青海门源人头沟煤矿瓦斯抽采方案(修好)1

1、青海省门源县人头沟煤矿瓦斯抽采系统方案设计 青海门源人头沟第一煤矿有限公司人头沟煤矿瓦斯抽采系统方案设计青海煤矿设计研究院2012年04月16日参加设计人员名单序号 专 业姓 名职 称签 名1通 风赵宏博高级工程师2采 矿赵西锦高级工程师3通 风温树民工程师4安 全计小鹏高级工程师5安 全李全政工程师6机 电卞广清高级工程师7机 电闫 博高级工程师8机 电周忠祥助理工程师8机 电姚京栋助理工程师9土 建沈志宏助理工程师10测 量王润生高级工程师11经 济李超群经济师注册造价师12经 济李立平经济师注册造价师参加审定人员名单姓 名职务/职称赵西锦总工程师/高级工程师单玉昆院长/高级工程师孙留和高

2、级工程师LXV 目 录前 言.1第一章 设计依据2第二章 矿井概述3第一节 矿井基本概况3第二节 煤层赋存及瓦斯情况4第三节 采区布置与采煤方法6第四节 矿井通风与瓦斯6第三章 抽放瓦斯设计参数8第一节 煤层瓦斯基本参数8第二节 矿井瓦斯储量10第三节 矿井应抽瓦斯量11第四节 矿井抽放规模12第四章 抽放方法设计13第一节 瓦斯来源分析13第二节 抽放方法选择13第三节 抽放工艺及参数15第四节 抽放钻孔施工设备选型21第五章 抽放管路系统的选型计算22第一节 抽放管路系统计算22第二节 抽放瓦斯管路的附属装置24第三节 瓦斯抽放管路敷设的基本要求25第六章 瓦斯抽放泵选型计算27第一节 瓦

3、斯泵流量计算27第二节 瓦斯泵抽放负压计算27第三节 瓦斯抽放泵选型28第七章 抽放泵站工程32第一节 抽放泵站位置及抽放站房屋32第二节 泵站地面设备33第三节 泵站管理安装35第四节 泵站供电36第五节 泵站瓦斯监测及抽放参数测定37第八章 投资概算及人员组织38第一节 投资概算38第二节 机构组织和人员配备40第九章 主要安全措施41前言为切实贯彻落实“以风定产、监测监控、先抽后采”的瓦斯治理十二字方针，加强瓦斯治理技术管理，保证煤矿安全工程的投入，防止瓦斯事故，根据中华人民共和国安全生产法、煤矿安全规程、煤矿瓦斯抽放规范等有关安全生产的法律、法规的规定，为提高煤矿本质的安全度和安全管理

4、水平，降低风险，预防事故的发生，保护煤矿职工的安全和健康，为了达到安全管理的标准和有关法规标准对高瓦斯矿井瓦斯抽放的要求，对其地面固定抽放系统进行初步设计。青海省门源人头沟第一煤矿位于门源县西南10Km 处，隶属于门源县青石嘴镇管辖，其地理坐标为：东经101 3209101 32 37 " ，北纬372120372136在所圈定的井田范围内，井田走向长450m，倾斜宽600m，面积为0.27Km² 。本设计是依据国家有关安全生产的法律、法规、青海煤矿设计院设计的青海门源人头沟一矿煤矿安全专篇说明，根据建设单位提供的相关资料，并结合现场勘测取得的资料编制而成。本方案由于受设计

5、时间限制，其深度与相关的安全技术标准、规程、规范的要求相比，还需要进一步完善。建议在建设和安装施工过程中完善、补充相关内容，落实有关安全技术及管理措施，确保工程建设的安全。本次设计由设计组集体完成。受设计人员经验和水平的限制，本次设计如有许多不当之处，敬请批评指正。第一章 设计依据（一）设计依据1.中华人民共和国安全生产法；2.中华人民共和国矿山安全法；3.煤矿安全监察条例；4.国务院关于进一步加强企业安全生产工作的通知 国发201023号；5. 国务院关于坚持科学发展安全发展促进安全生产形势持续稳定好转的意见国发201140 号；6. 国家能源局关于印发煤矿企业瓦斯防治能力评估管理办法和基本

6、标准的通知（国能煤炭2011414号）；7.关于进一步健全煤矿瓦斯综合治理工作体系建设工作机制的通知煤安监司办201211号；8. 2012年煤矿安全工作要点煤安监办20123号9.国家煤矿安监局关于深入贯彻落实国办发201126号文件精神进一步加强煤矿瓦斯防治监管监察的通知煤安监技装201122号；10.国家煤矿安监局关于开展防治煤与瓦斯突出专项监察的通知煤安监技装201116号；11.国家安全监管总局 国家煤矿安监局关于进一步加强煤与瓦斯突出防治工作的通知安监总煤装2010154号；12.矿井瓦斯抽放管理规范（煤安字1997第189号）；13.矿井瓦斯抽放规范（AQ10272006）；14

7、.矿井抽放瓦斯工程设计规范（GB50471-2008）；15.防治煤与瓦斯突出规定（2009）；16.煤矿安全规程（2011）；17.煤矿瓦斯抽放基本指标（AQ10262006）；18.门源县人头沟第一煤矿技术改造初步设计；29.门源县人头沟第一煤矿生产矿井地质报告；20. 门源一煤矿采掘工程平面图（1:2000）（2010）；21. 瓦斯抽采专项设计委托书；22.门源县人头沟第一煤矿提供的资料；附件一 钻孔施工技术安全措施附件二 抽放钻孔封孔附件三 抽放瓦斯量监测方法附件四 瓦斯抽放组织管理附件五 钻机操作规程附件六 抽放瓦斯观测工作业操作规程附件七 抽放瓦斯泵司机作业操作规程附件八 瓦斯抽

