底板抽放巷抽放设计

1、赫章县罗州煤矿赫章县罗州煤矿17501750 西底板瓦斯抽放巷西底板瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计瓦斯抽放设计 2012 年年 9 月月赫赫章章县县罗罗州州煤煤矿矿1750 西翼底抽巷瓦斯抽放设计西翼底抽巷瓦斯抽放设计编编 制制: : 总工程师总工程师: : 生产矿长生产矿长: : 安全矿长安全矿长: : 机电矿长机电矿长: : 矿矿 长长: : 编编 制制 日日 期：二期：二 0 0 一二年九月二十一日一二年九月二十一日1750 西翼底抽巷瓦斯抽放设计会审表西翼底抽巷瓦斯抽放设计会审表参加部门参加部门签字签字日期日期参加部门参加部门签字签字日期日期会审意见：会审意见： 技术负责人意见：技术负责人意见

2、：签字：签字： 日期：日期：矿长意见：矿长意见：签字：签字： 日期：日期：罗州煤矿 1750 底板瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计 前 言罗州煤矿为煤与瓦斯突出矿井，根据各级政府与煤矿安全生产管理部门的重要指示精神，为搞好煤矿瓦斯防治工作，防止煤与瓦斯突出事故的发生，认真落实“先抽后采，监测监控，以风定产”瓦斯治理方针和“管理到位、抽采达标、通风可靠、监控有效、隐患排除、综合利用”的瓦斯防治体系，我矿深入开展瓦斯抽采工作。因我矿各可采煤层为煤与瓦斯突出煤层，以预抽煤层瓦斯为作为区域防突措施。矿为了保证防治煤与瓦斯突出工作安全有序地开展，达到抽、采、掘平衡，保证煤矿健康、稳定地发展，为确保 1750 西翼

3、底板抽放巷充分发挥瓦斯抽采工作效能，特编制 1750 西翼底板抽放巷抽放设计。一、设计依据一、设计依据1.中华人民共和国煤炭法 （1996.8） ；2.中华人民共和国安全生产法 （2002.6.29） ；3.中华人民共和国矿山安全法 （1992.11.7） ；4.煤矿瓦斯抽放规范 （AQ10272006） （2006-11-02） 中华人民共和国安全生产行业标准；5.煤矿瓦斯抽采基本指标 （AQ10262006） （2006-11-02） 中华人民共和国安全生产行业标准；6.矿井瓦斯涌出量预测方法 （AQ10182006） （2006-02-27） 国家安全生产监督管理总局；7.煤矿建设项目安

4、全设施设计审查和竣工验收规范 （AQ10552008）中华人民共和国安全生产行业标准；8.煤矿安全规程 （2010） 国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局；9.防治煤与瓦斯突出规定国家安全生产监督管理总局令第 19 号；10. 赫章县罗州煤矿采掘进工程平面图 ；11. 工程技术人员在罗州煤矿现场调查收集的其它资料；12. 贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司 2012 年 2 月编制罗州煤矿开采方案设计（变更） 。13贵州省动能煤炭技术发展服务有限公司 2012 年 12 月编制了罗州煤矿开采方案设计（变更）安全专篇 ；14 贵州省赫章县罗州煤矿防治煤与瓦斯突出设计 ；15 贵州省赫章县罗

5、州煤矿瓦斯抽采设计 ；二、指导思想二、指导思想1、在符合规范要求、满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；3、采用的工艺技术具有先进性，且符合矿井实际情况。三、存在的主要问题及建议三、存在的主要问题及建议根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局黔安监管办字2007345 号文件精神，本矿为国家划定的煤与瓦斯突出矿区，未进行煤与瓦斯突出鉴定及未对瓦斯基础数据进行测试（未取得煤层抽放所需的瓦斯含量、瓦斯压力、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数等数据） ，建议尽快找有资质的部门进行测定，为今后的瓦斯抽放

6、提供必要的依据。由于目前所获得的资料不够全面，因此本设计未涉及到的内容有待于今后在生产过程中进一步补充和完善。目录目录第一章第一章 矿井概况矿井概况 .7 7第一节 概 况.7一、地理概况.7二、矿井地质.8三、开采技术条件.12第二节 矿井开拓与开采.13第三节 矿井瓦斯.14第四节 矿井瓦斯抽采设备.20第二章第二章 抽放巷道工程概况抽放巷道工程概况 .2121第三章第三章 抽放方法与工艺抽放方法与工艺 .2121一、抽采方式.22二、钻场、钻孔布置及参数.22三、设备选型及主要检测仪表.23四、测定相关区域的煤层原始瓦斯参数.24五、瓦斯抽采应达到的指标.24六、封孔方法和技术要求.24

7、第四章第四章 抽放管道安装抽放管道安装 .2828一、抽放管材的选择和管径.28二、瓦斯抽放管路与抽放孔的联接.28三、管路敷设.32第五章第五章 抽放实时监测与检测抽放实时监测与检测 .3434第六章第六章 钻孔施工安全技术措施钻孔施工安全技术措施 .3535第七章第七章 瓦斯抽放管理瓦斯抽放管理 .3737第一节 组织管理.37第二节 瓦斯抽放组织机构管理.38第三节 抽放钻场管理.38第四节 报表管理.40第一章第一章 矿井概况矿井概况第一节第一节 概概 况况一、地理概况一、地理概况矿井位置及交通情况矿井位置及交通情况罗州煤矿位于赫章县城的西面，地理坐标为：东经 104300110431

