主焦煤矿抽放设计说明书修改

1、安阳市主焦煤业有限责任公司地面固定抽采瓦斯系统方案设计河南理工大学二 00 八年三月地面固定抽采瓦斯系统方案设计设计负责人：魏风清高级工程师参加人员：刘 操讲师史广山研究生赵萌研究生李连昌研究生河南理工大学00 八年三月言 . 矿井概况 . 矿井历史沿革 地理位置和交通 井田范围和煤炭储量 . 地层、煤层和煤质 地质构造 矿井通风 等级鉴定和地勘瓦斯情况 矿井采掘开拓现状 1.21.31.41.51.61.71.8矿井瓦斯抽放的必要性和可行性2.1瓦斯涌出量预测 2.1.1 分源预测法 2.1.2 瓦斯涌出量预测基础数据2.1.3 瓦斯涌出量预测结果 . 矿井瓦斯抽放的必要性 矿井瓦斯抽放的可

2、行性 2.22.3瓦斯抽采设计参数3.13.23.33.43.5矿井瓦斯储量 瓦斯抽采率 . 瓦斯可抽量 . 瓦斯抽采规模 瓦斯年抽采量瓦斯抽采方法 .4.14.2抽采方法选择依据 回采工作面抽放方法 4.2.1 4.2.2 4.2.3 4.2.4平行钻孔预抽 . 采面浅孔抽放 . 迎向钻孔抽放 . 采空区埋管抽放4.3掘进工作面抽放方法4.3.1 隔断式抽放 4.3.2 超前抽放 抽放钻孔的密封 4.6.1 封孔深度 4.6.2 封孔材料 4.6.3 封孔工艺 抽放管路系统和设备选型5.1 井下抽放管路系统 5.1.15.1.25.1.35.1.45.1.55.1.6 5.1.74.6抽放管

3、路系统路线 抽放规模预计 抽放管路选型 管路连接 管路敷设 钻孔与管路的连接 瓦斯抽放管道的附属装置5.2 地面抽放泵站管路和设备系统5.2.1 抽放泵选型 12 . 2 . 2 . 3 . 3 . 4 . 5 . 5 . 68 . 8 . 8 13 15 15 16 17 17 17 18 18 19 20 20 20 21 21 21 22 24 24 26 27 27 27 28 29 29 29 29 31 32 32 32 34 35 365.2.2 地面泵站的附属装置 瓦斯抽放系统的安装 6.1 瓦斯抽放系统安装的基本要求 6.2 瓦斯抽放泵的安装 6.3 瓦斯抽放、排放管路及附属

4、设施安装地面抽放站建设 7.17.27.37.47.57.67.7地面抽放站站址 地面抽放站总平面示意图 地面抽放站供配电 抽放站供水系统 抽放站地面建筑 抽放泵房通风和采暖 . 地面抽放站环境保护 .安全监测及安全措施 8.1 安全监测与计量 8.2 主要安全措施及附属设施 抽放泵站站址选择 抽放站内的建筑设计 泵站主要设备及附属设备选型 管路安装 打钻安全技术措施 其它 8.2.18.2.28.2.38.2.48.2.58.2.6瓦斯抽放工程技术经济指标 9.1 劳动定员 9.2 投资概算 9.3 矿井瓦斯利用和经济效益 4042424242434343434345454647474747

5、4748484850515151951、八-前言安阳市主焦煤业有限责任公司主焦矿井 （ 以下简称主焦煤矿 ） 原属安阳县办煤矿，生产能力为15万t/a,该矿经过近年来的改扩建已达到实际生产能力40万t/a左右、设计设计生产能力为60万t/a的中型矿井。根据该矿提供的矿井改扩建初步设计和矿井瓦斯涌出资料 （2007 年鉴定报告 ）, 相对瓦斯涌出量为 12.97m3/t, 绝对瓦斯涌出量为 9.7m3/min, 属于高瓦斯矿井。根据地勘 报告知其井田附近瓦斯含量为 2.689.16 m3/t,平均瓦斯含量为6.29 m3/t。中国矿业大学 2007年对该矿-350m以上水平二1煤层瓦斯基础参数进

