井下瓦斯抽采课程设计

井下瓦斯抽采课程设计I新安矿14151工作面瓦斯抽采设计学院 班级 姓名 学号 扌指导教师 目录TOC\o"1-5"\h\z\o"CurrentDocument"1.14151工作面概况 1\o"CurrentDocument"1.1工作面位置范围 1\o"CurrentDocument"1.2水文地质构造 1\o"CurrentDocument"1.3顶底板岩性 1\o"CurrentDocument"1.4煤层瓦斯情况 1\o"CurrentDocument"矿井瓦斯抽放的必要性 2\o"CurrentDocument"2.1瓦斯抽放的必要性 2\o"CurrentDocument"2.2工作面可以供给的风量 2\o"CurrentDocument"2.3通风方法可以解决的瓦斯含量 3\o"CurrentDocument"2.4采面瓦斯涌出预测 3\o"CurrentDocument"2.5工作面所需风量计算 4\o"CurrentDocument"2.6抽采瓦斯在防治煤与瓦斯突出方面的必要性 4\o"CurrentDocument"抽采瓦斯的可行性 5抽采瓦斯方案 6\o"CurrentDocument"4.1抽采设计原则和抽采方法选择 6\o"CurrentDocument"4.1.1瓦斯抽采设计原则 6\o"CurrentDocument"本煤层未采区预抽钻孔形式选择 6\o"CurrentDocument"4.1.3采空区抽采形式选择 7\o"CurrentDocument"4.2抽采钻孔布置 9\o"CurrentDocument"4.2.1本煤层未采区预抽钻孔布置 9\o"CurrentDocument"采空区抽采形式 10\o"CurrentDocument"4.3封孔方法、材料及工艺 11\o"CurrentDocument"4.4抽采效果预测 12\o"CurrentDocument"5.选型计算 12\o"CurrentDocument"5.1抽采管道的管径选择 13\o"CurrentDocument"5.2管道阻力计算 13\o"CurrentDocument"5.3瓦斯抽采泵选型计算 14\o"CurrentDocument"6.管路的附属装置 14\o"CurrentDocument"6.1瓦斯管路敷设及质量验收 14\o"CurrentDocument"7.瓦斯抽放组织管理及安全技术措施 15\o"CurrentDocument"7.1组织管理 15\o"CurrentDocument"7.1.1管理规范 15\o"CurrentDocument"组织机构设置 15\o"CurrentDocument"抽放系统的检查与管理 15\o"CurrentDocument"7.2.1泵站硐室 15\o"CurrentDocument"抽放管路 16\o"CurrentDocument"抽放钻孔 16\o"CurrentDocument"技术资料管理 16\o"CurrentDocument"瓦斯抽放钻场施工管理 17\o"CurrentDocument"井下瓦斯抽放管路管理 18\o"CurrentDocument"瓦斯抽放泵的维护和操作 19瓦斯泵的日常维护和保养 19\o"CurrentDocument"日常操作 20\o"CurrentDocument"安全保障措施 21\o"CurrentDocument"7.8抽放瓦斯测定记录 22\o"CurrentDocument"8.参考文献 25\o"CurrentDocument"9.附图 261.14151工作面概况工作面位置范围14151工作面位于新安煤矿14采区下山东翼上部，上邻14采区运输大巷保护煤柱，下邻14171工作面，东邻14与12采区保护煤柱，西邻14采区皮带下山保护煤柱，地面无建筑物和水体。14151工作面走向长度655m，里段倾向长度80m,外段倾向长度120m，地面标高+520—+600m，工作面标高+21—+48m,回采面积76600m2。工作面地质储量50.83万吨，可采储量47.27万吨。该工作面于2007年3月掘进完毕，计划于2007年5月开始回采。回采时采用走向长壁采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。水文地质构造该工作面煤厚变化较大，原因是底板起伏。在工作面掘进过程中未发现断层。但根据三维地震资料显示工作面有三条底部正断层。