8、16，北纬 270640270739；行政区划属赫章县罗州乡管辖，罗州煤矿南部距罗州乡政府约 3.0km。赫章威宁 326 国道从罗州煤矿的南东约 12km 处通过，由罗州煤矿至赫章县城约 40km，由罗州煤矿至罗州乡政府约 3.0km，交通条件好。罗州煤矿为在建矿井，地址：赫章县罗州乡；经济类型为：私营独资企业；开采矿种为：煤；生产规模：15 万吨/年；矿区范围由以下 6 个拐点圈定：矿区呈不规则多边形，走向长约 2250m，倾斜宽约1150m，面积 2.278 平方公里。开采深度由+1950 米到+1000 米。2 2、地形地貌、地形地貌矿区位于云贵高原乌蒙山区，最高点位于矿区西部，海拔标

9、高 2193.8m，最低点位于矿区外北东部农科小河，海拔标高 1654m（视为当地最低侵蚀基准面标高） ，属高原侵蚀地貌，地形切割较深，相对高差 539.8m 左右，属高原中低山地貌。4 4、气象、气象矿区属亚热带季风气候区，年平均气温为 13，最高 34.0，最低4.5，年平均降雨量 879.1mm，多集中在 68 月，此段时间内降雨量累计可达785.51068.0mm，平均风速 2.3m/s，最高风速 20.0m/s，另外区内还有春旱、倒春寒、凝冻、冰雹等灾害天气。风向以东北风为主，亦常见西南风。最大风速多为西南风，一般出现在每年的春季。矿区交通见下图。二、矿井地质二、矿井地质1 1、矿区

10、地质、矿区地质1 1）矿区地层）矿区地层 矿区及周边出露的地层由老至新有二叠系中统茅口组（P2m） 、上统峨眉山玄武岩组（P3） 、宣威组（P3X） 、三叠系下统飞仙关组（T1f） 、永宁镇组（T1yn）及第四系（Q）残坡积层。以上各地层由老至新简述如下：（1）二叠系）二叠系中统茅口组（P2m）：岩性为浅灰、深灰色厚层状、块状灰岩，夹白云质灰岩、燧石灰岩。厚大于 150m。（2）二叠系二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3）：灰绿色、暗绿色、杏仁状、气孔状、致密块状玄武岩。厚 50100m。（3）二叠系二叠系上统宣威组（P3X）：深灰、灰黑色粉砂岩、泥质粉砂岩、粘土岩、少量灰岩及煤层组成。根据地表追索

11、和井下观测，宣威组地层厚度151.98m，按含煤岩系及岩性组合特征将其分为 2 段：a）第 1 段（P3X1）灰灰黄色粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩为主，夹细砂岩、泥岩、粘土岩及煤层，含煤 57 层，可采煤层为 M9、M18 煤层，其余为局部可采及不可采煤层，底部为褐灰色粉砂质泥岩和厚 0.45m 的煤层，含菱铁矿结核。宣威组 1 段厚 71m。b）第 2 段（P3X2）灰、灰黄色泥质粉砂岩为主夹粘土岩、页岩及煤层，含结核状、似层状菱铁矿，含煤 13 层，均为不可采的煤线，底部为厚约 2.14m 的紫红褐紫色玄武质凝灰岩（B12）。产植物化石及碎片，宣威组 2 段厚 80.98m。（4）三叠系

12、）三叠系下统飞仙关组（T1f）：灰绿、紫红色砂岩、粉砂岩、砂质粘土岩夹灰岩。厚 450550m。按岩性组合特征可分为二个段：第一段（T1f1） 灰、灰绿色（风化呈褐黄）中厚层、厚层状含钙质、粘土质粉砂岩与泥质粉砂岩。厚 95120m。第二段（T1f2）褐黄、紫红色中厚层、厚层状泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、细砂岩，局部夹灰色中厚层状灰岩。厚 360380m。（5）三叠系）三叠系下统永宁镇组（T1yn）灰色薄至中厚层状灰岩、泥质灰岩及钙质泥岩，顶部为白云岩。厚大于200m。（6）第四系（）第四系（Q）分布零星，岩性为泥砾、砂砾。粘土及砂、砾石等残积及冲积层。厚 020m。2 2）矿区构造）矿区构造矿区

13、在区域构造上为轴向近东西向可乐向斜的南翼，北翼倾角 520，南翼倾角 2048。区内地层呈单斜产出，倾向为 5070左右，平均60;倾角为 2538，平均 33左右；矿区 M9 拐点外有 F1 正断层通过。F1 正断层长约 2km，倾向北西，倾角为 68，F1 断层对矿区内中煤层的开采影响较小，矿区内未发现较大的断裂构造。综上所述，矿井构造复杂程度属中等类型。3 3）矿区煤层）矿区煤层 矿区内含煤地层为二叠系上统宣威组（P3X）总厚度 151.98m。含煤约 79 层，煤层总厚 6.87m，含煤系数 4.52，可采煤层 2 层，可采总厚度约2.26m，可采煤层含煤率为 1.49。其它为零星或不

14、可采煤层。矿区可采煤层为 M9、M18 煤层，煤层特征如下：（1）M9 煤层M9 煤层：黑色，碎块状，为半暗及半亮型煤及镜煤条带，结构单一，一般不含夹矸，煤层厚 0.800.88m，平均厚 0.82m，顶板为灰色泥质粉砂岩，底板为深灰色泥岩，位于宣威组第四段中部，区内由 3 个小矿井工程(Jl、J2、J3)及原贵州省地矿局 113 地质大队施工的 KTCll 探槽进行控制。为矿区主采煤层，属稳定可采煤层。（2）M18 煤层M18 煤层：黑色，条带状构造，由暗淡一半亮型煤及半暗型煤窄条带相间组成，煤层结构较简单，局部含 1 层夹矸，煤层厚 1.161.65m，平均厚1.44m。项板为灰色粉砂质泥