6、行了研究，在-350消防库、-350水 仓绞车房测得绝对瓦斯压力分别为0.39MPa 0.23MPa,并根据-350消防库处瓦斯压力反推 出该处瓦斯含量为6.74m3/t，利用矿山统计法分析得出二1煤层瓦斯涌出量随开采深度的 变化规律；q = -0.023x-2.1838。随矿井产量的增加和开采范围的扩大及开采水平的延伸,矿井该矿今后采掘进工作面和采空区的瓦斯涌出量都将进一步增大。为贯彻执行党和国家的“安全第一 , 预防为主”的安全生产方针和国家安全生产监督管理局制定的“先抽后采 , 以风定产, 监测监控”的煤矿安全生产管理方针。安阳市主焦煤业有限责任公司特委托河南理工大学进行主焦煤矿地面固定

7、抽采瓦斯系统方案设计。本方案设计依据：矿井瓦斯抽放管理规范（煤安字1997第189号）；煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027 2006）; 河南省煤炭工业管理局文件（豫煤安20071号）； 矿井抽放瓦斯工程设计规范（MT501896）； 矿井瓦斯抽采工程设计规范（送审稿）； 防治煤与瓦斯突出细则（煤安字1995第30 号）； 煤矿安全规程（2006年版）； 煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）。设计的主要技术经济指标 预计二 1 煤层平均瓦斯含量： 7m3/t ； 分源预测法预测矿井绝对瓦斯涌出量 : 33.13m3/min；3 矿井瓦斯抽放混合流量 : 77.28m3/min。271矿井概

8、况1.1矿井历史沿革安阳市主焦煤矿原属安阳县办煤矿，设计生产能力为15万t/a，1980年淹井后，通过 有关程序注销了生产能力，1984年由安阳矿务局购买，井筒计划作为岗子窑煤矿的风井使 用。1994年经河南省煤炭厅豫煤计字（1994）413号文批准将岗子窑煤矿报废，主焦煤矿作为接替矿井。目前，主焦煤矿经过近年来的改扩建已达到实际生产能力40万t/a左右、设计生产能力为60万t/a的中型矿井。1.2地理位置和交通主焦煤矿位于安阳矿区北部的伦掌乡内，东距安阳市38km，南距水治镇15km，地理座标为北纬36 14 1636 16 26东径114 05 36114 07 04行政区划从主焦煤矿到杜

9、家岗一线以南，属河南省安阳县管辖，以北属河北省磁县管辖，地处豫冀两省交界。主焦煤矿区域交通以公路为主。 该矿东南38km至京广铁路安阳站，西距1.7km与矿 区内部安阳一岗子窑专用运煤铁路的积善车站相接。大湖水冶观台公路从矿井西1Km处通过，并与安林公路（S301）相连。交通便利，见图1-1。古蔬*基.对家淘口东岗镇J/血卸YL北丁悔帝沙：敎场王家淘、-产氤i镇 I上$ /_ 3东赵村林州市上寺乎I?都細冰 7% 工口马爭臣J j!铜治镇I?卜椒cf蠹矿略城镇7、安丰习文* c(W0-Wc)M(2-2)式中:q1 开采层(包括围岩)相对瓦斯涌出量，m3/t ；K1 围岩瓦斯涌出系数；K1值选取

10、范围为1.11.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，Ki取1.3；局部充填法管理顶板Ki取1.2；全部充填法管理顶板Ki取1.1 ;砂质泥岩等致密性围岩 Ki取值可偏小;K2 工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算;K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，K3按下式计算:K3 =(L-2h)/LL 工作面长度，m；h 掘进巷道预排等值宽度，m；如无实测值可按表2-1选取; 开米层厚度，m ；moM工作面采高，m；煤层原始瓦斯含量，m3/t;煤层原始瓦斯含量，m3/t;WoWoWc运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t。(2)邻近层瓦斯涌出量 邻近

11、层瓦斯涌出量采用下式计算:nq2 =2 (W0i -Wci)i -4(2-3)式中:q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t ；Woi 第i个邻近层煤层原始瓦斯含量,第i个邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t，如无实测值可参照开采层选取;m3/t,如无实测值可参照开采层选取;mi 第i个邻近层煤层厚度，m；M 工作面采高，m；3 第i个邻近层瓦斯排放率，。当邻近层位于冒落带中时，3 =1。当采高小于4.5m时，ni按下式计算或按图2-1选取。(2-4)式中:hi 第i邻近层与开采层垂直距离，m ；h p 受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。开采层顶、底板的破坏

