量约占开采层与临近层总和的15%，则20916工作面正常回采时采空区（含围岩）相对瓦斯涌出量为4.552m3/t。四、20916工作面瓦斯预测根据上述分析，预测20916工作面正常回采时的相对瓦斯涌出量为34.901m3/t。见表2。表2 20916采面瓦斯来源预测表来源地点20916工作面涌出量本层18.31m3/t邻近煤层12.039m3/t采空区（含围岩）4.552 m3/t合计34.901m3/t 按正常日产量2000t,最大日产量

24、3000t计算，20916工作面正常回采时的绝对瓦斯涌出量为48.474m3/min，最大绝对瓦斯涌出量72.710m3/min。见表3。表3 20916 采面回采时的绝对瓦斯涌出量预测表瓦斯涌出量预计日产量（t）相对瓦斯涌出量（m3/t）绝对瓦斯涌出量（m3/min）20916综采工作面2000（正常）3000(最大)34.90148.474（正常）72.710最大)第三章 20916采煤工作面瓦斯综合治理方案一、基本情况：20916采面走向长500m，倾向长175m， 开采面积:87500m2（留有40m保护煤柱）煤层厚度:3.3m, 煤的容重1.43 t/m3,煤炭储量46万t,9#煤层

25、瓦斯含量17.006m3/t，从表3可以看出，9#煤层和邻近层瓦斯含量都比较大，所以必须加大瓦斯治理力度，从根本解决20916采面瓦斯问题。二、瓦斯综合治理方案：（一） 通风20916采面采用“Y”型通风方式，工作面配风根据煤矿安全规程第一百零一条进行配风，采煤工作面、掘进巷道中的煤巷和半煤岩允许风速为0.25-4m/s，通过抽放计算可知需风排的瓦斯量为： 8.24m/min。按瓦斯 Q =100 q k / CCH4式中：Q 工作面需配风量，m/min；q 经抽放后需风排瓦斯量，m/min；CCH4 工作面瓦斯最高允许浓度，0.8% ；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

26、察实测后取得；通常综采工作面取1.21.6，实际按1.5计算。即：Q=1008.241.50.8=1545（m/min）（二）防突1、区域综合防突措施1）区域预测根据矿井施工情况，在施工9#煤层巷道、2051回风石门和800m水平轨道石门分别揭露5#煤层和4#煤层时，均发生煤与瓦斯突出，本矿井为煤与瓦斯突出矿井。根据20916运输巷、回风巷掘进时采取的区域预抽钻孔，在施工时，发生过喷孔等动力现象。综上可知，20916综采工作面回采区域具有突出危险性，需采取区域防突措施进行消突。2）区域防突措施20916综采工作面采取本煤层顺层钻孔抽放瓦斯的区域防突措施，在20916运输巷和回风巷沿煤层倾向施工

27、抽放钻孔。根据2095回采工作面施工的钻孔抽放经验，设计20916本层钻孔间距1.0m。孔径为115mm，封孔长度8m，钻孔长度在20916运输巷为85m，20916回风巷为85m,20916切眼为60m。钻孔 倾角与煤层倾角一致，根据现场施工情况进行调整。20916综采工作面顺层抽放钻孔设计图如图1。根据煤矿瓦斯抽采基本指标要求：工作面瓦斯涌出量在70Q100 m3/min，抽采率应大于60%。Q顺层=Q=48.47460%=29.1m3/min 图1 20916综采工作面顺层抽放钻孔设计图3）区域措施效果检验对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，应在回采工作面推进方向每间隔30

28、m，至少沿工作面方向布置2个检验测试点。应布置于所在部位钻孔密度小、孔间距较大、预抽时间较短的位置，并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离，且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。检验测试点布置示意图如图2。 图2 检验测试点布置示意图采用ZDY-750钻机施工60m90m钻孔，用取芯钻杆取样，用重庆煤科院研究院研制的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定。根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域措施效果检验的临界值见表4：表4 区域措施效果检验临界值瓦斯压力P（MPa）瓦斯含量W（m/t）区域类别P0.74W8无突出危险区除以上情况

