金星瓦斯抽放设计内容(修改)

1、登封市金星煤业有限公司技术改造地面瓦斯抽放系统方案设计说明书登封市金星煤业有限公司技术改造地面瓦斯抽放系统方案设计说 明 书河南工程咨询监理有限公司二0一二年一月登封市金星煤业有限公司技术改造地面瓦斯抽放系统方案设计说 明 书河南工程咨询监理有限公司二0一二年一月登封市金星煤业有限公司技术改造地面瓦斯抽放系统方案设计说 明 书工程编号 WSBZ院 长： 总工程师： 项目负责人：河南工程咨询监理有限公司二一二年一月目 录概述 11. 矿井概况 31.1 井田地质情况 41.2 矿井通风方式 62. 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性 62.1 矿井瓦斯涌出量预测 62.2 瓦斯抽放的必要性 102.3

2、 瓦斯抽放的可行性 112.4 矿井瓦斯储量与可抽量 123. 矿井瓦斯抽放方案初步设计 143.1 抽放方法选择的原则 153.2 抽放瓦斯方法选择 163.3 底板抽放巷预抽瓦斯时间的确定 213.4 瓦斯抽放钻孔施工及设备 233.4.1 钻机的选择 233.4.2 钻孔施工安全技术措施 233.4.3 钻孔封孔 243.4.4 瓦斯抽放参数监测监控 244. 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算及设备选型 254.2.1 瓦斯抽放管网系统 254.2.2 瓦斯抽放管管径计算及管材选择 254.2.3 管网阻力计算 264.2.4 瓦斯抽放管路与瓦斯抽放钻孔的连接 264.3 瓦斯抽放泵选型计

3、算 264.3.1 瓦斯抽放泵流量计算 274.3.2 瓦斯泵压力计算 274.3.3 瓦斯抽放泵选型意见 285瓦斯抽放泵站布置 285.1 瓦斯抽放泵站 285.2 瓦斯抽放泵站供电 295.3 瓦斯抽放泵给排水 295.4 防雷设施 305.5 瓦斯抽放泵站照明 305.6 瓦斯抽放泵站通讯 305.7 抽放系统实时监测 306瓦斯抽放系统的安装 316.1 瓦斯抽放系统安装的基本要求 316.2 瓦斯抽放泵的安装 316.3 瓦斯抽放管路及附属设施安装 316.4 瓦斯抽采站安全措施 32概 述登封市金星煤业有限公司是郑州磴槽企业集团公司的一个技改矿井，位于登封市颍阳镇王堂村境内，距登

4、封市27km，行政隶属登封市颍阳镇管辖。矿井技术改造是依据豫煤规【2007】845号文批准，金星煤业整合原登封市颍阳振兴煤矿、颍阳红旗煤矿、颍阳镇烟煤矿和金源煤矿4个地方小矿，矿井井田走向长度0.61.6km，倾斜宽度0.351.25km，井田面积1.5154 km2，主采二1煤层，资源储量1465万吨，可采储量693.8万吨，矿井设计生产能力0.30 Mt/a，服务年限16.5年。根据河南省煤炭工业管理局关于登封市金星煤业有限公司技术改造初步设计修改的批复，矿井为煤与瓦斯突出矿井，煤尘具有爆炸危险性，煤层属不易自燃煤层。二1煤层设计开采区域煤层赋存标高+250m-200m。由于本矿井为技术改

5、造矿井，矿井浅部已开采完毕，技术改造设计所涉及开采区域二1煤层赋存标高为+250m-200m，为简化，在以后的论述中将该区域简称为设计区域。根据河南省煤田地质局三队2007年6月提交的登封市金星煤业有限公司二1煤层瓦斯地质总结，区内二1煤层瓦斯含量为5.2915.80ml/gr，平均10.48 ml/gr；设计区域11.1315.80ml/gr，平均12.91 ml/gr。煤层瓦斯含量总体有随煤层埋深增加而增高趋势。瓦斯放散初速度（P）为19.5，煤的坚固性系数（f）为0.12，突出危险性综合指标（K）为162.5，煤层突出危险性指标均超过临界值。因而，本井田二1煤层全部为突出危险区。本矿也是

6、按照突出矿井设计并管理的。为贯彻落实党和国家“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总局制定的“先抽后采、监测监控、以风定产”的瓦斯综合治理方针，按照煤矿安全规程规定，高突矿井必须进行瓦斯抽放工作。邻近矿井金岭煤矿有瓦斯抽放成功经验。因此，进行瓦斯抽放工作是非常必要的和可行的。受登封市金星煤业有限公司的委托，河南工程咨询监理有限公司编制了登封市金星煤业有限公司技术改造地面瓦斯抽放系统方案设计。编制本方案设计的依据：1、矿井抽放瓦斯工程设计规范（MT5018-96）。2、煤矿瓦斯抽放管理规范（AQ1027-2006）。3、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）。4、矿井