12、影响范围hp按建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设于 压煤开采规程中附录六的方法计算。当采高大于4.5m时，ni按下式计算:(2-5)“hihi3 =100 0.047 丄84.04ML式中:hi 第i邻近层与开采层垂直距离，m ；M 工作面采高，m；L工作面长度，m。02J4序-1O0 屆/M/ZLOOaa602040$0soICO总0 皿 O图2-1邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线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2.1.1.2掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出来源主要有两类：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤瓦斯 涌出量。掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝

13、对瓦斯涌出量表示，用下式计算:(2-6)式中:q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min ；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min ；q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。(1) 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量掘进巷道煤壁瓦斯涌出量由下式计算:q31I V丿(2-7)式中:q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min ；D 巷道断面内暴露煤壁面的周边长度， m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m。为开采层厚度；对于厚煤层，D = 2h + b，h及b分别为巷道的高度及宽度;v 巷道平均掘进速度，m/min ；L 巷道长度，m;q0 煤壁瓦斯涌出强度,m3/m2min，如无实测值可参考下

14、式计算:qo =0.0260.0004(Vr)2 +O.16xW0(2-8)式中:Vdaf煤中挥发分含量,%；W。煤层原始瓦斯含量,m3/t。(2) 掘进巷道落煤瓦斯涌出量掘进巷道落煤瓦斯涌出量由下式计算:q4 =SxvxYx(W0 Wc )(2-9)式中:q4掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min ；S 掘进巷道断面积，m2;v巷道平均掘进速度， m/min ；W。V煤的视相对密度，t/m3； 煤层原始瓦斯含量，m3/t;Wc 运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t。2.1.1.3生产采区瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之 和，由下式计算:f

15、n(2-10)Kx S q采i A +1 4 40q掘i j clyiT 丿A0q区=式中:生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t ；K 一一生产采区内采空区瓦斯涌出系数；对于单一煤层，K=1.201.35 ,对于近距离煤层群，K = 1.251.45 ；第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；A 第i个回采工作面的日产量，t；q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min ；A生产采区平均日产量,to2.1.1.4矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量为矿井内全部生产采区和已采采空区瓦斯涌出量之和，由下式计算:K x (送 q区i A0i q7丿q# _ n送ADii 4(2-11)式中:q井 矿

16、井相对瓦斯涌出量，m3/t;q区i 第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t;A0i 第i个生产采区平均日产量，t;K ”一一已采采空区瓦斯涌出系数；对于单一煤层，K、1.151.25,层群，K“ =1.25 1.45 o对于近距离煤2.1.2瓦斯涌出量预测基础数据根据主焦煤矿二1煤层瓦斯基础参数，结合采掘工艺，预测将来为满足60万t/a产量21采区和22采区同时生产、21采区结束后22采区和23采区同时生产、22米区结束后23采区和31采区同时生产的矿井瓦斯涌出量。2.121瓦斯基础参数根据中国矿业大学提供的主 焦煤业有限责任公司-350以上水平二1煤层瓦斯参数研究报告可知:(1)应用M- n

17、型胶囊一压力粘液封孔、速凝膨胀水泥封孔测定煤层瓦斯压力技术, 在-350-350消防库、-350水仓绞车房处施工了 2个测压孔，测得二1煤层瓦斯压力，见表2-2 o(2)测定了二1煤层煤样的瓦斯吸附常数 a b值，并测算了二果见2-3、表2-4 o1煤层的瓦斯含量，结测定了二1煤层煤样的孔隙率，测定结果见表 2-5o根据主焦井田附近地勘钻孔二1煤层瓦斯含量(见表1-5)有:煤层标高界于-77.97-433.80m，沼气含量为2.689.16 ml/g r,平均沼气含量为 6.29 ml/g 2综合已知数据预计二中国矿业大学提供的主1煤层工业分析结果取1煤层今后开采范围内二1煤层平均原始瓦斯含量