29、外的其他情况突出危险区4）区域验证采用工作面预测的方法对无突出危险区进行区域验证，还应当按照下列要求进行：（1）在工作面进入该区域时，立即连续进行至少2次区域验证；（2）在构造破坏带连续进行区域验证（采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时，必须加强防突考察构造，增加防突考察孔，并且考察孔布置在软分层中）；（3）工作面生产过程中严格执行循环批采制度。（4）采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时，必须加强防突考察，增加防突考察孔，并且考察孔布置在软分层中。当区域验证为无突出危险时，应当采取安全防护措施后进行回采作业。但若为工作面在该区域进行的首次区域验证时，回采前还应保留足够的突出预测超前距。

30、只要有一次区域验证为突出危险或超前钻孔等发现突出预兆，则该区域以后的回采作业均应当执行局部综合防突措施。2、局部综合防突措施1）工作面预测采面预测钻屑指标法预测采煤工作面突出危险性。（1）沿采煤工作面每隔15m布置一个预测钻孔，钻孔直径42mm、孔深8-10m，测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。钻孔应尽可能布置在软分层中，并平行于回采方向。钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S，每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或h2值。采煤工作面预测钻孔布置示意图见图3。 图3 工作面预测钻孔布置示意图 判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定，在未试验考察确定前可暂按表5的临界值确定工作

31、面的突出危险性。表5 工作面预测指标临界值钻屑瓦斯解吸指标h2Pa钻屑瓦斯解吸指标K1（ml/gmin1/2）钻屑量 S（kg/m）（L/m）2000.565.4（2）采面处于下列情况之一时判定为有突出危险工作面：处于煤层的构造破坏带，包括断层、剧烈褶皱、火成岩浸入等；煤层赋存条件急剧变化；采掘应力叠加区域；工作面出现喷孔、顶钻等动力现象；工作面出现明显的突出预兆。2）工作面防突措施当采煤工作面防突预测超标后，在超标的预测孔半径10m范围内立即采取排放钻孔的局部防突措施。单排布孔，孔间距为1m，孔深为15m，孔径115mm，共21个。排放钻孔设计见图4。 图4 排放钻孔及效果检验孔设计图3）工

32、作面措施效果检验（1）检查所实施的工作面防突措施是否达到了设计要求，并了解、收集工作面及实施措施的相关情况、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等)，作为措施效果检验报告的内容之一，用于综合分析、判断；（2）对采煤工作面防突措施效果检验参照工作面突出危险性预测的方法和指标临界值实施。效果检验钻孔布置在超标钻孔两侧4.5m，孔深8-10m。如果采煤工作面检验指标均小于指标临界值，且未发现其他异常情况，则措施有效；否则，判定为措施无效。当检验结果措施有效时，若检验孔与防突措施钻孔向回采方向的投影长度（简称投影孔深）相等，则可在留足防突措施超前距3m，在地质构造破坏严重地段防突措施超前距5m，并采取安全防护措

33、施的条件下回采。当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时，则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下，采取安全防护措施后实施回采作业。4）安全防护措施（1）压风自救装置安设在采面运输巷距工作面2540m处安装一组压风自救装置，之后每隔100m安装一组，每组压风自救装置为8个呼吸袋，由通风工区安装。（详见20916综采工作面压风自救系统图）在采面回风巷距工作面2540m处安装一组压风自救装置，之后每隔100m安装一组，每组压风自救装置为8个呼吸袋，由通风工区安装。在采面回风巷道内绞车处、固定排水点、运输巷皮带机头等有固定人员工作的地点各安装一组压风自救装置，每组