7、瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）。5、煤矿安全规程（2010年版）。6、金星煤业生产、通风、瓦斯、地质等相关资料、图纸。7、防治煤与瓦斯突出规定。8、煤矿瓦斯治理经验五十条9、煤炭工业小型矿井设计规范（GB50399-2006）1矿井概况登封市金星煤业有限公司是根据豫煤规【2007】845号文批准立项，由四个小煤矿资源整合组成的新型矿井，位于登封市西南约27km，行政隶属登封市颍阳镇管辖。井田面积1.5154 km2，主采二1煤层，资源储量1465万吨，除去动用储量，原地质储量1358万吨，可采储量693.8万吨，矿井设计生产能力0.30 Mt/a，服务年限16.5年。井巷工程量7

8、930m，动态投资14891.83万元，建井工期29个月。矿井采用两立一斜混合开拓方式，单水平上下山开采，中央分列式通风，副井进风，斜风井回风，总回风量为70m3/s，选择FBCDZ54-8-22型对旋轴流通风机2台。主井净直径4.5m，井深531m，装备一对4t轻型箕斗提煤，提升设备选择2JK-3/11.5E型双筒提升机，担负全矿井的煤炭提升任务；副井净直径5.0m，井深531m，装备一对1t矿车双层单车多绳罐笼，选用JKMD-2.84()E型落地式多绳摩擦轮提升机，担负全矿井的升降人员、提矸下料、进风等辅助提升任务，兼作矿井的安全出口；斜风井净断面10.8m2，分上下两段，上段倾角为30，

9、斜长200m，下段倾角为27.5，斜长370m，共计570m，担负全矿井的回风任务，兼作矿井的安全出口。 矿井开拓水平标高为+20m，投产1个采区，布置1个回采工作面和1个抽放工作面。采用走向长壁后退式采煤法，分层炮采工艺，全部跨落法管理顶板。金星煤业于2006年2月委托煤炭工业郑州设计研究院有限公司编制了河南省登封市金星煤业有限公司技术改造初步设计。2007年10月河南省煤炭工业管理局以豫煤规2007845号文对该设计修改进行了批复。2008年8月27日郑州安监【2008】150号文批复安全设施设计，2008年12 月29日郑煤技施【2008】7号文批复施工组织设计，郑煤技开【2008】7号

10、文批准开工许可，于2009年10月份开始施工，由河南煤炭建设集团有限责任公司承建，河南中豫建设监理有限公司监理。2011年2月15日郑煤重组办【2011】8号文批复“登封市金星煤业有限公司瓦斯治理能力论证报告”基本具备瓦斯治理能力。2011年8月28日登煤字【2011】125号文批复登封市金星煤业有限公司技改工期延续12个月，将于2013年3月建设完成，进行联合试运转。1.1 井田地质情况（1）地层本区为低山丘陵地形，基岩零星出露。据钻孔和矿井工程揭露，地层由老至新有：中寒武统崮山组（3g），中石炭统本溪组（C2b）、上石炭统太原组（C3t），下二叠统山西组（P1sh）和下石盒子组（P1x）、

11、上二叠统上石盒子组（P2s）及第四系（Q）。（2）构造本区总体构造形态为一走向6580，倾向335350，倾角2636的单斜构造，并在北部边界附近发育1条正断层（陈沟断层），本区构造复杂程度属简单构造。陈沟断层：位于本区北部边界附近，断层走向近东西向，倾向北，倾角60左右。该断层在地表有出露，对区内开采煤层无影响。断层已查明。区内无岩浆岩侵入。（3）煤层本区含煤地层为上石炭统太原组和下二叠统山西组、下石盒子组和上二叠统上石盒子组，含煤地层总厚638.72m，共计含煤29层，煤层总厚19.65m，含煤系数为3.08%。其中赋存于山西组下部的二1煤层和下石盒子组中部的四3、五3煤层为可采煤层，可采

12、煤层总厚9.10m，可采含煤系数1.42%。二1煤层赋存于山西组下部，下距L7石灰岩平均20.00m，上距香炭砂岩（Sx）42.00m；距砂锅窑砂岩81.00m。煤层底板标高为+475-235m，煤层埋深5815m。煤层厚度为1.7915.90m，平均7.51m，变化较大，在50m左右距离内煤厚由12.98m变薄为4.00m、由14.38m变薄为4.35m，总体具浅部较厚，深部较薄的变化趋势。煤层结构简单，偶见0.04m的炭质泥岩夹矸。煤层顶板为黑色泥岩、砂质泥岩，老顶为中细粒砂岩（大占砂岩）；底板为黑色砂质泥岩、泥岩。综上所述，区内二1煤层结构简单，普遍发育，全区可采，结合马岭山勘探区二1煤

13、层发育情况，确定煤层稳定程度为较稳定。（4）煤质二1煤为黑色，条痕黑色，以粉状煤为主，参差状断口。煤岩成分以亮煤为主，暗煤次之，间夹微量丝炭和少许镜煤条带。宏观煤岩类型以半亮型为主，夹少量光亮型和半暗型煤。煤的视密度为1.39 t/m3。二1煤原煤水分（Mad）为0.691.26%，平均为0.91%；浮煤水分为0.801.10%，平均0.96%。灰分（Ad）为11.7416.41%，平均为13.95%，属低灰煤；浮煤灰分为5.388.20%，平均6.51%。全硫含量（St,d）为0.360.54%，平均0.46%，属特低硫；浮煤全硫含量为0.48%。磷含量为0.014%，属低磷分煤；原煤砷含量

