山矿 抽采达标工艺预案设计概述

86-/NUMPAGES90焦煤集团九里山矿抽采达标工艺方案设计总工程师：矿长：九里山矿通防科二〇一七年一月

前言一、概况九里山矿位于焦作矿区东部，太行山南麓，西距市区18公里。井田西起11勘探线与演马庄矿相邻，东以北碑村断层为界与古汉山井田相连,北起煤层隐伏露头，南抵西仓上断层，井田走向长4.2-5.3Km，倾斜宽3～4.2Km，井田面积17.5Km2。于1970年7月开始建井，1983年4月30日简易投产，设计生产能力90万吨/年，核定矿井生产能力100万吨/年。可采煤层为二迭系山西组二1煤，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°。目前剩余可采储量5900余万吨，剩余服务年限40年。随着矿井开采深度的不断增加，矿井瓦斯涌出量也呈现逐渐增大的趋势，瓦斯问题已对安全生产构成威胁，仅靠通风无法解决回采工作面的瓦斯问题。针对九里山矿瓦斯问题，为确保矿井安全、高效生产，特编制此抽采达标工艺方案设计。二、任务来源依照《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》第四章第十八条，通过对矿井通风瓦斯资料的收集、现场调研、实地考察及对矿井生产实际情况进行分析和方案比较，编制抽采达标工艺方案设计。三、设计的要紧依据1．九里山矿初步设计讲明书；2．九里山矿勘探报告；3．中华人民共和国行业标准《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）；4．中华人民共和国安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽采差不多指标》（AQ1026-2006）；5．中华人民共和国安全生产行业标准《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）；6．中华人民共和国行业标准《煤炭工业给水排水设计规范》（MT/T5014-96）；7．中华人民共和国国家标准《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005）；8．《煤矿安全规程》；9．《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》10．九里山矿其它地质资料和实测资料。四、设计的指导思想1.在符合有关规程、规范及设计标准且满足使用的前提下，尽可能降低成本，节约工程投资；2.尽量利用原有的巷道、已有的土地，不占用良田，不增加开拓费用；3.设备、管材选型留有余地，能满足矿井达到设计能力时的抽放瓦斯量的需求；4.采纳的工艺技术具有先进性，且符合矿井实际。五、设计的要紧内容设计的具体内容为：1．九里山矿瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯方法的确定、抽放瓦斯量可能等；2．瓦斯抽放管网、抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；3．抽放瓦斯系统的设备、仪器、仪表及附属装置选型及安装设计；4．矿井抽放瓦斯治理及安全措施；5．要紧设备、材料；6．工程投资概算；

目录TOC\o"1-2"\h\z\u31198前言 1186981矿井概况 -5-202351.1矿井交通位置 -5-205911.2自然地理 -5-21071.3井田境地及煤炭储量 -6-26521.4矿井地质与煤层赋存 -7-120551.5矿井生产情况 -10-21742矿井通风及煤层瓦斯 -12-27402.1矿井通风方式 -12-269502.2煤层瓦斯基础参数 -12-114282.3可能矿井瓦斯储量及可抽量 -12-228443瓦斯抽放的必要性和可行性 -15-295793.1瓦斯抽放的必要性 -15-306663.2瓦斯抽放的可行性 -18-59414矿井抽放瓦斯方案与工艺 -19-8784.1抽采达标工程布局 -19-129314.2抽采达标工程量 -20-42174.3矿井接替关系 -20-86204.4施工设备及要紧器材 -21-263044.5进度打算 -22-326824.6资金打算 -23-179044.7抽放瓦斯方法选择的原则 -26-91504.8工作面瓦斯来源构成 -26-34284.9工作面瓦斯抽放方法 -26-185504.7矿井可能瓦斯抽采量及抽采效果 -31-275555瓦斯抽放管网系统 -34-40035.1规定 -34-69085.2抽放瓦斯管路选择 -34-294595.2.2抽采管路的选择 -35-71296瓦斯抽放泵站 -39-286906.1瓦斯抽放泵 -39-88906.2瓦斯抽放站场地平面布置及环境爱护 -41-276446.3瓦斯泵房设备布置 -41-243126.4泵房的供电系统及通讯 -42-6206.5给排水 -43-104376.6泵房采温顺通风 -44-127457组织治理 -45-225317.1队伍组织 -45-166967.2图纸和技术资料 -45-212157.3治理与规章制度 -46-213198安全技术措施 -46-67538.1抽放系统及抽放泵站安全措施 -46-293918.2检测、监控系统 -48-31429技术经济 -50-50709.1编制依据 -50-32969.2投资范围 -50-41849.3费用概算 -50-840710矿井瓦斯利用 -52-1070310.1瓦斯利用的经济、社会及环境效益 -52-3224910.2九里山矿井二1煤层气资源量计算结果及评价 -52-639110.3瓦斯利用的可行性 -53-498510.4瓦斯的民用及工业利用 -53-1矿井概况1.1矿井交通位置焦作矿区位于河南省焦作市，是我国闻名的优质无烟煤产地。焦作煤业有限责任公司九里山煤矿位于焦作矿区中部，行政区属焦作市管辖，距焦作市18km。本井田北部有焦（作）～辉（县）公路，南部有焦（作）～新（乡）公路和正在建设的济（源）～东（明）高速公路，矿井铺设专用铁路线经新（乡）～焦（作）待王站编组后输送全国各地。公路四通八达，并可直达郑州、洛阳、新乡、山西晋城等地，乡间简易公路纵横成网，交通十分方便。图1-1交通位置图1.2自然地理1.2.1地形与地貌特征焦作矿区属太行山山前平原和冲积、洪积扇的边缘地带。总体地形平坦，海拔85~117m，一般在95m左右。全区地势北西高，南东低，地面坡度3~8‰。1.2.2气象据焦作市气象资料，本区属暖温带大陆性半干燥季风气候。春季干燥多风，夏季炎热多雨，秋季阴雨凉快，冬季严寒干燥，四季分明。多年平均降雨量594.40mm，日最大降雨量为151.80mm（1963年8月8日）；年最大降雨量为1107.70mm（1975年），年最小降水量248.40mm（1983年），降雨多集中在7、8月份，约占全年降雨量的45%。多年平均蒸发量为2033.50mm，相对湿度66.25%，绝对湿度12.89毫巴。年平均风速3.10m/s一般风力2~3级，以西北风和东北风为主，最大风力为9级，最大风速24m/s。最大冻土深度19cm，冻土期多集中在12月份和元月份。1.2.3水系本区属海河流域卫河水系。区内属山前冲、洪积缓倾斜平原，由北向南逐渐下降，地面坡度相对较大，迳流条件较好，无常年性地表水体。区内中部山门河，发源于北部太行山区，以南北方向纵贯全区，河道宽70～200m，河深5～7m，河床坡度为2％，该河平常干涸无水，惟雨时有短暂洪流，但未曾出现过洪水溢出河岸现象，据1956年8月31日在白庄附近观测，其洪流量为5.83m3/s。1.2.4地震据焦作市地震局资料，本区历史上未发生大的破坏性地震。该区地震裂度为7度，历史上发生过阻碍本区较大的地震有7次（见表1-1）。表1-1地震情况一览表时刻地点震级震中裂度地震破坏情况1546.1武陟~沁阳一带5.5级7度崩山裂屋1587.4.10修武6级7度摇塌城垛、鼓楼、碑亭、房舍许多1622.3沁阳一带5级6度1737.9.30新乡5.56度损坏房屋，帐恤有差1967.3.26辉县南村4级6~7度声如沉雷，30%房屋被震裂，并有少数倒塌。