34、自救装置为8个呼吸袋，由通风工区安装。采煤工作面范围内的压风自救装置由通风工区进行日常维护，每天进行检查，保证能正常使用，并随着采面的回采及时挪移和回收，发现损坏时必须及时修复更换。（2）自救器的佩戴下井人员入井前必须检查自救器的完好性，发现不正常现象要及时修理或报废。作业时必须随身携带，避免跌落碰撞，不得当坐垫使用，防止外壳变形无法正常使用。（3）避难硐室的使用井下的避难硐室必须保证内部设施齐全并能够正常使用。（4）通讯联络采面回采前，在采面上隅角、回风巷（风门外）、运输巷皮带机头，转载机头、液压泵站安装直通调度室的电话，保证通讯畅通。（安装详见20916综采工作面通讯系统图）（5）反向风门

35、20916综采工作面按规定要求，在20916回风巷与运输联络巷处和20916底板抽采巷与一采区运输上山交汇处安装两组防突风门。防突风门墙垛可用砖、料石或混凝土砌筑，嵌入巷道周边岩石的深度可根据岩石的性质确定，但不得小于0.2m；墙垛厚度不得小于0.8m。门框和门扇可采用坚实的木质结构，门框厚度不得小于200mm，门扇厚度不得小50mm，并用不小于40404mm角铁垂直木板压夹不得低于三道（不含两道风门耳朵门带）。在煤巷构筑反向风门时，风门墙体四周必须掏槽，掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。通过反向风门墙垛的风筒、水沟、刮板输送机道等，必须设有逆向隔断装置。（6）综合防尘在2091

36、6综采工作面按要求安设防尘管路，运输巷距切眼20-45m安设一组、回风巷距切眼10-15m安设一组、在回风巷距回风口10-15m安设一组，之后每隔100m安装一个三通阀门，在架间安装架间喷雾，在割煤、移架时开启，采煤机安装内外喷雾装置，在转载点安装转载点喷雾。（详见20916综采工作面综合防尘系统图）（7）隔爆设施20916回采工作面回采期间，为保证安全，在20916运输巷、回风巷安装隔爆水棚。根据回采巷道性质，在20916运输巷、回风巷安装辅助隔爆水棚，隔爆水棚选用40L的塑料水袋，型号：GD40 ；尺寸：长宽高600400250mm。辅助隔爆棚应在下列巷道设置20916采煤工作面的运输巷、

37、回风巷。隔爆水棚的形式及布置设置被动式隔爆水棚，集中布置在巷道内。水棚的计算与选型20916运输巷、20916回风巷的净断面积为12。根据水棚设置规范，辅助水棚按200L/m2计算。20916运输巷、20916回风巷总水量：Gg.s200122400（L）式中:G总水量，L；g每平方米巷道所需水量，L/m2 B、单架水棚水量设计选用水袋型号为GD40，每个容积40L，每架4个水袋，则Gn=160L。水棚架数20916运输巷、20916回风巷：NG/Gn2400/16015(架)水棚区长度20916运输巷、20916回风巷：L（n-1）C + W（15-1）1.5 + 0.421.4(m)式中:

38、L主要水棚区长度; n水棚架数 C水棚间距,m,取1.5m, W水棚宽度,m。满足辅助水棚区长度不小于20m的要求。表6主要隔爆水袋棚及辅助隔爆水袋棚设置汇总表水槽形式安设地点组数每组数量（架）长度（m）容量（L）巷道断面（m2）辅助爆水槽棚20916运输巷距工作面60200m11521.424001220916回风巷距工作面60200m11521.4240012对隔爆水棚架设的要求a.水棚应设置在直线巷道段，水棚安设前后各20m的巷道断面应一致；b.与采掘工作面、装载点的距离：水槽棚与工作面、装载点的距离为60200m，水袋棚距采、掘工作面上、下口，装载点的距离为60160m，但不大于200