14、为2.5104%，属一级含砷煤。挥发分（Vdaf）为13.3514.49%，平均13.94%；浮煤挥发分（Vdaf）为12.5013.52%，平均12.98%。干燥基恒熔高位发热量(Qgr,v,d)为29.56MJ/kg，属高热值煤。综上所述，本区二1煤为贫煤，属低灰、特低硫、低磷之高热值煤，可做为火力发电用煤和动力用煤，也可做为民用燃料。（5）瓦斯本区二1煤层瓦斯成份以CH4为主，未来开采区在80以上，属瓦斯沼气带。区内二1煤层瓦斯含量为5.2915.80ml/g燃，平均10.48 ml/g燃；深部（+250m以深）未开采区为11.1315.80 ml/g燃，平均12.91 ml/g燃。煤层

15、瓦斯含量总体有随煤层埋深增加而增高。鉴于矿区深部二1煤层瓦斯含量普遍较高，煤层突出危险性指标均超过临界值，瓦斯放散初速度（P）为19.5，煤的坚固性系数（f）为0.12，突出危险性综合指标（K）为162.5，故确定二1煤层为煤与瓦斯突出煤层。（6）煤尘及煤层自然发火等级据煤炭科学研究总院重庆分院的煤尘爆炸性鉴定报告，二1煤煤尘有爆炸危险性。据煤炭科学研究总院重庆分院的煤炭自燃倾向等级鉴定报告表，二1煤属三类不易自燃煤层。1.2矿井通风方式矿井采用两立一斜混合开拓方式，单水平上下山开采，中央分列式通风，副井进风，斜风井回风，总回风量为70m3/s，选择FBCDZ54-8-22型对旋轴流通风机2台

16、。2. 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性2.1矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量采用分源预测法预测（AQ1018-2006）。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的源汇关系（见下图），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。本设计采用分源法预测采掘工作面瓦斯涌出量。汇：矿井瓦斯涌出源：生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出矿井瓦斯涌出源汇关系示意图（1

17、） 采煤工作面相对瓦斯涌出量预测开采二1煤为分层开采的采煤工作面，则：Q采 = Kv K1 K2 K3 Kfo (Wo - Wc)式中：Q采-开采煤层相对瓦斯涌出量m3/tKv-推进度系数影响，取经验值为0.72K1-围岩瓦斯涌出系数，取K1=1.2K2-工作面采煤系数，取回采率的倒数。二1煤层开采工作回采率去0.93，则K2=1.075K3-工作面巷道瓦斯预排影响系数，K3=（L-2h）/L；K3=0.75；L-工作面长度，120mh-掘进巷道预排等值宽度，取15mKfo-分层开采瓦斯涌出系数，分三层开采时，第一分层Kfo取1.822Wo-煤层原始瓦斯含量，二1煤层Wo为11.131.80m

18、3/tr，平均12.91 m3/trWc-采落煤炭运至地面残留瓦斯含量，本矿井二1煤层挥发份Vda-1=12.98%,据矿井瓦斯涌出量检测（AQ10182006）。Wc为3-4m/t，取Wc=3m/t。经过计算二1煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为11.3016.04 m3/t，平均13.67 m3/t。考虑到煤层为厚煤层，且顺槽沿着煤层掘进，掘进煤按总产量的10%计算，则：Q采（绝）=300000（1-10%）Q采/（3302460）所以采煤工作面绝对瓦斯涌出量为6.429.11 m3/min，平均7.77 m3/min。考虑35%的瓦斯抽采率，则采煤工作面绝对瓦斯涌出量为4.175.92 m3

19、/min，平均5.05 m3/min。（2） 邻近层瓦斯涌出量式中：邻近层瓦斯涌出量，m3/t；第i个邻近层厚度，m，一7煤层平均厚度为0.57m；开采层的开采厚度，m，二1煤层开采厚度为5.41m；第i邻近层原始瓦斯含量，m/t，一7煤层平均瓦斯含量为2.55 m3/t；WC第i邻近层残存瓦斯含量，m/t，一7煤层残存瓦斯含量为2 m/t；取决于层间距离的第i邻近层瓦斯排放率，一7煤层取0.84经过计算一7煤层采煤工作面相对瓦斯涌出量为0.05 m/t，则绝对瓦斯涌出量为0.0035 m/min。（3） 掘进工作面相对瓦斯涌出量预测掘进工作面的瓦斯是由巷道煤壁和掘进落煤两部分组成，掘进工作面

20、瓦斯涌出量按下式计算：Q掘=nmVqv(2-1)+SV(Wo-Wc)式中：Q掘-掘进工作面绝对瓦斯涌出量m/minn-暴露煤面个数，单巷掘进n=0.72m-首采区煤层厚度，取m=5.41mV-平均掘进速度，V=0.007m/minqv-煤壁瓦斯涌出初速度（m/mmin），按下式计算：qv =0.0260.0004(V) +0.16 Wo=0.0460.066 m3/ m2min，平均0.054 m/ m2minV-煤的挥发分，V=13.94%h-掘进巷道预排等值宽度，取15mWo-煤层原始瓦斯含量，二1煤层Wo为11.131.80m/tr，平均12.91 m/trWc-采落煤炭运至地面残留瓦斯