8、放工职责附图1 瓦斯抽放泵房位置示意图附图2 瓦斯泵房布置图附图21 瓦斯泵房平、立面图附图3 放空管安装图附图31 放空管拉线装置安装图附图32 放空管遮雨帽制造图附图4 瓦斯泵供水水池平、剖面图附图5 供电系统示意图附图6 瓦斯泵房配电照明平面布置图附图7 抽放系统安装示意图 第二章 矿井概况第一节 井田概况一、位置与交通青海省门源县人头沟第一煤矿位于门源县城西南方向10km处，行政区划隶属门源县青石嘴镇管辖。人头沟煤矿交通较方便，矿区有简易公路抵达门源县城，距227国道（西）宁张（掖）公路15Km，由此通往各地。227国道公路畅通，距省会西宁148km。二、井田范围人头沟煤矿地理坐标为：

9、东经101°3209101°3237，北纬37°212037°2136，面积0.27km2，开采标高+3000+2700m，拐点坐标如表1.1-1：表1.1-1 人头沟煤矿拐点坐标表拐点编号XY14136650.003448890.0024136156.0034458890.0034136540.0034459570.0044136166.0034459464.00矿井面积：027km2 开采标高：+3000+2700m三、矿井资源储量人头沟煤矿保有资源储量53.65Mt，计生产能力为6Wt/a，服务年限为3.25a。四、地形地貌矿区为构造侵蚀中低山地形

10、，山脉走向为东北向，与区域构造线方向一致，区内海拔+3100+3028m，相对高差78m。五、气象该区属于青藏高原寒温湿润气候，年平均气温1。 六、矿井概况 本矿井为开拓方式为立井开拓。现有混合井和回风井两个井筒。混合井为立井，井深220m ，净直径2.2m ，净断面9 .6m² ，在井筒内装备2t 罐笼（可乘人）和下井电缆，担负全矿井的提煤、提矸、运料、运送人员、排水和进风等任务，兼作矿井的安全出口。回风井为斜井，垂深70m ，斜长165m , 倾角25º ，净断面积5.6m² ，井筒内装备排水管、压风管、行人台阶及扶手，担负全矿井的回风任务，兼作矿井的安全出口

11、。 矿井采用的采煤方法为走向长壁放顶煤采煤法，采煤工艺为爆破落煤、人工装煤、刮板机运煤、全部垮落法管理顶板及工作面支护采用悬移支架支护方式。一、矿井瓦斯根据青海省门源人头沟第一煤矿关于2012-Z028煤层自然倾向性鉴定报告，鉴定结果为：矿井瓦斯绝对涌出量为1.4 1.57m ³/ min , 瓦斯相对涌出量为17.28 22.56m³/t·d ，属高瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性。随着矿井开采深度的增加，瓦斯含量亦将增大，望矿井开采时加强对瓦斯的监测工作，以防瓦斯事故的发生，确保安全生产。二、煤尘及煤层自然倾向根据2012-Z028甘肃省煤炭科学研究所煤尘自然倾向性鉴

12、定报告资料：水分Mad1.93%、灰分Aad15.33%、挥发分Vad31.05%、可燃基挥发分Vdaf37.55%、火焰长度>400，依据«煤层爆炸性鉴定规»<AQ1045-2007>«煤的工业分析方法»（GB474-2008）、«煤层煤样采取方法»（GB482-2008）以及«煤样的自备方法»（GB474-2008）鉴定认为该式样煤层具有爆炸性。第二节 煤层赋存及瓦斯情况一、煤层赋存情况1、地 层古生界志留奥陶系地层为构成该区基底的变质岩系，盖层三叠系碎屑岩建造、中侏罗统陆相含煤建造、上侏罗统

13、紫红色、灰色碎屑岩建造及第三系红色建造组成，上覆第四系为冰自层、洪积层、冲积层及现代沉积物。 出露的地层有：中生界上三迭系统（T3 ) ，中下侏罗统（J1 + 2 ）、上侏罗绕享堂群（J3XN) ，新生界第三系甘肃统（R ）及第四系地层。 ( 1 ）中生界三迭系延长统（T3 ) : 主要出露于轮铜沟煤矿北部公路两侧。岩性为灰色、灰黑色泥岩、粉秒岩砂岩互层，中间夹不可采的薄煤数层，厚度不祥。 ( 2 ）中下统侏罗系窑街组（J 1 + 3y ) 该组分布在瓜拉沟、煤窑沟及轮铜沟一带，与下伏三叠系地层呈假整合接触。该地层上部为灰色、灰白色细砂岩夹深灰色泥岩，有一层煤线；下部为暗灰色、深灰色粉砂岩与细

14、砂岩互层，夹泥岩及数层炭质泥岩和煤。厚度为56.67m 。 ( 3 ）上侏罗统享堂群（J3X ) 岩性以紫红色为主的紫红、灰绿、深灰色等杂色中细粒碎屑岩，常含小砾石，胶结松软，细砂较坚硬，厚度180m 左右。 （ 4 ）新生界第三系甘肃统（R) : 在区内广泛分布，厚度大。以砖红色、紫红色为主，次为灰绿色之含砾粗砂岩、粗砂岩。其岩性与厚度变化大，且不稳定，与下伏地层呈不整合接触。 （ 5 ）新生界第四系：分布于该矿区各处，十分广泛。2 、构 造本区属于北祁连山褶皱带东段南部，次级构造为瓜拉向斜西延部分。（ 1 ）褶曲：地层走向为102 ，倾向南西，倾角18º23º ，总体呈

