某某矿井瓦斯抽采设计

1、矿井瓦斯抽放 设计编制审核科长总工程师目录1 绪论 11.1 概述 11.2 设计的指导思想 31.3 抽采效果预计 32 井田概况 32.1 交通位置 32.2 地形地貌 42.3 地表水 43 矿井瓦斯赋存 43.1 煤层瓦斯基本参数 43.2 采区瓦斯储量 54 瓦斯抽放的必要性和可行性论证 84.1 瓦斯抽放的必要性 84.2 瓦斯抽放的可行性 155 抽放方法 155.选择瓦斯抽采方法的依据 155.2 采区瓦斯来源分析 165.3 抽放方法选择 165.4 钻孔及钻场布置及封孔方法 176 瓦斯抽放管路系统及设备选型 206.1 抽放管路选型及阻力计算 206.2 瓦斯抽放泵选型

2、266.3 辅助设备 267 瓦斯抽采参数检测与监测 277.1 瓦斯抽采参数检测 277.2 地面抽采泵房监测监控 287.3 抽采泵断电控制 291 绪论1.1 概述地理位置： xxxxx 公司 xxxxx 为 xxx 煤炭产业集团下属 xxxxxx （集团）有 限责任公司所属二级单位，具有独立采矿权人的国有煤炭生产企业。 矚慫润厲钐瘗 睞枥庑赖。生产能力： xxxxx 矿井以生产原煤为主，矿井于 1988年 12 月正式投产， 设计生产能力 30万吨/年，并于 2005年经 xxx 省经济贸易委员会以 xxx函 2005734 号文 xxx 省经济贸易委员会关于 xxx（集团） xxx

3、煤矿和 xxxxx 生 产能力核定的批复 之中审批， xxxxx 矿井综合生产能力核定为 50万吨/ 年。聞 創沟燴鐺險爱氇谴净。井田地处 xxx 煤田北部，北与 xxx 田相联，南与 xxx 井田相接，南北走向 长 7.8km，东西宽 3.5km 。井田所处构造部位属新华夏系 xxx 沉降带川东褶皱带 的中山背斜北段， 井田内断层裂隙发育， 采区内主要开采煤层受 F35、F38 等大 断层和中山背斜轴的影响和破坏。上以 +400m标高为界，下以 -200m 标高为界。 残骛楼諍锩瀨濟溆塹籟。煤系地层属三迭系须家河组（ T3xj ），可采和局部可采煤层共有 9 层，其 中内连、外连为井田内主采

4、煤层。煤层均为低硫、特低磷的 1/3 焦煤。 酽锕极額閉 镇桧猪訣锥。井田内煤系地层为陆相沉积， 岩性变化大，含煤层数多， 加上古河流冲蚀， 稳定性差；煤系地层的沉积环境具有明显的冲积旋回征，旋回下部为河道滞留 及边滩沉积，与下伏岩石冲刷接触，旋回上部为泛滥平原沉积。至2005 年末，矿井煤层地质储量（ A+B+C+）D为 1265.7 万吨，工业储量（ A+B+C）为 1181.8 万吨，其中高级储量（ A+B）为 569.9 万吨，可采储量为 844.2 万吨。服务年限 20 年。 彈贸摄尔霁毙攬砖卤庑。xxxxx 水文 地质类型属简单类型。矿区内基本以中山背斜所形成的山脊为 地表分水岭，

5、分水岭东、西两侧横向溪沟发育。东侧溪沟分布稀少，汇集了分 水岭以东泉水及井水和斯耳子沟、夏家沟、刘家湾等地表溪沟水，并汇入明月 江。西侧溪沟分布较密集，汇集了分水岭以西泉水及井水和王家沟、龙沟、汪 家沟、代家湾、黑子沟、廖家沟等地表溪沟，并汇入铜堡河，最后均汇入洲河。 謀荞抟箧飆鐸怼类蒋薔。矿区以中山背斜划分为南东、南西两个水文地质单元，及北西次级水文地 质单元、北东次级水文地质单元。矿区内共有 6 个含水层，其中一个为隐伏含水层，在 0m水平东翼石门已 揭露,并出现较大突水。 划分含水层和隔水层的依据主要是岩性， 灰岩、白云岩、 介壳灰岩、砂岩均视为含水层，泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩则视为隔

6、水层。 厦礴恳蹒骈時盡继價骚。矿区内主要隔水岩组有侏罗系中统沙溪庙组 (J2s)、侏罗系中统新田沟组 (J2x) 、侏罗系中下统自流井组大安寨段 (J1-2z3) 、马鞍山段 (J1-2z2) ，三叠系 上统须家河组第六段第四亚段 (T3xj6-4) 、第六段第二亚段 (T3xj6-2) 、第五段 第五亚段 (T3xj5-5) 、第三亚段 (T3xj5-3) 、第一亚段 (T3xj5-1) 。 茕桢广鳓鯡选块网 羈泪。地表无大的水源，矿井总的正常涌水量为 203m3/h。瓦斯：根据 2012年 xxx省安监局给 xxxxx 的瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯 涌出量为 13.87m3/min (其中