21、含量，取3.0 m/t.Lo-巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，取Lo =1000mS-掘进端头见煤面积，取S掘（顺槽） =6.8m-煤的容重，取=1.39t/m经计算，顺槽掘进工作面瓦斯涌出量为2.482.93 m/min，平均2.78 m/min。考虑35%的瓦斯抽采率，则掘进工作面绝对瓦斯涌出量为1.631.95 m/min，平均1.81 m/min。（4） 矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量由各采区瓦斯涌出量与已采采空区瓦斯涌出量组成。本矿井投产一个采区，1个采煤工作面，1个抽采工作面，2个顺槽煤巷掘进头，1个上山岩巷掘进头，矿井瓦斯涌出量按下式计算：式中：q矿-矿井总瓦斯涌出量

22、，m/min q区i-第i区瓦斯涌出量，m/min Aoi-第i区平均日产量，t/dn-采区个数K-矿井采空区瓦斯涌出系数，取K=1.35经计算，矿井绝对涌出量为15.9421.03 m/min，平均18.23 m/min。考虑35%的瓦斯抽采率，则矿井风排瓦斯量为10.3613.67 m/min，平均11.85 m/min。2.2 瓦斯抽放的必要性（1） 本区二1煤层瓦斯成份以CH4为主，本设计范围CH4成份在80以上，属瓦斯（沼气）带。全井田二1煤层瓦斯含量为5.2915.80ml/gr，平均10.48 ml/gr；设计范围内为11.1315.80 ml/gr，平均12.91 ml/gr。

23、煤层瓦斯含量总体有随煤层埋深增加而增高。鉴于矿井深部二1煤层瓦斯含量普遍较高，据河南省煤田地质局三队2007年六月提交的登封市金星煤业有限公司二1煤层瓦斯地质总结，煤层突出危险性指标均超过临界值，瓦斯放散初速度（P）为19.5，煤的坚固性系数（f）为0.12，突出危险性综合指标（K）为162.5，故确定二1煤层为突出危险性煤层。根据煤矿安全规程第一百四十五条规定，本矿必须进行瓦斯抽采。（2） 循预测，采煤工作面绝对瓦斯涌出量Qi=18.23m/min,远大于煤矿安全规程第145条规定的5 m/min。矿井瓦斯抽采可有效地降低风流中瓦斯浓度，减少矿井供风，降低通风费用。（3） 本矿井二1煤层为有

24、煤与瓦斯突出危险煤层，生产中若不采取抽采，有可能造成工作面煤与瓦斯突出或是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，严重的可能发生煤与瓦斯突出事故或是瓦斯爆炸事故。因此建立矿井瓦斯抽采系统抽采二1煤层瓦斯可根本上消除煤与瓦斯突出的危险性，而且可以有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限问题。（4） 瓦斯作为煤炭生产的伴生资源，是一种热值高而且洁净的能源，从充分利用瓦斯资源，减少大气环境污染方面来看，建立瓦斯抽采系统，即充分利用了瓦斯资源，改善了井下作业环境，抽出的瓦斯可以作民用燃料、工业发电等，又减少了大气环境污染。因此，从矿井安全生产、劳动保障、环境保护及资源利用方面

25、，建立瓦斯抽采系统是十分必要的。2.3 瓦斯抽放的可行性根据煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006），衡量未卸压的原始煤层瓦斯抽采可引性指标有：煤层透气性系数（入），钻孔瓦斯流量衰减系数（），划定本煤层瓦斯抽采可引性标准如下表所示。本煤层预抽瓦斯难易程度分类表抽采瓦斯难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)煤层透气性系数入(m/MPa-d)容易抽采10可以抽采0.003-0.0510-0.1较难抽采0.050.1地质报告未提供煤层瓦斯压力、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数及百米瓦斯流量等数据，根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提供的郑州市磴槽集团金岭煤矿东翼二1煤层21采区突出

26、危险性鉴定报告，邻近煤矿金岭煤矿二1煤层透气性系数入为0.002 m/MPa-d,属较难抽采煤层。根据该矿井瓦斯资源条件和开拓开采方式，设计确定采用地面集中抽采瓦斯系统。2.4 矿井瓦斯储量与可抽量勘探报告中未提供瓦斯储量，根据河南省煤田地质局三队编制登封市金星煤业有限公司二1煤层瓦斯地质总结提供的二1煤层瓦斯含量11.1315.80 ml/gr，平均12.91 ml/gr。参考邻矿金岭煤矿实测，一7煤层瓦斯含量1.53.6m/t，平均瓦斯含量2.55m/t（1） 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量计算公式如下：Wc(W1+W2) KW1=AiXiW2=AnXnWc(K1K2)AiXi式中：Wc矿井瓦斯