15、一个单斜构造。局部范围内岩（煤）层厚度沿走向、倾向均有变化。（ 2 ）断裂：银铜山断层（F1）位于矿区外的南部，呈北西西南东东向展布，倾向南西，倾角很陡，变质岩系由南向北直接推覆于三叠系、侏罗系地层之上，为一个压扭性断裂。 除此之外，矿区内未见其他较大的断裂。 3 、煤层和煤质 （ 1 ）煤层 侏罗系为本矿区的主要含煤地层，只含煤一层，结构简单。煤层呈黑色、均一状结构、局部为细条带状，沥青光泽，大部分为块状结构，局部粉末状，属半亮、半暗型。有机显微煤岩组分以凝胶化组和华凝胶化组为主，为：71 % ，丝碳化组仅占26.2。煤化程度较低，镜煤的最大反射率（R º max ）为0.486

16、。 （ 2 ）煤质 煤的容重为1.44t/m³，其变质阶段为特低硫、中高磷、低中灰之长焰煤，发热量22.97 26.38KJ/Kg，可作为民用煤和动力用煤。原煤水分3.10 4.08 %，原煤灰分12.4223.12 % ，挥发分37.05 39.29%，原煤硫分0.140.24 %，原煤磷分0.063 0.286% ，视密度1 .32 1.46。二、瓦斯赋存情况根据测定，瓦斯绝对涌出量为：1.4 1.57m ³/ min , 瓦斯相对涌出量为：17.28 22.56m³/t·d ，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸指数大于10 % ，煤尘具有爆炸性。煤自燃趋势明显

17、。第三节 采区布置与采煤方法本矿井为开拓方式为立井开拓。现有混合井和回风井两个井筒。混合井为立井，井深220m ，净直径2.2m ，净断面9 .6m² ，在井筒内装备2t 罐笼（可乘人）和下井电缆，担负全矿井的提煤、提矸、运料、运送人员、排水和进风等任务，兼作矿井的安全出口。回风井为斜井，垂深70m ，斜长165m , 倾角25º ，净断面积5.6m² ，井筒内装备排水管、压风管、行人台阶及扶手，担负全矿井的回风任务，兼作矿井的安全出口。 矿井采用的采煤方法为走向长壁放顶煤采煤法，采煤工艺为爆破落煤、人工装煤、刮板机运煤、全部垮落法管理顶板及工作面支护采用悬移支架

18、支护方式。 第四节 矿井通风与瓦斯一、通风方式及供风量1、矿井总需风量：23m3/s 2、矿井负压：通风容易时期 342.6Pa 通风困难时期 551.34Pa3、瓦斯等级：该矿井为高瓦斯矿井，煤尘具有爆炸性危险，煤层易自燃。4、通风机使用地点概况：+2878m，气压7.2×104pa，平均气温1.0。5、矿井通风及设备矿井通风采用中央分列抽出通风方式，混合井进风，回风井回风，矿井主通风机选用3太BKY-4型矿用防爆型轴流式通风机，电机功率为11KW，其中1台工作，1台备用，1台检修，矿井总进风量为9.3m³/s。局部通风机选用YBT11-2型矿用防爆轴流式通风机，电机功率

19、为11KW。二、瓦斯涌出情况煤层瓦斯含量较高，据测定，瓦斯绝对涌出量为：1.4 1.57m ³/ min , 瓦斯相对涌出量为：17.28 22.56m³/t·d ，属高瓦斯矿井。煤尘爆炸指数大于10 % ，煤尘具有爆炸性。煤的燃点未测定，但由于煤的挥发分及含油均较高，故自燃趋势明显。三、瓦斯抽放现状和必要性该矿井属高瓦斯矿井，根据煤炭工业小型矿井设计规范第7.3.1条的规定：矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，采用通风方式解决瓦斯问题不合理时，应建立瓦斯抽放系统。通过抽放瓦斯，使瓦斯压力减小，有利于煤层安全开采。故对本矿瓦斯进行预先抽放是必要的，抽放后既保证了井下安

20、全生产，又把瓦斯作为清洁能源加以利用，变害为宝，方便了职工生活、减少了环境污染。 第三章 抽放瓦斯设计参数第一节 煤层瓦斯基本参数一、煤层瓦斯压力煤层呈均一状结构、局部为细条带状，沥青光泽，大部分为块状结构，局部粉末状，属半亮、半暗型。有机显微煤岩组分以凝胶化组和华凝胶化组为主，为：71 % ，丝碳化组仅占26.2。煤化程度较低，镜煤的最大反射率（R º max ）为0.486 。 该矿没有进行过瓦斯基础参数测定。由于设计时间紧迫，我们借鉴甘肃省煤炭科学研究所在青海海北矿区鉴定测定结果，该层瓦斯含量较高，瓦斯绝对涌出量为：1.4 1.57m ³/ min , 瓦斯相对涌出量

