矿井瓦斯抽放设计

1、 第一节 矿井概况一、矿井开采范围及煤层状况*开采煤层为城子河组，全区可采的煤层有3、4、24、29、36A共五个煤层，局部可采有7、25、27三层，煤层赋存状态比较稳定，除329#36#层为中厚煤层外其余均为薄煤层，煤层倾角深部变缓，矿井煤种为1/3焦煤，倾角小于25时，最低可采厚度为0.7m；煤层倾角为2545时最低可采厚度为0.6m。区内煤层由于受区域变质作用影响，煤的变质程度由浅至深、由上至下有增高的趋势，视觉煤岩类型为半暗半亮煤，少量的光亮型，原煤灰分12.27-58.37%精煤挥发份：28.58-36.77，胶质层924mm，硫：0.29-0.40；磷：0.0032-0.006。原

2、煤发热量48527969千卡/Kg。本井田煤层属低硫、特低磷。井区范围：西以F31断层为界，东以F48断层为界，北起各煤层露头，南到各煤层-900m标高。截止到2012年底，资源储量为3215.4万吨。矿井系煤层群开采、煤层间距较近见煤层赋存情况表二、矿井通风现状 矿井通风方式为中央并列式，原矿井通风主要扇风机为二台70B2-21-NO24，电机功率为570 KW一台使用一台备用。矿井总排风量为3860m3/min 。经矿井通风机选型改造，现矿井主要扇风机为二台BD8-28型扇风机，矿井总风量5630 m3/min。三、瓦斯情况：1）、2005年矿井绝对瓦斯涌出量10.1m3/min，相对瓦斯

3、涌出量15m3/t；2006年矿井相对瓦斯涌出量13.4米3/吨,绝对瓦斯涌出量6.39米3/分；2007年矿井绝对瓦斯涌出量34.13米3/分，相对瓦斯涌出量20.56米3/吨；2008年矿井绝对瓦斯涌出量26.075米3/分，相对瓦斯涌出量21.92米3/吨。2009年矿井绝对瓦斯涌出量为26.9M3 /分,相对瓦斯涌出量为38.49M3 /T。2010年矿井绝对瓦斯涌出量为34.4M3 /分,相对瓦斯涌出量为39M3 /T。2011年矿井绝对瓦斯涌出量为42.26M3 /分,相对瓦斯涌出量为29.99M3 /T。2012年矿井绝对瓦斯涌出量为37.77M3 /分,相对瓦斯涌出量为23.2

4、9M3 /T。因建井初期轮子坡2片掘进工作面施工揭穿3#煤时，发生了一次动力现象，也是该矿建井以来发生的唯一的一次煤与瓦斯动力现象，所以自2006年以来始终鉴定为煤与瓦斯突出矿井。矿井随着开采深度的增加、生产能力的提高，矿井瓦斯涌出量迅速增长，矿井绝对瓦斯涌出量由2006年的6.39m3/min增加到2012年的 37.77m3/min。相对瓦斯涌出量从13.4m3/T增加到23.29m3/T，回采工作面绝对瓦斯涌出量一般在10-26 m3/min；相对瓦斯涌出量12-41 m3/T。各煤层瓦斯涌出量随着开采深度的增加及回采产量的加大将呈逐渐增大的趋势。矿井煤尘爆炸指数为31.8240.87%

5、，有煤尘爆炸危险。煤层赋存情况表煤层编号煤层厚度（m）层间距（m）说明最小最大平均430.21.00.6不可采层420.30.90.618不可采层400.41.00.767不可采层370.41.00.729不可采层36B0.50.90.718不可采层36a0.51.61.0513可采层290.71.31.034可采层270.51.30.921可采层250.81.21.020可采层240.61.30.9520可采层230.20.50.3513不可采层220.51.00.7520不可采层80.61.00.834不可采层70.30.90.610可采层40.80.90.8540可采层3c0.41.20

6、.835不可采层3b1.41.81.61.0可采层3a0.61.00.82.0不可采层 第二节、建立矿井永久抽放系统的必要性一、矿井瓦斯资源丰富矿井系煤层群开采，经初步估算矿井可采煤层及邻近层的瓦斯总储量为90770万m3，瓦斯是宝贵的煤层气，是一种洁净、热效率高、低污染的优质能源，在常温条件下发热量为3.433.71MJ/m3(约合79788869千卡/m3)，而城市焦炉气则在4000千卡/m3左右。据有关专家测算250m3煤层气即可替代1t标准煤。煤层气可用于燃气发电、燃气供暧、民用燃气，又可作为原料生产化肥和其它化工原料，所以建立瓦斯抽放及利用系统十分必要。附矿井瓦斯储量表（2）二、安全

