工作面瓦斯综合治理设计方案16799.docx

120900工作面瓦瓦斯综合治治理设计方方案编制单位：通 风 科编 制 人人：科 长：2012-12-10120900工作面瓦瓦斯综合治治理设计方方案会审签签名表采煤一队： 年 月 日抽 放 队队： 年 月 日日通 风 科科： 年 月 日日地 测 科科： 年 月 日日调 度 室室： 年 月 日日机 电 科科： 年 月 日日生 产 科科： 年 月 日日安 检 科科： 年 月 日日通风副总： 年 月 日 总工程师： 年 月 日生产经理： 年 月 日总 经 理理： 年 月 日日112090工作面瓦斯综合治理方案及安全技术措施会 审 意 见目 录第一章 120990工作面面概况5第二章 瓦瓦斯地质概概况7一、工作面面顶、底板板岩性7二、地质构构造7三、水文地地质7四、煤层情情况7五、煤质9六、瓦斯、煤煤尘和自燃燃发火情况况9第三章 1120900工作面危危险源辨识识10一、瓦斯涌涌出量预测测10二、瓦斯事事故危险源源辨识10三、煤尘事事故危险源源辨识11四、火灾危危险源辨识识11五、水灾危危险源辨识识11六、机电事事故危险源源辨识11七、顶板事事故危险源源辨识11第四章 工作面安安全生产系系统12一、通风系系统12（一）掘进进通风系统统12（二）工作作面通风系系统13二、监测系系统14（一）掘进进监测系统统14（二）回采采监测系统统15三、防尘系系统16（一）掘进进期间16（二）回采采期间16四、供电系系统17（一）掘进进期间17（二）回采采期间18五、生产系系统18（一）掘进进系统18（二）回采采系统19六、压风自自救系统19（一）掘进进期间压风风自救系统统19第五章 120990工作面面回采期间间瓦斯综合合治理方案案21一、瓦斯综综合治理方方案21（一）瓦斯斯抽放的必必要性21（二）瓦斯斯来源的分分析21（三）瓦斯斯综合治理理方案的确确定22第六章 瓦斯治理工工程及瓦斯斯抽放系统统28一、钻孔量量计算28（一）122090工工作面钻孔孔量28（二）吨煤煤钻孔工程程量28二、瓦斯抽抽放系统28第七章 瓦斯抽采采效果检验验29一、瓦斯综综合治理安安全技术措措施30二、组织管管理措施31三、其他32120900工作面瓦瓦斯综合治治理设计方方案第一章 120990工作面面概况120900工作面于于20122年9月开始掘掘进，计划划2013年5月上旬掘进结结束。工作作面开采煤煤层为二11煤层，为为12采区上山第十个工作面面。该工作作面东临11采采区未采区区，西临14采区区保护煤柱柱，南临120711工作面采采空区。1120900工作面平面面布置图见见图一：1120900工作面平平面布置图图。上巷设计计长度为8893m，下下巷设计长长度为9112m，切眼设设计长度1153m。地表无水水体、少量量建筑物；地面标高高+42+76m，工作面面标高-775-1110m，平平均埋深4455m。平均煤厚4.5m，煤炭工业储量77.9万t。图一：122090工工作面平面面布置图工作面上巷巷巷道可采采长度7990m，采采用下宽66.9m U36可缩性性三心拱支架架喷浆联合合支护，棚棚距0.55m，下净净宽6.99m，净高高3.5mm，断面119。下巷巷道可可采长度7790m，采用下宽宽6.9mm U366可缩性三心心拱支架喷喷浆联合支支护，棚距距0.5mm，下净宽宽6.9mm，净高33.5m，断断面19。断面图见图图二：122090工工作面上、下下巷巷道支支护断面图图。