27、储量，Mm；W1矿井可采煤层瓦斯储量，Mm；W2矿井不可采煤层瓦斯储量，Mm；K围岩瓦斯储量系数，根据根据煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006），取1.1；Ai第i个可采煤层地质储量，Mt；Xi第i个可采煤层平均瓦斯含量，m/t。An第n个不可采煤层地质储量，Mt；Xn第n个不采煤层平均瓦斯含量，m3/t。根据上述公式计算矿井瓦斯储量见下表。矿井瓦斯储量表序号煤层编号地质储量（万t）平均瓦斯含量（m3/t）瓦斯储量（Mm3）备注1可采煤层二1煤层135812.91175.322小计1358175.323不可采煤层一7煤层105.62.552.694小计105.62.695合计1463.61

28、78.01围岩瓦斯储量系数1.1矿井瓦斯总储量（Mm3）195.81（2） 矿井可抽瓦斯量根据矿井开拓开采范围以及瓦斯地质图，确定矿井抽采范围为井田范围内未开采的二1煤层区域,即+250m水平到-200m水平。根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008），瓦斯可抽量是指在矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为： 式中：Wc可抽瓦斯量（Mm）；K可抽系数；K1瓦斯涌出程度系数；K2负压抽采时的抽采作用系数，可取1.2；K3矿井瓦斯抽采率（%）。预抽煤层瓦斯时，可取25%35%；抽采上下邻近层瓦斯时，可取35%45%；K4煤层瓦斯排放率（%）；My煤层原始瓦斯

29、含量（m/t），取平均值My=12.91m/t;Mc运到地面煤的残余瓦斯含量（m/t）,取3.0m/t;矿井瓦斯可抽量为44.84Mm3。矿井瓦斯可抽量计算见下表。矿井瓦斯可抽量序号煤层瓦斯储量（Mm3）MyMcK1K2K3K4可抽量（Mm3）1一72.692.5520.4621.20.350.840.522二1175.3212.913.00.6001.20.350.7544.183合计178.0144.70围岩瓦斯储量系数1.1矿井瓦斯可抽量49.173. 矿井瓦斯抽放方案初步设计（1） 矿井工作制度考虑设备及系统检修，设计矿井年抽采350d，日工作班数为三班，每班工作8h，每天抽采24h。

30、（2） 矿井年抽采量 金星煤矿瓦斯抽采泵站抽采瓦斯能力为：2BEC50水环式真空泵，每台泵额定混合流量为160m/min，瓦斯浓度30%，矿井配备2台，1用1备，年抽采纯瓦斯能力4.03Mm。矿井风排瓦斯能力为42m/min。根据矿井煤层及瓦斯赋存条件，矿井设计年抽采量如下：矿井绝对瓦斯涌出量18.23 m/min，设计抽采8 m/min，年设计抽采4.03 Mm，矿井瓦斯抽采率43.9%，符合煤矿瓦斯抽采规范（AQ1027-2006）要求。（3） 矿井抽采系统服务年限矿井设计采用预抽、边采边抽，边掘边抽、采空区抽采相结合的综合抽采方法，金星煤矿风井场地瓦斯抽采站服务年限与矿井生产服务年限相当

31、，瓦斯抽采泵站服务年限为12.2a。符合煤矿瓦斯抽采规范规定。3.1 抽放方法选择的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基本参数、 瓦斯来源、巷道布置、 抽放瓦斯的目的及瓦斯利用等因素来确定，并应遵守以下原则：1）抽放方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。2）应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。3）在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能地利用生产巷道，以减少抽放工程量。4）选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。5）选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。6）瓦斯抽放应有利于钻场、钻孔的施工

32、和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。3.2 抽放瓦斯方法选择根据煤层赋存条件及瓦斯含量，参照邻近金岭煤矿瓦斯抽采的成功经验，设计采用将一7煤层作为保护层开采，底板抽放巷进行穿层抽采为主，并配合边采边抽与边掘边抽，同时考虑必要的埋管抽采、采空区抽采等综合抽采瓦斯方法。（1） 抽采瓦斯钻孔参数 钻孔有效总长度根据确定需要的瓦斯抽采量（8m3/min）及采用金岭煤矿开采一7煤保护层二1煤层百米钻孔瓦斯流量（15L/minhm），经计算确定全矿井抽采瓦斯钻孔有效总长度51000m。 钻孔直径根据邻近矿井实际抽采经验，设计抽采瓦斯钻孔直径94mm。 单个钻孔长度根据工作面长度、煤层倾角及邻近

33、矿井瓦斯抽采经验，确定采掘工作面单个钻孔长度为6070m。（2） 矿井瓦斯涌出量预计参考金岭煤矿涌出量构成，采煤工作面瓦斯涌出量约占矿井涌出量的32%，煤巷掘进工作面约占16%，采空区瓦斯涌出量约占50%。矿井瓦斯涌出量构成中，以采煤工作面和采空区瓦斯涌出为主，占全矿丼瓦斯涌出量的80%以上。因此，矿井瓦斯治理的重点应放在采煤工作面和采空区上。（3） 采煤工作面抽放瓦斯方法采煤工作面抽放瓦斯的方法选择下保护层开采专用底板抽采巷穿层钻孔抽放与采煤工作面顺层钻孔抽放两种形式相结合的抽采办法。 底抽巷穿层钻孔抽采工作后区段瓦斯；底抽巷穿层钻孔布置如图所示在底抽巷内，每15m布置一个钻场，每个钻场内沿