7、抽放标况纯量为 6.79 m3/min )，相对瓦斯涌出量 15.70m3/t ；绝对二氧化碳涌出量为 3.82m3 min，相对二氧化碳涌出量为 3.37m 3 t 。属高瓦斯矿井。 鹅娅尽損鹌惨歷茏鴛賴。煤尘：煤尘有爆炸危险性。 自燃：煤层自燃发火倾向为三类(即不易自燃)。地温：矿井通过对控制深部的钻孔进行井温测定，发现地温变化由南向北 地温梯度值由低逐渐增高，深部地温西翼( xxx 采区)高于东翼( 101 采区)， 浅部地温西翼（ xxx 采区）低于于东翼（ 101 采区）。 +200m水平地温两极值 为 20-26.2，平均 23.6； 0m 水平两极值 24.2-31，平均 27.

8、8；由此 可见，随着埋藏深度的增加，地温明显增高，在标高 -100m 左右开始出现一级 高温区。 籟丛妈羥为贍偾蛏练淨。1.2 设计的指导思想结合 xxxxx 的现有的开采技术条件， 依靠科技进步， 树立“事故可防可控、 必防必控”的核心安全理念，贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”和瓦斯 治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，以“通风可靠、抽采 达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理工作体系，以“瓦斯超限就是事故” 的理念，加强瓦斯综合治理工作，努力建设成本质安全型矿井。 預頌圣鉉儐歲龈讶骅 籴。1.3 抽采效果预计1.3.1 瓦斯抽采率根据上述瓦斯参数，结合矿区实际抽采效果和 x

9、xx 集团公司相关文件的要 求，确定本矿的瓦斯抽采率不小于 30%。渗釤呛俨匀谔鱉调硯錦。1.3.2 矿井瓦斯抽采量xxx 采区的瓦斯抽采量主要包括回采工作面、 掘进工作面、 0m 西北大巷 钻场、 0m 西北配风巷及 xxx 瓦斯探巷等地点瓦斯抽采量。 铙誅卧泻噦圣骋贶頂廡。2 井田概况2.1 交通位置xxxxx 公司 xxxxx 位于 xxx 省 xxxxxxxxxx 乡境内，井田属 xxxxx 乡、江阳 乡、亭子乡接合地带，距 xxxxx 南外 10km。襄渝铁路从西部通过，可达湖北武 汉市。矿井生产原煤通过汽车运到 xxx 洗选厂，入选后装车外运。另有公路与 国道相连，与高速公路相连，

10、 交通十分方便， xxxxx 地理座标：东经 10729 34，北纬 31 05 10。 擁締凤袜备訊顎轮烂 蔷。2.2 地形地貌 张口石一带，为松林地及耕地相间分布。地面基本为耕地，受开采影响很 小，地表不会出现下沉情况。2.3 地表水 井田范围内无天然河流和水库，区内山间冲沟发育，地表排泄条件良好。3 矿井瓦斯赋存3.1 煤层瓦斯基本参数根据 xxxxx 相关资料和某某大学关于 xxxxxxxx 斯赋存规律及治理方案研究 制定 xxx 斯抽放设计，该采区瓦斯抽采基础参数如下： 贓熱俣阃歲匱阊邺镓騷。一、煤层瓦斯压力由 xxx 轨道上山所测得的瓦斯压力数据作为 xxx 采区抽采基础参数： x

11、xx 轨道上山下段 1.11MPa；xxx 轨道上山中段 0.9MPa；xxx 轨道上山上段 1.0MPa； 计算平均瓦斯压力梯度为 0.002748MPa/m。坛摶乡囂忏蒌鍥铃氈淚。二、煤层瓦斯含量xxx 采区煤层分为内连煤层和外连煤层。 内连煤层瓦斯含量预测值为 9.6584m3/t； 外连煤层瓦斯含量预测值为 9.1179m3/t。三、煤层透气性系数xxx 采区煤层透气性系数平均为 16.04 /（MPa2d），相当于 0.xxx0mD。四、钻孔瓦斯流量2008年 3 月某某大学 xxxxxxxx 斯赋存规律及治理方案研究课题组对 0m 西北运输大巷和 xxx 轨道上山每个试验钻孔的初流

12、量、终流量进行了统计，统 计结果见表 3-1。 蜡變黲癟報伥铉锚鈰赘。表 3-1 钻孔瓦斯流量( m3/h )随时间延长变化数据孔号及位置第一天第二天第三天第四天第五天第六天1# 0m 西北大巷靠 运输石门一侧0.7080.0785.913# 0m 西北大巷靠 轨道上山一侧2.7422.0761.9622.1542.012.12411# xxx 轨道上山下段6.664.9925.0164.8364.8424.94412# xxx 轨道上山中段4.9083.1685.8022.6162.66413# xxx 轨道上山上段1.471.4041.3141.5661.392预计 xxx 采区单个钻孔瓦