7、生产需要据调查，近年来矿井采（掘）工作面均布置在被解放层内，尽管回采工作面的瓦斯量已经大量释放，可是仍有个别采（掘）面瓦斯超限，且随着矿井开采深度的增加瓦斯涌出量还会增大，单靠增加风量的方法是难以解决瓦斯超限问题。按煤矿安全规程矿井瓦斯抽放细则煤炭工业设计规范等文件规定，矿井建立抽采瓦斯的必要性指标已经达到，同时也是进一步落实国家煤矿安全生产“先抽后采”的方针，所以建立矿井抽放及利用系统十分必要。矿井瓦斯储量估算表 （2）分类煤层别煤层储量（万吨）瓦斯含量（m3/t）瓦斯储量（万m3）可采煤层36A507.77221117029497.2515745927448.271044832530.71

8、1546024566.8120113367300.511545084340.521551083B523.2201046小计3215.445570不可采煤层4349510495042485104850405001050003751010510036B475104750232851028502239010390084301043003C4901049003A460104600小计452045200总计773590770第三节、瓦斯抽放量的估算矿井系煤层群开采，可采煤层10个且层间距在575米之间、平均间距为29.4米，层间距较近。临近层瓦斯占采面瓦斯涌出量的40%60%，瓦斯涌出量随本煤层和其邻近

9、层煤层厚度的增加而增大。2006年6月至今，根据已采区域和回采工作面的瓦斯涌出资料统计分析， 29#、36#煤瓦斯绝对量平均值达到了26m3/min；从分析2905采煤面瓦斯资料来看，除了本煤层瓦斯含量大以外，36#煤层受其采动影响，煤层瓦斯通过顶板裂隙大量涌入2905采空区，造成回风和上隅角瓦斯增大。各煤层瓦斯涌出量煤层瓦斯浓度（最大）%绝对涌出量m³/min相对量m³/t所采取的瓦斯治理措施备注风排抽采采空区埋管尾排本煤层预抽36#层0.522.87.44.683.45.813605西区29#层0.818.211.59.64.54.1西区2903、2905东部29#层0

10、.611.89.15.724.12903、2901、290427#层0.42.43.82.42701、270225#层0.311.122.82.34.33.51西区2501东部25#层0.49.510.62.03.5132503、2504、2506、25084#层0.48.533.12.32.240406、04083#层0.6143.64.5324.50302矿井瓦斯赋存分析：越往深部开采瓦斯涌出量越大，西部瓦斯涌出量比东部瓦斯大，特别是西部36#层、29#层。由于煤层群开采，邻近层瓦斯向已采煤层涌出成为瓦斯治理的难点。抽放瓦斯量概算表落煤方式工作面个数瓦斯涌出总量m3/min邻近层瓦斯涌出量

11、m3/min抽放方式抽放率%抽放量m3/min综采工作面117.211.2邻近层抽放6511.2刨采工作面15.33.2邻近层抽放603.2老空区24采空区抽放4合计418.4经初步概算矿井每分钟最大抽放瓦斯量为18.4m3/min，矿井年抽放瓦斯量为954万m3。第四节、抽放方法一、邻近层高位钻孔抽放：在回采工作面上顺槽内每20m布置一个钻场，每个钻场布置69个抽放钻孔，孔径为90mm终孔点位于工作面顶板1015m，钻孔长度为7080m见图（1）二、老空区抽放：在区段石门内向已采空区密闭下管进行抽放或打钻进行抽放。第五节、抽放系统沿程管径计算一、抽放管径检验地面由泵站通过双排529mm管，分

12、别通过副井、新风井同井下抽放系统对接。新风井529mm与副井529mm管路形成2趟主干管路，分别与二段325mm管路、西区325mm管路、底部层325mm管路3趟副主干管路在580石门、250水平联通，形成管网，覆盖全井。抽 采 管 径 计 算 表序号管路地点 瓦斯量（m3/min)瓦斯浓度（%） 混合量（m3/min）选取流速（m/s)按流速计算管径（m)选用管径（mm)1底部层风道11.21575150.323252二段风道41040150.203253西区风道31520150.2332540303回采11.21575150.32273、21952508回采3.21032150.2273矿

13、 井18.412150150.46529管径校验：（1）副井到250车场、新风井至250水平管径为529mm，各长为1200m，抽放混量为150m3/min。 依据公式检验管径：D=0.1457×=0.46m 经检验抽放管径符合要求。（2）东主运、底部层风道、抽放管路325mm、长1864 m，抽放纯量为11.2m3/min、浓度为15%、混量为75m3/min。依据公式校验管径：D=0.1457×=0.32m=320mm经检验抽放管径符合要求。（3）二段风道、抽放管路325mm、长1216m，抽放纯量为3.2m3/min、抽放浓度为10%、混量为32m3/min。依据公式