图二：122090工工作面上、下下巷巷道支支护断面图图第二章 瓦瓦斯地质概概况一、工作面面顶、底板板岩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石石英为主泥泥质胶结厚厚层状局部部微砂质泥泥岩直接顶砂质泥岩410.9m平均均7.4mm深灰灰黑色色中厚层状状含云母片片及炭质局局部砂质泥泥岩含植物物化石伪顶泥质或砂质质泥岩0.533m 平均1.7m黑色，松软软破碎易跨跨落、易污污手底板直接底泥岩或砂质质泥岩02.66m黑色灰黑色色薄层状含含炭质和植植物化石，起起伏较大，将将来对回采采可能会产产生影响基本底砂质泥岩或或细砂岩3.188.3m灰黑色灰色色含黄铁矿矿结核及泥泥质条带可可见大量黄黄铁矿结核核和菱铁矿矿结核。见图三：1120900工作面煤煤岩层柱状状图。二、地质构构造该工作面范范围内岩层层总体上为为单斜构造造，倾向北北稍偏西，倾倾角在100°左右。根根据现有地地质资料，该该工作面内内无大的构构造，但顶顶底板起伏伏较大，对对掘进进度度会产生一一定的影响响。三、水文地地质根据120071工作作面回采情情况及现有有实测资料，112采区东翼二1煤煤层顶板砂砂岩裂隙含含水层不发育，富富水性较小小，120990上巷距距原111131工作作面上巷44m，该巷巷掘进过程程中上帮5550m、5580m、7745m三三处出现淋淋水现象，均均为老巷积积水，涌水水量2.00m³/h左右右。预计最最大涌水量量10m33/h。四、煤层情情况煤层为山西西组二1煤煤层，黑色色，粉沫状状或块状，煤煤厚约0.6144.7m，平均煤煤厚4.55m，局部部有夹矸，倾倾角8°12°，平平均在100°左右（附附煤层柱状状图）。图三：122090工工作面煤岩岩层柱状图图五、煤质煤质情况：煤质指标标根据公司司煤质科在在工作面运运输、上巷巷及切眼所所采取煤样样化验结果果，求其平平均值所得得。t: 111.75 ，dd: 337.477，ddaf: 42.51，SST: 0.366六、瓦斯、煤煤尘和自燃燃发火情况况根据河南理理工大学22011年年7月编制制的二11煤层瓦斯斯基本参数数测定报告告，122090工工作面瓦斯斯基本参数数如下：测定地点原煤瓦斯含含量（m³/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（m³/mm³）真密度（t/m³³）视密度（t/m³³）a(m³/tt)b(MPa1)120900工作面4.32（最最大值）0.17100.2126.48800.93995.231.721.63煤尘：煤尘尘无爆炸危危险性。自燃发火：煤层为不不易自燃煤煤层。第三章 1120900工作面危危险源辨识识一、瓦斯涌涌出量预测测我公司属于于高瓦斯矿矿井，111采区下山山该区域随随煤层埋藏藏深度变化化瓦斯含量量的增加并并不明显。1、本煤层层瓦斯涌出出量预测（1）掘进进工作面瓦瓦斯涌出量量预测：根据111131下巷巷掘进期间间瓦斯涌出出量为0.8m³/min，据据此预测1120900工作面掘掘进期间瓦瓦斯涌出量量为0.88m³/mmin。（2）回采采工作面瓦瓦斯涌出量量预测：回采工作面面瓦斯涌出出量预测按按瓦斯含量量计算工作作面的瓦斯斯绝对涌出出量，其计计算如下：qQ×AA/（244×60）式中 q二二1煤层回采采工作面瓦瓦斯涌出量量，m³/minA工作作面日产量量，t；取取20000 Q开采采煤层（包包括围岩）瓦瓦斯涌出量量，m³/t Q= K11×K2× (XXXc) ×mm/m0其中： KK1围岩岩瓦斯涌出出系数，取取1.2K2工工作面丢煤煤瓦斯涌出出系数，KK21/，为工工作面回采采率，取00.95；m煤层层厚度，mm；取4m0煤煤层开采厚厚度，m；取3X煤的的原始瓦斯斯含量，mm³/t，取取最大值：4.322Xc煤煤的残存瓦斯含量量（运至地地面），mm³/t，取取1.100 代入计算公公式q7.552m³/min故120990采面回回采期间最最大绝对瓦瓦斯涌出量量为7.552m³/min。二、瓦斯事事故危险源源辨识回采期间，最最大绝对瓦瓦斯涌出量量为7.552 m³³/minn，只通过过风排不可可以解决瓦瓦斯问题，会会引起瓦斯斯积聚，造造成瓦斯超超限等事故故。