21、17.2822.56m³/t·d ，属高瓦斯矿井。煤尘具有爆炸性。侏罗系为本矿区的主要含煤地层，只含煤一层，结构简单。二、煤层瓦斯含量目前主要采用解析法测定煤层瓦斯含量，用解析法测定煤层瓦斯含量包括三个阶段：第一阶段，确定从钻取试样到把试样装入取样器这段时间内的瓦斯损失量Q1；第二阶段，采用野外解析仪测定取样器中的试样解析瓦斯量Q2；第三阶段，用粉碎法确定试样的残存瓦斯量Q3。上述三个瓦斯量Q1、Q2、Q3相加即得该煤样的总瓦斯含量。用解析法测定煤样瓦斯含量的成功率为98%，精度较高，而且操作简单，成本低。煤的容重为1.44t/m3，其变质阶段为特低硫、中高磷、低中灰之长焰

22、煤，发热量22.9726.38KJ/Kg,可作为民用煤和动力用煤。原煤水分3.104.08，原煤灰分12.4223.12，挥发分37.0539.29，原煤硫分0.140.24，原煤磷分0.0630.286，视密度1.321.46。据测定，瓦斯绝对涌出量为：1.41.57m3/min,瓦斯相对涌出量为：17.2822.56m3t·d，属高瓦斯矿井。经计算煤尘爆炸指数大于10，煤尘具有爆炸性。煤的燃点未测定，但由于煤的挥发分及含油均较高，故自燃趋势明显。三、煤层透气性系数煤层透气性系数采用单向流量法测定，借鉴甘肃省煤炭科学研究所在青海海北矿区其它煤矿测定结果，青海门源人头沟一矿煤层的透气

23、性系数为0.2803m2（at2.d），对照煤矿瓦斯抽放规范第19条，属于可以抽放煤层。四、钻孔瓦斯流量及衰减系数借鉴甘肃省煤炭科学研究所在青海海北矿区其它煤矿测定结果，门源人头沟一矿煤层的百米钻孔初始瓦斯流量为1.41.57m3/min。由于测定过程中煤层钻孔自然瓦斯涌出量在30min内迅速衰减，因此门源人头沟一矿煤层的钻孔瓦斯自然流量的衰减速度很快，自然流量衰减期在30min以内，钻孔初始瓦斯流量定为1.41.57m3/min。五、煤的坚固性系数借鉴甘肃省煤炭科学研究所在青海海北矿区其它煤矿测定结果，门源人头沟一矿煤层的坚固性系数f=0.16，煤层呈黑色、均一状结构、局部为细条带状，沥青光

24、泽，大部分为块状结构，局部粉末状，属半亮、半暗型。有机显微煤岩组分以凝胶化组和华凝胶化组为主，为：71 % ，丝碳化组仅占26.2。煤化程度较低，镜煤的最大反射率（R º max ）为0.486 。六、煤层钻孔有效排放半径煤炭科学研究总院重庆分院在门源人头沟一矿实际测定瓦斯结果，门源人头沟一矿在瓦斯巷布孔，钻孔参数为场距30m，孔距25m，孔径94mm，孔数34个/场。钻孔控制巷帮外侧10m范围以内。本煤层抽放孔：在工作面运、回风巷布孔，钻孔参数为，孔距36m，孔径94mm，孔数1个/场，孔深75m。钻孔穿透整个工作面，不留空白带。第二节 矿井瓦斯储量瓦斯储量包括可采煤层、不可采煤层

25、以及围岩中所赋存的瓦斯，其计算公式如下：Wc=K1·K2(Ai·Xi)式中：Wc采区瓦斯储量，万m3；K1围岩瓦斯储量系数；K2不可采邻近煤层瓦斯储量系数；Ai第i可采煤层的煤炭地质储量，万t；Xi第i可采煤层平均瓦斯含量，m3/t。据甘肃省煤炭科学研究关于2012矿井瓦斯等级鉴定情况的报告，鉴定结果为：本矿井瓦斯相对涌出量17.28/m3/d·t，绝对1.4 1.57m3/min，结论为矿井为高瓦斯矿井，瓦斯等级属高瓦斯矿井。随着矿井开采深度的增加，瓦斯含量亦将增大，望矿井开采时加强对瓦斯的监测工作，以防瓦斯事故的发生，确保安全生产。第三节 矿井应抽瓦斯量瓦斯应

26、抽量是指瓦斯储量中应被抽出的瓦斯量，其计算公式为：Wy= WC·K式中：Wy矿井应抽瓦斯量，万m3；WC矿井瓦斯储量，万m3；K矿井瓦斯抽放率，%。门源人头沟一矿开采的煤层直接顶板为砂岩，伪顶为泥岩、炭质泥岩，底板为细砂岩，均未作岩石力学实验。推断煤岩附近的岩石强度也不过级。钻孔施工困难；透气性较低，按煤矿瓦斯抽放规范第19条划分，属于较难抽放煤层；钻孔瓦斯自然流量衰减期在30min以内，导致钻孔抽放有效期缩短；瓦斯涌出来源主要是开采落煤过程释放的瓦斯，因此门源人头沟一矿应以防治瓦斯和预防煤与瓦斯突出为主要目的，选择本煤层预抽方法较为适宜。依据煤矿安全规程（2011年版）第190条规

27、定：“预抽煤层瓦斯后，必须对预抽瓦斯防治突出效果进行检验，其有效性指标应根据矿井实测资料确定。如无实测数据，可依据下列指标之一确定：（一）预计抽煤层瓦斯后，突出煤层的残存瓦斯量小于该煤层始突深度的原始瓦斯含量。（二）煤层瓦斯预抽率大于30%。参照其他矿井瓦斯预抽实际经验，结合门源人头沟一矿煤层钻孔瓦斯自然流量较大、预计自然流量衰减期小于30min的具体情况，取矿井煤层抽放K=30%。经计算，门源人头沟一矿煤层瓦斯可抽总量为206.8万m3。第四节 矿井抽放规模根据门源人头沟一矿生产布局，该矿井属高瓦斯矿井。根据矿井瓦斯抽放规范第4.1.1条 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，采用通风方式解决瓦斯