39、m；c.与巷道交叉口、转弯、变坡处之间的距离不得小于50m，与风门、调节风门距离25m；d.水槽排间距为1.23.0m，主要水棚的棚区长度不小于30m，辅助棚的棚区长度不小于20m；e.水槽排（列）中的水槽，占据巷道宽度之和与巷道最大宽度的比例为：巷道净断面积小于10，至少为35；巷道净断面积1012，至少为50；巷道净断面积大于12，至少为65；f.水槽、水袋在井下巷道的安装方式采用吊挂式，并呈横向布置；水棚给水系统及检查a.矿井利用井下消防洒水系统，在水棚附近管路上安装闸阀、接胶管向水棚供水。隔爆水棚设置地点及给水系统详见20916综合防尘系统图。b.必须随时检查水槽是否漏水，保持水槽内蓄

40、水量满足设计要求。c.每旬定期对水槽棚设施进行检查，发现损坏、松动等现象必须立即对水槽棚设施进行更换、维护，保持水槽棚设施使用安全可靠。三、瓦斯综合治理1、本层抽放（重点解决区域防突）1）预抽煤层防突机理预抽煤层瓦斯措施防突机理为通过预抽煤体中的瓦斯，降低了突出煤层瓦斯压力和瓦斯含量，煤体瓦斯潜能得到释放；由于煤体瓦斯排放，煤体发生收缩变形，煤体应力紧张得到缓解而卸压，部分地释放煤体的弹性潜能；此外，由于瓦斯排放，煤体强度提高，增大了煤体抵抗突出的阻力。以上三方面共同作用，达到消除突危险的目的。2）预抽煤层瓦斯防突的有效性指标（1）煤矿安全规程（2011版）第一百九十条规定：预抽煤层瓦斯后，突

41、出煤层残存瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量；煤层瓦斯预抽率必须大于30%。（2）煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定：瓦斯抽采应达到的指标为：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。3）钻孔布置与参数在20916运输巷、回风巷和切眼沿煤层施工115mm的抽放钻孔，孔间距为0.8-1.2m，孔深分别为100m、85m和80m，本层抽放钻孔布置见20

42、916综采工作面顺层抽放钻孔设计图图1和钻孔参数表7。表7 20916采煤工作面钻孔参数表施工地点钻孔类型煤层倾角（）钻孔倾角（）钻孔偏角（）距底板高度（m）钻孔深度（m）运输巷煤孔910垂直巷帮1100回风巷9-8185切眼9与走向平行垂直采面180注： 1）钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“”；2）根据现场实际情况，可调整钻孔数及钻孔参数；3）必须按规定的开口位置和角度施工，防止漏抽、漏排现象。4）预抽煤层瓦斯效果计算煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006），煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定开采有煤与瓦斯突出危险煤层瓦斯抽采应达到的指标为：突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范

43、围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下。（1）煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是指单位质量或单位体积的煤在自然状态下所含游离和吸附瓦斯的总和。采用间接法测定，即在现场测定煤层瓦斯压力基础上，取煤样在实验室作吸附实验，应用朗格缪尔公式（1）进行计算含量。 （1）式中：x瓦斯含量，m3/t；a、b吸附常数；p 瓦斯压力，MPa；Mad水份，%；Ad灰份，%；F孔隙率，%；ARD视密度，t/m3。根据煤炭科学研究总院重庆

44、分院2004年5月提交的贵州林华矿业有限公司二采区瓦斯基本参数测定及突出危险性评价报告，林华煤矿可采煤层瓦斯基本参数测定结果见表8。表8 煤层的瓦斯吸附常数及工业分析等参数测定结果煤层采样地点工业分析（%）真密度视密度孔隙率瓦斯吸附常数MadAdVdafTRDARDF(%)ab9#79103运输巷1.2916.829.011.611.4311.1836.17301.98175#三联巷5号测压孔2.4162.3620.902.101.5924.2940.42251.36584#马鬃湾煤矿1.3416.648.611.581.4110.7637.371.908注：吸附实验温度ts=30 (2) 9