13、斯流量与 xxx 轨道上山实测的单个钻孔瓦斯流量 钻孔数据相近，取 xxx 采区单个钻孔瓦斯的初流量为 2.7426.66m3/h。買鲷鴯譖昙膚遙闫撷凄。五、瓦斯抽采率根据本矿实际抽放率及 xxx 集团公司要求，并参照矿井瓦斯抽放管理规 范，确定 xxx 斯抽放率 30%。3.2 采区瓦斯储量3.2.1采区瓦斯储量根据某某大学对 xxxxxxxx 采区所做的煤层瓦斯含量和储量， 内连煤层瓦斯 33 含量为 9.6584m3/t，煤炭可采储量为 1.0297Mt；外连煤层瓦斯含量为 9.1179m3/t， 煤炭可采储量为 0.2246Mt 。 綾镝鯛駕櫬鹕踪韦辚糴。xxx 斯储量按下式计算：W

14、= W1+W2+W3(3-1)驅踬髏彦浃绥譎饴憂锦。=(9.6584 1.0297+9.1179 0.2246)+0+0.2(9.6584 1.0297+9.1179 0.2246)=14.392Mm3式中：W 采区瓦斯储量， Mm3；3W1采区可采煤层瓦斯储量， Mm3；W2受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层瓦斯储量， Mm3；nW2A 2iX 2i（3-2）i1A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量， Mt ；X2i 受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量， m3/t；3W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量， Mm3，W3=K （ W1

15、+ W2）K 围岩瓦斯储量系数，取 0.2。3.2.2瓦斯抽放率根据 MT5018-96 矿井瓦斯抽放工程设计规范第 3.0.3条规定：设计瓦 斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方 法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放 率指标应符合现行的矿井瓦斯抽放管理规范的有关规定。 猫虿驢绘燈鮒诛髅貺庑。根据 AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第 8.6.3 条规定：瓦斯抽出率： 预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于 20%，回采工作面抽出率 应不小于 25%； 邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于 35%，回采工作面 抽出率应

16、不小于 45%； 采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于 30%；对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照 AQ1027-2006矿井瓦斯抽放管理规范 中第 42条进行选取。 锹籁饗迳琐筆襖鸥娅薔。 井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算： 在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采 量。矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采） 的瓦斯量。每月底按式（ 3-3）计算矿井月平均瓦斯抽采率。 構氽頑黉碩饨荠龈话骛。3-3)100QkcQkcQkf式中k 矿井月平均瓦斯抽采率， %；Qkc 矿井月平均瓦斯抽采量， m3/min； Q

17、kf 矿井月平均风排瓦斯量， m3/min 作面瓦斯抽放率的测定与计算： 工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯计量装置，每周测定 工作面瓦斯抽采量（含移动抽采）。每月底按式（ 3-4）计算工作面月平均瓦斯 抽采率。 輒峄陽檉簖疖網儂號泶。3-4)100QmcQmcQmf式中：m 工作面月平均瓦斯抽采率， % ；Qmc 回采期间，工作面月平均瓦斯抽采量， m3/min；Qmf 工作面月平均风排瓦斯量， m3/min。xxxxx 采用的是综合抽放方法，矿井瓦斯抽放率为 30%3.2.3 可抽期根据MT5018-96 矿井瓦斯抽放工程设计规范 第 3.0.4 条及AQ1027-2006 煤

18、矿瓦斯抽放规范 第 5.3.5 都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区 域的开采年限相适应。 尧侧閆繭絳闕绚勵蜆贅。根据瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量， xxx 采区服务年限为 6a。符合设计规范 的有关规定。4 瓦斯抽放的必要性和可行性论证4.1 瓦斯抽放的必要性1、矿井瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度， 减少矿井风量， 降低通风 费用。2、xxx 斯含量高，根据本矿井和邻近小河嘴煤矿的生产经验，若不采取有 效措施，则必然造成工作面瓦斯浓度超限，从而严重影响矿井安全生产及工作 面产量的提高。建立瓦斯抽放系统可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦 斯超限问题。 识饒鎂錕缢灩筧嚌俨淒。3、xx