1967.11.6辉县高村4级5度1978.6.5新乡4.5级6度震中有轻微破坏依照国家质量技术监督局公布的“中华人民共和国国家标准《中国地震动参数区划图》（GB18306-2001）”，焦作市附近的地震动峰值加速度g为0.10，对应的差不多烈度为Ⅶ度（见表1-2），其地震设防应为Ⅷ度。表1-2地震动峰值加速度分区与地震差不多烈度对比表地震动峰值加速度分区g＜0.050.050.10.150.20.3≥0.4地震差不多烈度值＜ⅥⅥⅦⅦⅧⅧ≥Ⅸ1.3井田境地及煤炭储量1.3.1井田境地其地理坐标为东经11323~11326，北纬3917~3921。井田西与演马庄矿相邻，东以北碑村断层为界与古汉山井田相连；北起煤层隐伏露头，南抵西仓上断层，东西走向长约5.5km，南北倾向宽约3.4km，井田面积18.60km2。1.3.2煤炭储量九里山矿可采煤层为二迭系山西组二1煤，为中灰低硫优质无烟煤，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，可采性指数为97.5%。目前剩余地质储量14208.1万t，剩余可采储量5900余万t，剩余服务年限40年。1.4矿井地质与煤层赋存1.4.1地质构造受区域构造的操纵，井田内要紧发育有NE、NNE向、NW向和近EW向高角度正断层，大、中型断层要紧是NE、NNE向和NW向。整体为一走向N40ºE，倾向SE的单斜构造，地层倾角平缓，10º～15º。井田构造以断裂为主，褶曲不发育，局部受断裂阻碍，形成宽缓的褶曲（图1-2,1-3）。图1-2九里山构造纲要图图1-318勘探线剖面图依照钻孔及巷道揭露，井田内共发育大小断层67条，均为正断层。落差大于等于100m的断层3条，即马坊泉断层、西仓上断层和北碑村断层；落差50—100m的断层1条，即冯营断层；落差20—50m的断层1条，即亮马村断层；落差5—20m的断层3条，即方庄断层；另外据井下巷道揭露，落差小于5m的断层较多，多成组出现，阶梯状或叠瓦状展布，每组中断层与断层间距近乎相等，有些断层只切穿煤层顶板，而不至煤层底板。褶皱构造在井田内尽管表现比较微弱，但发育普遍，按其轴向分为二组，一组是沿煤层走向方向上的波状起伏，其轴向300°~330°，即北西向褶皱构造。较明显的，西部以一二采区为背斜，东部一一采区为向斜，次一级的微型背向斜间替出现，特不是一二采区东翼背斜构造明显，幅度(K=H/L）较大(k＞0.2）。另一组是在大断层两盘因牵引作用形成的背向斜，表现比较明显的是马坊泉断层上盘的向斜构造和方庄断层下盘的背斜构造。1.4.2煤层及煤质一、煤层九里山煤矿含煤地层为石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组、二叠系上统上石盒子组。要紧含煤地层为石炭系上统太原组和二叠系下统山西组，其它含煤地层偶见煤线，无可采点。要紧含煤地层总厚158.96m，共计含煤8层，煤层总厚7.67m，含煤系数为4.83%。其中石炭系太原组有一2煤、一3煤、一4煤、一5煤、一6煤、一7煤六层煤，二迭系山西组有二1煤（大煤）和二3煤两层煤。山西组二1煤普遍发育，层位稳定，结构简单，为要紧可采煤层。石炭系太原组一2煤普遍发育，层位较稳定，结构简单，为大部分可采煤层；一5煤较发育，层位较稳定，但煤层普遍较薄，不可采。其它煤层煤厚薄，层位不稳定或极不稳定，多以薄煤层、煤线或炭质泥岩出现，毫无经济价值。二1煤层位于山西组下部，二1煤段之顶部，距太原组上部灰岩段顶之硅质泥岩或L8石灰岩15.65~35.24m，平均20.01m，层位稳定。煤层直接顶板以砂质泥岩、泥岩为主，间接顶板为细—粗粒砂岩（大占砂岩）；底板多为砂质泥岩和粉砂岩，局部为灰、灰黑色细砂岩，含少量白云母碎片和植物根部化石，偶见炭质泥岩。二1煤层普遍发育，煤层厚度大、结构简单、层位稳定，是井田内要紧开采煤层。煤厚0～12.93m，平均厚5.44m，以半亮型煤为主。二、煤质（1）物理性质二1煤顶部及底部为粉沫状、鳞片状，中部为块状呈灰黑色，黑色，似金属光泽、条痕灰黑色，贝壳状，锯齿状断口，条带状结构，层状构造，真密度（TRD）1.58，视密度（ARD）1.48。原煤含块率为21%。二1煤呈块状以亮煤为主，次为暗煤和镜煤，中部夹薄层纤维状结构，疏松多孔，光泽较弱丝炭，属光亮—半亮型煤。一2煤为灰黑色，以块状为主，内生裂隙发育，贝壳状断口，似金属光泽，下部含较多的黄铁矿，视密度（ARD）1.49。一2煤煤岩特征和二1煤层相似，属半亮—光亮型煤。（2）化学性质1、水分（Mad）二1原煤、浮煤水分平均值分不为1.20%、1.24%，一2煤原煤水分平均值1.39%，结果见表1-3。表1-3煤水分、灰分测试结果表煤层样不原煤（%）浮煤（%）水分（Mad）灰分（Ad）挥发分（Vdaf）水分（Mad）灰分（Ad）挥发分（Vdaf）二1煤芯样煤层样合计一2煤芯样注：表格中数据为最小值~最大值平均值(点数)，以下各表类同。2、灰分（Ad）二1、一2煤原煤灰分平均值分不为14.31%、23.40%，依据煤炭质量分级《灰分》标准：二1煤属低灰煤；一2煤属中灰煤，结果见表1-2。3、挥发分（Vdaf）二1、一2煤的原煤挥发分产率结果见表1-2。4、硫分（St,d）二1、一2煤原煤全硫平均值分不为0.30%、3.64%，按基准发热量折算后，二1、一2煤原煤全硫分不为0.26%、2.81%，依据煤炭质量分级（硫分）标准：二1煤属特低硫煤，一2煤属中高硫煤。结果见表1-4。表1-4煤全硫分析结果表煤层全硫St,d（%）St,d(%)原煤浮煤二1一25、有害元素二1、一2煤的原煤有害元素磷分不为0.030%、0.019%、氯分不为0.020%、0.047%、氟分不为49*10-6，44*10-6，砷分不为2*10-6、4*10-6。二1、一2煤为低磷煤，氯、氟、砷含量较低。1.5矿井生产情况1.5.1矿井生产现状九里山矿目前有14、15和16三个生产采区。14采区剩余可布储量284.9万吨（其中上山煤柱92.43万吨），生产能力将逐年递减；16采区为14采区的接替采区，煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°，可布工作面储量1450万吨；15采区可采储量1002万吨，可能2021年回采结束；15采区接替采区为21采区，21采区正在开拓，21采区煤层赋存较稳定，结构简单，厚度0.92～8.13m，平均厚度5.15m，倾角9～18°，可布工作面储量1055万吨，可能2017年投产。1.5.2井田开拓方式、采区划分及采煤方法一、开拓方式矿井开拓方式为立井双水平上下山开拓，一水平大巷标高-225m，一水平大巷有三条巷道，其中一条为轨道运输大巷、一条为皮带运输大巷、一条为流水大巷，三条大巷全部布置在煤层顶板中，与煤层法线间距10-15m，三条大巷为一水平所有采区提供通风、运输、行人等服务。采区上（下）山为三条相互平行的顶板岩巷，与煤层法线间距8-15m，其中轨道上（下）山和运输上（下）山为进风，回风上（下）山专用于回风；在矿井上部煤层露头附近布置一条总回风大巷，贯穿矿井东、西两翼，矿井西翼为了满足通风需要专门补做了一条辅助回风巷，并通过风井联络巷与风井相连，用于矿井回风。二、采区布置目前我矿生产地区全部位于一水平（-225m），一水平有15采区、14采区和16采区三个采区同时开采。每个采区只有一个工作面正常开采。三、采煤方法采煤工作面上、下顺槽均以分层回采，分层掘进布置，采煤方法为倾斜分层，走向长壁、金属网人工假顶，全部陷落采煤法，落煤方式为爆破落煤或综合机械化采煤。