14、校验管径：D=0.1457×=0.2m=200mm经检验抽放管径符合要求。（4）西区抽放管径为325mm长1186m、273mm长320m、抽放纯量为4m3/min、抽放浓度为10%、混量为40m3/min。依据公式检验管径：D=0.1457×=0.23m=230mm经检验这段管径符合要求（5）底部层风道至0303回顺钻场，抽放管径分别为273mm长940米、219mm长940m、由于双排并联其管径为492mm、抽放纯量为11.2m3/min、抽放浓度为15%、混量为75m3/min。依据公式检验管径：D=0.1457×=0.32m=320mm经检验这段管径符合要

15、求（6）二段风道至2508回顺钻场，抽放管径为273mm长310m、219mm、长450m、抽放纯量为3.2m3/min、抽放浓度为10%、混量为32m3/min。D=0.1457×=0.2m=200mm经检验这段管径符合要求经检验全矿抽放管径，符合要求。二、抽放系统阻力计算1、抽放系统分段沿程阻力计算管网沿程阻力计算：依据公式：hf =dcLQc2 / KD5 hf 摩擦阻力（Pa） dc=混合气体密度=10.00446×22=0.9 D管径（cm） L管长度（m） Qc=流量 K=0.072（1）副井到250车场、新风井至250水平管径为529mm，各长为1200m，h

16、f =0.9×1200×90002÷0.072×52.95=2608Pa34.7mmHghf =0.9×1200×90002÷0.072×52.95=2608Pa34.7mmHg合计69.4mmHg沿程阻力损失不计（2）东主运、底部层风道、抽放管路325mm、长1864 m，混量为75m3/min。hf =0.9×1864×45002÷0.072×32.55=1954Pa26.05mmHg沿程阻力损失不计（3）二段风道、抽放管路325mm、长1216m，混量为32m3/min

17、。hf =0.9×1216×19202÷0.072×32.55=2031Pa27.1mmHg沿程阻力损失不计（4）西区抽放管径为325mm长1186m、273mm长320m、混量为40m3/min。hf =0.9×1186×24002÷0.072×32.55=1295Pa17.3mmHghf =0.9×320×24002÷0.072×27.35=349.2Pa4.65mmHg合计：21.95mmHg沿程阻力损失不计（5）底部层风道至0303回顺钻场，抽放管径分别为273mm长

18、940米、219mm长940m、混量为75m3/min。hf 1 =0.9×940×45002÷0.072×27.35=3607Pa48.1mmHghf =0.9×940×45002÷0.072×21.95=1197Pa15.9mmHg合计：64mmHg沿程阻力损失不计（6）二段风道至2508回顺钻场，抽放管径为273mm长910m、219mm、长550m、抽放纯量为3.2m3/min、抽放浓度为10%、混量为32m3/min。hf =0.9×910×19202÷0.072×

19、27.35=635Pa8.4mmHghf =0.9×550×19202÷0.072×21.95=1274Pa16.9mmHg合计：25.3mmHg沿程阻力损失不计2、矿井沿程阻力合计hf 矿井=69.426.0527.121.956425.3=233.8mmHg（不包括西区到3607损失，不包括管路到钻场损失）3、局部阻力损失 局部阻力损失（h3）取总沿程阻力的15% h3=233.8×15%=35.07mmHg4、抽放系统总阻力为保证抽放效果取孔负压为100mmHg（h1）抽放泵出口正压（h4）取40mmHghf总= hf 矿井h3h1h4=

20、233.835.0710040=408.87mmHg第六节 瓦斯抽放泵选型一、抽放泵全压，既抽放系统的总阻力，考虑巷道条件及管线安装等因素抽放泵全压取1.2备用系数。h泵=hf总=1.2×408.87=490.6 mmHg二、抽放泵流量Q泵 Q泵=Q纯·K/X=18.4×1.2÷0.10=220.8(m3/min)式中: Q泵:瓦斯泵额定流量(m3/min)Q纯:抽放期间最大抽放瓦斯量之和(m3/min)X:瓦斯泵入口处的瓦斯浓度取(10%)K:备用系数取1.2三、选择抽放泵据上述计算选用CBF6102BV3水环式真空泵3台，排气量为200250(m3/