19、x 采区为高瓦斯区域， 随着开采深度的增加， 瓦斯压力还将逐渐增大， 有可能形成煤与瓦斯突出， 瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出的主要措施之一。 凍鈹 鋨劳臘锴痫婦胫籴。4、xxx 瓦斯探巷掘进施工时曾发生 68 次瓦斯超限报警，后在邻近岩巷 0m 西北大巷施工钻场，采用钻场对附近煤层进行穿层抽放后再施工半煤巷， 未出现瓦斯超限报警。 恥諤銪灭萦欢煬鞏鹜錦。综上所述，从矿井安全生产方面考虑， 建立 xxx 斯抽放系统是十分必要的。4.1.1 建立抽放瓦斯系统的规定根据煤矿安全规程第 145条及 AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第 4.1.14.1.3条规定： 鯊腎鑰诎褳鉀沩懼統庫。有下列情况之

20、一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放 瓦斯系统：（ 1）1 个采煤工作面的瓦斯涌出量大于 5m3/min 或 1 个掘进工作面瓦斯涌3出量大于 3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的 。 硕癘鄴颃诌攆檸攜驤蔹。（2）xxxxxxxx 采区的采煤工作面相对瓦斯涌出量大于 5m3/min ，矿井已于 2009 年在地面矸石山建立了永久抽放瓦斯系统。 阌擻輳嬪諫迁择楨秘騖。 4.1.2 通风最大排出瓦斯量当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯，即：q qf0.6vSCK0.6x240x10x0 .0082=5.764-1)式中：

21、q矿井采区（或工作面）的瓦斯涌出量， m3/min； qf 通风所能承担的最大瓦斯涌出量， m3/min； v通风巷道（或工作面）允许的最大风速， 240m/min； S通风巷道（或工作面）断面积， 10m2；Cxxxxx 规定的允许巷道风流中的瓦斯浓度， 0.8%； K瓦斯涌出不均衡系数 1.52.0，取值为 2.0。根据结果可知，通风能够解决的瓦斯涌出量小于采区或工作面的绝对瓦斯 涌出量，需要抽放瓦斯来解决剩余瓦斯。4.1.3 xxx 斯涌出量预测1、外连煤层回采工作面瓦斯涌出量预测因 xxx 采区分为内、外连两个煤层，预计先采外连煤层，再回采内连煤层，故 在预测回采工作面瓦斯涌出量时将内

22、连煤层作为邻近煤层。 氬嚕躑竄贸恳彈瀘颔澩。xxx 采区内，内连煤层厚 0.41.95m，平均 1.8m，采高为 1.8m，倾角 21 55 平均为 43，含 23 层夹矸；外连煤层厚 0.41.35m，平均为 0.78m，采高为0.8m，倾角 2053，平均 42，夹矸为炭质泥岩及泥岩。两煤层的间距约7.2m，xxx 采区倾斜长度 326m，预计回采面长度为 100m。 釷鹆資贏車贖孙滅獅赘。按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：（1）开采外连煤层瓦斯涌出量计算q1 k1 k2 k3 m（W0 Wc） A /（ 24 60）M=1.2 10.95 1.26 0.78（8.43-2

23、）400/（2460）0.83=2.772 m3/min式中：q1 本煤层开采涌入工作面的瓦斯量， m3/mink1 围岩瓦斯涌出系数，取 1.2A 外连煤层采面工作面预计日产量， 400t/dW0 煤的瓦斯原始含量， 8.43m3/tWc 煤的残存瓦斯含量， m3/t，取经验值 WC=2k2 工作面丢煤系数，取回采率的倒数， k2 =1/0.95； k3 工作面巷道瓦斯预排影响系数， k3 =（L+2h）/L 1. m开采层厚度，外连煤层厚度 m=0.78m；M 开采层采高， M=0.8m；L 工作面长度， 100m；h 掘进巷道预排等值宽度， 13m。（2）邻近层瓦斯涌出量计算 邻近层瓦斯

24、涌出量计算为miq2 = i ki（W0 Wc ） A/（24 60）M1.8=0.6 （8.84 2） 400（/ 24 60）0.83=2.566 m /min4-2)4-3)10式中： q2 邻近层瓦斯涌出量， m3/min ； ki 邻近层瓦斯排放率，取 K=60% ； mi 邻近层厚度，内连煤层厚度 mi=1.8m； M 开采层采高， M=0.8m 。A 外连煤层采面工作面预计日产量， 400t/d （3）外连采煤工作面瓦斯涌出量计算q =q1+q24-4）怂阐譜鯪迳導嘯畫長凉。=2.772+2.5663=5.338m3/minxxx 采区外连煤层采煤工作面瓦斯涌出量超过规定， 故必

25、须对采煤工作面 进行瓦斯抽采。2、内连煤层采面开采期间瓦斯涌出量预测 开采内连煤层瓦斯涌出量计算q1 k1 k2 k3 m（W0 Wc） A /（ 24 60）（4-5）M=1.2 10.95 0.8 1.8（8.84-2）1000/（2460）1.8=4.8 m3/minm3/min式中： q1 本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，k1 围岩瓦斯涌出系数，取 1.2A 内连煤层采面工作面预计日产量，1000t/dW0 煤的瓦斯原始含量， 8.84m3/tWc 煤的残存瓦斯含量， m3/t ，取经验值 X1=2k2 工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2 =10.95k3 工作面巷道瓦斯预排影响系数，