18、为7m3/t。根据焦煤业有限责任公司-350以上水平二1煤层瓦斯参数研究报告，主焦煤矿Mad=0.85%, Aad=12.62%, Vdaf=18.48%。表2-2 二1煤层瓦斯压力测定结果汇总表钻孔 位置测压煤 层编号孔深(m)封孔 长度(m)真方 位角角度见煤标高(m)地面标高(m)瓦斯压力(MP a)绝对瓦斯压力(MPa)-350 消防库124.013.512 -25 -375.0241.00.290.39-350 水仓绞车 房157.017.538 -26 -360.1241.00.130.23表2-3 -350消防库处二1煤样吸附常数a，b值取样 地点1/a1/ab水分Mad(%)灰

19、分Aad(%)不考虑灰分水分考虑灰分水分a值(m3/t)b值-1 (MPa )a值 (m 3/t)b值-1 (MPa )-350消防库二1煤层 煤样0.04290.39800.8512.6223.311.0826.941.08表2-4 二1煤层含量测算结果表煤样编号绝对瓦斯压力(MPa)吸附量(m3/t)游离量(m3/t)总含量(m3/t)-350消防库二1煤层处0.396.650.096.74表2-5二1煤层煤样真、视比重和孔隙率测试结果取样地点煤层编号真比重3(g/cm )视比重3 (g/cm )孔隙率(%)-350消防库(1#测压孔)二1煤层1.43011.37254.03-350水仓绞

20、车房二1煤层1.43561.37454.262.1.2.2煤层基础参数1煤层是主焦煤矿的主要可采煤层，区内钻孔和矿井采掘工程揭露该煤层厚度为3.17.4m,平均6.2m,煤层厚度较稳定。根据煤矿瓦斯抽采基本指标AQ1024-2006规定的残存瓦斯含量计算公式可推算主焦煤矿的煤在标准大气压下的残存瓦斯含量为1.83 m3/t2.1.2.3采掘工作面参数矿井以2个采区2个回采工作面、4个掘进工作面保证矿井的设计生产能力。煤巷掘进工作面断面为梯形，采用金属支架支护，净断面6.3m2，掘进断面7.7 m2。采用放炮落煤掘进工艺，月进尺150m，日产量51t。回采工作面斜长120m,日产量1000t，炮

21、采放顶煤工艺，采高 6.2m，回采率85%。巷道瓦斯排放带宽度10.5m。2.124采空区瓦斯涌出系数生产采区采空区瓦斯涌出系数 K 、已采采区采空区瓦斯涌出系数 K “均取1.25。2-6所2.1.3瓦斯涌出量预测结果为满足矿井设计生产能力，两采区同时生产时矿井瓦斯涌出量预测结果如表 示。表2-6主焦煤矿瓦斯涌出量预测结果瓦斯涌出量1个掘进工作面1个回采工作面1个生产采区全矿井绝对瓦斯涌出量3 （m /min）1.876.8613.2533.13相对瓦斯涌出量（m3/t）9.8819.0823.852.2矿井瓦斯抽放的必要性根据煤矿安全规程（2006）第一百四十五条、矿井瓦斯抽采管理规范（煤

22、安字1997第189号）第9条、煤矿瓦斯抽放规范（AQ10272006）第4.1条、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ10262006）第3条的有关规定，有下列情况之一的矿井，必须建立 地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统：（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出量大于 3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的： 大于或等于40m3/min ； 年产量1.01.5Mt的矿井，大于30m3/min ； 年产量0.61.0Mt的矿井，大于25m3/min ； 年产量0.40.6Mt的矿井，大于20m3/min ； 年产

23、量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。(3) 开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。目前，主焦煤矿鉴定为高瓦斯矿井，矿井瓦斯涌出量还没达到 25m3/min，单个采煤 工作面和单个掘进工作面的的瓦斯涌出量也还没有达到 5m3/min和3m3/min。但是，随着 主焦煤矿技术改造的推进，矿井产量将会增加，开采深度将会加深，瓦斯含量将会增大。按照分源预测法预测双采区(2个采煤工作面、4个掘进工作面)同时生产时，单个掘进工 作面绝对瓦斯涌出量达到1.87m3/min，单个回采工作面的绝对瓦斯涌出量将达到3_336.86m /min，单个采区瓦斯涌出量13.25m /min，矿井绝对瓦斯涌出量将