34、倾斜方向布置5-7个钻孔，孔径94mm，孔深15-100m，穿透二1煤层见顶板0.5m。采煤工作面斜长120m,工作面抽采瓦斯钻孔孔底间距约为20m，预计前采工作面抽采瓦斯钻孔190个，每个钻孔穿煤长度平均6.5m，则煤孔总长度约1235m. 顺层钻孔抽采工作面区段煤层瓦斯顺层钻孔抽采回采工作面煤层瓦斯的方法采用交叉布控方式。二1煤层平均厚度5.41m。在采煤工作面上下顺槽内分别顺煤层打孔；上顺槽内施工下向孔、双排钻孔、三花布置；下顺槽内施工上向钻孔，双排钻孔，三花布置，孔径均为94mm。顶排钻孔距巷道顶板0.8m，下排钻孔距巷道底板约0.6m。钻孔间距3-5m，斜向工作面开切眼方向的钻孔与顺

35、槽方向夹角75左右，与平行于开切眼方向的钻孔相互交叉，以便提高二1煤层的透气性。下向孔深65m左右，上向孔深75m左右，孔底交叉长度不小于10m。回采工作面抽采钻孔布置示意图采煤工作面走向长度400m，总钻孔数为300个，单孔长度65m，则煤孔总长度19500m。按2个采煤工作面在抽计算，抽放钻孔总长度约39000m。高位钻孔抽采采空区瓦斯在上顺槽下帮开口掘斜巷，进入顶板后在岩层内施工抽采钻场。钻场规格为：高2.3m、深3.0m、宽3.0m。相邻钻场间距为60m。在抽采钻场内沿巷道方位布置2排，共六个抽采钻孔。抽采钻孔在煤层倾斜面上分别控制上隅角以下10m、20m、30m；在垂直方向上控制煤层

36、顶板以上18m，25m。两相邻抽采钻场的抽采钻孔水平交叉叠加距离为20m，抽采钻孔平均深度约80m。顶板抽采钻孔采用马丽散封孔，套管采用100mm，6.0m长钢管，马丽散与套管密封应严实。交位抽采钻孔布图如下图。上隅角埋管抽采在回采过程中，惊轨逆顺槽敷设的250mm聚乙烯塑钢管接到上隅角位置，设置控制阀门，利用150mm软管将抽采管路和上隅角位置的抽采器连接来进行抽采。抽采器由3.0m150mm埋管制成，埋管前端封闭，前1.5m打上不规则的小孔，用于伸入上隅角老塘内进行瓦斯抽采。随着工作的推进，在上隅角每隔3-6m埋一抽采器逐步前移，始终保持上隅角及采空区3-6m左右尾巷的瓦斯，工作面尾巷利用

37、编织袋装煤将上隅角及下侧10m的采空区垛严垛实。3.0m 长的抽采器用编织袋抬高，距巷顶0.2m左右，便于抽采上浮的积聚瓦斯。（4）煤巷掘进工作面采用顺层钻孔抽采煤巷条带煤层瓦斯。煤巷一般布置在下保护层开采的卸压带内，如果卸压不充分，或受其它因素影响（丢有煤柱，煤厚变化区等），仍需要进行抽采。煤巷掘进采用顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯的方法，采用在煤巷两侧分别布置抽采钻场，两侧钻场可对口布置或错口布置，钻场巷深4.0-4.5m，巷高2.1-2.2m，巷宽3.0m。工钢棚梯形支架，每个钻场内布置上下两排6个钻孔，孔径94mm，孔深60-65m，邻近巷帮的钻孔与巷帮间距不少于2.0m，防止涌气，影响

38、抽放。同侧钻场间距40m，可保证预抽钻孔有20m的措施起并距。该种抽采方法一方面可以预抽掘进煤巷前方煤层瓦斯，另一方面可以利用煤巷掘进产生的两侧卸压带。抽采煤巷两帮卸压带瓦斯，即能防治来自 侧翼的瓦斯突出，又能截流来自侧翼煤层的瓦斯涌出，降低煤巷掘进工作面的瓦斯浓度。钻场抽采钻孔布置示意图（5）全矿井抽采瓦斯量预计全矿井抽采瓦斯钻孔有效总长度全矿井长时预抽采掘工作面煤层瓦斯钻孔有效总长度约为40000m，百米抽采钻孔稳定流量按15L/minhm计。则单位时间抽采瓦斯总量为6.0m/min。采空区抽采瓦斯总量采空区抽瓦斯钻孔包括高位抽放钻孔和上偶角埋管抽放钻孔。采空区瓦斯涌出量约占全矿井瓦斯涌出