26、取0.8。11xxx 采区内连煤层采煤工作面瓦斯涌出量即将达到规定要求， 为确保矿井安全生产，对采煤工作面进行瓦斯抽采。 谚辞調担鈧谄动禪泻類。3、掘进工作面瓦斯涌出量预测(1) 外连煤层掘进工作面 a、外连煤层掘进落煤瓦斯涌出量qL s V r(W0 Wc)(4-6)=1.76 0.0069 1.31(8.43-2)3 =0.1023m3/min式中：s 掘进端头见煤面积， m2；V 平均掘进速度， m/min ；r 煤的容重， t/m3；W0 煤层瓦斯含量， m3/t；Wc 煤层残存瓦斯量， m3/t。外连煤层掘进巷道的煤断面积取 2.20.8=1.76 ，巷道平均掘进速度预计 为 10m

27、/d(0.0069m/min )，煤密度为 1.31t/m 3，残存瓦斯含量为 2m3/t.嘰觐詿缧 铴嗫偽純铪锩。b、煤壁瓦斯涌出量qm n m V qv (2 L0 /V 1)(4-7)=20.80 0.0069 0.1113(2 800/ 0.0069 1)3=0.8356 m /min式中：n 暴露煤面个数，单巷掘进时 n=2；m 开采煤层厚度， 0.80m ；12V 平均掘进速度， 0.0069m/min ；L0 巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度， 800m；2qv=0.0260.0004（Vr2）+0.16 W02=0.026 0.0004 29.492+0.16 8.43

28、=0.1113式中：Vr 煤的挥发份， 29.49%；3qj = qL + qm =0.1023+0.8356=0.9379 m3/min式中：qj 掘进工作面瓦斯涌出量， m3/min ；qL 掘进落煤瓦斯涌出量， m3/min ；qm 掘进煤壁瓦斯涌出量， m3/min。（2）内连煤层掘进工作面 内连煤层掘进时，工作面瓦斯绝对涌出量计算过程如下： a、内连煤层掘进落煤瓦斯涌出量qL s V r（W0 Wc）（4-8）=3.96 0.0069 1.31（8.84-2）3=0.2448 m/min内连煤层掘进巷道的煤断面积取 2.21.8=3.96 ，巷道平均掘进速度预计 为 10m/d（0.

29、0069m/min ），煤密度为 1.31t/m 3，残存瓦斯含量为 2m3/t.熒绐譏钲 鏌觶鷹緇機库。b、煤壁瓦斯涌出量qm n m V qv （2 L0 /V 1）（4-9）=21.8 0.0069 0.1167（2 800 / 0.0069 1）133=1.9712 m3/min式中：2qv=0.0260.0004（Vr2）+0.16 W02=0.026 0.0004 29.492+0.16 8.84=0.11673qj = qL + qm=0.2448+1.9712=2.216 m3/minxxx 采区内连煤层掘进工作面若采用风排瓦斯，巷道内空气中瓦斯浓度在 0.5%以下，需 443

30、.2 m3/min 新鲜风量。根据 xxxxx 现有的通风系统和生产情况， 给 xxx 采区内连煤层掘进工作面配 443.2 m3/min 新鲜风量比较困难，故先对掘 进工作面进行预抽，降低煤层中的瓦斯含量。 鶼渍螻偉阅劍鲰腎邏蘞。（3）岩巷掘进工作面由于围岩瓦斯储量只占煤层瓦斯储量的 0.050.2，掘进过程中瓦斯涌出量 很小，可以忽略。4、xxx 斯涌出量xxx 斯涌出量由各采面瓦斯涌出量与各掘进面瓦斯涌出量组成。 q=5.3380+4.8000+0.9379+2.2160=13.292m3/min。经计算 xxx 采区绝对瓦斯涌出量为 13.292m3/min。通过上述计算与分析，根据瓦

31、斯涌出量预测结果，若 xxx 采区采用风排瓦 斯，瓦斯浓度在 0.5%以下，至少需要新鲜风量 2658.4m3/min，矿井现目前通风 系统满足不了 xxx 采区风排瓦斯的条件，故只有在抽放后，残余瓦斯通过风排 才可以保证 xxx 采区安全生产。 纣忧蔣氳頑莶驅藥悯骛。144.2 瓦斯抽放的可行性4.2.1 开采层抽放瓦斯的可行性根据邻近 422K 采区的瓦斯资料和开拓回采布置情况，确定 xxx 采区内、 外连煤层以顺层抽放为主，进行先抽后掘、先抽后采等综合抽放瓦斯方法。 颖刍 莖蛺饽亿顿裊赔泷。4.2.2 邻近层抽放瓦斯的可行性 根据煤层赋存条件及开拓开采布置，内、外连煤层间距约 7.2m，