2矿井通风及煤层瓦斯2.1矿井通风方式矿井采纳中央并列与对角混合式通风，通风方法为机械抽出式；主、副井、西风井进风，东、南风井回风；目前矿井总进风量13500m³/min，总排风量13820m³/min；矿井瓦斯绝对涌出量43.99m³/min，相对瓦斯涌出量33.41m³/t，相对CO2涌出量为9.08m³/t，绝对CO2涌出量为11.95m³/min，矿井等积孔5.26m²。2.2煤层瓦斯基础参数在目前开采的15、14、16采区中，实测15采区瓦斯含量31～33.19m³/t，瓦斯压力1.3~1.74MPa；16采区瓦斯含量20.34~29.22m³/t，瓦斯压力1.74~2.08MPa；14采区瓦斯含量15.15~19.22m³/t，瓦斯压力0.76MPa。矿井煤层透气性系数：0.2～0.457㎡/MPa2﹒d；钻孔瓦斯流量0.015~0.04m³/min﹒hm，衰减系数0.0126~0.0389d-1。煤层透气性差，抽采较为困难。表2-1九里山矿瓦斯基础参数表采区名称瓦斯含量(m³)瓦斯压力（MPa）煤层透气性系数（㎡/MPa²·d）百米钻孔瓦斯流量（m³/min·hm）衰减系数（d-1）14采区15.15~19.220.760.35~0.4570.03~0.040.0218~0.038915采区31~33.191.3~1.740.2~0.310.015~0.020.0126~0.025816采区20.34~29.221.74~2.080.3~0.4570.018~0.0350.0197~0.03892.3可能矿井瓦斯储量及可抽量矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动阻碍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。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标，可按下式计算：Wk=Wl十W2十W3式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm3；Wl—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；Ali—矿井可采煤层i的地质储量，Mt；X1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3／t；W2—受采动阻碍后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，（Mm3）A2i—受采动阻碍后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i—受采动阻碍后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3／t；W3—受采动阻碍后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3,按下式计算：W3＝K(W1十W2)K—围岩瓦斯储量系数，取K＝0.15。矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽放工艺技术和抽放能力紧密相关，一般采纳下式计算：Wkc=ηk·Wk式中：Wkc—矿井可抽瓦斯量，Mm3；ηk—矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平；Wk—矿井瓦斯储量Mm3；按上式计算得出煤层的瓦斯储量及可抽量，计算结果见表2-2所示。从表2-2能够看出，本矿的瓦斯资源相当丰富，可能瓦斯储量和可能瓦斯抽采量分不为137062km3和28573km3，这就为矿井的瓦斯开发利用提供了充足的资源条件，同时也对矿井的安全生产构成了严峻的威胁。表2-2九里山煤矿瓦斯储量及可抽量计算结果汇总表采区工业储量(10kt)可采储量(10kt)瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(10km3)可采煤炭瓦斯储量(10km3)抽放率（%）可开发瓦斯量(10km3)14262.3182.317.24507.63132.830.0939.815127.488.532.14088.92840.430.0852.116206.2143.324.85109.63551.030.01065.3合计595.9414.113706.29524.22857.3

3瓦斯抽放的必要性和可行性3.1瓦斯抽放的必要性3.1.1规定依照《煤矿安全规程》第一百四十五条规定，凡有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统：（1）一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min，或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min，采纳通风方法解决不合理的。（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：①大于或等于40m3/min；②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min；⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。（3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。3.1.2通风处理瓦斯量核定关于九里山矿来讲，上述三个条件同时满足，因此建立抽放系统是特不必要的。从瓦斯涌出现状看，九里山矿矿井瓦斯瓦斯涌出量超过40m3/min。因此，必须进行瓦斯抽放。从矿井通风能力看，采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性推断标准是：采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即当瓦斯涌出量q大于通风所能解决的瓦斯涌出量qf时就应当采取抽放瓦斯措施，其抽放瓦斯的必要性指标通常以下式表示：(3-1)式中：q—矿井（采区或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；qf—通风所能承担的最大瓦斯涌出量，m3/min；v—通风巷道（或工作面）同意的最大风速，m/s；S—通风巷道（或工作面）断面积，m2；C—《煤矿安全规程》同意的风流中的瓦斯浓度，%；K—瓦斯涌出不均衡系数，取值为1.2~1.7。取1.4。qf=(0.6×4×10×1)/1.5=16m3/min从通风能力上看，关于二1煤层，采区瓦斯涌出量q超过16m3/min，采纳通风方式全然无法解决瓦斯问题，瓦斯抽放只能是九里山矿唯一的选择。3.1.3分源预测法预测瓦斯涌出量eq\o\ac(○,1)开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量（3-2）式中q1－开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；k1－围岩瓦斯涌出系数，关于全部垮落法顶板治理的工作面，取k1=1.2；k2－工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数；k3－顺槽掘进预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出阻碍系数，采纳长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：（3-3）式中L－回采工作面长度，m；h－巷道瓦斯预排等值宽度，m；m0－煤层厚度，m；m1－煤层采高，m；X0－煤层原始瓦斯含量，m3/t；X1－煤层残存瓦斯含量，m3/t，与煤质和原始瓦斯含量有关，需实测；如无实测数据可查取，由于所查取的瓦斯含量值是以m3/t•daf(表示可燃值基瓦斯量)为计量单位，因此需要按下式换算成以m3/t(表示原煤瓦斯含量)为计量单位的瓦斯含量：X1＝X1′（100－Mad－Ad）/100（3-4）式中X1′－可燃值基瓦斯含量，m3/t,daf；Mad－原煤水分含量，%；Ad－原煤灰分含量，%.eq\o\ac(○,2)邻近层瓦斯涌出量（3-5）式中q2－邻近层瓦斯涌出量，m3/t；mi－第i个邻近层厚度，m；m1－开采层的开采厚度，m；X0i－第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t；X1i－第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；ki－取决于层间距离的第i邻近层瓦斯排放率。