工作面水文地质条件简单，主要充水水源为顶板砂岩裂隙水，预计回踩过程中涌水量为10-15t/h。顶底板岩性伪顶为炭质泥岩，不稳定，局部发育，平均厚度0.4m，直接顶为泥岩，砂质泥岩，厚4.0m，老顶为大占砂岩厚9.5m，为本矿区主要标志层之一。该工作面伪底较发育，伪底为炭质泥岩平均厚0.6m,直接底为泥岩、砂质泥岩,厚度3.8m老底为硅质泥岩厚4m左右，为本矿区主要标志层之一。翔 ft■柱 狀昵番性欣岩 惟 曲；ntarAl^SDOi山西祖*毎啟「1削，」V狀，R石炖内1.盹和权.昱.律心宾详八・含"的弐'i用，和聶1丿-：」叩，抑脱舱"，M挣"11吐亓」口・帯帰仙和"中丸张焜X内羽■『 |煤|川展旳im•4_013L5—■—■—嵌忠他，耗hO摊打，冉椚！ISH匕｛1沖.me：用泊住.」人F"Illi, N!：他1-」17址川］恤**+十、■!乍1L'血E■救取也劉•辰弘・ 3旷"«加丄・1注皿氏上.儿广IF乜卫最.WJ< ,人小％反廿7—4总別」15.6■ ~~灰很也.胁」」伙・ A!■! ■乩S1扣朋也，何.丈冷扩匕fiJtzFpFS,弭iM,八£、l■■須牡丄：艸-:a戈璋2.5九1枳刖：『6.IVJCIII(|¥!間 彳122口齐□纳11-^1J-4XK・|亠 JxcIM.丨||赵剧注城-35 -oiU.含Pa站沾機，鳩監1沪-油！屣…』•■：肌帀“门咔屮-伏」八’J叩，110恂1节i■貼 b：•込（加加 會■丄2门1M怕优才1用纳撫亠—■—亠■一趾！血何…呵14屮眉皿!・ 叩坨乃・<??4^ '11/!13・介"1・1牡汇加C・刈木:“E陛扮占肚之 ・2.£抚岩图1-1新安矿综合柱状图煤层瓦斯情况14151工作面煤层厚度变化较大，厚度在0-14.5m之间，平均厚度4.5m，煤层倾角6-11。。煤层原生结构受构造作用，煤层破坏，层理不清，结构紊乱。煤层结构简单，偶见夹矸，含FeS结核。煤质为贫瘦煤。2表1-1新安矿14下山采区煤层瓦斯参数序号孔号埋深(m)瓦斯含量(m3/t)瓦斯压力(MPa)1瓦斯孔4478.479.840.862瓦斯孔5478.479.840.923瓦斯孔6516.3110.051.0041007554.149.230.8651107560.1910.481.19工作面煤层构造软煤普遍发育，绝大多数属于典型的III〜V类构造软煤。硬煤分布仅局部可见，根据现场取样测定结果，坚固性系数f为0.19-0.42，平均为0.25，瓦斯放散初速度AP为6.95-26.51，平均为13.27。根据河南理工大学2003年12月提交的《豫西－义煤集团新安煤矿二1煤瓦斯赋存规律及矿井瓦斯防治技术研究》，新安矿14下山采区煤层底板标高在+25m以深，实际控制的瓦斯参数测点有5个，瓦斯参数见表1-2。14下山采区为突出危险采区，14151工作面位于14下山采区内，为突出危险工作面。矿井瓦斯抽放的必要性瓦斯抽放的必要性瓦斯抽放的目的有两个：①为了确保矿井安全生产，防止或减少采、掘工作面瓦斯浓度超限；②为了开发利用瓦斯资源，减少瓦斯排空导致的大气环境污染，变害为利。因此，对于一个矿井或采区(工作面)是否必要抽放瓦斯，首先应从保证安全生产的角度来考虑，即当采用通风方法解决瓦斯超限问题不可能实现或方案不合理时，就应该采取抽放措施。其次，还应从充分利用瓦斯资源和改善职工劳动、生活条件等方面综合考虑瓦斯抽放的必要性和经济上的合理性。所以，在具体进行瓦斯抽放设计时，一般通过如下方面的指标来衡量。工作面可以供给的风量Q二L•H“•vx60 (2—1)g式中：Q—工作面可以供给的风量，m3/min；gL一最小控顶距，m，此处取L=3.0m;H—采高，设计采高3.2m；0—有效断面系数，0=0.6;v—《规程》允许的最高风速，4m/s。经计算可得：Q=1382.4m3/ming通风方法可以解决的瓦斯含量通风可以解决的瓦斯含量是根据产煤量、供风量和煤的残存瓦斯量来估算煤层瓦斯的应抽指标。TOC\o"1-5"\h\z24x60•Q•C / 、W= g+W (2-2)B 100A•K CW式中：W—通风方法可以解决的瓦斯量，m3/t;BC—《规程》允许的最高瓦斯浓度，1%；Q—工作面可以供给的风量。gA—工作面日产煤量，A=3500t；W—残存瓦斯量，m3/t,取W=1.7m3/1；CCK—瓦斯涌出不均衡系数，取K=1.6；WW经计算可得：W=5.25m3/1B计算结果表明，用通风方法可解决的瓦斯含量是5.25m3/t，而煤层本身的瓦斯含量是9.89m3/t。故而仅用通风方法无法解决瓦斯问题，因此有必要采取预抽煤层瓦斯措施。