28、问题不合理时，应建立瓦斯抽放系统。通过抽放瓦斯，使瓦斯压力减小，有利于煤层安全开采。故对本矿瓦斯进行预先抽放是必要的，抽放后既保证了井下安全生产，又把瓦斯作为清洁能源加以利用，变害为宝，方便了职工生活、减少了环境污染。根据现有采、掘工作面的生产接替安排，正常情况下回采工作面绝对瓦斯涌出量在3m3/min以下，矿井绝对瓦斯涌出量在10m3/min以下。本设计以2800回采工作面本煤层预抽方法为主，其他工作面的抽放可根据生产情况决定。矿井瓦斯抽放泵站服务年限为5年，按矿井5年内瓦斯递增推算，设计矿井最大绝对瓦斯涌出量15m3/min、依据煤矿安全规程（2011版）第190条选取矿井抽放率30%，矿

29、井的纯瓦斯抽放量为4.5m3/min。第四章 抽放方法设计第一节 瓦斯来源分析青海门源人头沟一矿矿井开拓方式为立井开拓。现有混合井和回风井两个井筒。混合井为立井，井深220m ，净直径2.2m ，净断面9 .6m² ，在井筒内装备2t 罐笼（可乘人）和下井电缆，担负全矿井的提煤、提矸、运料、运送人员、排水和进风等任务，兼作矿井的安全出口。回风井为斜井，垂深70m ，斜长165m , 倾角25º ，净断面积5.6m² ，井筒内装备排水管、压风管、行人台阶及扶手，担负全矿井的回风任务，兼作矿井的安全出口。 该层瓦斯含量高，据测定，瓦斯绝对涌出量为：1.4 1.57m

30、³/ min , 瓦斯相对涌出量为：17.28 22.56m³/t·d ，属高瓦斯矿井。 煤尘爆炸指数大于10 % ，煤尘具有爆炸性。 根据人头沟煤矿实际情况，在2800采煤工作面回风巷布置钻场，钻孔参数为：场距50m，孔距25m，孔径94mm，孔数35个/场。第二节抽放方法选择一、选择抽放瓦斯方法的原则本设计对青海门源人头沟一矿抽放瓦斯方法的选择遵循以下原则：1、适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件；2、根据瓦斯对矿井安全的影响状况和瓦斯来源，采用具有针对性的综合抽放方法，提高抽放效果；3、在满足矿井瓦斯抽放需要的前提下，尽可能利用现有的生产巷道，

31、以减少瓦斯抽放工程量；4、有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管路的安装。二、抽放瓦斯方法的选择瓦斯抽放方法的选择应兼顾合法性、合理性、经济性，根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、时间配合、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术、经济比较确定，并应符合下列要求： 1、尽可能利用开采巷道抽放瓦斯，设专用布置钻场。 2、适应煤层的赋存条件及开采技术条件。3、有利于提高瓦斯抽放率。4、抽放效果好，抽放的浓度尽可能满足利用要求。 5、尽量采用综合瓦斯抽放方法。 6、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。抽放瓦斯方法： 瓦斯抽放是防治瓦斯超限和瓦斯突出的最有效措施，抽放后的煤

32、层瓦斯压力、瓦斯含量危险性降低。 在进行抽放打钻时，为保证钻孔深度，采用压风机排粉和大功率钻机打钻。在回风巷沿煤层倾斜方向布置钻孔，钻孔孔径94mm，孔距5m，钻孔深度：下行孔3060 m。 在未经预抽、或经预抽尚未达到最佳效果，包括抽放钻孔数量不够和预抽时间不足等原因致使采掘过程中瓦斯涌出量仍然很大的情况下，在采掘工作进行过程中同时进行抽放瓦斯工作的抽放方式。这种方式的实质是，利用采掘时的卸压效应抽放瓦斯。边采边抽是在开采层回采工作面前方布置钻孔，依靠工作面推进时的卸压效应抽放工作面前方煤体中的瓦斯。边掘边抽是在掘进巷道的两帮布置钻孔，利用巷道掘进的卸压效应，抽放巷道工作面前方和两帮煤体中的

33、瓦斯。第三节抽放工艺及参数一、本煤层顺层钻孔抽放在煤层厚度、瓦斯含量、瓦斯压力和煤层透气性等自然条件一定的情况下，本煤层瓦斯抽放效果主要取决于钻孔的深度、直径、间距以及钻孔的布置方式。钻孔越深、孔径越大，则煤层瓦斯抽放控制范围越大，抽放量也越多；钻孔间距小、吨煤钻孔量增多，可缩短预抽时间，同时增大煤层瓦斯的抽出量，煤层钻孔交叉布置在一定程度上还增大了钻孔的有效抽放半径，提高了钻孔的抽放效率。由于青海门源人头沟一矿回风顺槽煤层硬度系数大、煤层薄，钻孔施工过程中遇到水容易发生垮孔、夹钻等现象，钻孔施工难度大。为了提高钻孔的成孔率，同时考虑作业环境便于钻孔施工，在采面布置下向顺层抽放钻孔，在下顺槽布