eq\o\ac(○,3)回采工作面瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量由开采层（包括围岩）、邻近层瓦斯涌出量两部分组成，其计算公式为：(3-6)式中q3－回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。3.1.4瓦斯涌出量预测结果九里山矿二1煤层平均厚度m＝5.5m，原煤水分平均含量Mad＝1.48%，灰分平均含量Aad＝18.57%，工作面长度按L=500m，预测二1煤层时，由于上覆山西组的二煤组其它煤层厚度较薄，局部可见，发育不稳定；下邻近的稳定可采一5煤层距离较远，达100多米，差不多超过底板阻碍范围，二2煤层则更远，瓦斯涌出量的阻碍相对能够忽略，只考虑本煤层瓦斯涌出，预测结果见表3-1。表3-1二1煤层分源法瓦斯预测结果瓦斯含量/m3t-1标高/m回采工作面相对瓦斯预测/m3t-1回采工作面不同产量下绝对瓦斯涌出量/m3.min-1500t•d-11000t•d-11500t•d-12000t•d-115-29010.293.577.1510.7214.3020-33116.725.811.6117.4223.2325-37223.168.0416.0824.1232.1630-41329.5910.2720.5530.8241.103.1.5从矿井瓦斯涌出量预测结果来看瓦斯抽放的必要性从九里山矿采掘工作面瓦斯涌出量预测结果来看，开采二1煤层回采工作面瓦斯涌出量16.72m3/t，产量2000t/d时，绝对瓦斯涌出量23.23m3/min。回采工作面瓦斯涌出量已超过《煤矿安全规程》规定回采工作面5m3/min的界限。因此对本矿来讲，为完全有效地解决瓦斯问题，保证矿井的高效、安全生产，进行回采工作面瓦斯抽放是特不必要的。3.1.6从资源和环保的角度来看瓦斯抽放的必要性瓦斯是一种优质的能源，将抽出的瓦斯加以利用，能够变害为宝，不仅改善能源结构，而且减少了对环境的污染，能够取得显著的经济效益和社会效益。依照前面计算我矿煤层瓦斯储量和可抽量分不为4875Mm3和1016Mm3，这讲明矿井的瓦斯资源比较丰富，为瓦斯开发利用提供了较为充足的条件。总之，不管是从矿井目前的瓦斯涌出现状、矿井通风能力，依旧从资源和环保的角度来看都有必要进行瓦斯抽放，特不是进入深部煤炭开采，瓦斯问题将是制约煤矿安全高效生产的重要因素，提早进行瓦斯抽放工作，对我矿安全生产专门有必要。3.2瓦斯抽放的可行性本煤层瓦斯抽放的可行性是指煤层在天然透气性条件下进行预抽的可行性。一般来讲，其衡量指标有两个：一为煤层的透气性系数（λ）；二为钻孔瓦斯流量衰减系数（）。据上述指标将煤层预抽瓦斯的难易程度进行分类，见表3-2。九里山煤矿本煤层瓦斯抽放难易程度评价结果见表3-3。表3-2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α(d-1)煤层透气性系数(m2/MPa2•d)容易抽放<0.003>10能够抽放0.003~0.0510-0.1较难抽放>0.05<0.1表3-3九里山煤矿本煤层瓦斯抽放难易程度评价结果表煤层钻孔瓦斯流量衰减系数α(d-1)煤层透气性系数λ(m2/MPa2•d)可抽性评价二10.03890.457能够抽放从表3-3能够看出，我矿二1煤层属于能够抽放煤层，具备本煤层瓦斯抽放的可行性。

4矿井抽放瓦斯方案与工艺4.1抽采达标工程布局4.1.1井巷工程布局目前九里山矿要紧生产采区全部位于一水平，有14采区、15采区和16采区，二水平正在开拓。九里山矿要紧采取底板抽采巷施工抽采钻孔的防突措施，并敷设瓦斯抽采管路，预抽煤巷条带煤层瓦斯，底板抽采巷高度不低于3m，宽度4m，满足打钻要求。14采区目前服务于抽采达标的井巷工程仅剩14141运输底抽巷，15采区有15081底抽巷及15091底抽巷，16采区布置有16051底抽工作面、16061运输底抽巷、16101底抽巷、16121底抽巷、16131底抽工作面。4.1.2钻孔工程布局目前九里山矿采纳底板抽采巷施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯和顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯。底板抽采巷穿层钻孔布置如下：组间距6m，每组分两列布置，列间距3m，操纵煤巷轮廓线以外至少30m，顺层钻孔布置如下：孔间距不得大于1.5m，操纵回采工作面全煤厚。4.1.3抽采管网及放水排渣工程布局九里山矿要紧生产采区有14采区、15采区和16采区，二水平正在开拓，14采区抽采管路系统敷设线路为：由工作面进、回风巷→14采区回风上山→西辅助进风巷→西风井瓦斯抽采泵站；由工作面进、回风巷→14采区回风上山→14采区瓦斯抽采泵站；由于16采区煤层埋深较深，且瓦斯流量大，为不阻碍其他采区正常生产，故将16采区抽放系统独立设置，其抽放管路系统敷设线路为：由16采掘工作面进回风顺槽、底抽巷——16采区回风下山——西翼回风大巷——南风井底——南风井地面瓦斯抽放泵站；15采区抽采管路系统敷设线路为：由工作面回风巷→15采区回风上山→东总回风→东风井地面瓦斯泵站。4.1.4放水排渣工程布局瓦斯抽采管路应依照管路内水量情况每间隔100-200m必须安装自动放水器和排渣装置，每个地区的自动放水器及管路排渣器必须安排专人进行维护，保证自动放水器的正常使用。4.1.5监测计量工程布局九里山矿抽采巷道间隔80-100m需安装一部在线监测计量装置，用于监测流量、负压、浓度、温度等参数；另外在每部在线监测计量装置处安装孔板流量计，人工计量，在抽放瓦斯管路中安装孔板时，孔板的孔口必须与管道同心，气端面与管道轴线垂直，偏心度<1—2%；安装孔板的管道内壁，在孔板前后距离2D的范围内，不应有凸凹不平，焊缝和垫片等；孔板流量计的上游（前端），管道直线长度≥20D，下游（后端）长度≥10D；要经常清理孔板前后的积水和污物，孔板锈蚀要更换；抽放瓦斯量有较大变化时，应依照流量大小更管相应的孔板。4.2抽采达标工程量附表4-12017年度抽采达标工程量表序号项目名称计量单位1月份2月份3月份4月份5月份6月份7月份8月份9月份10月份11月份12月份工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量瓦斯抽采钻孔m2260021000236002370022800228002320022600232002100023000230001岩孔m130001140014800149001240012400940078001080068009800118001.1.115091底抽巷及切眼底抽巷m2400100016001200160030003000300060002000500070001.1.216061工作面底抽巷m28002000280028002600260016001.1.316131运输底抽巷及切眼底抽巷m1600160016001600160016001600160016001.1.416131回风底抽巷m100036003200320032003200320032003200320032001.1.516051工作面底抽巷m28002400280017001.1.615081底抽