采面瓦斯涌出预测工作面绝对瓦斯涌出量计算按煤层瓦斯含量计算共作面的绝对瓦斯涌出量，其计算式如下：（2-3）（X-X）•M•v•（L-L）Q=——0 1 H—（2-3）y 24x60式中：Q—本开采层涌入工作面的瓦斯量，m3/min；YX—开采层原始瓦斯含量，m3/t，X二含量x容量=9.89x1.45=14.34m3/t00X—煤的残存瓦斯含量，m3/t，X=1.7x1.45=2.46m3/t；11M煤层米厚，m，M=4.5m；v—工作面平均推进速度，m/d，v=5.0m/d；L一工作面采长，m，L=120m；L—进、回风巷道排放瓦斯带的总宽度m,当煤的挥发分丫大于27%时，取LHH

=26m。经计算可得，Q=17.45m3/min。Y工作面相对瓦斯涌出量计算(2-4)1440Q(2-4)g二 —CH4A式中：g —工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；CH4Q—工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，Q=17.45m3/min；YYA—工作面日产量，t/d，A=3500t/d。经计算可得：g =7.18m3/tCH4工作面所需风量计算(2-5)工作面所需风量计算如下：(2-5)Q二100Q•KaYa式中：Q—工作面需要供风量，m3/min；aQ—工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min，Q=17.45m3/minYYK—工作面瓦斯涌出不均衡系数，K=1.6。aa经计算可得，Q=2792m3/min。a从计算结果可以看出，工作面的需风量远大于可以供给的风量(1382.4m3/min)，根据规程第一百四十五条规定，“一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题是不合理的”，必须采取抽采瓦斯措施。因此对14151采面采取抽采瓦斯措施是必要的。抽采瓦斯在防治煤与瓦斯突出方面的必要性14151采面的巷道掘进期间均按突出危险管理，如图2-1和2-2所示，q和A)2值存在多次超标，q最大值达到25.54L/min，上巷在掘进到距皮带口132m处发生过一次瓦斯动力现象，压出煤量2t,瓦斯涌出量53m3。下巷在掘进到距皮带口300m处发生过一次瓦斯动力现象，压出煤量9t,瓦斯涌出量216m3。根据对14151工作面巷道煤壁构造软煤跟踪观测的结果，该工作面煤层构造软煤普遍发育，绝大多数属于典型的III〜V类构造软煤，硬煤分布仅局部可见，据此判定14151工作面煤层全部为构造软煤，这些构造软煤分层在大多数情况下整层发育，软煤的瓦斯突出参数都大大超出《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突出细则》规定的临界

值，说明该工作面煤层已经具备了发生煤与瓦斯突出的煤层条件。因此，抽采煤层瓦斯作为区域防治瓦斯突出技术措施也是必要的。图2-114151上巷预测检验指标随巷道长度的变化图值，说明该工作面煤层已经具备了发生煤与瓦斯突出的煤层条件。因此，抽采煤层瓦斯作为区域防治瓦斯突出技术措施也是必要的。图2-114151上巷预测检验指标随巷道长度的变化图2-214151下巷预测检验指标随巷道长度的变化抽采瓦斯的可行性根据《矿井瓦斯抽采管理规范》(煤安字［1997］第189号)第19条、《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027—2006)第7.2.1条的有关规定，衡量未卸压的原始煤层瓦斯抽放可行性指标有2个：煤层透气性系数(入)，钻孔瓦斯流量衰减系数(a)。按入、a判定本煤层瓦斯抽放可行性标准如表3-1示。目前，新安煤矿没有测定过钻孔瓦斯流量衰减系数。根据中国矿业大学提供的《新安煤业有限责任公司-350以上水平二煤层瓦斯参数研究报告》，实测二煤层透气11性系数入结果为：10.05m2/(MPa2.d)；为容易抽放煤层。抽采实践已证明，在煤层群开采时，邻近层瓦斯抽采和采空区瓦斯抽采效果一般都较好，故新安矿14151工作面进行瓦斯抽采技术是可行的，同时瓦斯抽采能保证正常生产，所以经济上也是合理的。