32、但煤层之 间岩石透气性较差，故 xxx 采区煤层均采用开采层瓦斯抽放。 濫驂膽閉驟羥闈詔寢賻。4.2.3 抽放难易程度根据某某大学对 xxxxxxxx 斯赋存规律及治理方案中，对 0m 西北大巷和 xxx 轨道上山所做的煤层透气性统计来看：有两个钻孔煤层透气性系数在 0.1 /（MPa2d）到 10 /（MPa2d）之间，其余孔则大于 10 /（MPa2d）， 平均为 0.xxx0mD ，为可以预抽到容易抽放； 而钻孔瓦斯流量衰减系数有一个孔 小于 0.003d-1，一个孔在 0.05d-1 到 0.003d-1 当之间，其余均大于 0.05d-1，即多 为较难抽放，少数为可以预抽到容易抽放。

33、统计流量测定值时测得的钻孔瓦斯 流量为 2.742 6.66m3/h,抽放管内浓度为 4050%。 銚銻縵哜鳗鸿锓謎諏涼。最终确定 xxx 采区煤层瓦斯预抽难易程度为：可以抽放。5 抽放方法5. 选择瓦斯抽采方法的依据根据 MT5018-96 矿井瓦斯抽放工程设计规范第 4.1.1条规定：选择抽 放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦 斯利用要求等因素经技术经济比较确定。 xxxxx 抽放瓦斯工程系统简单，有利 于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。 挤貼綬电麥结鈺贖哓类。15结合 AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第 7.1.2条规定和矿井实际情况，xx

34、xxx 采用开采煤层瓦斯抽放、和穿层钻孔预抽煤层瓦斯。 赔荊紳谘侖驟辽輩袜錈。5.2 采区瓦斯来源分析矿井瓦斯来源是确定抽放方法的主要依据，因此，应尽量详细地做好以下 测量工作：必须测定出掘进、采煤与采空区的瓦斯涌出量分别占全矿井瓦斯涌出 量的比例；必须准确地判断出采区工作面的瓦斯主要来自本煤层还是邻近层。一 般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量是本煤层的瓦斯涌出量，而 将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层的瓦斯涌出量。 塤礙籟馐决 穩賽釙冊庫。由于 xxx 采区内、外连煤层均采用开采层瓦斯抽放，故抽放的瓦斯大部分 为本煤层中的瓦斯含量。5.3 抽放方法选择根据上面建立的抽

35、放瓦斯的必要性指标和可行性指标，依据规程、规范的 规定论述 xxxxx 采用地面钻孔抽放瓦斯系统。 裊樣祕廬廂颤谚鍘羋蔺。抽放瓦斯方法、方式的选择，根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道 布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。 仓嫗盤紲嘱 珑詁鍬齊驁。（1）为提高瓦斯抽放率 xxx 采区采用开采层瓦斯抽放方法；（2）井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身， 采用开采层瓦斯抽 放；（3）xxx 采区回采巷道掘进时， 必须在掘进工作开始前对煤层进行大面积 预抽或采取边掘边抽的方法稀释煤层中的瓦斯含量； 绽萬璉轆娛閬蛏鬮绾瀧。164）若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储

36、存有高压瓦斯并喷出时，另行制定围岩瓦斯抽放措施。由于 xxx 采区内、外连煤层均采用开采层瓦斯抽放，为降低回采时的绝对 瓦斯涌出量，控制采面瓦斯超限事故，以及 xxxxx 现有的瓦斯抽放条件， xxx 采区煤层选择的抽放方法为：回采巷道打顺层平行钻孔预抽的瓦斯抽放方法。 骁顾燁鶚巯瀆蕪領鲡赙。5.4 钻孔及钻场布置及封孔方法1、顺层平行钻孔预抽（1）抽放层位 开孔位置在外连煤层机、风巷内，钻孔终孔位置位于外连煤层中。（2）钻孔布置 在内、外连煤层机、风巷走向沿煤层施工顺层钻孔（仰孔和俯孔），采用ZDY1250 型矿用全液压钻机施工，钻杆： 50mm0.8m 圆形钻杆，钻头： 75mm 复合片钻

37、头，孔深 100m，钻孔间距 5m。具体布置见图 5-1。 瑣钋濺暧惲锟缟 馭篩凉。（3）封孔采用水泥砂浆及时封孔，下管长度不小于 12m，封孔深度不小于 8m。套 管外露不得少于 0.2m。钻孔封好后用弹簧管将钻孔内的套管与抽放主管路混合 器连接好，主管路及支管设流量计、 测气嘴、闸门等， 抽放管路沿途设放水器， 每天管路巡查人员必须将放水器的水放尽。 鎦诗涇艳损楼紲鯗餳類。172、掘进工作面边掘边抽： 掘进工作面钻孔以降低前方煤体集中应力，释放煤层瓦斯压力。因此，在 掘进过程中，对掘进工作面进行超前卸压抽采，即“先抽后掘”的方法。另外， 在保证掘进工作面正常循环作业的情况下，采用 “边掘边