34、置上向顺层抽放钻孔，对本煤层瓦斯进行抽放。在采面钻孔设计参数为：1、钻孔直径：75mm94mm；2、钻孔长度：风巷下向孔3060m；3、钻孔间距：22.5m；4、钻孔与风巷走向夹角40°45°。为了保证钻孔深度和成孔率，要采取以下措施：1、采用大功率液压钻机，增大钻进能力煤层打钻容易出现垮孔、夹钻、应力和瓦斯压力增大时还会发生喷孔、顶钻现象，使用高压水排除煤粉时上述情况会有所加剧。因此，要选用大功率的钻机，同时采用质量可靠的钻杆、钻头，在提高钻进能力的同时减少钻孔事故（断钻杆、掉钻头等）。2、采用压风排粉，减少垮孔、喷孔煤层打钻使用高压水排除煤粉会加剧垮孔、喷孔现象。为了保

35、证孔深和成孔率，采用压风排粉是一个较好的方法。压风排粉和三棱钻杆排粉在其他矿井本煤层打钻中得到了很广泛的应用，也取得了非常好的效果。一般情况下，要保证打钻排粉顺利，所使用的风压应不小于0.4MPa。由于压风排粉会造成煤尘飞扬，所以必须采用孔口除尘器、降尘水幕等有效的孔口除尘措施，解决粉尘飞扬问题。二、工作面瓦斯钻孔抽放针对低透气性煤层预抽效果差和采面超前排放钻孔打钻过程中存在的瓦斯问题，利用矿山压力分布规律，在采面卸压带内布置一定数量、一定深度的钻孔，对采面前方卸压带和应力集中带煤层瓦斯进行抽放，始终在回采工作面前方形成一个“超前抽放带”，使生产出煤时处在在瓦斯很低的“超前抽放带”，可以显著减

36、少落煤时的瓦斯涌出量，从而解决工作面瓦斯制约生产力的问题，同时也可解决采面超前排放钻孔打钻过程中的瓦斯超限问题。工作面瓦斯钻孔抽放方法如下：1、在工作面前方动压区影响范围内确定工作面前方的可抽区域；在工作面煤壁施工孔径75mm89mm、深度1015m的钻孔，测定钻屑量S和钻屑解吸指标h2沿每米钻孔的分布数值判定煤层卸压带和应力集中带的分布；根据工作面前方煤层可浅孔抽放区域的大小和应力集中带的分布，确定钻孔深度。2、在工作面测定钻孔抽放半径，确定钻孔布置方式。3、在工作面测定浅孔抽放时的钻孔流量衰减规律，确定钻孔合理抽放时间。4、利用机械式挤压膨胀原理，设计专用封孔器。对浅孔抽放封孔装置的结构性

37、能要求是“结构简单、重量轻便、重复利用”，对封孔装置的操作性能要求是“操作简便、封孔严密、连接迅速”。基于这个设计思路，利用高弹性橡胶在机械式挤压后膨胀的原理，制作专用封孔器。其操作过程是向前推、挤压膨胀、旋转手把锁定达到封孔作用，回收时反向旋转手把、打开机械闭锁、依靠高弹橡胶自身弹性收缩复原、拉出、备用。封孔器与采面抽放主干管路的连接使用直径25mm黑色橡胶软管，便于操作和存放。采面抽放主干管路采用直径150或200mm的吸水管（埋吸管），沿支架前、后立柱之间敷设，每间隔510m设置一个多通，用于连接封孔器的软管。采面抽放管路与风巷抽放管路连接后，并入抽放系统，进行抽放。浅孔抽放的时间安排在

38、综采工作面检修班或执行安全措施班，提高时间利用率。三、掘进工作面钻孔抽放掘进工作面瓦斯抽放采用挂耳抽放方法，每个钻场间距4060米，每个钻场布置钻孔36个，钻孔向外倾角1525°。 四、钻孔封孔工艺和方法本设计中的钻孔主要是煤层钻孔，其中：本煤层顺层抽放钻孔数量多、抽放时间长，适合采用永久性封孔材料和封孔工艺，故采用聚胺脂封孔材料。掘进工作面超前钻孔抽放，属于时间短、具有重复性的作业，应采用可重复使用的封孔器封孔，既可实现快速封孔，又可减少封孔材料费用。1、 聚胺脂封孔方法：常见的聚胺脂封孔方式可分为卷缠药液法和压注药液法。卷缠药液法因材料简单、便于操作、适用多种钻孔而被普遍应用；压

39、注药液法适用与光洁的岩石钻孔，对封孔用具要求较高，使用较少。本设计选用卷缠药液法封孔，该方法孔内封抽放管（亦称封孔管）使用公称直径25mm（1英寸）或40mm（1.5英寸）的阻燃抗静电塑料管，管长为79m，通常分为三段：（1）在管前端留11.2m长钻有许多小孔作为积气管段，作用是沟通钻孔与抽放管路；（2）接着为卷缠药液的封孔段，长度在11.5m，作用是固定卷缠药液的毛巾布。在此段最前端固定一个由环形铁环和橡胶垫圈构成的挡盘，以防止药液膨胀后堵塞积气管上的小孔； （3）最后为管子的尾段，用于和巷道内的瓦斯管路连接。2、聚胺脂封孔的基本要求是：（1）封孔段的长度不少于1m，以保证药液膨胀后有足够的