三、煤尘事事故危险源源辨识在回采过程程中的诸多多环节都会会产生煤尘尘，我公司司二1煤层煤尘尘无爆炸危危险性，不不会引起煤煤尘爆炸，但但若煤尘浓浓度超标时时，会引起起尘肺病。四、火灾危危险源辨识识二1煤层为为不易自燃燃煤层，无无煤层自燃燃引起火灾灾的危险性性，但回采采过程中，在在放炮、供供电、打钻钻、运输等等方面，如如果管理不不善，可能会引引起外因火火灾事故。五、水灾危危险源辨识识根据111131工作作面回采情情况及现有有实测资料料， 111采区下山山东翼二11煤层顶板板砂岩裂隙隙含水层不不发育，富富水性较小小，120090上巷巷距原111131工工作面下巷巷4m，该该巷掘进过过程中上帮帮550mm、5800m、7445m三处处出现淋水水现象，均均为老巷积积水，涌水水量2.00m³/h左右右。预计1120900工作面回回采过程中中正常涌水水量为3mm³/h，最最大涌水量量为10mm³/h。六、机电事事故危险源源辨识在生产作业业过程中，由由于管理不不善，井下下电气设备备会失爆，若若有瓦斯积积聚可能会会引起瓦斯斯爆炸事故故；同时电电气设备会会因过载、漏漏电或带电电检修，造造成人身触触电事故。七、顶板事事故危险源源辨识在回采期间间，由于管管理不善或或地质因素素影响，可可能会发生生冒顶事故故。第四章 工作面安安全生产系系统一、通风系系统（一）掘进进通风系统统120900工作面上下下巷在掘进进期间均采采用压入式式通风，在在巷道进风风侧建造风风门，回风风流经回风风联络巷进入入总回风。1、通风线线路(1)122090工工作面上巷巷进风：地面面主、副井井东大巷巷11采采区轨道下下山122090工工作面上巷车场120990上巷工作作面。回风：工作作面122090上上巷122090工工作面回风风联络巷11采区区回风下山山11采采区回风上上山111采区回风风斜井地地面。(2)122090工工作面下巷巷进风：地面面主、副井井东大巷巷11采采区轨道下下山122090工工作面下巷巷车场1120900下巷工作作面。回风：工作作面122090下下巷122090工工作面回风风联络巷11采区区回风下山山11采采区回风上上山111采区回风风斜井地地面。2、局扇选选型：（1）按掘掘进巷道的的绝对瓦斯斯涌出量计计算：Q掘=1000×Q瓦×K =100××0.8×11.5 =180 mm³/miinQ瓦采采用120090工作作面两巷掘掘进期间预预测瓦斯绝绝对涌出量量m³/mmin。取取0.8K通风风不均衡系系数，取11.5。（2）同时时放炮的最最大炸药用用量计算Q掘=255×A=225×100.8=2270 mm³/miinA一次次爆破的最最大装药量量，kg，AA=10.8kg。（3）工作作面最多人数计算算工作面交接接班时人数数最多为440人，每每人每分钟钟需风量为为4m³，则则Q掘=4NN=4×440=1660m³/min（4）按局局扇实际吸吸风量选风风机FBD66.7(2×337KW)局扇实际吸吸风量为41107000m³/min，风风筒直径为为8000mm。（5）风速速验算按煤矿安安全规程规规定，巷道道风速必须须满足以下下要求：即：Vmiin0.255 m/ss，Vmax4 m/s，Smin12.44 ，Smax17.22 ，则： Vmmin=4410/(60×117.2)=0.400 m/sVmax=700/(60××12.44)=0.944m/s结果：0.25 mm/s < VV < 44 m/s，根据计算结结果，该掘掘进工作面面应选两台FBDD6.7(2×37KW)局扇供风，均均可满足要要求。（二）工作作面通风系系统120900工作面采采用下巷进进风，上巷巷回风的全全负压上行行通风方式式。通风系系统图见图图四：122090回回采工作面面通风系统统图。1、通风线线路：进风：地面面主、副井井东大巷巷11采采区轨道下下山122090工工作面下巷巷车场1120900下巷工工作面。