15、岩，底板为灰色粘土岩。上距 M9 煤层 1528m，区内由 3 个小矿井(Jl、J2、J3)及原贵州省地矿局 113 地质大队施工的 KTCll 探槽工程进行控制。为矿区主采煤层，属稳定可采煤层。M9、M18 煤层的顶底板，抗压强度低，水稳性差，遇水极易软化膨胀，可能发生底鼓及支柱下陷。煤层特征见表 2-3-1。表 2-3-1 煤 层 特 征 表顶底板煤层名称煤层厚度平均（m）煤层结构煤层倾角（）煤层间距（m）顶板底板稳定程度M90.80.880.82简单33泥质粉砂岩泥岩稳定M181.161.651.44简单3322粉砂泥质岩粘土岩稳定4)4)煤质煤质（1）物理性质及煤岩特征M9 煤层：黑色

16、，条痕为灰黑色。煤岩组分为以半亮型煤为主的条带状贫瘦煤，呈参差状断口，条带状、层状构造，局部内生裂隙发育，煤层节理面上有方解石薄膜被覆，属无烟煤。M18 煤层：黑色，条痕为灰黑色。煤岩组分为半亮型煤为主，半暗型次之的条带状贫瘦煤，呈参差状、贝壳状断口，条带状、层状结构，局部内生裂隙发育，煤层节理面上有方解石薄膜被覆及黄铁矿结核，属无烟煤。M9、M18 各煤层煤岩特征大致相似：该煤层主要由有机组份和无机组份组成。无机组分主要为粘土矿物、黄铁矿次之，少量石英、方解石。粘土矿物：多为团块状、浸染状，部分呈细条带状、透镜状，少量充填胞腔。黄铁矿：多呈微粒状、球粒状、细粒状、星散状分布于基质镜质体中，少

17、量充填胞腔。石英：呈微细粒状、细粒状分散分布。方解石：呈细脉状充填裂隙；有机组分占8796%，镜质组普遍为基质镜质体、均质镜质体，少量结构镜质体。惰质组以半丝质体、氧化丝质体及碎屑丝质体多见，少量微粒体，偶见分泌体。（2）化学性质矿区内各层煤的元素组成均基本相同，以碳为主，其次为氢、氧、硫等元素。工业分析根据报告，各煤层样品原煤的分析结果详见煤质特征表。表 2-3-2煤质主要特征表工 业 分 析煤 层编 号煤 样类 别Mf（%）Ag（%）Vr（%）SgQ（%）QrDW（MJ/kg）M18原 煤0.5515.708.471.0129.84M9原 煤0.6824.810.701.2425.91有益

18、有害组分煤层气是有益矿产，未作煤的其它有益、有害成分测定，建议矿山尽快补做。煤岩的工业类型根据原煤灰份、硫份、发热量分析化验结果，煤岩的工业类型为：M9 煤层中灰、低中硫、高热值无烟煤（MA,SHS,SHQ）；M18 煤层为低中灰、低中硫、特高热值无烟煤（MA,SHS,SHQ）WY3；三、开采技术条件三、开采技术条件一一) )、煤层顶底板、煤层顶底板M9 煤层：直接顶板为泥质粉砂岩,比较稳定。煤层底板为泥岩,工程条件差，开采时须加以注意。M18 煤层：直接顶板为粉砂泥质岩,比较稳定。煤层底板为粘土岩，工程条件差，开采时须加以注意。主采煤层的顶底板属半坚硬岩组和软弱岩组，抗压强度低，水稳性差，遇

19、水极易软化膨胀，可能发生底鼓及支柱下陷。二二) )、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向、瓦斯、煤尘和煤的自燃倾向、煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出及地温及地温（1）瓦斯）瓦斯本矿为煤与瓦斯突出矿井。（3）煤尘爆炸性）煤尘爆炸性根据贵州省煤田地质局实验室 2007 年 7 月 16 日所做煤尘爆炸性鉴定报告、M9 M18 煤层煤尘均无爆炸性。按无爆炸性进行设计和管理。（4）自燃倾向性）自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室 2007 年 7 月 16 日所做煤炭自燃倾向等级鉴定报告，M9、 M18 煤层煤炭自燃倾向等级为级，是不易自燃煤层。本次变更设计 M9、 M18 煤层按不易自燃煤层进行设计和管理。（5）地温）

20、地温矿内平均地温梯度 1.972.90/100m，均在 3/100m 以下，属正常地温梯度。当开采深度增大时地温相应会增大。4 4、冲击地压、冲击地压地质报告及矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，该矿区内也无冲击地压的历史记录，目前设计开采各煤层浅部资源，开采深度不大暂按无冲击地压矿井考虑。随着矿井逐渐往深度开采，需配备地音监测系统等冲击地压监测仪器，密切注意冲击地压了生的可能性，采取有针对性的预测和防治措施。第二节第二节 矿井开拓与开采矿井开拓与开采1、矿井开拓：本矿开拓方式为斜井开拓与平硐混合开拓。主斜井、副斜井、回风斜井均布置在 M18 号煤层底板岩层。主斜井井口坐标为：X：3

21、000240.4，Y：35451648.8，Z：+1793m，按提升方位：205，倾角 ：21从煤层的底板岩层掘进至+1625m 标高；副斜井井口坐标为：X：3000255.7，Y：35451618.0，Z：+1795，按提升方位：205，倾角 ：21.5从煤层的底板岩层掘进至+1625m 标高；回风斜井井口坐标为 X：3000225.9，Y：35451679.5，Z：+1795，按方位：205，倾角 ：21.5从煤层的底板岩层掘进至+1625m 标高。在+1625m 标高施工联络巷贯通各井筒，形成通风系统后，布置水仓系统进行排水。材料平硐担负一采区一区段的材料运输任务，位于 M18 煤层底板