40、封孔长度；（2）封孔段距离钻孔孔口深度应不少于5m，即药卷封孔位置在巷道卸压圈以外；（3）药卷前的挡盘要大小适当，能够封住膨胀的药液不不往孔里边流动；（4）钻孔孔口要用少许药液和毛巾头封口、固定，尾管段留有足够长度便于连接。3、快速封孔器封孔方法：针对超前排放钻孔抽放快速封孔器封孔法具有操作简单、封孔迅速、可长时间重复使用、平均单孔封孔费用低等优点，非常适合在短时抽放的钻孔中使用。但由于快速封孔器依靠封孔胶囊自身弹性封孔，一般适合在比较低的抽放负压（不超过60mmHg）下封孔，因此，多用于掘进工作面超前钻孔抽放和回采工作面卸压带浅孔抽放封孔。快速封孔器封孔工艺由导通管、封孔胶囊、阀门、尾管构成

41、，与工作面抽放瓦斯分支管路连接后即可待用。（1） 操作时只需将封孔器紧紧插入打好的钻孔、打开阀门，即可进行抽放；（2） 停止抽放时，关闭阀门、拉出封孔器，盘好连接管，将封孔器放置在适当位置待用。第四节 抽放钻孔施工设备选型本煤层顺层钻孔和掘进工作面超前钻孔，可以采用同类钻机。考虑青海门源人头沟一矿井下巷道断面偏小、运输大型设备有一定困难，软煤层打钻又需要大功率钻机等因素，为提高钻进能力和适应现场，本设计选用ZYW-500R型全液压钻机，额定钻进长度分别为40m和80m，重量比立式钻机轻。根据实际应用情况，该钻机在该煤层可钻进5080m，能够满足青海门源人头沟一矿的打钻需要。第五章 抽放管路系统

42、的选型计算第一节 抽放管路系统计算一、瓦斯管路直径计算瓦斯管路直径的选择，要根据抽放系统服务范围和所输送混合瓦斯气体流量的大小进行计算。管路直径必须满足抽放系统服务年限内距离最远工作面的抽放需要，满足抽放高峰时期通过管路的最大气体流量的需要，同时要考虑巷道断面和作业空间对管径的限制。瓦斯抽放管管径按下式计算： （35）式中 D-瓦斯抽放管内径，m； Q-抽放管内混合瓦斯流量，m3/min； V-抽放管内瓦斯平均流速，经济流速V5-15m/s, 取V=7 m/s.二、瓦斯抽放管材和管径确定· 考虑青海门源人头沟一矿井下巷道断面较小、运输条件比较困难等因素，为了便于安装并符合抽放安全需要

43、，瓦斯管管材选用煤矿井下用聚氯乙烯抽放瓦斯管，回风斜井至专用回风下山的抽放管为150PE抽放瓦斯管，回风斜井井口到泵站管路150×8mm抽放瓦斯钢管，瓦斯抽放分支管路为100PE抽放瓦斯管。· 采区、回风斜井及地面瓦斯抽放管为干管；· 工作面瓦斯抽放管为支管1；· (将来)综采工作面瓦斯抽放管为支管2.· 根据各瓦斯抽放管内预计的瓦斯流量，按式（35）计算选择的瓦斯抽放管管径如表32示. 瓦斯抽放管选用PE聚乙烯管.表32 瓦斯抽放管管径计算选择结果抽放管类别纯瓦斯抽放量（m3/min）瓦斯浓度（%）混合瓦斯抽放量（m3/min）计算管内径（m

44、m）选择管径（mm）主管10.583031.60 150150×400支管16.503021.67 100100×400支管25.083016.93 100100×400备注：边掘边抽瓦斯管留做工作面瓦斯抽放管. 考虑将来有可能布置的工作面, 故选支管1与支管2同径.抽放管材均选择PE聚乙烯瓦斯抽放管, 经过计算得出主管直径D = 0.148m, 支管1直径 D = 0.96m, 支管2直径 D = 0.96m. 故主管选择直径为150mm的PE聚乙烯钢丝骨架瓦斯抽放管, 壁厚可选择10mm. 掘进及回采工作面支管可选择直径为100mm的聚乙烯瓦斯抽放管, 壁厚可

45、选择8mm.三、管路阻力损失计算抽放管路阻力由摩擦阻力和局部阻力组成，根据矿井抽放瓦斯工程设计规范GB50471-2008第6.3条规定，摩擦阻力采用式5-1进行计算，局部阻力取摩擦阻力的10%20%。 (式5-1)式中： 阻力损失，Pa； 管路长度，m； 标准状态下的混合瓦斯流量，m3/h； 管路内径，mm； 标准状态下的混合瓦斯运动粘度，m2/s，取1.61×10-5m2/s； 混合瓦斯对空气的相对密度，%，取0.853； 管路内壁的当量绝对粗糙度（0.17），mm； 管路中的气体温度为t 时的绝对温度（=273+t），K； 标准状态下的绝对温度（=273+20），K； 标准大气

46、压力（=101325），Pa； 管道内气体的绝对压力，Pa； 青海门源人头沟一矿管路阻力采用矿井延伸至最深部井田边界的最大阻力进行计算，阻力计算路线及管径如图5-2所示。选择抽放系统的最长管线为回风顺槽风巷里段风巷外段回风上山排放孔瓦斯抽放泵站，计算管路阻力损失，计算如下：1、回风斜井280m管路摩擦阻力H1（式5-2）式中：H1 管路阻力损失，Pa； L 管路长度，m。L=960m； 混合瓦斯相对空气的密度，查表瓦斯浓度20%时=0.911； Q 混合瓦斯流量，m3/min。Q=6.0×60=600m3/h； K 管路系数，当管径d150mm时，K=0.71；d 管路内径，cm。d