39、量的50%，预计能抽出50%，即占全矿井瓦斯涌出量的25%，则全矿井抽采瓦斯量约8.0m/min。全矿井抽采瓦斯量.全矿井抽采瓦斯量除采掘工作面本煤层抽放和采空区抽放瓦斯量之外，还有如石门揭穿煤层抽放和封闭采空区抽放等其他抽采的瓦斯。矿井全部抽采瓦斯量可保证8.0m/min。（6）钻孔封孔方式、材料及封孔工艺。 钻孔封孔应满足密封性能好,操作便捷,封扎速度快,造价低的要求,设计要求对所有底板抽采钻孔封孔深度8m,顺层交叉钻孔封孔深度10m,采用聚胺脂材料封孔。3.3 底板抽放巷预抽瓦斯时间的确定由于本矿井按双突矿井设计，因此底板抽放巷预抽瓦斯时间为在此时间段达到AQ1026-2006要求的抽采

40、量即可，该抽采量为被保护二1采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯应达到的抽采量。本矿井回采工作面预抽采用底板穿层钻孔加顺层预抽钻孔进行，根据邻矿底板钻孔抽采资料分析，带压抽采时的百米钻孔流量符合负自然指数关系，回归公式如下：q=q0 e-at式中：q带压抽采时，t时间抽采钻孔百米混合流量，m3/min；a带压抽采时钻孔流量衰减系数，d-1。回归分析结果a=0.0122；q0带压抽采时，百米抽采钻孔初始混合流量，m3/min；回归分析结果q0=0.182。预抽说明：由于矿井二1煤层瓦斯抽采以开采一7保护层后底板穿层钻孔抽放为主，因此没有考虑二1煤上下顺槽顺层交叉钻孔的预抽时间。待实际回采工作面上下顺槽

41、掘进后，根据掘进瓦斯预测检验结果实际观测数据回归分析后再计算预抽时间。根据AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标，煤的可解吸瓦斯量为原煤瓦斯含量减去标准大气压下原煤残存瓦斯含量，实际观察结果发现，煤层钻孔抽采后，周边的瓦斯含量不是均匀下降的，而是呈曲线下降，距离钻孔近的地方，瓦斯含量下降快，距离钻孔远的地方，瓦斯含量下降缓慢，因此为安全计，本次设计将该指标不减去原煤残存瓦斯含量来计算预抽时间。根据AQ1026-2006要求，本矿井二1煤层回采工作面回采前需达到的煤的可解吸瓦斯量见下表。可解吸瓦斯量计算表煤层编号工作面设计生产能力（t/d)需达到的解吸瓦斯指标（m3/t)原煤平均瓦斯含量处原

42、煤最高瓦斯含量处原煤瓦斯含量（m3/t)需抽采量W（m3/t)原煤瓦斯含量（m3/t)需抽采量W（m3/t)二1煤层796812.914.9115.87.8通过回归钻孔流量回归公式，积分如下得出预抽时间t=（ln（1（1aQ/(1440q0）/（a） 式中：t预抽时间，d；a带压抽采时钻孔流量衰减系数，d-1。回归分析结果a=0.0122；q0带压抽采时，百米抽采钻孔初始混合流量，m3/min；回归分析结果q0=0.182。Q百米钻孔需预抽的瓦斯量，m3；以下式计算Q=mrj100W式中：m煤层厚度，m；r煤层视密度，t/ m3；j钻孔间距，m； W需抽采量W， m3/t；Q百米钻孔需预抽的瓦

43、斯量，m3； 由于钻孔有封孔长度，因此为安全计，通过上式计算的预抽时间再乘1.2的不均衡系数。底板穿层钻孔预抽时间见下表。底板穿层钻孔瓦斯预抽时间表煤层平均瓦斯含量处煤层最大瓦斯含量处煤层名称二1煤层二1煤层钻孔间距（m）2020预抽时间（d）1211673.4 瓦斯抽放钻孔施工及设备3.4.1 钻机的选择选择钻机需要考虑的因素包括： 1).钻进深度；2).钻进速度；3).钻孔直径；4).给进、起拔能力；5).钻机体积；6).液压系统；7).性价比。根据金岭煤矿经验，目前在使用的技术比较成熟的钻机主要为重庆煤科分院生产的ZYG系列全液压钻机，此钻机为分体式结构，具有体积小、重量轻、便于拆装、移

44、动安装方便、机械效率高等优点，完全能够满足井下瓦斯抽放钻孔钻进的需要。我矿选用并购置ZY-1200S和ZY2300S型钻机各四部。3.4.2 钻孔施工安全技术措施1）煤层中机械打钻防止引发火灾安全技术措施。2）在打钻地点附近放置2台灭火器和1部电话。3）调整通风系统，使采煤工作面回风不直接流经打钻地点，开始打钻以前要完成打钻区域通风系统调整。4）采煤工作面放炮时，撤出打钻人员至安全地点，放炮期间，所有人员均不得进入回风系统。5）放炮后，待打钻现场瓦斯不超限，整个区域无安全异常，才能恢复正常打钻。6）若打钻现场发生安全异常，必须立即按安全路线撤离。3.4.3 钻孔封孔抽放钻孔封孔方式主要有水泥注