22、穿层至 M9煤层。巷道断面为直墙半圆拱，表土段采用砌碹支护，基岩段采用锚喷支护；材料平硐 138m，井筒内铺设 22kg/m 道轨。2、水平及采区划分走向长约 2250m，倾斜宽约 1150m。东翼煤层赋存浅部出露标高+1850m 左右，深部标高 1400m 左右。井田划分为一个水平上下山开采，水平标高+1625m，即东翼和西翼均以+1625m 水平划分上、下二个采区，共四个采区。水平及采区划分见开拓方式布置平面图。3、大巷、硐室及水泵房、水仓后期在+1625 标高布置一条水平运输大巷。井下各硐室均布置在岩层中，在一区段轨道石门附近布置有一采区的消防材料库，在二区段布置井下采区避难硐室，井底布

23、置水泵房硐室。采区避难所采用锚喷支护，巷道长度 30m，净断面 6.0；消防材料库采用锚喷支护，巷道长度 30m，净断面 6.0；水泵房采用砌碹支护，巷道长度 46m，净断面 8.0；水仓采用锚喷支护，巷道长度 68m，净断面 6.0。4、通风方式、方法通风方式：中央并列式；通风方法：机械抽出式通风。5、开采顺序（1）一采区二采区三采区四采区；区段开采顺序：区段下行式。（2）煤层间的开采顺序：M9M18。第三节第三节 矿井瓦斯矿井瓦斯 本矿属煤与瓦斯突出矿井，未进行煤层瓦斯含量测定。1、本矿井瓦斯含量梯度预计、本矿井瓦斯含量梯度预计M9煤层+1625水平时瓦斯含量19.0m3/t，最大埋深时瓦

24、斯含量21.3m3/t， 根据瓦斯梯度数计算公式（采矿工程设计手册）：nnHHqq)()(00式中：-瓦斯梯度数，m3/t.m； -H 垂深的瓦斯量，m3/t；q -风化带内瓦斯量，一般取 2m3/t 或查表；0q H最大埋深，m； H0瓦斯风化带深度，30m； n梯度指数，在现代开采条件下等于 1。经计算，M9 煤0.06（m3/t.m） ；最大埋深时，0.040（m3/t.m） 。同理计算得：M18 煤0.052（m3/t.m） ；最大埋深时，0.033（m3/t.m） 。根据该含量值计算出的瓦斯梯度在开采前期和后期变化梯度大。但由于数据为预测，故要求矿井在回采时，要重新对矿井瓦斯梯度进行

25、校核。2、矿井瓦斯涌出量预测、矿井瓦斯涌出量预测A、预抽前矿井瓦斯涌出量1）M9 煤层瓦斯涌出量计算（1 1）M9M9 煤开采层本层瓦斯涌出量煤开采层本层瓦斯涌出量工作面瓦斯涌出量由本煤层、临近层和围岩三部份组成，采用瓦斯涌出量预测法计算瓦斯涌出量，瓦斯涌出量计算公式：qf=qb+qn式中：qf开采层瓦斯涌出量，m3/t； qb开采层本层瓦斯涌出量，m3/t； qn邻近层瓦斯涌出量，m3/t。本层开采瓦斯涌出量：按照 AQ10182006 标准及本矿井开采层瓦斯涌采用下式计算：q采=K1K2K3（m/M）（Wh-Wc）式中：q ：开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1：围岩瓦斯涌出系数，取 1.

26、15；K2：工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算；K3：采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,K3=（L-2h）/L=（100-215）/100=0.82；m：开采层厚度，m；M：工作面采高，m；Wh：煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc：煤的残存瓦斯含量，m3/t。则+1625m 水平时：Qb=K1K2K3（m/M）（Wh-Wc）=1.151/0.970.82（0.82/0.82）（19.0-4.6）=11.9m3/tWc-运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，无实测值时按照AQ1018-2006附录 C 取值；由于AQ1018-2006附录 C 中残存瓦斯含量单位 m3/t.r

27、，按可燃质残存瓦斯含量进行换算：WC，换算后为)31. 01 (1001001ffcWWVWr4.6m3/t。 邻近层瓦斯涌出量iCiLWWmm)(q00n1.440.82 (15.6-3.7) 0.5010.4m3/t式中：mi邻近煤层厚度，m；m0工作面采高，m；W0邻近层瓦斯含量，m3/t；Wc邻近层残余瓦斯量，按可燃质残存瓦斯含量进行换算， m3/t；Li邻近层瓦斯排放率， %。则 M9 煤层回采面瓦斯涌出量为： qf=qb+qn=11.9+10.4=22.3m3/t；计算 M18 煤层的瓦斯涌出量时，上覆 M9 煤层已形成采空区，M18 煤层部分瓦斯已释放，M18 煤层计算时按释放后

28、的瓦斯含量进行计算，查表得排放率为 50%，释放后+1625m 水平时的瓦斯含量为 15.650%7.8（m3/t），最大埋深时的瓦斯含量为 18.150%9.05（m3/t）。参照上述计算过程，可采煤层的回采瓦斯涌出量见表 4-1-4、表 4-1-5：表4-1-4 +1625m水平时煤层采面瓦斯涌出量计算表煤层K1K2K3煤厚采高Wh（m3/t）Wc（m3/t）本层瓦斯涌出量 qb （m3/t）邻近层瓦斯涌出量qn（m3/t）采面瓦斯涌出量 q相（m3/t）涌出绝对量 q采绝（m3/min）M91.151.030.70.820.8219.04.611.910.422.36.9M181.151