45、#煤层可解吸瓦斯量的确定按（2）式计算9#煤层的可解吸瓦斯量： （2）式中 煤的可解吸瓦斯量，m3/t； 煤在标准大气压力下的残存瓦斯含量，按（3）式计算： （3） Wc=（0.1x36.173x1.9817）/(1+0.1x1.9817) x (100-16.82-1.29)/100x1/(1+0.31x1.29)+11.18/1.61 =10.43（m3/t） Wj=17.006-10.43=6.576（m3/t）（3）20916采面预抽瓦斯的确定20916采面走向长500，倾向长175m， 开采面积:87500 m2（留有40m保护煤柱）煤层厚度:3.3m, 煤的容重1.43 t/m3,

46、煤炭储量46万t,9#煤层瓦斯含量17.006 m3/t，计算20916采面9#煤层瓦斯储量（46x17.006）782.28万m3，9#煤层的可解吸瓦斯量（46x6.564）301.94万m3。按煤矿安全规程（2011版）第一百九十条规定，煤层瓦斯预抽率必须大于30%。则20916采面应抽放9#煤层瓦斯瓦斯（782.28x30%）234.68万m3。按煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）规定瓦斯抽采应达到的指标为：必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下，则20916采面应抽放9#煤层瓦斯瓦斯46x（17.006-7.0）460.28万m3。20916采面钻孔钻尺量99978m，煤炭储量

47、46万t，吨煤储量钻孔工程量0.22m。因此，20916采面本煤层预抽应抽放瓦斯至少460.28万m3方可达到消突进行回采。（4）20916采面9#煤层瓦斯合理预抽期的确定煤层瓦斯合理预抽期是在合理的预抽方式和合理的预抽钻孔参数条件下，为达到预定的瓦斯抽放效果所需要的预抽瓦斯时间。按瓦斯预抽的目的，可分为防止煤与瓦斯突出型预抽（简称防突型）和减少供风型瓦斯预抽（简称减风型），合理预抽期不是一个常量，它是一个受多种因素影响的变量，因此相同的煤层可能有不相同的合理预抽期，而不相同的煤层也可能有相同的瓦斯合理预抽期。本文参考有关文献中的防突型顺层钻孔抽放瓦斯合理预抽期按（4）式计算：T- （4） 式

48、中：T瓦斯合理预抽期，d； 钻孔瓦斯抽放量衰减系数，d-1；（9#煤层为0.633） Wo煤层原始瓦斯含量，m3/t；（9#煤层为17.006） Lo工作面长度，m；（175m） d巷道预排瓦斯等值宽度，按矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）中表D1选取，m；（取13.0） Mo煤层厚度，m；（9#煤层为3.3m） 煤的密度，t / m3；（9#煤层为1.43 t / m3） z预抽钻孔间距，m；（取1.0 m） po煤层原始瓦斯压力，MPa；（9#煤层为1.5 MPa） p煤层不发生突出的最大临界瓦斯压力，取0.74 MPa； b煤对瓦斯吸附常数，MPa-1；（9#煤层为1.98

49、17MPa-1） qo100m钻孔初始瓦斯抽放量，m3/minhm；（测定9#煤层为0.0 21） L预抽钻孔平均单孔长度，m；（取90m） k预抽钻孔布孔方式系数，回风或进风顺槽单向布孔时，k取1；回风和进风巷双向布孔时，k取2。计算T165d (5.5月)，确定20916采面9#煤层按目前布孔方式合理预抽期为6个月。2、邻近层抽放（重点解决上隅角和回风巷瓦斯超限）1）设计采用高位钻孔抽放上隅角裂隙带卸压瓦斯，即采煤工作面生产前，在工作面运输巷每隔15m布置一个钻场，每个钻场7个钻孔，钻孔终孔间距1015m，回风巷每隔15m布置一个钻场，每个钻场10个钻孔，钻孔终孔间距1015m，覆盖范围为