巷m30003000200010001.1.715101车场揭煤m140014001.1.8东二底抽巷及车场揭煤m1000.001000.001000.001000100010001.1.9东底板大巷m1000100010001000100010002煤孔m960096008800880010400104001380014800124001420013200112002.1.116051工作面m320064006800680068002.1.2东四工作面m10001000100010001000100010002400240024002.1.315091工作面m16001600300030003000300020002.1.414煤柱工作面m1000100010001000100010002.1.516061工作面m1000100010001000100010002.1.615081工作面m960096007800780078007800780056004.3矿井接替关系矿井目前要紧有两个回采工作面，两个备用工作面，两条掘进煤巷，四条掘进岩巷，2017年度接替如下：东三（2）备用工作面接替15032回采工作面，14141备用工作面接替16042回采工作面，目前正在掘进16051回风巷、15081运输巷、16061回风巷，东四回风巷、东四运输巷，16051工作面打算于2017年10月份圈成，15081工作面打算于2017年11月份圈成，16061工作面可能2018年圈成，东四工作面可能2018年圈成，在抽的底抽巷有15091底抽巷、16061底抽巷、东二运输底抽巷。4.4施工设备及要紧器材为了服务抽采工程，要紧设备见下表序号名称型号/规格单位数量金额（万元）1抽放管路100mm聚乙烯管Km2.261082抽放管路150mm聚乙烯管Km0.54503抽放管路200mm聚乙烯管Km3.712254抽放管路250mm聚乙烯管Km2.252055抽放管路300mm聚乙烯管Km1.371806抽放钻机架式ZDY－6000S台21807抽放钻机履带式ZDY－6000S台21808抽放钻机ZDY－4000S台61809钻机配件三棱钻杆73mmm/根根18008010水便个60911钻头75mm个601812钻头94mm个402013打捞工具套12614单体液压支柱3.8m长根2421015备用电机55Kw台32716地面抽采泵CBF410-2台17017附助管m6502018放水器台801019过渡节个20820封孔材料聚氨酯万斤325121快速接头个5002022法兰盘连接个500050要紧器材如下井下管路检测采纳人工方法时，检测和计量设备包括标准孔板流量计（FKL系列）、AQ型瓦斯浓度检定器和U型水柱计，管路系统的操纵要紧靠截止阀门。泵房监测仪器仪表：瓦斯抽放系统监测分站及各种传感器一套。AQR-1、AQR-2型瓦斯浓度检定器各2台，1.2mU型汞柱计和水柱计各2个。序号设备名称监测指标精度测试范围备注1气体流量传感器管道气体流量±2%抽放泵能力内的全范围抽放管路参数2高浓度瓦斯传感器管道瓦斯浓度（0~50%）±3%（50%~80%）±5%（80%~90%）±10%0~100%3负压传感器负压端管道内压力±1%0~0.1Mpa4正压传感器正压端管道内压力±1%0~0.1Mpa5负压管道温度传感器负压管道内温度±1%0~100℃6正压管道温度传感器正压管道内温度±1%0~100℃7一氧化碳传感器管道一氧化碳流量矿方自定8液体流量传感器泵水流量±2%全范围抽放泵参数9温度传感器泵水温度±1%0~100℃10温度传感器泵轴温度±1%0~100℃11低浓度瓦斯传感器泵房环境瓦斯浓度±1%0~5%4.5进度打算2017年九里山矿抽采工程进度打算表序号项目名称计量单位1月份2月份3月份4月份5月份6月份7月份8月份9月份10月份11月份12月份工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量工程量瓦斯抽采钻孔m2260021000236002370022800228002320022600232002100023000230001岩孔m130001140014800149001240012400940078001080068009800118001.1.115091底抽巷及切眼底抽巷m2400100016001200160030003000300060002000500070001.1.216061工作面底抽巷m28002000280028002600260016001.1.316131运输底抽巷及切眼底抽巷m1600160016001600160016001600160016001.1.416131回风底抽巷m100036003200320032003200320032003200320032001.1.516051工作面底抽巷m28002400280017001.1.615081底抽巷m30003000200010001.1.715101车场揭煤m140014001.1.8东二底抽巷及车场揭煤m1000.001000.001000.001000100010001.1.9东底板大巷m1000100010001000100010002煤孔m960096008800880010400104001380014800124001420013200112002.1.116051工作面m320064006800680068002.1.2东四工作面m10001000100010001000100010002400240024002.1.315091工作面m16001600300030003000300020002.1.414煤柱工作面m1000100010001000100010002.1.516061工作面m1000100010001000100010002.1.615081工作面m960096007800780078007800780056004.6资金打算2017年抽采工程总投资1631.2万元，具体见下表年度投资1月份2月份3月份4月份5月份6月份7月份8月份9月份10月份11月份12月份投资投资投资投资投资投资投资投资投资投资投资投资投资瓦斯抽采钻孔1631.2142.4129.6153.6154.4140.8140.8130.4121.6136111.2131.2139.2岩孔1082.410491.2118.4119.299.299.275.262.486.454.478.494.415091底抽巷及切眼底抽巷294.419.2812.89.612.82424244816405616061工作面底抽巷137.622.41622.422.420.820.812.80000016131运输底抽巷及切眼底抽巷115.200012.812.812.812.812.812.812.812.812.816131回风底抽巷及钻场267.20828.825.625.625.625.625.625.625.625.625.616051工作面底抽巷77.622.419.222.413.60000000015081底抽巷7224241680000000015101车场揭煤22.400011.211.20000000东二底抽巷及车场揭煤48888888000000东底板大巷48888888000000煤孔548.838.438.435.235.241.641.655.259.249.656.852.844.816051工作面120000000012.825.627.227.227.2东四工作面56.80044444449.69.69.615091工作面68.800006.46.4121212128014煤柱工作面2400000044444416061工作面2400000044444415081工作面255.238.438.431.231.231.231.231.222.40000封孔材料218.0818417.52313517.2449917.52313518.63571518.07