回风：工作作面122090上上巷122090工工作面回风风联络巷11采区区回风下山山11采采区回风上上山111采区回风风斜井地地面。2、工作面面风量计算算：（1）按工工作面的绝绝对瓦斯涌涌出量计算算：Q采=QKK/c=11.2×77.52/0.8% =11128 mm³/miinQ采-采面供供风量 m³/min。Q-生产期间间瓦斯绝对对涌出量mm³/miin，取77.52K-采面瓦斯斯涌出不均均衡系数，取取为1.22C-工作面最最高允许瓦瓦斯浓度00.8（2）工作作面最多人人数计算：Q采=4NN=4×1120=4480 mm³/miinN-工工作面交接接班时最多多人数，取取120人人。（3）按工工作面温度度计算：60VVSK660×1.3×111.37××1.2=10644.2m³³/minn当t222°时，VV取1.33m/s（4）风速速验算Q采minn=Vminn×S =0.255×60××11.337=1770.5mm³/miinQ采maxx=Vmaxx×S =4×600×11.37=22728.8 m³³/minn根据计算满满足Q采min <<Q采=11228m³/min < Q采max 计算结果符符合煤矿矿安全规程程之规定定，故采面面风量定为为11288m³/mmin3、风门的的位置及数数量在120990工作面面上巷车场场安装一组组正反向风风门，由两两道正向风风门和两道道反向风门门组成，见见回采工作作面通风系系统图。图四：122090回回采工作面面通风系统统图二、监测系系统（一）掘进进监测系统统1、安全监监测设备KJ70NN型监测系系统布置在在地面调度度室中心机机房，KJJF31型型分站一台台，布置于于11采区区轨道下山山13#变电所。2、探头位位置(T1)距距掘进正头头不超过55m，(TT2)距回风风巷口10015mm。悬吊位置距距顶不大于于300mmm，距帮帮不小于2200mmm。3、报警断断电点：报警点: T1、 T2均为 0.8%； 断电点: T1、 T2均为 0.8%；复电点：TT1、 T2均为00.8%。4、断电范范围：(TT1)、(TT2)断电范范围均为本本巷道内所所有非本质质安全型电电器设备。（二）回采采监测系统统1、安全监监测设备KJ70NN型监测系系统布置在在地面调度度室中心机机房，KJJF31型型分站一台台，布置于于11采区区轨道下山山13#变电所。见见图五：1120900回采工作作面监测系系统布置示示意图2、瓦斯传传感器位置置T1位于工工作面上隅隅角，距放放顶线不大大于8000mm；TT2位于工作作面回风流流，距工作作面安全出出口5110m；TT3位于工作作面回风流流，距回风风口侧10015mm。悬吊位置距距顶不大于于300mmm，距帮帮不小于2200mmm。3、报警断断电点：报警点: T1、T2、T3均为0.8%；断电点: T1、T2、T3均为0.8%；复电点：TT1、 T2、T3均为0.8%。4、断电范范围：(TT1)、(TT2)、(TT3)断电范范围均为工工作面内及及上巷内所所有非本质质安全型电电器设备。图五：122090回回采工作面面监测系统统布置示意意图三、防尘系系统（一）掘进进期间1、掘进时时必须按防防尘要求安安设防尘管管路，并要要直达掘进进工作面。防防尘管路每每50m必必须安设一一个三通，管管路吊挂平平直，吊挂挂间距不超超过5m。2、掘进时时必须使用用湿式打眼眼，否则应应有灭尘措措施。装药药时，必须须使用水炮炮泥，放炮炮前后必须须喷雾洒水水，装煤时时必须洒水水灭尘。3、掘进时时按规定安安设两道喷喷雾装置，第第一道距工工作面正头头不超过330m，第第二道距工工作面正头头不超过550m，喷喷雾装置要要操作灵活活，雾化好好，封闭全全断面。4、防尘设设备要指定定专人维护护和管理，不不准随意拆拆除。5、放炮前前后，距掘掘进工作面面30m范范围内巷道道要全断面面进行冲刷刷。