3-1本煤层瓦斯抽放可行性标准抽放难易程钻孔瓦斯流量衰减度 系数煤层透气系数抽放难易程钻孔瓦斯流量衰减度 系数煤层透气系数容易抽放 <0.003 >10可以抽放 0.003〜0.05 10〜0.1较难抽放 >0.05 <0.1抽采抽采设计原则和抽采方法选择开采层抽采包括预抽、边采边抽和强化抽采等方式，预抽主要采用钻孔预抽，是在工作面开采前预先抽采煤体中的瓦斯，属于未卸压煤层的瓦斯抽采，对于透气性及其它预抽条件较好的煤层，预抽会取得较好效果。14151采面煤层赋存稳定，地质变化小，故采用本煤层抽放方式。根据现有的钻孔施工水平和现场实际经验，采用钻孔抽放方法。即：本煤层顺层钻孔抽放方法。同时，为获得较好的抽放效果，本设计遵循“尽早投入抽放，预抽和边采边抽互补”的原则。瓦斯抽采设计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:.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..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..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..选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护..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..瓦斯抽放应有利于钻场,钻孔的施工和抽放系统管网的设计,有利于增加钻孔的抽放时间。.对于钻孔间距和孔深的设计应根据钻实际情况，不会留下空白带。由于本煤层倾角不是很大，因此本设计钻孔的倾角采用和煤层的倾角一致。对于采空区的抽采本设计考虑了抽采可以延续的时间，煤层顶板以上三个带的分布及其各自的特点，通过对两种抽采方案的优缺点比较及本煤层实际情况和钻孔设计施工的难易程度等确定了采空区的抽采方案。本煤层未采区预抽钻孔形式选择在进行本煤层预抽时，钻孔的布置形式可以有多种形式，如扇形孔、单排眼、对眼、三花眼、五花眼等。1、钻孔布置形式根据14151工作面巷道布置情况，决定钻孔采用顺层平行布置，由14151风巷开口施工，钻孔钻进方向与工作平行。2、抽放钻孔参数确定（1）、钻孔直径根据现有可用于抽放钻孔施工的钻机型号、性能参数和配套钻杆、钻头规格等情况，确定钻孔直径选择为94mm。（2） 、钻孔长度为了使钻孔控制整个工作面保证抽放效果多打钻孔孔深约70米。考虑到工作面煤层有起伏变化，加之钻孔设计长度较大，所以钻工实际施工难度将比较大，施工过程中容易打到顶、底板。因此，在施工过程中应掌握好钻孔角度，确保能施工到设计长度。确因地质条件复杂起伏变化太大无法掌握合适的施工角度时，应调整角度使钻孔实际深度达到设计长度的80%以上。（3） 、开口高度为了保证钻孔封孔效果，防止在由于煤壁裂隙造成的漏风，抽采钻孔均应选择煤壁完好、无裂隙处开孔。4）、钻孔间距根据测定从理论讲钻孔间距越小抽放效果越好，能达到的预抽率也越高，考虑到钻孔施工工程量、施工成本的因素，不可能无限缩小钻孔间距，应综合考虑。得出以下两种方案。下面对其进行对比分析。4-1扇形孔布置 4-2平行钻孔布置若采用图4-1所示的扇形孔布置形式，则需要另外开钻场，且设计其俯角或仰角时计算比较复杂，此外，两个钻场之间靠近巷道的地方可能会留有空白带，需要补打钻孔；也可能钻孔之间有太多的交叉，一方面造成浪费，两一方面可能会影响抽采效果。另外，扇形孔钻孔在煤体中分布不均，打扇形孔对周围煤体破坏较多，封孔处易漏气。图4-2所示平行钻孔布置形式中不容易形成空白带，设计钻孔时不需要很复杂的计算，工程量小，由于本煤层倾角比较小，因此一般也不会有下向孔的排渣排水问题。结合本煤层实际可选用图4-2所示的钻孔布置形式。采空区抽采形式选择煤层开采后，在其顶板受采动的影响会形成三个带：冒落带、裂隙带和弯曲下沉带。在压差的作用力下，大量的瓦斯从邻近层和本煤层涌入采空区，同时也有回采过程中留在采空区的部分落煤，该部分煤也有瓦斯散出。采空区瓦斯抽采是一种解决采空区瓦斯浓度的一项重要措施。采用机械方式使采空区和与它相通的管道产生压差，使采空区大量的高浓度瓦斯被抽出，从而使采空区瓦斯涌向工作面造成工作面瓦斯超限的次数减少或避免，风排瓦斯量得到减少。采空区的抽采形式有多种，如：密闭抽采法、埋管抽采法、向冒落拱上方打钻抽采法、老顶岩层中打水平钻孔、直接向采空区打钻抽采法、地面垂直采空区打钻抽采法、顶板巷道抽采法和尾巷抽采采空区瓦斯等。对于瓦斯涌出量较大的地方也可以采用多种方式组合抽采。