45、浆泵封孔，人工聚胺脂封孔等。聚胺脂封孔就是由异氰酸脂和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体密封钻孔。聚胺脂封孔采用卷缠药液与压注药液两种工艺方法。现主要应用卷缠药液法封孔。虽然聚胺脂封孔(见图3-5)的成本略高于水泥浆封孔，但聚胺脂封孔操作简单，省时省力，气密性好，抽放效果好，对煤层钻孔非常适用。1 集气孔段 2聚氨酯封孔段 3水泥砂浆封孔段 4双抗封孔管图3-5 聚胺脂封孔示意图3.4.4 瓦斯抽放参数监测监控采用孔板流量计对钻孔和支管进行监测，同时在主干管和主要支管上安装瓦斯抽放多种参数监控系统，对抽放管道的负压、瓦斯浓度、瓦斯流量、温度和一氧化碳等参数进行实时监测。同时监测瓦斯抽放泵站

46、内的瓦斯泄露等。抽放参数监控系统要与矿井瓦斯监控系统联网。当瓦斯抽放浓度过低、一氧化碳超限、泵站内的瓦斯泄露等情况时，应能够报警并切断抽放泵的电源。4. 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算及设备选型4.1 矿井瓦斯抽放设计参数（1）、矿井纯瓦斯抽采量：二1煤8m3/min（2）、瓦斯抽采浓度：抽采浓度约35（3）、瓦斯抽采钻场孔口负压：20kPa（4）、泵出口至用户使用要求压力：10kPa4.2 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算4.2.1 瓦斯抽放管网系统在选择瓦斯抽放管路系统时，主要根据抽放泵站位置，开拓巷道布置，管路安装条件等进行确定。抽放管路应尽量选择敷设在巷道曲线段少和距离短的线路中，尽可能

47、避开运输繁忙巷道，同时还要考虑供电，供水，运输方便。根据矿井的开拓布置，将瓦斯抽采泵站设置在地面原工业场地内。抽采总干管沿斜风井敷设，经斜风井底沿回风大巷至南一采区。采区抽采分管沿回风上山至专用抽采巷敷设，并与钻场连接。瓦斯抽采管路系统布置见附图。抽放管路敷设路线：瓦斯抽放巷支管采区回风上山（抽放干管）回风大巷（抽放干管）斜风井（抽放干管）地面瓦斯抽放钻孔（抽放主管）抽放泵房（抽放主管）放空管（抽放主管）。4.2.2 瓦斯抽放管管径计算及管材选择（1）总干管总干管：d=0.1457=0.1457=0.38m式中：d瓦斯管内径，mQ瓦斯管内流量，取80m3/minV瓦斯管内流速，一般取515m/

48、s所需壁厚：0.02cm式中：管壁厚度，cmP管路最大工作压力，MPadw瓦斯管外径，cm容许压力，焊接钢管取60MPa经计算，主干管选用4268mm焊接钢管（2）采区分管d=0.1457 =0.1457=0.27m两翼分管选用DN300型复合材料瓦斯抽采管。（3）采区支管d=0.1457 =0.178m经计算，专用抽采巷支管选用DN200型复合材料瓦斯抽采管。4.2.3 管网阻力计算根据本矿井瓦斯抽采管路系统及各段管路直径，经计算，直管段摩擦阻力H=10350Pa，管网局部阻力Hj=21500Pa，抽采系统管路网最大阻力Hz=12600Pa。4.2.4 瓦斯抽放管路与瓦斯抽放钻孔的连接用埋线

49、管将钻孔封孔管与布置在巷道中的瓦斯抽放支管相连接，连接处要用抱箍固定，或用铁丝捆扎。瓦斯抽放主干管和支管均采用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹橡胶密封圈。 4.3 瓦斯抽放泵选型计算瓦斯抽放泵的选型原则有两个：泵的流量应满足抽放系统服务期间可能达到的最大瓦斯抽放量；泵的压力能克服最困难路线的管网阻力，使抽放钻孔达到足够的负压，并满足抽放泵出口正压需求。4.3.1 瓦斯抽放泵流量计算Q = 100Q zK/（X）式中：Q 瓦斯抽放泵所需额定流量，m3/min；Q z 矿井抽放系统最大瓦斯抽放纯量，为8.09m3/min；X 矿井抽放瓦斯浓度，为15%；K 备用系数，K=1.20； 抽放泵机械效率，=0

50、.80.本抽放系统设计抽放量为8.09m3/min，则瓦斯抽放泵所需额定流量计算如下：Q = 1008.091.2/(150.80) = 80.9 m3/min考虑到瓦斯抽采浓度不均等情况，抽采泵流量按160m3/min选取。4.3.2 瓦斯泵压力计算（1）、根据抽采管网系统阻力计算值12600Pa、钻场孔口要求的负压值20000Pa、以及井上泵出口至用户使用压力(10000Pa)的要求，抽采泵必须产生的压力：Hb=K(Hz+H钻孔+H泵出口)=1.2(12500+20000+10000)=51000Pa式中：Hb抽采泵需要压力Hz管网阻力H钻孔瓦斯抽采钻场孔口负压H泵出口泵出口至用户使用需要压力（2）、瓦斯抽采泵的真空度计算Hz=10010050.34.3.3瓦斯抽放泵选型意见根据抽放设备必须产生的流量、压力，结合本矿井抽放煤层透气性较差