942518.63571518.07942518.3575717.52313518.9138618.9138618.635715固特捷（AB袋）129.1718410.3798810.2151210.3798811.0389210.709411.0389210.709410.8741610.3798811.2036811.2036811.03892固特捷88.917.1432557.029877.1432557.5967957.3700257.5967957.3700257.483417.1432557.710187.710187.596795抽采管路271.84191215.09889614.84438835.01187215.78760415.42087240.20564815.73357215.91927634.86082815.96328815.9626237.033048支管路7819.519.519.519.5支管路34.82.612.613.1322.612.613.3932.8712.8712.8712.612.614.002连接管9.120.6840.6840.82080.6840.6840.88920.75240.75240.75240.6840.6841.0488封孔管149.92191211.80489611.55038811.55907212.49360412.12687216.42344812.11017212.29587611.73742812.66928812.6686212.4822484.7抽放瓦斯方法选择的原则抽放瓦斯方法要紧有：开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放。选择具体抽放瓦斯方法时应遵循如下原则：⑴抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质和开采条件；⑵应依照瓦斯来源及构成进行，尽量采取综合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；⑶有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合；⑷选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本；⑸所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时刻增加。4.8工作面瓦斯来源构成九里山矿属单一煤层开采，对工作面瓦斯涌出量结果分析，工作面涌出的瓦斯要紧来源于顶分层涌出的瓦斯，其次是下分层和采空区涌出的瓦斯。计算得出工作面的瓦斯涌出构成：由上可得：顶分层工作面()瓦斯占60%、掘进工作面()瓦斯占29.2%、采空区()瓦斯占10.8%。瓦斯涌出构成中以顶分层回采工作面和下分层涌出的瓦斯为主，占矿井瓦斯涌出量的89.2%，因此，矿井的瓦斯治理重点应放在顶分层回采和掘进工作面上。4.9工作面瓦斯抽放方法4.9.1区域防突措施方法选择区域防突措施是指在突出煤层进行采掘前，对突出煤层较大范围采取的防突措施。区域防突措施包括开采爱护层和预抽煤层瓦斯两类。从九里山矿的地质资料来看，本矿井井田范围内可采煤层为二1煤层，二3煤层位于二1煤层上部，平均煤厚0.3m，较发育，但不可采，距二1煤层21m，因此二3煤层不可作为爱护层开采。综合考虑认为：本矿井二1煤层突出危险区的煤层不具备开采爱护层条件；因此认为二1煤层无爱护层能够开采。选择预抽煤层瓦斯作为九里山煤矿区域防突措施。4.9.2预抽煤层瓦斯区域防突措施要求（1）穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯措施的钻孔应当操纵整条煤层巷道及其两侧许多于30m范围的煤层。穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当操纵整个开采块段的煤层。（2）顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当操纵区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧20m范围内的煤层。（3）穿层钻孔预抽石门（含斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m往常实施。钻孔的最小操纵范围是：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外15m，同时还应当保证操纵范围的外边缘到巷道轮廓线（包括可能前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m。（4）当煤巷掘进和采煤工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m。（5）本区为厚煤层分层开采，预抽钻孔应操纵全煤厚。（6）预抽煤层瓦斯钻孔应当在整个预抽区域内均匀布置，钻孔间距应当依照实际考察的煤层有效抽采半径确定。（7）预抽瓦斯钻孔封堵必须严密。穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，当岩孔长度小于15m时，封孔深度应达到煤岩交界处，当岩孔长度大于15m时，封孔深度不得小于15m；顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m，封孔深度不小于24m。（8）施工钻孔时，应当做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定。钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa。预抽瓦斯浓度低于30%时，应当采取改进封孔的措施，以提高封孔质量。4.9.3地面井大面积预抽煤层瓦斯措施为确保矿井生产安全，按照“先抽后采”的原则，除建立瓦斯抽放站对井下煤层瓦斯进行抽放外，还在地面进行了地面井抽采。由于九里山矿不具备开采解放层的条件，2006年开始，焦煤集团与河南省煤层气公司合作，在16地区区域内进行了地面钻孔压裂抽采试验，共施工抽采钻井8口。前期的试验表明，地面压裂后煤体孔裂隙显著增加，关于井下钻孔的抽采具有显著的增透效果，因此，利用这一结论进行井上下钻孔的联合抽采，必定会取得更为理想的效果。目前，在16采区西翼与河南省煤层气公司合作施工的两口地面钻井差不多结束，立即进入地面压裂抽采时期；在16采区东翼与中石油公司合作施工的另一口地面钻井也已施工结束。在地面抽采到一定时期后，将从井下进行联合压裂抽采。4.9.4石门揭煤工作面区域防突措施严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》第四十九条第四款规定要求，揭煤瓦斯抽采钻场钻孔操纵范围：车场揭煤处巷道轮廓线外15m，同时保证操纵范围的外边缘到巷道轮廓线（包括可能前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m。依照16采区实际考察数据，抽采钻孔的阻碍半径是3m，为了加大预抽力度，设计在倾向上沿煤层底板层面钻孔每相邻两排垂距为3m，走向上煤层顶板层面钻孔间距为2.5m，共设计108个钻孔，分不布置在左、中、右三个钻场，每个钻场布置五排钻孔，第1排布置4个钻孔，2-5排每排布置8个钻孔，每个钻场共布置36个钻孔，左右两个钻场每排间隔350mm，钻孔间距500mm；中间钻场每排间隔350mm，钻孔间距400mm。穿层预抽钻孔的布置方式如图6-1。图6-1石门揭煤穿层钻孔预抽方式及钻孔布置示意图揭煤钻场设计108个钻孔，钻孔总长度7317.5m，其中岩孔长4341.5m，煤孔长2976m。揭煤钻场操纵范围内的煤量1.2万t，原始瓦斯含量24.46m3/t，达标瓦斯含量6m3/t，需抽采瓦斯22.15万m3。