6、每天要要对巷道的的煤尘进行行清扫，工工作面人员员要佩带防防尘口罩。7、在掘进进巷道内安安设一组隔隔爆水棚，水水棚距正头头间距6002000m，水量量不小于2200L，水袋总总数不少于于60个，棚棚间距1.2m，安安设后要经经常加水、维维护，确保保水量充足足。（二）回采采期间1、管路直直径为755mm钢管管，铺设到到上下安全全出口，三三通阀门上上下巷均为为50m一一个。2、下巷内内设置两道道全断面水水幕，第一一道水幕在在采煤工作作面下巷口口向里100-15mm范围内，第第二道水幕幕在采煤工工作面下巷巷安全出口口以外300m范围内内。上巷内至少少设置三道道全断面水水幕，第一一道水幕在在上巷安全全出口以外外30m范范围内，第第二道水幕幕与第一道道水幕间距距不得大于于20m，第第三道水幕幕在工作面面回风联络络巷口下风风侧10-15m范范围内。3、采煤机机必须有内内外喷雾装装置，雾化化程度好，并并坚持正常常使用，放放顶煤时放放煤口必须须喷雾洒水水，否则不不得放煤。4、工作面面及上下安安全出口110m范围围内的煤尘尘，由生产产单位负责责清扫冲尘尘，以外巷巷道定期冲冲刷。5、机组司司机、移架架工、放煤煤工、拐头头工等所有有接尘人员员应佩戴防防尘口罩。6、工作面面上、下巷巷必须安设设辅助隔爆爆水棚，用用水量按巷巷道断面计计算，不小小于2000L/，水棚排排距1.223m，棚棚区长度20m。安安装地点距距离工作面面602200m。安安设后要经经常加水、维维护，确保保水量充足足。7、工作面面浅孔抽放放孔及卸压压带深孔钻钻孔经过抽抽放后，钻钻孔内瓦斯斯浓度低于于3%时，停停止抽放，利利用废旧钻钻孔向煤层层注水。四、供电系系统（一）掘进进期间（1）122090下下巷：由井井下中央变变电所动力力变压器13#变电所120990下巷机电设设备和动力力风机。（2）122090上上巷：由井井下中央变变电所动力力变压器13#变电所120990上巷机电设设备和动力力风机。2、风机专专用线：（1）133#变电所120990工作面面下巷专用风风机。（2）133#变电所120990工作面面上巷专用风风机3、供电系系统要求：实现双风机机、双电源源、自动倒倒台、风电电、瓦斯电电闭锁。供供电线路及及设备做到到“三无”、“四四有”、“两两齐”、“三三全”、“三三坚持”。 4、电气气设备及电电缆安装要要求按照要要求，实现现标准化。 （二）回采采期间该工作面采采用远距离离供电方式式，主要设设备均采用用11400V电压等等级，采用用两台KBBSGZYY12550/11140移动动变电站和和一台KBBSGZYY5000/11440移动变变电站（专专供乳化液液泵）供电电，工作面面供电系统统：11采采区集中变变电所工作面及及上下巷各各用电点，详详见供电系系统图。附附图七：1120900工作面上上巷供电系系统图图七：122090工工作面上巷巷供电系统统图五、生产系系统（一）掘进进系统1、施工工工艺120900工作面上上、下巷设设计沿二11煤层底板掘进，为为全煤巷。采采用全断面面一次掘进进。皮带输送机机和刮板输输送机运输输。2、运输系系统（1）122090上上巷：正头头采用EBBZ-1660综掘机机掘进SSSJ3320S皮皮带输送机机11采采区皮带下下山111采区煤仓仓吨车井下大煤仓主主井升井。（2）122090皮皮带顺槽：正头采用用爆破落煤煤，通过人人工装煤入入SGW-40T刮刮板输送机机SSJJ3200S皮带输输送机111采区皮皮带上山11采区区煤仓吨吨车井下下煤仓主主井升井。（二）回采采系统1、回采工工艺120900工作面采采用走向长长壁综采放放顶煤采煤煤方法回采采。2、运输系系统工作面采用用MG2000/5330-WDD1采煤机机落煤并旋旋入前部SSGZ7664/5000中心双双链刮板机机SZZ7764/2250型巷巷道转载机机下巷SSSJ3220S皮带带输送机11采区区皮带下山山11采采区煤仓吨车井井下煤仓主井升井井。