结合本煤层情况及常用的抽采方法，在此对两种形式进行对比分析，一种是走向高抽巷抽采，另一种是高位钻场打钻孔抽采。两者的共同之处是均布置在煤层顶板的裂隙带内，主要解决开采过程中上隅角瓦斯超限问题，减少采空区的瓦斯向工作面的涌入量。两种形式如图4-3所示。下面对两者进行对比分析。 上走向高抽巷（a）走向高抽巷抽采（b）高位钻场打钻孔抽采图4-3采空区抽采方式示意图（1）走向高抽巷抽采瓦斯高抽巷是顶板瓦斯抽排巷道的简称，走向高抽巷是在待采工作面煤层上部顶板岩（煤）层中，位于煤层回采后的裂隙带下部沿煤层走向方向布置一条顶板岩（煤）巷，在煤层回采后冒落带全部冒落，裂隙带形成后，该顶板巷道与采空区连通，由于瓦斯的上浮作用，该顶板巷道充满高浓度瓦斯气体，通过预先安设的管道，运用机械方式使形成负压将采空区瓦斯抽出方法。其优缺点如下：优点：抽采效果好，抽采量大，随着回采强度的加大，裂隙形成越好，抽采效果越明显；正常回采过程中抽出的瓦斯浓度稳定；在回采结束后的一定时间内有稳定的抽出瓦斯浓度，可以降低下一煤层或同煤层工作面回采期间瓦斯管理的压力；便于日常管理、观测，易于控制瓦斯抽出量。缺点：巷道施工工程量大，岩巷掘进速度慢，工期较长，费用较高，有时不能按期掘进到位而影响回采；在回采初期，由于顶板裂隙形成不充分，初期抽采效果不好，需要有其他方法辅助；回采期间如果抽采量过大，可能造成采空区漏风，引起煤炭自燃；如果高抽巷中部出现低洼地段造成积水，会降低抽采效果。（2）高位钻场打钻孔抽采瓦斯高位钻场是回采工作面所有巷道（进风巷、回风巷和切眼）掘进完成，回采系统形成后，在回风巷内待采煤体侧，向顶板岩层施工一系列“T”型钻场，在钻场内向采空区方向施工高位钻孔，由于瓦斯的上浮作用，运用机械方式使形成负压将采空区的瓦斯抽采的方法。其优缺点如下：优点：钻孔终孔位于工作面顶板裂隙带内,抽出的瓦斯比较多；可减少工作面上隅角的瓦斯积聚；打钻与管路铺设不影响进风；由于钻场处于工作面的下风侧，抽采系统发生故障时，对回采影响较小。缺点：高位钻孔抽采瓦斯，采空区漏风增大，漏风路线较长；当回采工作面遇断层等地质构造带时，钻进速度势必减慢，同时煤层松软，瓦斯涌出量较大等因素，也影响回采工作面推进速度；如高位钻孔穿过泥岩层，钻孔易被压实，达不到抽采效果；矿压较大，煤体易破碎；钻孔施工人员处于工作面的下风侧，工作环境较差。在本煤层内有一条断层，该工作面又存在邻近层，且本煤层煤的坚固性系数较小，结合其它煤矿的瓦斯抽采效果，通过对比分析走向高抽巷与高位钻场的优缺点及本煤层实际情况，最终选用走向高抽巷抽采采空区瓦斯。抽采钻孔布置本煤层未采区预抽钻孔布置新安矿14151工作面的平均煤厚为4.5m，14151工作面的抽采钻孔采用三花眼在采区的上下巷沿煤层走向布置，上下巷之间的钻孔相向打，钻孔布置两排，钻孔孔径为90mm，下部钻孔距巷底1m，上部钻孔距巷顶0.8m。里段倾向长度为80m,因此设计里段上巷钻孔深度设计50m,下巷钻孔深度设计50m,钻孔叠加20m。外段倾向长度为120m,因此设计外段上巷钻孔深度设计80m，下巷钻孔设计深度70m，钻孔之间重叠26m。同一排相邻两个钻孔中心的距离为2m，不同排之间相邻两个钻孔的距离为2m。根据相关的顺层钻孔有效影响范围模型计算可估算本煤层顺层钻孔的有效影响半径R为3m，可以看出设计的钻孔布置形式不存在空白带。钻孔的布置示意图如图4-4所示，钻孔的有效影响范围如图4-5所示。根据以上设计可以计算出在沿走向可采的655m范围内可以在下巷上下排总共需打325个钻孔，因此该采面上下巷总共需打650个钻孔。对于断裂等地质构造带应根据实际情况进行补打钻孔，从14151工作面的图中可以看出，在煤层突变的地方最大钻屑量有明显的增大，因此在这些地方应增

大钻孔密度。另外，应根据煤矿的采掘交替时间及实际可以抽采的时间和理论上设计的钻孔数两者之间进行正反算，以确定一个更加符合实际的钻孔布置方案。若采用理论上的钻孔数在实际可以抽采的时间内不能有效消除空白带时，应该对钻孔进行加密和采用其它措施增大煤层的透气性，加快瓦斯抽采速度。图4-4钻孔布置的平剖面示意图（单位m）图4-5钻孔的有效影响范围采空区抽采形式通过以上分析采空区采用走向高抽巷进行抽采，走向高抽巷从停采线薄煤区的巷道处以20°或30°坡爬至煤层上方一定高度后，沿煤层掘进至切眼上方位置。其长和宽各2.5m。走向高抽巷完工后，在坡底砌筑闭墙，闭墙内预设瓦斯管与采区回风巷的管道相通，这样今后回采时即可抽采瓦斯。高位巷抽采的主要参数为高位巷距煤层顶板的距离和高位巷的水平投影距回风巷的距离。走向高抽巷应布置在冒落带上部的裂隙带内，但又不能太高，若太高，岩体透气性不好，达不到抽采瓦斯的目的。因此需要估算出冒落带和裂隙带的高度。（1）冒落带在近水平煤层的开采过程中，随着回采工作面的不断向前推进，直接顶岩层在其自重以及上覆岩层的载荷应力作用下，发生变形和移动。当内部拉应力达到或超过岩层本身的抗拉强度时，直接顶岩层产生断裂、破碎，最终冒落到采空区，形成冒落带。冒落岩块之间形成大量孔隙，连通性好，有利于气体的流动。冒落