百米钻孔流量按0.06m3/min•hm计算（矿井百米钻孔流量参考16采区），抽采达标时刻86天。H==86d式中H—预抽期；W—需抽放量；L—煤孔长度；qb—煤孔百米钻孔流量。4.9.5煤巷区域防突措施九里山矿作为突出矿井，煤巷掘进前需先对掘进区域消突。利用底板抽采巷道施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，操纵巷道及其两帮轮廓线以外许多于30m的范围，钻孔水平投影在煤层中不得有间隔，钻孔施工完毕必须全部穿透煤层。钻孔布置方式如图6-2所示。为了保证煤巷的安全掘进，依照《焦煤集团瓦斯抽采治理技术标准》规定以及九里山矿实际情况，并结合需要钻孔总量的计算结果，设计在底板岩巷每隔6m布置一组钻孔，每组钻孔18个，分两列呈扇形分布，列间距3m，钻孔直径94mm，每个钻孔均要穿透煤层顶底板。图6-2底板岩巷穿层抽采示意图若煤巷设计长度为1200m，则底板巷也需设计1200m，共计200组钻孔，总孔深92800m，岩孔长55800m，煤孔长47000m，该条底板抽采巷操纵煤量为44.55万t，瓦斯含量按24.46m3/t计算。百米钻孔流量按0.06m3/min•hm计算，抽采达标到6m3/t时需要抽采822.4万m3，预抽期203d。H===203d式中H—预抽期；W—需抽放量；L—煤孔长度；qb—煤孔百米钻孔流量4.9.6回采工作面区域防突措施首先，施工两条底板岩巷掩护工作面上、下风道掘进，并开拓切眼底抽巷施工穿层钻孔掩护切眼掘进，差不多上是在煤层设计工作面范围内下（上）方圈成一个“岩巷工作面”，向上（下）方煤层施工穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯；通过抽采达标进入煤巷，在形成上、下风道后采纳顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯对工作面回采区域煤层瓦斯进行预抽，抽采达标后进行回采。图6-3回采工作面钻孔布置图按照上述综合区域瓦斯治理模式，一个工作面按照2条岩巷进行区域瓦斯治理，岩巷开拓时刻需要2年时刻，底板巷施工穿层钻孔时刻需要1年时刻，穿层钻孔预抽需要1年时刻，掘进2条煤巷时刻需要2年左右，在上、下风道施工顺层钻孔需要1年时刻，抽采达标时刻可能需要1年时刻，考虑到部分工程安排能够同时施工的情况，节约1年时刻后，一个工作面从预抽开始到抽采达标一共需要5年的区域瓦斯治理周期。4.9.7封孔工艺每个钻孔施工结束要及时封孔连抽，封孔工艺如下：1、封孔管直径为50mm。2、3、注浆及注浆后24小时内不得完全关闭封孔管上的阀门，防止封孔材料在尚未凝固时由于瓦斯压力较大而遭到破坏。注浆材料凝固24小时后方可连抽。。顺层钻孔封孔深度不小于24m。因此，共用8根封孔管，其中第一根封孔管为花管长3m，花管用窗纱包裹，后面7根每根长3m，在花管后即第一根1.5m处封4包聚氨酯，孔口2m处封4袋聚氨酯，共用了8袋聚氨酯，孔口再用黄泥捣实。当采纳穿层钻孔抽放瓦斯时，抽放结束后应全孔封孔。封孔采纳“两堵一注”带压封孔工艺，封堵段长度不小于1m，封孔段长度不小于5m，当岩段长度小于15m时，封孔深度应达到煤岩交接处；当岩段长度大于15m时，封孔深度不得小于15m。4.6.5钻孔连接方式瓦斯抽采主管采纳4m一根，管径为300mm的管子，初步设计在上排钻孔孔口2寸分管上400mm的位置进行安装，离安装侧煤壁间距为160mm，每根主管需用钢丝绳吊紧，整个巷道瓦斯抽采主管的吊挂高度要统一，尽量成一条直线。单孔瓦斯抽采分管采纳直径为50mm封孔管进行封孔，进行连抽时统一向外预留100mm的抽采分管，然后加装125mm的截门，每个单孔抽采分管统一向外伸出300mm，连接后向下接瓦斯抽采支管。四个抽放孔分为一组，每组的四个孔口各个分管安装高度一致并需在一直线上，略微向放水器安装方向倾斜1-2°的角度，便于排水；临近自动放水器侧的孔口分管向放水器方向统一伸出500mm，然后接自动放水器排水。上帮断面的上排孔距顶板1.2m，下帮断面的上排孔距顶板1m，下排钻孔距底板差不多上1m。瓦斯抽采支管孔径不小于150mm，在下排瓦斯抽采分管下方200mm的位置进行安装，要紧作用为排除积水。支管通过放水器放水后连接到瓦斯抽采主管，有利于瓦斯排放；每组需加设一个孔板流量计，加在放水器后面，便于瓦斯抽放参数的准确测定。4.7矿井可能瓦斯抽采量及抽采效果4.7.1瓦斯抽放率依照《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.3条规定：设计瓦斯抽放率，可依照煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采纳的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放治理规范》的有关规定。依照《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第8.6.3条规定：瓦斯抽出率：——预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；——采纳综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；——煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量。矿井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算：在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采量。矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采）的瓦斯量。每月底按下式计算矿井月平均瓦斯抽采率。式中—矿井月平均瓦斯抽采率，%；—矿井月平均瓦斯抽采量，m3/min；—矿井月平均风排瓦斯量，m3/min=23.07m3/min=22.74m3/min=49.64%4.7.2可能瓦斯抽采量矿井可能瓦斯抽采量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：可能瓦斯抽采量=瓦斯储量×抽放率由于瓦斯储量可由式计算，因此，要得到一个矿井的可能瓦斯抽采量，关键是要确定瓦斯抽放率。可抽瓦斯量=瓦斯储量×抽放率=1370.6Mm3×49.64%=680.37Mm34.7.3预抽期依照《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.4条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第5.3.5都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应。九里山矿矿井的服务年限约为40年，矿井的抽放年限也为40年。4.7.4建立地面永久瓦斯抽放系统的必要性及可行性依据《矿井瓦斯抽放治理规范》第9条的规定，九里山煤矿满足建立抽放系统的必要条件，前面差不多论述过，那个地点就不再重复。因此，从矿井长远的进展，有必要建立地面瓦斯永久抽放系统。依照《矿井瓦斯抽放治理规范》第10条规定：“建立永久瓦斯抽放系统的矿井，应同时具备下列2个条件：（1）瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3/min以上；（2）瓦斯资源可靠、储量丰富，可能瓦斯抽放服务年限在10年以上。”从对九里山煤矿的瓦斯抽放量可能及瓦斯储量计算结果能够看出，抽放量远远大于2m3/min，同时瓦斯资源可靠、储量丰富，瓦斯抽放服务年限与矿井的服务年限相当，大于10年，因此建立地面永久瓦斯抽放系统是完全可行的。4.7.5可能抽采效果回采工作面生产班的绝对瓦斯涌出量为5.2m3/min，抽放瓦斯量为3.12m3/min，工作面瓦斯抽放率为3.12/5.2×100%=60%，符合《煤矿瓦斯抽放规范》的要求，也同时满足《煤矿瓦斯抽放达标暂行规定》中关于采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量应达到的指标（工作面产量小于1500t，可解吸瓦斯量wj＜7m3/t）。通过预抽后工作面回风巷瓦斯含量最高为0.4%，符合要求。掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2.7m3/min，掘进工作面瓦斯抽放量为1.5m3/min。瓦斯抽放率1.5/2.7×100%=55.5%，符合《煤矿瓦斯抽放规范》的要求。通过抽放后，掘进工作面回风流中瓦斯含量最高为0.28%，符合要求。整个矿井单位时刻抽放量为41.6m3/min。矿井绝对瓦斯涌出量为61.01m3/min，瓦斯抽放率为68.2%，符合《煤矿瓦斯抽放达标暂行规定》的要求。