24、达到 33.13m /min。因此，主焦煤矿建立地面固定抽采瓦斯系统是必要的。2.3矿井瓦斯抽放的可行性根据矿井瓦斯抽采管理规范(煤安字1997第189号)第19条、煤矿瓦斯抽放规 范(AQ1027 2006)第7.2.1条的有关规定，衡量未卸压的原始煤层瓦斯抽放可行性指 标有2个：煤层透气性系数(入)，钻孔瓦斯流量衰减系数(a。按入、a判定本煤层瓦斯 抽放可行性标准如表2-7示。目前，主焦煤矿没有测定过钻孔瓦斯流量衰减系数。根据中国矿业大学提供的主焦 煤业有限责任公司-350以上水平二1煤层瓦斯参数研究报告，实测二1煤层透气性系数入结果为:31.78 m2/(MPa2.d);为容易抽放煤层。

25、因此，主焦煤矿瓦斯抽放是可行的。从抽放效果的角度考虑，建议矿方进一步对钻孔瓦斯流量衰减系数(a进行测试，或者利用现有的条件进行试抽放和抽放考察，确定出一套行之有效的抽放技术，达到不但可行、而且高效的抽放瓦斯。表2-7本煤层预抽瓦斯难易程度分类表抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数 a (d-1)煤层透气系数2 2 入(m/MPa )容易抽放10可以抽放0.003 0.0510 0.1较难抽放0.050.13瓦斯抽采设计参数3.1矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指矿井可采煤层的瓦斯储量、 受采动影响后能够向开采空间排放的不 可采煤层及围岩瓦斯储量之和。其计算公式为:（式 3-1）式中：W 矿井瓦斯储量，M

26、m3;W1 可采煤层的瓦斯储量，Mm3;W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3;W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3;实测或按下式计算:（式 3-2）式中:K围岩瓦斯储量系数，一般取 K=0.050.10;当围岩瓦斯很小时，W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取之或实测确定。主焦煤矿主采煤层属于华北型石炭系，采动影响范围内无邻近煤层即W2=0,围岩瓦W=W1。斯含量很小即W3=0,则主焦煤矿矿井瓦斯储量为主采煤层的瓦斯储量总和，即截止2006年年底，主焦煤矿二1煤层可采煤炭储量2590万t，2007年年产量约为40 万t。目前，取该矿可采煤炭储量

27、为2006年年底的可采煤炭储量减去2007年的采出量, 即2550万t，平均瓦斯含量7m3/t,则矿井瓦斯储量为 W=W1=178.50Mm3。3.2瓦斯抽采率瓦斯抽采率可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的瓦斯抽采方法等因 素综合确定，也可参照邻近矿井或条件类似矿井数值选取。根据矿井瓦斯抽采管理规范（煤安字1997第189号）第28条、矿井瓦斯抽放规范（AQ10272006）第8.6.3条规定，以本煤层预抽为主的矿井，工作面抽采率不小 于25%，矿井抽采率不小于20%。根据煤矿安全规程（2006）第190条，采用预测煤 层瓦斯作为防突措施时，煤层瓦斯预抽率大于30%。根据河南省煤炭

28、工业管理局文件（豫 煤安20071号），高、突采面采前瓦斯预抽率不得低于 30%。（送审稿）第4.3条规定，工作面绝对瓦斯涌出20% ;矿井绝对瓦斯涌出量为510m3/min，矿井根据主焦煤矿二1煤层的实际情况,采煤工作面瓦斯预抽率设计为30%,矿井瓦斯抽根据矿井瓦斯抽米工程设计规范 量为510m3/min，工作面抽采率不小于 抽采率不小于20%。采率设计为30%。3.3瓦斯可抽量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中在当前技术条件下能被抽出来的最大瓦斯量。其计算公 式是:（式 3-3）式中：W抽 矿井可抽瓦斯量，Mm3;（式 3-4）可抽系数。K 可=KKKg式中:K1煤层瓦斯排放系数；K2负压抽采时抽