带距煤层顶板的距离可以根据本矿的实际情况估算得到，也可以根据相关公式进行估算。根据冒落带计算公式可以估算出冒落带距煤层顶板的高度。计算公式如下：100M4.7M100M4.7M+10土2.2(4-1)式中：H—冒落带距煤层顶板的距离，m；mM一煤层采厚，m，M=4.5m。计算后可得H为12-17m。m裂隙带直接顶板岩层冒落以后，老顶岩层以梁或悬臂梁形式顺着层理面法线方向发生比较大的弯曲、变形和移动破坏，这不但包括垂直于层理的裂缝，而且也包括沿层理面的离层裂缝，统称裂隙带。裂隙带位于冒落带上部，岩层维持了原有岩(4-2)层的层状结构。裂隙带的计算方法同冒落带一样。可以根据公式估算裂隙带高度。(4-2)H= 土5.6i1.6M+3.6式中：H—裂隙带距煤层顶板的距离，m；lM—煤层米厚，m，M=4.5m。计算后可得H为35-50m。l走向高抽巷的高度距煤层顶板的距离H应满足:H<H<H (4-3)ml根据计算出的冒落带和裂隙带的高度，综合考虑本煤层情况，将走向高抽巷布置在距煤层顶板30m处。高抽巷的水平投影距回风巷的水平距离取工作面长度的1/3，即高抽巷的水平投影距回风巷的水平距离取40m。高抽巷的布置如附图一所示。为了提高走向高抽巷的抽采效果可以在高抽巷的端头一定范围内施工抽采钻孔。钻孔要打到回采煤层，通过钻孔使采空区与高抽巷连通，提高抽采效果。封孔方法、材料及工艺封孔质量直接关系到抽采瓦斯浓度及效果，是实现高效抽采瓦斯必不可少的

重要环节。钻孔封孔应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的要求。根据钻孔封孔的要求，封孔深度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量缩短。本设计采用聚胺脂和水泥砂浆封孔相结合的方法，封孔方式为卷缠药液法，在密封段内，固定一块毛巾布或麻袋布（长lm，宽0.8m）。将混合液均匀倒在毛巾布上，边倒液边向封孔管上卷缠毛巾布。然后，将卷缠好药液的封孔管插入钻孔，要求整个操作时间不超过5min。封孔前将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，在孔口里段用聚胺脂封长1m,在孔口外段用水泥砂浆封孔长度不少于4m,砂粒0.5〜1.5mm,质量比为1:2.5〜1:3.0。为防止水泥凝固收缩变形影响密封效果，渗入适当水泥速凝剂，确保封孔严密不漏气。封孔段尽量避开煤体裂隙发育地点，封孔深度为5〜8m。若遇孔口段钻孔成型不好，煤体裂隙发育时，应适当加长封孔长度。为了避免封孔管因碰撞晃动而影响封孔质量，用木楔将封孔管与孔口壁楔紧固牢，同时在孔口处用水泥固定封孔管。抽采效果预测（1）抽采瓦斯量计算根据该矿相关采面的抽采经验，取百米钻孔抽采量为0.05m3/min,取成孔（孔长）率80%，结合钻孔分布分别计算各段抽采流量如下：上巷：325个钻孔，累计孔长21000m，封孔6m长度，则抽采量Q121000xQ121000x80%-6x3001^0x0.03=4.5m3/min(4-4)下巷共有325个钻孔，孔长20000m，封孔6m,贝V：Q=4.26ms/min抽采高峰期，1全系统钻孔650个，总有效孔长32000m,最大抽采量8.76ms/min，抽采泵入口瓦斯浓度按70%计算，则最大混合流量为12.51m3/min。（2）抽采率计算，系统最大抽采量的抽采率为耳二 Qc （4—5）Q+Q