六、压风自自救系统压风自救系系统由地面面压风机房房通过1159mmm压风管向向井下供风风。（一）掘进进期间压风风自救系统统在距掘进工工作面正头头25440m的巷巷道内及放放炮地点，各各安装一组组（4个压风自自救箱）随着巷巷道的掘进进，每隔550米安装装一组（55个）压风风自救装置置。压缩空气供供给量，每每人不得少少于0.11m³/mmin。压压风自救系系统由使用用单位进行行安装和管管理。（二）回采采期间压风风自救系统统回采工作面面上巷在距距采面上安安全出口以以外2540m范范围内设置置1组压风风自救箱，压压风自救箱箱个数为66个；向外外每隔500m及有人人固定作业业地点安装装一组压风风自救装置置；下巷在在距采面下下安全出口口以外5001000m范围内内设置一组组压风自救救箱，压风风自救箱个个数为6个个。见图八八：120090工作作面压风自自救系统图图。图八：122090工工作面压风风自救系统统图第五章 120990工作面面回采期间间瓦斯综合合治理方案案一、瓦斯综综合治理方方案（一）瓦斯斯抽放的必必要性1、掘进期期间根据111131下巷巷掘进期间间瓦斯涌出出量为0.8m³/min，据据此预测1120900工作面掘掘进期间瓦瓦斯涌出量量为0.88m³/mmin。无无瓦斯抽放放必要性2、回采期期间当一个矿井井或采区（工工作面）的的绝对瓦斯斯涌出量大大于通风所所允许稀释释的瓦斯涌涌出量时，就就需要考虑虑瓦斯抽放放。在此状状况下，抽抽放瓦斯的的必要性指指标为： 式中 q回采工工作面绝对对瓦斯涌出出量，m³³/minn；通风能能力可以排排除的绝对对瓦斯涌出出量，m³³/minn；V回采采工作面允允许的最大大风速，mm/s，按按煤矿安安全规程规规定最高风风速为4 m/s，结结合当前配配风状况的的实际情况况，取1.76m/s；S风流流通过的最最小巷道断断面，采煤机机采煤高度度2.6mm，平均控控顶距为44.9m，工工作面平均均断面面积积取11.37；C工作作面风流最最大瓦斯浓浓度，取00.4%；K矿井井或采区（工工作面）瓦瓦斯涌出不不均衡系数数，K=11.211.7，取取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。120900工作面的的设计配风风量为12200m³³/minn。由此说说明，采用用通风方法法解决工作作面瓦斯涌涌出基本上上是不可行行的，必须须采取瓦斯斯抽放措施施。在未来来的生产进进程中需要要抽放的最最大瓦斯量量为：3.52m³³/minn。（二）瓦斯斯来源的分分析根据历年年来瓦斯等等级鉴定：矿井瓦斯斯主要来源源于采掘工工作面生产产过程中，特特别在回采采中的涌出出量占矿井井瓦斯来源源的主要成成份，采煤煤工作面上上隅角容易易致使瓦斯斯积聚；随着煤层层采动的影影响，回采采工作面周周期来压时时，采空区区的瓦斯涌涌出造成工工作面瓦斯斯涌出量也也会大大增增加。在掘进过过程中，1120900工作面上上下巷绝对对瓦斯涌出出量为0.8m³/min；切眼贯通通后，工作作面绝对瓦瓦斯涌出量量为1.33m³/mmin；正正常生产期期间工作面面煤壁绝对对瓦斯涌出出量为1.3m³/min；经过割煤煤机割煤落落至溜子上上时，绝对对瓦斯涌出出量为3.9m³/min；后溜放煤煤时，采空空区绝对瓦瓦斯涌出量量为2.85mm³/miin。在生生产过程中中，由于“三软”煤层特性性，采空区区瓦斯不断断从工作面面中溢出。（三）瓦斯斯综合治理理方案的确确定矿井生产产为单一煤层层开采状态态，没有邻邻近层。根根据河南理理工大学22011年年7月编制制的二11煤层瓦斯斯基本参数数测定报告告：“该区域随随煤层埋藏藏深度变化化瓦斯含量量的增加并并不明显。因因此，111采区下山山在开采标标高为-1140m以以上范围内内二1煤层的瓦瓦斯含量变变化不会太太大。