29、.030.821.441.447.83.74.004.01.23表4-1-5 最大埋深时采面瓦斯涌出量计算表煤层K1K2K3采用煤厚采高Wh（m3/t）Wc（m3/t）本层瓦斯涌出量 qb邻近层瓦斯涌出量qn采面瓦斯涌出量 q采相(m3/t)涌出绝对量q采绝(m3/min)M91.151.030.70.820.8221.34.613.810.424.27.4M181.151.030.821.441.449.053.75.205.21.6（2 2）M9M9 煤层掘进面瓦斯涌出量计算煤层掘进面瓦斯涌出量计算掘进工作面瓦斯涌出 qj来源包括两部份：一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯。其涌出量

30、计算公式如下：qj= qm + qL式中： qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min； qm掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min，其计算公式如下：qm=nmVqv（） （m3/min） ；1/L20V qL落煤瓦斯涌出量，m3/min，其计算公式如下：qL=sV（WhWC)；n暴露煤面个数，单巷掘进时 n=2；m煤层厚度，m；V巷道平均掘进速度，0.001m/min；qv煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2min） ，参照如下公式：qv=0.0260.0004（Vr）2+0.16WhVr煤的挥发份， %；Wh煤层瓦斯含量，m3/t；L0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，根据经验取100m；s掘进

31、端头见煤面积，2.7m2；原煤容重，1.45t/m3；WC煤层残存瓦斯含量， 按可燃质残存瓦斯含量进行换算， m3/t。则：qv=0.0260.0004（Vr）2+0.16Wh0.0260.00048.472+0.1619.00.10qm=nmVqv（）1/L20V20.820.0010.10（20.10 （m3/min）) 1001. 0/001qL=sV（WhWC)2.70.0011.45（19.0-4.6）0.06（m3/min）则 M9 煤掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.10+0.060.16m3/min。参照上述计算过程，计算可采煤层掘进瓦斯涌出量见表 4-1-6、表 4-1-7：表

32、4-1-6 +1625m水平时煤层掘进瓦斯涌出量计算表煤层nL0V煤厚挥发份qvqmWh（m3/t）Wc（m3/t）qL掘进瓦斯涌出量 qjm3/minM921000.0010.828.470.100.1194.60.060.16M1821000.0011.4410.70.080.157.83.70.020.07表4-1-7 最大埋深时掘进瓦斯涌出量计算表煤层nL0V煤厚挥发份qvqmWh（m3/t）Wc（m3/t）qL掘进瓦斯涌出量 qj(m3/min)M921000.0010.828.470.110.1121.34.60.070.18M1821000.0011.4410.70.090.16

33、9.053.70.0210.0723、采区瓦斯涌出量计算、采区瓦斯涌出量计算q区=（q采+qj）K（m3/min）式中：K采空区瓦斯涌出系数，取 1.2；采区瓦斯涌出量计算结果见表 4-1-8：表4-1-8 采区瓦斯涌出量预测计算表M920.166.91.28.726.7M1820.071.231.21.645.24、预测矿井瓦斯涌出量计算、预测矿井瓦斯涌出量计算Q预矿=Kq区（m3/min）式中：K瓦斯涌出不均衡系数，取 1.2；矿井瓦斯涌出量计算结果见表 4-1-9：表4-1-9 最大埋深时矿井瓦斯涌出量计算表煤层掘进涌出量(m3/min)回采瓦斯涌出(m3/min)采空区瓦斯涌出系数 采

34、区瓦斯涌出量 q区(m3/min)采区瓦斯涌出系数k矿井瓦斯涌出相对量(m3/t)矿井瓦斯涌出绝对量(m3/min)M920.187.41.29.31.234.211.2M1820.0721.61.22.11.22.57.95、矿井瓦斯抽采的可行性、矿井瓦斯抽采的可行性衡量煤层可行性的指标主要有三项：煤层的透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、钻孔瓦斯极限抽放量。由于本矿瓦斯资料欠缺，未能获得煤的孔隙率、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等资料，无法定量分析瓦斯抽采难易程度，但据以前的抽采经验，赫章煤矿区瓦斯抽采效果较好，分析认为该矿进行瓦斯抽采是可行的。6 6、矿井瓦斯抽采的必要性、矿井瓦斯抽

35、采的必要性根据煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范 （AQ1055-2008）第 3.4.4.1 条规定，矿井必须进行瓦斯抽采。有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采：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；高瓦斯或煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的。根据黔府办发200883 号文件，瓦斯含量达到或超过8.0 立方米/吨的煤层（区域）、瓦斯压力达到或超过 0.74MPa 煤层（区域）必须预抽煤层瓦斯，消除瓦斯隐患后，再安排采掘作业。 根据预测结果，可采煤层最小瓦斯含量：15.6m3/t，最小瓦斯压力

36、：1.74MPa，预抽前最大瓦斯涌出量为 11.2m3/min；预抽达标后最大瓦斯涌出量为5.6 m3/min，符合瓦斯抽采要求，对矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井瓦斯涌出量的预测结果看出，在不进行抽采的情况下，矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井的瓦斯涌出量较大，如果不对煤层瓦斯进行预抽，单采用通风的手段难以解决瓦斯超限问题，难以保证矿井的安全生产；矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计，从防突的角度，必须进行瓦斯抽采。7、瓦斯抽采、瓦斯抽采1）矿井瓦斯抽采的可行性矿井瓦斯抽采的可行性衡量煤层可行性的指标主要有三项：煤层的透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、钻孔瓦斯极限抽放量。由于本矿瓦斯资料欠缺，