cY式中：耳一工作面抽米率；Q—工作面最大抽采瓦斯量，m3/min,Q=8.76m3/min；ccQ—抽采期工作面涌出瓦斯量，Q=17.45—8.76=8.69m3/min。YY经计算可得：耳=50%。选型计算5.1抽采管道的管径选择上巷管道的内径d二0.145(Q/v)2 (5-1)hs2式中：d—管道内径，m;Q—混合瓦斯流量，nWmin,Q=4.560%=7.5m3/min(注：浓度按60%计算)；C h ■v—管内瓦斯流速，m/s，取经济流速v=7m/s。ss经计算：d=0.150m=150mm,取内径150mm的钢管699m，作上巷的抽采管路。下巷管道的内径经计算：d=0.147m=147mm，选内径150mm的钢管655m作为下巷的抽采管路。泵站至该采区回风巷的总回路管道(浓度按60%计算)经计算：d=0.209m=209mm，选内径225mm的钢管150m作为抽采管路。管道阻力计算抽采系统的最长管路线为下巷—上巷—泵站—采区回风巷。上巷695m管路阻力H1L•§•Q2H=9.81x—c h (5-2)1 K•d5式中：H—下巷管路阻力，Pa；1Lc—管路长度，m；5—混合瓦斯浓度对空气的密度比(浓度按80%计算)，5=0.80；K—管路系数，当d=150mm时，K=0.70；d—管内径，cm，d=15cm；Q—混合瓦斯流量，m3/h，Q=7.5x60=450ms/h。hh经计算：H=1494Pa=2.077kPa。1下巷至泵站655m的管路阻力H2H=1793Pa=1.958kPa。2泵站至采区回风巷150m的管路阻力H3H=450Pa=0.45kPa管道局部阻力Hf按经验值，取沿段管道总摩擦阻力Yh的15%作为局部阻力H，贝V：fTOC\o"1-5"\h\zH=(H+H+H)x15%=0.67kPa (5-3)f123管路沿段总阻力HCH=YH+H=5.16kPa (5-4)Cjf瓦斯抽采泵选型计算泵的抽采负压H=(H+H)•K (5-5)P C H B式中：H—泵的额定抽采负压，kPa；PH一管路沿程总阻力，kPa,H=5.16kPa；CCH—钻孔孔口抽采负压，kPa，H=13kPa；HHK—泵的备用系数，取K=1.2。BB贝：H=21.79kPa。P泵的额定流量YQQ二一土•K (5-6)pC•hc式中：Q—泵的额定流量，ms/min；YQ—服务年限内，同期最大抽采量工Q=8.76m3/min；SSC—泵入口处瓦斯浓度，取C=60%；h—泵的机械效率，h=85%；K—抽采量备用系数，取K=1.1。CC贝：Q=18.89m3/min。P根据计算，泵的额定抽采负压H=21.79kPa，额定流量Q=18.89ms/min，对照PP瓦斯泵性能参数表，选取新乡SK-15型水环式真空泵3台。管路的附属装置为了便于管路系统负压的调节，掌握各抽采地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况以及保证管网系统的正常抽采，在预抽及采空区管路上分别安设流量传感器、孔板流量计、阀门、压力表、流量计和放水器。瓦斯管路敷设及质量验收瓦斯管路敷设时，必须满足下列要求：管路采用法兰连接或快速接头连接。管道需外涂红色标志以示区别其它管路。顺槽中的瓦斯管道吊挂在巷道顶板上，瓦斯抽采管不得与电缆吊挂在一侧。瓦斯管路系统安设完毕后，应按照有关规程、规范和标准对管路系统进行验收，验收合格后方可投入使用。瓦斯抽放组织管理及安全技术措施为了安全地进行瓦斯抽放工作和提高瓦斯抽放效果，按照《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定，瓦斯抽放一定要进行严格的组织管理并设置细致、可靠的安全技术措施。组织管理管理规范建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放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。应对瓦斯抽放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。在瓦斯抽放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。对瓦斯抽放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放方法，达到合理布置钻孔，提高抽放效果。瓦斯抽放泵站的司机和值班员必须经过专门训练，使其熟悉瓦斯抽放的有关规定，掌握各种安全、监控仪器仪表的用途和操作程序。组织机构设置为了加强矿井瓦斯抽放管理，矿井应配备工程技术人员和各类业务人员。这些人员的组成如下：井下打钻施工人员。负责井下瓦斯抽放钻孔的施工和其它钻探施工。管路工程施工、维修人员。负责瓦斯管路及抽放系统各种设施的安设、维修、调整和更换等。检测人员。负责对矿井瓦斯抽放系统、钻场、管路主要设备及附属设施的日常检查和抽放系统的测试、调整、试验、数据管理等安全技术工作。