29、采作用系数，K2=1.11.2;Kg矿井瓦斯抽采率，。根据矿井瓦斯抽采管理规范（煤安字1997第189号）第28条、矿井瓦斯抽放 规范（AQ10272006）第8.6.3条规定，以本煤层预抽为主的矿井，工作面抽采率不小 于25%，矿井抽采率不小于20%。根据煤矿安全规程（2006）第190条，采用预测煤 层瓦斯作为防突措施时，煤层瓦斯预抽率大于30%。根据河南省煤炭工业管理局文件（豫 煤安20071号），高、突采面采前瓦斯预抽率不得低于 30%。根据主焦煤矿二1煤层的实际情况，取 W=17850万m3, K可=0.3，则主焦煤矿二1煤 层的可抽瓦斯量为W抽=5355万m3。3.4瓦斯抽采规模根

30、据矿井生产能力和采掘接替安排，主焦煤矿瓦斯抽采规模设计为2个回采工作面和4个掘进工作面同时进行瓦斯抽采。根据矿井瓦斯涌出量和矿井瓦斯预抽率确定矿井瓦斯抽采量，预计主焦煤矿瓦斯抽采3量为 8.99m /min。3.5瓦斯年抽米量矿井瓦斯年抽采量根据下式计算:Qn =1440x365xQ/1000000（式 3-5）式中:Qn矿井瓦斯年抽米量，Mm3;Q瓦斯抽采规模，m3/min。预计主焦煤矿瓦斯年抽采量为 4.72Mm3。4 瓦斯抽采方法4.1 抽采方法选择依据选择瓦斯抽采方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、时间配合、瓦斯基1)础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列

31、要求： 尽可能利用开采巷道抽采瓦斯，必要时可设专用布置钻场、钻孔的瓦斯抽采巷 道。适应煤层的赋存条件及开采技术条件。有利于提高瓦斯抽采率。4)抽采效果好，抽采的浓度尽可能满足利用要求。5)尽量采用综合瓦斯抽采方法。6)容易抽采和可以抽采的煤层，宜采用本层预先抽采方法，可采用沿层或穿层布抽采瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽采成本低。主焦煤矿二 1 煤层为较难抽采的单一煤层，是矿井瓦斯的主要来源，目前该矿属于高 瓦斯矿井，随着开采深度的增加可能转为具有突出危险的煤层， 据此选择开采层预抽方法 作为主焦煤矿的主要抽采方法。开采层瓦斯抽采方法可按下列要求选择：孔方式。2)可以抽采

32、及较难抽采的煤层，宜采用边采边抽方法。3)单一较难抽采的高瓦斯煤层，可选用密集网格穿层钻孔、 交叉钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、 深孔控制预裂爆破、 高压水射流扩孔等方法强化抽采。对煤与瓦斯 突出严重的煤层，宜选择穿层网格布孔方式。4)煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的抽采方法。根据主焦煤矿二 1 煤层赋存条件、瓦斯来源、 煤层瓦斯含量等瓦斯抽采基础参数及巷 道布置方式， 回采工作面采用开采层预抽、 边采边抽和采空区抽采相结合的抽采方式， 掘 进工作面采用隔断式抽放、超前抽放等抽采方法。4.2 回采工作面抽放方法根据主焦煤矿二 1 煤层赋存条件、瓦斯来源、 煤层瓦斯

33、含量等瓦斯抽采基础参数及巷 道布置方式， 回采工作面采用开采层平行钻孔预抽、 边采边抽和采空区上隅角埋管抽采相结合的抽采方式，如图4-1所示。在瓦斯抽放巷道，工作面顺槽均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放场，钻场，钻场 的支护方式与所在布置巷道的支护方式相同，在巷道掘进的过程中同时准备好。埋管抽放边采边抽/回风巷底臂亠RI 刃A存进风巷浅孔抽放图4-1回采工作面综合抽放示意图4.2.1平行钻孔预抽(1) 钻孔布置方式决定采用顺煤层平行布孔方根据回采工作面的煤层地质条件和机风两巷的断面大小, 式，如图4-2所示。由工作面机巷施工上行钻孔，钻孔轴线平行于回采工作面煤壁。(2) 钻孔布置参数钻孔为上行钻孔，由回采工作面机巷施工，钻孔间距1.5m。自距离工作面切眼 5m起，沿机巷每1.5m布置一