37、未能获得煤的孔隙率、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等资料，无法定量分析瓦斯抽采难易程度，但据以前的抽采经验，赫章煤矿区瓦斯抽采效果较好，分析认为该矿进行瓦斯抽采是可行的。建议该矿今后补充煤层的透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、钻孔瓦斯极限抽放量等参数，便于下一步的瓦斯抽采专项设计时能采取针对性的抽采措施。2 2）矿井瓦斯抽采的必要性）矿井瓦斯抽采的必要性根据煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范 （AQ1055-2008）第 3.4.4.1 条规定，矿井必须进行瓦斯抽采。有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采：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

38、出量大于 3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的；高瓦斯或煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的。根据黔府办发200883 号文件，瓦斯含量达到或超过8.0 立方米/吨的煤层（区域）、瓦斯压力达到或超过 0.74MPa 煤层（区域）必须预抽煤层瓦斯，消除瓦斯隐患后，再安排采掘作业。 根据预测结果，可采煤层最小瓦斯含量：15.6m3/t，最小瓦斯压力：1.74MPa，预抽前最大瓦斯涌出量为 11.2m3/min；预抽达标后最大瓦斯涌出量为5.6 m3/min，符合瓦斯抽采要求，对矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井瓦斯涌出量的预测结果看出，在不进行抽采的情况下，矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井

39、的瓦斯涌出量较大，如果不对煤层瓦斯进行预抽，单采用通风的手段难以解决瓦斯超限问题，难以保证矿井的安全生产；矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计，从防突的角度，必须进行瓦斯抽采。第四节第四节 矿井瓦斯抽采设备矿井瓦斯抽采设备1、瓦斯抽采量根据本章第（一）节预测计算，预抽瓦斯纯量 5.6 m3/min，考虑其它影响因素，本次按 16m3/min 进行抽采设计，其中高负压抽放 10m3/min，低负压抽放6m3/min。抽采率：5.611.250%。2、抽放管材的选择和管径抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽

40、放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与 PVC 煤矿井下用聚氯乙烯管。3、瓦斯抽采泵、瓦斯抽采泵瓦斯抽放泵房已安装 2 台高负压 2BE3303 型水环式真空泵，功率 90kw，抽气量 4362m3/min，极限真空度 3300Pa。结合上面瓦斯泵选型计算结果，分析认为，现已安装的瓦斯泵流量只能满足首采区高负压抽采要求。矿井选择 2 台低负压 2BE3420 型水环式真空泵，功率 110kw，抽气量68110m3/min，极限真空度 33hPa。瓦斯抽放设备冷却：采用循环水冷却方式，选用冷却水泵：IS8050200型 2 台（一台工作，一台备用） ，配套防爆电动机 YB100L1-4、2.

41、2kW、380V。电控设备：选用隔爆馈电开关 KBZ-400/380，三台；隔爆启动器 QBZ-200/380，四台，对瓦斯泵进行控制。抽放泵站附属设施与安全保护装置齐全，第二章第二章 抽放巷道工程概况抽放巷道工程概况1750 西翼底板抽放巷布置在第一采区第一区段（标高为+1750 米）西翼 ，在 M18 煤层底板物稳定岩层中，距 M18 煤层的水平距离达 60-80 米，距 M9 煤层 120-140 米。1750 西翼底板抽放巷为净宽 4.6 米，净高 3.6 米的半圆拱型断面，净断面积 14.3。巷道采用锚喷支护。该巷道设计长度为 1300 米。1800 西翼底板抽放巷的作用有四个：一是

42、区域性预测；二是区域措施效果检验；三是主要为一采区第一区段西翼各煤层煤巷条带瓦斯服务，施工瓦斯抽放钻场采用穿层钻孔预抽煤层瓦斯；四作为 1750 西翼集中运输巷。第三章第三章 抽放方法与工艺抽放方法与工艺 本矿为煤与瓦斯突出矿井，严格执行先抽后掘 ，在 1750 底板抽放巷预抽煤层瓦斯的同时，还必须按防突规定要求落实“四位一体”的综合防突措施：进行区域性突出危险预测；防治突出措施；防治突出措施的效果检验 ，并经措施效果检验无煤与瓦斯突出危险后，方可在该区域的消突范围内开展煤巷掘进施工。在煤巷掘进施工时必须进行区域验证及开展局部防突工作。一、抽采方式一、抽采方式：底板抽采巷穿层抽采该底板抽采巷对

43、 M9、M18 煤层同时进行瓦斯预抽，即对抽采保护层 M9煤的同时，又抽采被保护层 M18 煤的瓦斯。由抽采巷向工作面区域施工网格穿层钻孔预抽瓦斯，掘进条带内布置的穿层钻孔数量是非掘进条带钻孔数量的两倍，非掘进条带区域的钻孔终孔间距按 10m 布置钻孔。掘进条带内钻孔终孔点间距按 5m 布置钻孔，确保在掘进施工前，能有效地预抽控制掘进条带内瓦斯抽采率达到规范的要求。穿层钻孔终孔点必须达到煤层顶板岩石内不小于0.5m，采用聚氨脂封孔或水泥注浆泵封孔。图 4-1-1底板抽放巷布置钻孔预抽瓦斯示意图M9M1820m20m二、钻场、钻孔布置及参数二、钻场、钻孔布置及参数钻场布置：在 1750 西翼底板

44、放巷每隔 30 米布置一个底板抽采钻场 ，钻场高为 2.8 米宽为 3.2 米的半圆拱形断面，净断面积为 7.86，钻场深度为 4 米。 钻孔直径采用 ZYD3200 钻机打眼，钻孔直径 96mm。钻孔长度钻孔从钻场开孔后穿透各可采煤层打入 M9 煤层顶板，进入 M9 煤层顶板不少于 0.5 米，各抽放钻孔必须在钻场设计时，根据地层产状与控制范围等参数计算出钻孔倾角与、方位、长度等参数。钻孔布置及封孔材料钻孔布置：钻孔必须在钻场设计时均匀布置 ，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。封孔材料：采用水泥浆封孔泵封孔，封孔材料采用矿井允用的工程塑料管，采用 425 水泥与水搅拌制成，水灰比