50、工作面上隅角以下，下隅角以上50m裂隙带，以穿透M4煤层进入4#煤层0.5m为止，钻孔深约为3286m，两钻钻孔终孔搭接长度不小于15m，回风巷、运输巷钻孔布置见图5，回风巷顶板钻孔参数详见表9；运输巷顶板钻孔参数详见表10。2）根据回采过程中的实际情况，如需要补打高位抽放孔时，在另行编制补打高位钻孔方案。表9 20916运输巷顶板抽放钻孔参数见表孔号施工地点倾角 ( )偏角 ( )距中线(m)孔深(m)1运输巷70-210.832.22运输巷56-361.037.23运输巷46-471.244.14运输巷39-551.453.15运输巷34-601.662.36运输巷31-651.8727运

51、输巷28-682.081.3注： 1）钻孔方位以垂直巷道中线为参考，左偏角为“-”，右偏作为“+”；2）钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“”； 3）根据现场实际情况，可调整钻孔数及钻孔参数；4）必须按规定的开口位置和角度施工，防止漏抽、漏排现象。图5 20916回风巷、运输巷顶板钻孔布置图表10 20916回风巷顶板抽放钻孔参数见表孔号施工地点倾角 ( )偏角 ( )距中线(m)孔深(m)1回风巷60140.037.782回风巷56220.239.193回风巷46300.441.134回风巷39370.643.535回风巷34420.846.306回风巷3151152.887回风巷28581.2

52、60.338回风巷25621.468.409回风巷23661.676.7110回风巷20691.885.46注： 1）钻孔方位以垂直巷道中线为参考，左偏角为“-”，右偏作为“+”；2）钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“”； 3）根据现场实际情况，可调整钻孔数及钻孔参数；4）必须按规定的开口位置和角度施工，防止漏抽、漏排现象。3、本煤层、高位钻孔、采空区瓦斯抽放（重点解决上隅角和回风巷瓦斯超限）采空区埋管抽放、上隅角迈步抽放。1）采空区埋管抽放沿20916回风巷内铺设一趟PVC管，管径为450mm，每30m加一个三通阀门，采用迈步抽放采空区瓦斯和上隅角瓦斯，由于20916回风巷是预留巷道，回采过程

53、中靠采空区侧要施工密闭墙，当回采至三通位置时，把三通埋在密闭墙内，抽采空区的瓦斯，迈步的瓦斯管抽上隅角的瓦斯，（埋在密闭墙内的管路和上隅角的管路均采用200mm瓦斯抽放管）工作面回采至第一个三通口时采用10mm10mm的钢筋网包扎好和用木垛架设成井字口保护好管路口，见图6。 图6 采空区埋管瓦斯抽放示意图2）本煤层及高位钻孔抽放 20916运输巷、回风巷高位钻孔及本煤层钻孔继续采用在掘进过程中铺设管径为300mm的PVC管作为抽放主管，采面回采期间，由通风工区现场跟班瓦斯员负责巡回检查，抽放工区负责维护，确保管路的正常使用。四、综采工作面风量计算20916工作面供风量根据井下人员需求、稀释瓦斯

54、、风速等要求，且使回风流中瓦斯浓度不超过0.8，工作面风量采用以下两种方法计算，并选取其中的最大值。20916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，综采工作面人数一般不超过30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。1、按风速计算：根据煤矿安全规程第一百零一条规定，采煤工作面、掘进巷道中的煤巷和半煤岩允许风速为0.25-4m/s，取工作面允许风速最大值4 m/s进行计算，巷道断面为12，即最大配风量为：41260= 2880m3/min。2、按瓦斯涌出量计算：工作面及邻近层抽放瓦斯总量为：本煤层瓦斯抽放+邻近层及围岩瓦斯抽放+采空区瓦斯抽放。按煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）4.2条规定，瓦斯涌出量主要来自于邻近层及围岩的采煤工作面瓦斯抽采率满足表12规定，瓦斯涌出主要来自于开采层的采煤工作面前方20m以上范围内煤的可解吸瓦斯量满足表13规定。表1 2 采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标工作面绝对瓦斯涌