38、抽 ”的方法。具体布置 见图 5-2。栉缏歐锄棗鈕种鵑瑶锬。18图 5-2 边掘边抽3、穿层钻孔预抽煤层瓦斯：为了降低煤层煤巷掘进过程中瓦斯超限的危险性，在附近岩巷施工钻场运用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，使煤层卸压，改变煤体应力分布，降低煤 巷附近的瓦斯含量，保证煤巷安全掘进。 具体布置见图 5-3。 辔烨棟剛殓攬瑤丽阄应19图 5-3 穿层钻孔6 瓦斯抽放管路系统及设备选型6.1 抽放管路选型及阻力计算6.1.1 规定根据 AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范，对瓦斯抽放管路有如下要求：5.4.1条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利 用的要求以及矿井的发展规划等因

39、素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改 动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求： 峴扬斕滾澗辐滠兴渙藺。20抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角 度不应大于 50； 抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置； 若设于主 要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于 1.8m，并固定在巷道 壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求； 抽放瓦斯管件的外缘距巷道 壁不宜小于 0.1m； 詩叁撻訥烬忧毀厉鋨骜。 当抽放设备或管路发生故障时， 管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及 机电硐室内；尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁； 管径要统一，变径时必须设过渡节。 5.

40、4.2条：抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力 相适应，抽放管路按安全流速为 515m/s 和最大通过流量来计算管径，抽放系 统管材的备用量可取 10%。则鯤愜韋瘓賈晖园栋泷。5.4.3条：当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺 寸大 100mm；当沿竖井敷设抽放管路时， 应将管道固定在罐道梁上或专用管架 上。 胀鏝彈奥秘孫戶孪钇賻。5.4.4条：抽放管路总阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低负压瓦 斯管路阻力公式计算；局部阻力可用估算法计算， 一般取摩擦阻力的 10%20%。 鳃躋峽祷紉诵帮废掃減。5.4.5条：地面管路布置： 不得将抽放管路和自来

41、水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电 缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内；主干管应与城市及矿区的发展规划和建筑布置相结合； 抽放管道与地上、下建 （构）筑物及设施的间距，应符合工业企业总 平面设计规范的有关规定；21 瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建 （构）筑物，一般情况下也不得 穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。 稟虛嬪赈维哜妝扩 踴粜。瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：分期建设、分期投产的矿井，抽放瓦斯工程可一次设计，分期建设、分 期投抽。抽放瓦斯站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，宜采用 集中建站方式。当有下列情况之一时，可采用分散建站方式： 陽簍

42、埡鲑罷規呜旧岿錟。分区开拓或分期建设的大型矿井，集中建站技术经济不合理。矿井抽放瓦斯量较大且瓦斯利用点分散。 一套抽放瓦斯系统难以满足要求 . 设计选用的抽放管路基本沿回风巷道布置。 根据瓦斯抽出量及分布情况， xxx 斯抽放管路主管管径、规格：主干管为 直径 150mmPVC 管，采用直径 38mmPVC 瓦斯抽放管为每个钻孔的支管道， 采 用直径 50mm的 PVC 管为掘进巷道瓦斯抽放管道，采用直径 100mm的 PVC 管为回采巷道瓦斯抽放管道。 沩氣嘮戇苌鑿鑿槠谔應。各瓦斯抽放管路均选用 PVC 管。6.1.2 计算方法瓦斯抽放管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：6-1)D 0.14

43、57 VQ式中 D瓦斯管内径， m；3Q管内瓦斯流量， m3/min ；V 瓦斯在管路中的经济流速， m/s，一般取 V 1015m/s，取 13m/s。22根据采区及各采区抽放瓦斯量、抽放瓦斯浓度，考虑到为今后抽放瓦斯留有余量 （ 可能的最大流量 ），分别计算选择各段抽放管路如下： 钡嵐縣緱虜荣产涛團蔺。1、对于去往 xxx 采区外连煤层管路的选择1）干管：d 0.14576-2)0.1457 6.2759130.101m）6-3)6-5)2）掘进支管：D= 0.14572.216136-6)管路选用直径 150mm 的 PVC 管做为抽放瓦斯主管2)掘进支管：D= 0.14570.9133