47、=15 cm。则H1180.98 Pa。2、回风斜井至回风斜井井底260m管路摩擦阻力H2式中：H2 管路阻力损失，Pa； L 管路长度，m。L=280m； 混合瓦斯相对空气的密度，查表瓦斯浓度20%时=0.911； Q 混合瓦斯流量，m3/min。Q=10.0×60=360m3/h； K 管路系数，当管径d150mm时，K=0.71；d 管路内径，cm。d=15 cm。则H2150.6 Pa。3、局部阻力H3按经验值，管路局部阻力一般为总摩擦阻力的1520%，本设计取15%。式中：H3 =（H1 +H2）×15%=（180+150.6）×15%51.10Pa则H

48、3=51.10Pa。4、抽放管路系统沿程总阻力H总抽放管路系统沿程总阻力等于管路摩擦总阻力和局部阻力之和，本设计抽放系统沿程总阻力为：H总=H1+H2+H3=180+150.66+51.10=380. Pa0.38kPa第二节 抽放瓦斯管路的附属装置为了合理控制管路系统的负压调节，合理分配各个抽放地点的瓦斯抽放流量，控制各个分支系统的瓦斯浓度和抽放效果，本设计在抽放管路主系统、分支系统均设置了调节阀门、管路负压自动放水器、流量计、防回火装置、除污箱装置等。1、 阀门泵站内主管路的正、负压管之间设置旁通阀门一个，用于调节瓦斯泵启动时的工作负压；每台瓦斯抽放泵的进气端口和出气端口个安设控制阀门一个

49、，用于控制运转瓦斯泵和备用瓦斯泵的开启状态。2、 孔板流量计在泵站进气管路上设置个孔板流量计，用于测定和计量瓦斯抽放流量。3、 负压自动放水器回风顺槽风巷安设管道负压自动放水器12台，用于抽放瓦斯管路积水的自动排放，选用负压自动放水器的型号为CWGFY型。4、 除污箱除污箱设置安装在瓦斯排放孔下面，用于瓦斯抽放管路污垢及杂物的排放，选用除污箱装置的型号为CWXMA型号。5、计量装置及抽放参数测定井下负压管路系统普遍采用孔板流量计进行计量。在使用孔板流量计时要注意孔板与瓦斯管道的同心度，不能装偏。在钻场内使用孔板流量计时，应保证孔板前后各1m段平直，不要有阀门和变径管。 在抽放瓦斯管末端安装孔板

50、流量计时，应保证孔板前后各5m段平直, 不要有阀门和变径管。测定孔板两端的压差可采用倾斜水柱计，测定抽放管路中的抽放负压可采用水银计， 抽放管路中的瓦斯浓度可采用负压吸气筒和高浓度瓦斯检定器。孔板流量计两侧的测压孔使用胶管分别与U形压差计(煤矿自备，长1000mm)连接。根据水银压差计测定的负压，压差和高浓度瓦斯检测仪监测的抽放管路内的瓦斯浓度就可以通过公式来计算瓦斯抽放量。第三节 瓦斯抽放管路敷设的基本要求瓦斯抽放管路敷设应符合以下基本要求：1、瓦斯抽放管路的抗压强度满足最大抽放负压的要求，即：不小于0.1MPa（负压），并具有较强的防腐性能PE抽放瓦斯管，。2、管路在井下巷道内敷设时应使用

51、支座或吊挂，以防止巷道底板隆起造成管路漏气。管路距离巷道底板的高度不小于30cm，支座或吊挂点的距离可视每节管路长度而定，每节管路应不少于2处支座或吊挂，便于管路维修、拆除等工作。3、为防止瓦斯管路在自重作用下发生滑动，并因此引起接头处发生裂缝、漏气，应使用卡木或铁卡子将管路固定。固定卡子的距离应根据管道长程度来确定，每节管子两端各装一个卡子，间距是3m。4、尽可能减少瓦斯管路的分岔、弯头、阀门，以减少瓦斯气体在管路中的流动阻力。5、在有矿车运输的巷道中，瓦斯管路应采用悬挂或支撑的方法，将管路固定在巷道帮上，高度应不小于1.8m，避开矿车碰撞并利于行人、运输和管路维修。6、在井下敷设瓦斯管路时

52、，采用法兰连接，以便于安装、维修和管路拆除。法兰中间的密封橡胶垫圈厚度应不小于5mm。7、管路敷设中，要根据地形高低、回风与进风温度差别等情况，设置管路自动放水器（或人工放水器），及时排除管内积水。8、管路敷设中每间隔200m安装一个水封防爆箱。第六章 瓦斯抽放泵选型计算 第一节 瓦斯泵流量计算瓦斯泵流量必须满足抽放系统最大抽放量的需要。瓦斯泵的流量按下式计算： 式中：Q泵 瓦斯泵的额定流量，m3/min； Q纯 最大抽放瓦斯纯流量，Q纯=2 m3/min； C 瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，C= 20%； 瓦斯泵的机械效率，取60%；K 瓦斯泵的综合系数，取K=1.2。根据本设计要求，抽放系统的瓦斯抽放纯流量为3.6m3/min，根据计算，瓦斯泵的流量为28m3/min。第二节瓦斯泵抽放负压计算瓦斯泵抽放负压必须能够克服抽放系统总阻力损失并保证抽放钻孔有足够的负压。瓦斯泵抽放负压按下列公式计算：H泵=(H总+H孔) K备式中：H泵 瓦斯泵抽放负压，Pa；H总 管路总阻力损失，H总=391.74Pa；H孔 抽放钻孔所