5瓦斯抽放管网系统5.1规定依照《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放管路有如下要求：第5.4.1条：抽放管路系统应依照井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的进展规划等因素确定，幸免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求：——抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°；——抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；若设于要紧运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m；——当抽放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内；——尽可能幸免布置在车辆通行频繁的主干道旁；——管径要统一，变径时必须设过渡节。第5.4.2条：抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按安全流速为5~15m/s和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10％。第5.4.3条：当采纳专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大100mm；当沿竖井敷设抽放管路时，应将管道固定在罐道梁上或专用管架上。第5.4.4条：抽放管路总阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低负压瓦斯管路阻力公式计算；局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10％~20％。第5.4.5条：地面管路布置：——不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内；——主干管应与都市及矿区的进展规划和建筑布置相结合；——抽放管道与地上、下建(构)筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定；——瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建(构)筑物，一般情况下也不得穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。5.2抽放瓦斯管路选择5.2.1瓦斯抽放管路系统的选择原则⑴抽放管路应敷设在巷道曲线段少和距离最短的线路；⑵尽量避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设；⑶考虑安装、检修方便；⑷如管路发生故障，管道内的瓦斯不至于流入采掘工作面、机房或机电硐室等；⑸抽放管路系统中必须安装调节、操纵、检测、防爆、防回火装置。5.2.2抽采管路的选择瓦斯抽放管路管径选择得合理与否，对抽放瓦斯系统的工程投资及抽放系统抽放瓦斯效果有专门大阻碍。直径太大，投资费用增加；管径过细，管路阻力损失大。按照预测的工作面瓦斯涌出量和工作面的通风能力情况，可能工作面抽放瓦斯量为17.15m3/min，故西采区抽放瓦斯管路按通过17.15m3/min瓦斯选择主管径，其中采区抽放瓦斯系统管道均按通过11.34m3/min瓦斯选择管径，管径选择一般采纳下式计算：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，m/s，取V=10~15m/s。依照可能的瓦斯流量，按上式计算，工作面瓦斯抽采主管路选用300mm管径较合理5.3抽采管路的敷设及附属装置5.3.1管路敷设要求⑴井下管路煤矿井下的环境条件较恶劣，且巷道高低不平，坡度大小不一，巷道受压变形，空气湿润易锈蚀等，为此对煤矿井下抽放瓦斯管路的敷设有如下要求：①瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施；②管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防止底鼓损坏管路；③倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管道固定在巷道支护上，以免下滑；④管路敷设要求平直，尽量幸免急弯；⑤要紧运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m；⑥管路敷设时，要考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，幸免高低起伏，低洼处需安装放水器；⑦新敷设的管路要进行气密性检验。⑵地面管路地面管路敷设除要符合井下管路的有关要求外，尚需符合下列要求：①冬季严寒地区应采取防冻措施；②瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的要紧交通干线敷设；③瓦斯管路不同意与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话电缆等敷设于一个地沟内；④在空旷地带敷设瓦斯管路时，应考虑到以后的进展规划和建筑物的布置情况；⑤瓦斯主管距建筑物的距离大于5m，距动力电缆大于1m，距水管和排水沟大于1.5m，距铁路大于4m，距木电线杆大于2m；⑥瓦斯管路与其它建筑物相交时，其垂直距离大于0.15m，与动力、照明电缆及电话线大于0.5m且距相交构筑物2m范围内，管路不准有接头和布置管件；⑦瓦斯管不准在地下穿过房屋和其它建筑物，以及同其它建筑物位于同一平面位置，即上下重叠；⑧瓦斯管不准穿过其它管路，确需穿过，应加套管。5.3.2管路安装⑴地面管路安装地面抽放瓦斯泵房位于回风井广场附近，地面管路安装采纳沿地表架空敷设方式，每6m设一个地面管路支架。管道安装流水坡度取3‰。⑵井下管路安装=1\*GB3①回风井内的瓦斯抽放主管，采纳防坠梁支撑和梯子间托梁定位敷设方式，路链接全部采纳管袖焊接。从井底开始每隔130m设一道防坠梁，托架采纳40＃工字钢，共计设置3道，防止抽放瓦斯管道下沉；从井底开始每隔5m将管道固定在梯子间横梁上，防止管道摆动。=2\*GB3②回风巷道和石门内的瓦斯抽放主管，采纳沿巷道侧帮敷设。管路用半圆卡将管路固定。关于坡度较大的巷道，应每隔12m设一个防滑支撑架并用一个半圆卡固定管路，以防止管路滑动。=3\*GB3③工作面抽放瓦斯管路安装采纳沿巷道侧帮敷设。采纳沿巷道侧帮敷设。管路用半圆卡将管路固定。⑶管路防腐、防锈①地面管路泵房内管道内外壁进行喷砂除锈，达到我国《涂装前钢材表面锈蚀等级和除锈等级标准》Sa2级，管道内外壁喷涂无溶剂环氧