45、1：1，钻孔封孔长度为 5m。抽放钻孔的封孔设备选用 KFB 型封孔泵，其额定压力 1.2MPa，流量为 0.5m3/h。三、设备选型及主要检测仪表三、设备选型及主要检测仪表钻机选择对于抽放钻孔的打钻设备，选用 ZDY3200 型全液压坑道钻机。主要技术参数 单位 ZDY-3200 型 最大钻进深度 400m 开孔直径 94/133/153 mm 终孔直径 94/113 mm 钻杆直径 63/73 mm 钻孔倾角 -90 +90 额定输出转速 70/160/min 额定输出转矩 3200/1400.m 额定功率 45 kW 额定电压 380/660 V 额定电流 83/48 给进力 120 k

46、N 起拔力 90kN 锚固力 4 45kN 正常进给速度 01.5 m/min 进给行程 850 mm 适应煤岩坚固性系数 f10 噪声 96dB(A) 主机外形尺寸 224010001478mm 整机重量（不含钻杆） 约 2810Kg其技术参数如下表钻机型号钻孔深度开孔直径终孔直径钻孔角度范围功率电压ZDY-3200300m94/133/155mm65/133mm-909045Kw380/660V根据矿井的开拓布置和瓦斯抽采强度，配置了如表 4-1-15 所示的设备和仪器。表表 4-1-15 瓦斯抽采主要装备表瓦斯抽采主要装备表序号设备名称设备型号单位数量1液压钻机ZYD3200 型台22封

47、孔泵KFB 型台13空盒气压计DYM台14U 型压差计0.3m、0.5m、1m支各 154 寸孔板流量计块56皮托管支17气体取氧管支28钻杆m200四、测定相关区域的煤层原始瓦斯参数四、测定相关区域的煤层原始瓦斯参数通过 1750 底板抽放巷施工穿层钻孔测定煤层瓦斯压力。五、瓦斯抽采应达到的指标五、瓦斯抽采应达到的指标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 以下。控制范围如下：六、

48、封孔方法和技术要求六、封孔方法和技术要求抽放钻孔封孔方式主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔，设计使用聚胺脂封孔方法，但煤矿也可结合本矿的实际情况采用其它两种合理有效的封孔方法。封孔段长度：封孔长度大于 5m， 。现将几种封孔方式介绍如下：1、采用水泥注浆泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，效果好，但操作较为复杂。可采用 KFB 型矿用封孔泵进行封孔。KFB 型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽放封孔，同时还广泛应用于煤层注水封孔、注浆封孔及其它各种类型钻孔的封孔。该泵自身具有搅拌功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其额定压力 1.2MPa，流量为 0.5m3/min。图图

49、 3-3-13-3-1 封孔泵结构图封孔泵结构图KFB 型矿用风封孔泵其主要由（图 3-3-1 所示）电动机（1） 、安全离合器（2） 、变速系统（3） 、搅拌机（4） 、离合器（5） 、离合器操作手柄（6） 、送浆泵（7）及机座（8）组成。封孔管采用抗静电的煤矿抽放专用 PVC 管或金属管。回采工作面预抽钻孔封孔长度为 5m，掘进工作面边掘边抽钻孔封孔长度为 5m（同时将上循环抽放钻孔的残孔封孔 8m） ，封孔材料采用 425#硅酸盐水泥，配比为 1：0.4；孔内抽放管长度 6m，封孔长度为 5m，抽放管在孔内端钻 1020 个直径 10mm 的小孔，并用双层铁筛网扎好。1注浆泵 2封堵材料

50、 3连接管图图 3-3-23-3-2 注浆泵与被封钻孔的连接图注浆泵与被封钻孔的连接图封孔工艺过程：一般在打钻将要结束时就可开始准备水泥沙浆。水泥沙浆一般应加入适量的膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂缝。当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。注浆泵与所封钻孔的连接如图 3-3-2 所示，井下封孔操作方法为：a.检查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否带全；b.检查抽放钻孔所需抽放管是否齐全，长度是否达到要求（40mm，长度6m） ；c.根据井下顺层抽放钻孔的封孔深度，计算所需要的水泥量，在该矿封 5m的孔一般是用一包水泥，水泥：水=1：0.4（重量比） ；d.直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽

51、放管上，送入钻孔内封住孔口，其做法如图 3-3-3 所示：图图 3-3-33-3-3 井下水泥沙浆注浆封孔方法示意图井下水泥沙浆注浆封孔方法示意图将抽放管的一端与注浆管摆放在一起，其重叠处约 30cm 左右；准备编织袋（将水泥倒入封孔泵的搅拌器内后，就可空出） ；将袋子开口端向孔口处，如图 3-3-3 所示将抽放管与注浆管缠绕；用麻绳或麻线等，将抽放管、注浆管及编织袋捆紧；如图所示送入孔内：按照泵的操作规程，开动泵搅拌水泥浆，均匀后并开始注浆，如图所示，水泥浆先将编织袋胀大，并封住钻孔，继续注浆直到注完为止，注浆时，孔口可能会漏一些浆，但不会影响整个封孔质量；注完浆后即可直接将注浆胶管拔出。按

52、以上方法进行下一个孔的注浆封孔；所有要封的钻孔封完后，要对封孔泵进行清洗干净。2、聚氨酯封孔（推荐采用）聚氨酯封孔就是用异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体进行密封钻孔。聚氨酯封孔材料膨胀倍数 20 倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压 6080KPa、正压 2MPa 下，钻孔密封严实不漏气。聚氨酯封孔采用卷缠药液与压注药液 2 种工艺方法。现主要应用的是卷缠药液法，封孔深度一般为 36m。钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的