44、790.039 （m）管路选用直径 50mm 的 PVC 管做为掘进工作面抽放瓦斯支管采面支管：D= 0.1457 5.338136-4)0.093 (m)管路选用直径 100mm 的 PVC 管做为采煤工作面抽放瓦斯支管2、对于去往 xxx 采区内连煤层管路的选择（1）干管： d 0.14577.01613=0.107m管路选用直径 150mm 的 PVC 管做为抽放瓦斯主管0.060 (m)23管路选用直径 100mm 的 PVC 管做为掘进工作面抽放瓦斯支管采面支管：D= 0.14576-7)0.089 （m）管路选用直径 100mm 的 PVC 管做为采煤工作面抽放瓦斯支管3、对于去往

45、 xxx 采区管路的选择：主干管：d0.1457(6-8)13.292150.137 （m）管路选用直径 150mm的 PVC管做为 xxx采区的抽放瓦斯主管管路摩擦阻力计算计算直管摩擦阻力，可按下式计算：hf9.8L Q2k0d56-10)式中 hf 阻力损失， Pa；L 直管长度， m；Q管路的混合瓦斯流量， m3/h； d管道内径， cm； k0 系数，见表 6-1；混合瓦斯对空气的相对密度。6-10）式中混合瓦斯对空气的相对密度按下式计算：p1 n1 p2 n 2p2式中 p1瓦斯密度，取 0.715kg/m3；24n1混合瓦斯中瓦斯浓度度；P2空气密度，取 1.293kg/m3； n

46、2混合瓦斯中空气浓度。表 6-1 不同管径的系数 K0 值通称管径 (mm)152025224050K0值0.460.470.480.490.500.52通称管径 (mm)7080100125150150K0值0.550.570.620.670.700.71在实际情况中，可用估算的办法计算局部阻力，一般取摩擦阻力的10%20%。xxx 斯抽放管按内、外连煤层进行分别布置，按系统中管路最长，阻力最 大的一条进行计算：其管路最长，阻力最大的是总干管从地面瓦斯泵房经 +400m 水平无人区域、 西轨上山、西延深副暗斜井到 0m 西北大巷，再由 0m 西北大巷到 xxx 采区 内、外连煤层各工作面回风

47、巷的瓦斯抽放管。根据本采区抽放瓦斯系统管路布 置，总干管从地面瓦斯抽放泵房到西延深副井下车场L1=3200m，采用直径200mm的PVC瓦斯抽放瓦斯管 1趟至 xxx 采区 0m水平 L2=1500m，采用直 径 150mm 的 PVC 瓦斯抽放瓦斯管 1 趟为 xxx 采区的主管道 L3=800m ，最大混 合瓦斯流量 400m3/h，瓦斯浓度 50%；其余回采巷道布置的瓦斯抽放管均为直 径 100mm 的 PVC 管 L4=1000m，最大混合瓦斯流量 300m3/h，瓦斯浓度 60%。 局部阻力用估算法计算， 按摩擦阻力的 15%考虑，根据上述抽放瓦斯管路系统， 计算管网阻力如下： 懨俠

48、劑鈍触乐鹇烬觶騮。(1)直管段摩擦阻力按式( 6-10)计算直管段管路总阻力：H1=9.81000 0.7320.62 10530029.8800 0.7756 40020.70 105=10413+1390625=24319(Pa)(2) 局部阻力抽放系统的局部阻力为：Hj=2431915%=3649(Pa)(3) 抽放系统最大管网阻力 抽放管路系统最大管网阻力为：HZ=24319+3649=27968(Pa)预计 xxx 斯抽放管路的管路阻力为 27968Pa。6.2 瓦斯抽放泵选型根据 AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范，对瓦斯抽放设备有如下要求：5.5.1 条：矿井抽放瓦斯设备的能

49、力，应满足矿井抽放瓦斯期间或在抽放瓦 斯设备服务年限内所达到的开采范围的最大抽放量和最大抽放阻力的要求，且 应有不小于 15%的富裕能力。矿井抽放系统的总阻力，必须按管网最大阻力计 算，抽放瓦斯系统应不出现正压状态。 謾饱兗争詣繚鮐癞别瀘。xxxxx 于 2009 年 3 月建成了地面固定式瓦斯抽采系统，对西延深 0m 水 平和 xxx 采区进行预抽。抽放泵选用水环式瓦斯抽放泵，型号规格为 2BE1-303 ，最大抽出率 51.7m3/min，抽放负压 30Kpa，配套防爆电动机 380/660V ，抽放泵功率 75kW 。xxx 采区主要巷道均布置在稳定的岩层中， 确 保了在回采工程中巷道的稳定，在开采方式上先开采外连煤层，预抽采内连煤 层瓦斯的方式，遵循了能抽采必须抽采的原则，采用多措并举的方式提高矿井 瓦斯抽采率。 呙铉們欤谦鸪饺竞荡赚。6.3 辅助设备抽放管路附属装置及设施安装应符合以下要求： 主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置； 抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离 (间距一般 为 200m 300m，最大不超过 500m)应设置放水器； 莹谐龌蕲賞组靄绉嚴减。26在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测