但是是，由于历历史资料显显示，二11煤层瓦斯斯含量受局局部地质构构造影响较较大，故在在煤层开采采过程中应应特别注意意地质构造造变化引起起局部瓦斯斯的异常变变化情况。”目前回采采工作面上上隅角瓦斯斯浓度偏高高及20110年建立立111331工作面面井下移动动瓦斯抽放放系统的成成功实践，下下阶段瓦斯斯抽放的重重点仍应该该以有效排排除采空区区内卸压瓦瓦斯为主。为减轻工工作面周期期来压时造造成瓦斯涌涌出量大大大增加，先先一步对工工作面进行行本煤层卸卸压带斜交交长钻孔抽放及及工作面煤煤壁浅孔抽抽放，降低低煤层瓦斯斯含量，减减少瓦斯涌涌出量。综合以上分分析，根据据我公司1120900工作面瓦瓦斯地质实实际情况，结结合义煤集集团公司瓦瓦斯综合治治理要求，最最后初步确确定120090综采采工作面的的瓦斯抽放放方案为：回采工作作面上巷低低位钻场高高位钻孔抽抽放；上隅隅角预留空空间插、埋埋管抽放；上、下巷巷本煤层卸卸压带深孔孔斜交钻孔孔抽放；工工作面煤壁壁浅孔抽放放。（1）低位位钻场高位位钻孔抽放放、钻孔布布置的初期期设计该方法要求求钻孔终孔孔应处在冒冒落带的上上方，以捕捕集处于冒冒落破坏带带及裂隙带带中的上部部卸压层（离离层裂隙带带）涌向采采空区中的的瓦斯。其中冒落带带高度经验验计算公式式如下：其中：M为为工作面煤煤层采高，采采高为3.0m经计算冒落落带高度为为：8-113m，根根据煤层顶顶板坚硬性性系数越小小，则冒落落带高度越越高的规律律，冒落带带离底板高高度取133m；既距距顶板法距距10m高高的层位是是钻孔终孔孔布置层位位。在上巷距离离工作面上上安全出口口60m处处施工1号号低位钻场场，并在11号低位钻钻场后每隔隔50m施施工一个低低位钻场，待待切眼推至至1号钻场场10m处处，1号钻钻场停止使使用，开始始启用2号号钻场，以以此类推。附图九：低位钻场高位钻孔抽放侧视及俯视图。图九：低位位钻场高位位钻孔抽放放侧视及俯俯视图钻场规格：深4m，宽宽度4m，高高度3m，在在钻场内布布置一排高高位钻孔（共共5个），钻钻孔孔径775mm，孔孔深为61163mm，终孔位位置在煤层层上方距离离顶板100m处，终终孔间距为为5m，具具体参数见见表1-11、1-22；在距上安全全出口600m处做11号钻场，钻钻孔参数表表1-1：钻孔编号水平角仰角孔深10°8.90°°61.0mm23.21°°8.03°°61.0mm37.38°°7.52°°61.5mm411.488°6.18°°62.0mm515.488°5.24°°63.0mm在距1号钻钻场50mm处做2号号钻场，钻钻孔参数表表1-2：钻孔编号水平角仰角孔深10°8.90°°61.0mm23.21°°8.03°°61.0mm37.38°°7.52°°61.5mm411.488°6.18°°62.0mm515.488°5.24°°63.0mm低位钻场内内钻孔开孔孔位置如图图十所示：图十：低位位钻场内钻钻孔开孔位位置 （单位：cm）钻孔施工完完毕后，采采用聚氨脂脂与布条封封孔，封孔孔长度不少少于8m，封封孔后立即即联管抽放放，并安装装孔板流量量计、放水水箱及阀门门。（2）上隅隅角预留空空间插、埋埋管抽放标准：1、22号管距顶顶板10ccm，3号号管距顶板板25cmm，水平距距上帮300cm。11号管一直直保持在新新近预留的的空间里445cm长长；2号管管口一直在在上一个空空间里留445cm长长，并在新新近预留的的空间里，管管子下部开开若干小口口。第一个空间间形成后，11、2号管管都在这个个空间内，第第二个空间间形成后，11号管在第第二个空间间内，2号号管同时在在两个空间间内埋设；第三个空空间形成后后，1号管管充当2号号管，2号号管充当11号管。以以此类推，每每隔两个空空间的形成成，1、22号管轮替替埋入两个个空间。3号管留在在每个空间间里1200cm长且且在此位置置上管子下下方开若干干小口，管管子头用纱纱布网包装装好。