53、要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内 6.47.5m 深度封孔，钻孔密封段长度仅 1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。聚氨酯封孔（见图 3-3-4）即是在孔内抽放管的前端套上铁档板、木塞和橡胶垫圈，在距抽放花孔端的橡胶垫圈 1m 处，再套上木塞和铁档板，并用铁线缠紧固定，在间距 1m 内的抽放管上固定一块毛巾布（1m0.7m） 。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约 5 分钟后，药

54、液开始发泡膨胀，20 分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为 1Kg 左右。钻孔与管路的连接：聚氨酯封孔 1 小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路的连接（见图 3-3-5）所示。连接管采用胶管。60100040006000781000910040006000图4-5-3 聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图 3 橡胶垫圈1 铁档板2 木塞5 铁线4 毛巾布6 抽放管9 水泥沙浆8 聚氨脂密封段7 钻孔10 花孔210314561-铁挡板.2-木塞.3-橡胶垫圈.4-毛巾布.5-铁线.

55、6-抽放管.7-钻孔.8-聚氨酯密封段.9-水泥沙浆.7-钻孔 第四章第四章 抽放管道安装抽放管道安装一、抽放管材的选择和管径一、抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与 PVC 煤矿井下用聚氯乙烯管。二、瓦斯抽放管路与抽放孔的联接二、瓦斯抽放管路与抽放孔的联接用弹簧软管将钻孔瓦斯抽放管与钻场汇流管相连，汇流管与钻场瓦斯管连接后与巷道中的瓦斯抽放管联接。如图所示。 瓦斯抽放钻孔连接示意图瓦斯抽放钻孔连接示意图1-煤层；2-钻孔；3-封孔材料；4-胶管（弹簧软管）

56、 ；5-流量计；6、9、10、11-闸门；7-汇流管：8-放水器；12-分区瓦斯抽放支管当使用煤矿瓦斯抽放金属钢管作为瓦斯抽放主管道时，瓦斯抽放主管道均采用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹像胶密封圈，为安装方便，抽放管路拐弯处也可采用弹簧软管代替铁管。当使用矿用聚氯乙烯 PVC-Kw 专用煤矿瓦斯抽放管作为瓦斯抽放主管道时，管道连接可采用承插粘接的方法连接（如图 4-2-2 和图 4-2-3 所示） ，也可采用全塑活套平承法兰连接的方法连接（如图 4-2-4） 。1 1、矿用塑料管材与钢管的连接：、矿用塑料管材与钢管的连接：矿用塑料管材与钢管的连接，可视其管道压力的大小，采用全塑活套平承法兰连接，也

57、可采用塑料法兰体与铁法兰片配合的法兰连接方法进行连接。所有与管材配套的管件，均采用注塑工艺成型后再在其内外表面涂上抗静电涂料，其强度、耐压及抗静电等技术指标都能达到标准规定，能满足使用要求。图图 4-2-24-2-2 煤矿煤矿 PVC-KwPVC-Kw 专用抽放塑料管道安装结构示意图专用抽放塑料管道安装结构示意图图图 4-2-34-2-3 塑料管道与塑料管件安装结构示意图塑料管道与塑料管件安装结构示意图注：注：1.25MPa1.25MPa 以上塑料管道建议定做金属管件。以上塑料管道建议定做金属管件。 图图 4-2-44-2-4 矿用管与钢管连接安装示意图矿用管与钢管连接安装示意图2 2、抢修、

58、快速安装、抢修、快速安装如遇抢险或救灾等情况，可按附图 4-2-5、6、7 的方法进行快速安装，即在承插粘结处用压环卡紧，短时间内即可使用。图图 4-2-54-2-5 抢修用快速连接安装示意图如上抢修用快速连接安装示意图如上 图图 4-2-64-2-6 抢修用快速连接安装示意图如左抢修用快速连接安装示意图如左图图 4-2-74-2-7 抢修用快速安装示意图如右抢修用快速安装示意图如右3 3换管：换管：若塑料管被利物撞破了口或塑料管被撞断，则需要换管，具体换管步骤：a）关闭管道断口两端阀门；b）用割管器或钢锯把需要换管的两端截齐；c）根据库房库存材料，选择图 4-2-2 至图 4-2-4 的方法

59、进行换管；e）涂上粘结剂并且用压环压紧，不必待粘结剂完全固化，即可恢复管道运行。三、管路敷设三、管路敷设A A 管路敷设管路敷设管路联接是瓦斯抽采管网系统中重要环节，是系统中主要漏气点。法兰联接较焊接具有安装、拆卸方便、安全可靠等优点而广泛应用。本设计选用法兰联接管路。法兰盘在瓦斯管道的两端，井下管路联接时两管路法兰盘间加橡胶密封圈，用螺栓紧固。管路敷设及安装要符合下列要求：1.瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施，在安设之前必须对管路的内外部进行防腐处理（选用煤矿专用抽放镀锌钢管或煤矿专用 PVC-Kw 瓦斯抽放管的，不受此限）2.管路敷设要求平直，尽量避免急弯抽采管路通过的巷道曲线段少、距离短。

60、若采用无缝钢管则必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别。 3.与巷道壁的距离应满足检修要求；抽采瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于 0.1m。4.主管、干管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置。5.抽采钻场、门框架、低洼、温度突变处及沿管路适当距离（间距一般为200m300m，最大不超过 500m） ，应设置放水器。6.在抽采管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。7.抽采管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。8.主管上的阀门应设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域的正常抽采，并便于人员操作。9.抽采管路应根据巷道保持一定的坡度，一般不小于 3的流水坡度。1