21、min)故满足要求。配套电机YB450S2-6型功率280KW，一台使用，一台备用，一台检修。第七节、抽放系统的附属设施1、 钻孔连接装置由分岔管自动放水器，孔板流量计和胶管组成。2、 阀门：选用煤气碟阀分别设置在瓦斯主管、分管和钻孔管上3、 放水器：地面和井下抽放管路的底洼处，易于积水的地段安装时使管路畅通。4、 防爆、防回火装置：安设在瓦斯泵的进出气端的管路上以保安全。5、 瓦斯泵站监控装置：用来测定瓦斯浓度、流量、正压、负压、温度、储气量、机械轴温等。同时由微机完成计算显示，报表等功能。6、 孔板流量计：用于井下各地点测定抽放量。7、 瓦斯泵进出口间的循环管。8、 放空管。9、 其它仪表

22、：瓦斯检定器、负压计、空盒气压计、取样器、压差计等检测仪器。第八节、 地面抽放泵站和其它建筑1、 抽放瓦斯泵站位置的确定：抽放泵站选择在原抽放泵站地址、距进风井口及主要建筑物大于50m，站区内用围墙保护。原泵房面积小没有水泵间、配电间、司机室、电控室也比较小，此外，老泵房屋顶、窗户及门都没，因此没有可利用价值，需按设计标准从新施工建设。2、 泵房建筑：泵房属于有爆炸危险的厂所，故选用轻质彩钢板房盖和钢铁房架。泵房主体是瓦斯泵间、另间闭出水泵间、司机室、工具间、配电室。泵房长20m、宽10m、檐下净高不小于4.5m。3、 其它建筑物：水池为200 m3（15×5×2.7）用于

23、真空泵循环水及将来瓦斯发电厂用水。从新风井至泵房段的抽放管在空中架设用管架支撑。4、 围墙：根据煤矿安全规程规定，泵房内及泵房周围20米范围内禁止有明火，故需在泵房周围建筑围墙其长度为80m、宽50m圈地面积4000m2，围墙高为2m，并设置大型金属门和行人侧门。5、 避雷针：根据煤矿安全规程规定地面抽放泵站必须设置雷电防护装置。1、 排空管：排空管设置在泵站院内中心位置，其高度为15米（超过泵房高度不小于3m。2、 泵站的给、排水：给水分两部分一是水环真空泵用水；二是生活用水。水环真空泵耗水量为15m3/h，水循环使用但需补给，生活用水量不大，故使用自来水即可。排水可以通过暗沟排至适宜地点或

24、下水井。3、 泵站供暖与电厂供暖并网，保证设备正常运行。第九节、地面抽放泵站供电瓦斯泵站要求直接由变电所引出两回电缆线路，并设两个独立的变电亭，其内各设一台 320 KVA变压器，并由室外动力配电箱把低压电源分别送至瓦斯泵与其它设备及照明。瓦斯泵房内的电控设备采用防爆型，照明亦为防爆灯具。第十节 抽采瓦斯管理一、队伍组织建立抽采瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽采工程的施工和日常管理工作。所有人员必须经过培训合格后方能上岗。二、管理与规章制度1、应对瓦斯抽采泵房内的设备和管路系统进行日常检查，建立定期检查维修制度。2、在瓦斯抽采区主管和分支管路上安装瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同

25、时还配备专人定期巡回检测，进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气，以保证管路畅通无阻。3、对瓦斯抽采设计参数应在实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽采方法，达到合理布置钻孔，提高抽采效果。4、瓦斯抽采泵站的司机和值班员必须经过专门培训, 使其熟悉瓦斯抽采的有关规定, 掌握各种安全监控仪器、仪表的用途和操作程序。三、常用记录和报表格式根据实际情况，常用的记录有瓦斯抽采记录、瓦斯抽采量记录、钻场浓度记录、探放水记录等，报表格式有进尺米数、开孔日期、封孔人、开孔人、本班进尺、施工地点、施工设备等。第十一节 安 全一、抽采系统及抽采泵安全措施1、任何单位或个人不得随意去拆卸抽采管路螺丝，以免释放瓦斯造成瓦斯超限。2、抽采管路维护工应定期对除渣器进行排渣。为防止造成瓦斯超限，在除渣前应先汇报通风队调度和矿调度，然后关闭蝶阀，在进行除渣，除渣结束后应汇报通风区调度和矿调度。3、各支管路蝶阀，未得到瓦斯科领导的安排，任何人不能随便关闭或打开碟阀。4、发现抽采管路被砸坏或处理完好的过程中，瓦检员、监测值班员、抽采泵司机必须就瓦斯变化情况汇报给通风队调度和矿调度，以便随时可以采取相应措施。5、发现抽采管路有水的情况下，应先汇报通风队调度和矿调度，然后由瓦检员检查完瓦斯后确定正常，方能关闭蝶阀。拆卸管路螺栓放水，施工完毕后应向通风队调度和矿调度汇报。6、抽采管路工必须每