见图图十一：工字钢钢棚预留空空间埋管抽抽放示意图图图十一：工工字钢棚预预留空间埋埋管抽放示示意图工字钢棚上上方用塑料料网铺盖，避避免矸石落落入工字钢钢棚空间内内。工字钢钢棚外用土土袋墙垒实实。（3）上、下下巷本煤层层卸压带深深孔斜交钻钻孔抽放在上巷距上上安全出口口10660m范围围内及在下下巷距下安安全出口110500m范围内内，每隔22m布置11个斜交钻钻孔。钻孔孔长度不低低于60mm，孔径775mm，孔孔口距离煤煤层底板11.2m。钻孔的参数及布置图见附图十二。钻孔施工完完毕后，采采用聚氨脂脂与布条封封孔，封孔孔长度不少少于8m，封封孔后立即即联管抽放放，并安装装孔板流量量计、放水水箱及阀门门。每5个个钻孔共用用一套孔板板流量计进进行抽采计计量。（4）工作作面煤壁浅浅孔抽放在综采工作作面准备班班期间，实实施浅孔抽抽放。在切切眼煤壁上上沿煤层倾倾向布置抽抽放浅孔，煤煤厚小于33m时布置置壁中单排排；煤厚大大于3m时时布置双排排，钻孔呈呈三花眼布布置，开孔孔位置分别别距煤层底底板1.22m和2.4m。钻钻孔间距为为2m，深深度8m，钻钻孔偏角为为0度，钻钻孔仰角均均为6°左左右。工作作面每推进进8米一个个循环。在上下巷本本煤层斜交交长钻孔空空白带（即即工作面中中段40米米范围内）钻钻孔深度为为12米，以以补充斜交交长钻孔空空白带。钻孔施工完完毕后采取取黄泥封孔孔，封孔深深度2m，封封孔完毕后后立即联管管抽放，当当抽出瓦斯斯浓度在33%以下时时，停止抽抽放，然后后利用报废废钻孔对煤煤壁进行注注水，单孔孔注水量在在2.2mm³以上，等等煤壁注水水完毕后，方方可进行正正常回采。32图十二：1120900工作面瓦瓦斯综合治治理方案及及抽放系统统图第六章 瓦瓦斯治理工工程及瓦斯斯抽放系统统一、钻孔量量计算（一）122090工工作面钻孔孔量1、本煤层层抽放钻孔孔量该工作面本本煤层抽放放计划布置置879个个钻孔，钻钻孔深度660m，钻钻孔总量为为527440m。2、高位钻钻孔量120900工作面施施工高位钻钻孔钻场数数为15个个，每个钻钻场内钻孔孔量为3220m，高高位钻孔量量为48000m。3、工作面面浅孔抽放放钻孔量120900工作面施施工浅孔抽抽放钻孔循循环数为998个，每每个循环钻钻孔量为6608m，钻钻孔量为6674244m。4、120090工作作面钻孔总总量共计上面所所有钻孔，1120900工作面钻钻孔总量为为1249964m。（二）吨煤煤钻孔工程程量120900工作面地地质储量为为73.77万t，钻钻孔总量为为1249964m，吨吨煤钻孔工工程量合计计为：1249664÷73370000=0.117m/t二、瓦斯抽抽放系统该工作面利利用井下111区集中中抽放泵站站内4台（22台备用）22BEC-42水环环式真空抽抽放泵抽放放瓦斯。泵泵的参数：额定流量量120mm³/minn，额定负负压1600KPa，额额定功率1160Kww。工作面铺设设两趟3315mmm抽放主管管，其中一一趟抽放管管路实现工工作面煤壁壁浅孔及本本煤层抽放放，另一趟趟抽放管路路实现上隅隅角埋管及及巷帮钻场场高位钻孔孔抽放。铺铺设路径：集中泵站站11采采区回风下下山左侧120990回风联联络巷1120900上巷皮带带内侧。第七章 瓦斯抽采采效果检验验11采区集集中泵站两两套抽放系系统抽放瓦瓦斯，井下下移动两套套系统抽放放瓦斯量合合计必须达达到 3.52m³³/minn，才能解解决回采过过程中瓦斯斯问题。其中一套瓦瓦斯抽放系系统主要负负责抽放上上隅角埋管管及低位钻钻场高位钻钻孔采空区区瓦斯抽放放，根据22BEC442型瓦斯斯抽放泵性性能参数抽抽放泵额定定流量为 120mm³/miin，实际际运转时一一台单独可可抽排混合合气体量770m³/min，抽抽放瓦斯浓浓度5112%，可可抽排纯瓦瓦斯3.558.44m³/mmin；其其中上隅角角埋