抽放系统的检查与管理7.2.1泵站硐室瓦斯泵司机要经过培训，持证上岗，严格按操作规程开停瓦斯泵；泵房内要有要害场所管理制度、操作规程和岗位责任制，有抽放设备的检查维护制度；泵站硐室内无杂物、无积水；每小时测定一次抽放浓度、负压，认真填写测定记录；泵站硐室有交接班记录本，记录异常情况、存在问题和开停泵时间等。抽放管路抽放管路无积水、不漏气；抽放管路不得同带电体接触，并有防止砸坏管路的措施；管路上面不得压放棚梁等重物；每周对管路检查维护至少一次。抽放钻孔连接软管无漏气和“折死弯”现象；钻孔连接软管内无积水；钻场内禁止堆放杂物；每旬测定一次钻孔的抽放负压、瓦斯浓度；钻场距采面回采线5m以内时，方可停止抽放，摔掉该钻场的钻孔。技术资料管理根据《矿井瓦斯抽放管理规范》第26条抽放瓦斯矿井必须有下列图纸和技术资料：（1）图纸抽放瓦斯系统图；泵站平面与管网（包括阀门、安全装备、检测仪表等）布置图；抽放钻场及钻孔布置图；泵站供电系统图。（2） 记录抽放工程和钻孔施工记录；抽放参数测定记录；泵房值班记录。（3） 报表抽放工程年、季、月报表；抽放量年、季、月、旬报表。（4） 台账抽放设备台账；抽放工程台账；抽放量台账。（5）报告矿井和采区抽放工程设计文件及竣工报告；瓦斯抽放总结与分析报告。瓦斯抽放钻场施工管理（1） 钻场设计瓦斯抽放钻场必须保持良好的通风状态，避免瓦斯积聚和超限；钻场设计必须满足扩散通风要求和钻孔布置、钻机操作等要求；布置钻场位置的顶板岩层应完整、不破碎，断面符合施工要求；支护可靠，无空帮、空顶；布孔岩壁应平直，以利钻孔施工，封孔和安设瓦斯抽放管。（2） 施工管理现场必须有瓦斯抽放钻孔设计图板和说明书。标明钻孔数目、位置、间距、方位、仰角、孔径、孔深、封孔长度及封孔材料和注意事项、特殊要求等；并保证施工人员在操作中严格遵守。必须有安全技术措施、操作人员应该注意的问题、发生意外时的处理方法、发生灾害时的避灾路线等。在钻孔施工中，必须认真填写施工记录。内容包括：施工时间（年、月、日、班次），孔径，进尺，岩性变化及施工中出现的各种问题，以便有关人员和接班人员及时掌握现场情况。抽放瓦斯钻孔施工过程中必须实行先封孔、后钻进，边钻边抽瓦斯的施工工艺，避免孔内瓦斯大量涌出到钻场，造成瓦斯积聚和超限。在钻场施工完闭后，由质量检查管理部门进行验收合格才能正常使用。钻孔要严密封孔，不得泄漏。钻场内全部钻孔验收合格后，撤出钻机，清理钻场；安设混合器、放水器、计量装置等，连入抽放管道。所有抽放钻场都必须设置栅栏，使其与巷道分离，同时设置警示牌，除检查人员外，其他人一律不准进入钻场。（3）巡回检查钻场投入使用后，由于受采动影响会使钻场的状态、瓦斯流量、瓦斯浓度、抽放负压等发生变化，从而影响抽放效果。因此，要对钻场和钻孔进行巡回检查。在巡回检查时，应指定专人携带测试仪器，在所负责的的区域内进行检查；同时，钻场必须设置测量牌板、检查牌板等，认真记录检查结果。测量牌板填写抽放瓦斯浓度、抽放负压、测定时间、抽放量、温度、检查人员姓名等信息。原始记录板填写钻孔施工时间、孔数、角度、钻孔长度、孔径、封孔长度、封孔材料等。检查板填写钻场内外瓦斯检查情况、检查时间、温度等。每个钻场都要在钻场支管上留有观测孔，以便进行瓦斯浓度检测。（4） 抽放管路检查瓦斯抽放管路安设要尽可能地平直，有合理的流水坡度。吊丝、垫墩齐全牢固；在管道低洼处安装放水器。检查吊丝、垫墩是否齐全、牢固，及时填补和更换。检查管路是否漏气、积水，一经发现，及时汇报和处理。检查安设瓦斯抽放管道的巷道是否安全，发现问题并及时处理。（5） 钻场检查定期检查抽放负压、瓦斯流量、温度、气体成分，随时掌握钻场的抽放动态保证抽放浓度在30%以上。设置调节阀门，及时调节抽放负压和抽放流量。对采孔区抽放瓦斯的负压、温度及气体成分严格控制。（6） 采空区抽放的防火措施由于耿村矿的煤层具有较强的自然倾向性，所以要加强对上隅角一氧化碳浓度的监测。建议专门设置一趟注浆管路与采空区埋设的瓦斯抽放管同时敷设，深度基本保持一致，以作为预防采空区遗煤自燃的必要措施。井下瓦斯抽放管路管理（1） 管道安装瓦斯抽放管道安装平直、稳定可靠，变径地点采用过渡节。主干管道离地面高度为0・5m；受巷道高度限制的支管离地垫高大于0.3m。管道与巷壁距离大于0.3m。严禁瓦斯抽放管道与带电物体接触。管道安装完毕后，首先要进行吹洗和漏气试验及防腐处理。（2） 压力观测由于各抽放区、钻场和钻孔对抽放负压都有不同的要求。因此，检查人员要按时观测各抽放地点的负压变化情况，并做好详细的记录。如遇负压变化较大，应及时向有关人员汇报，以便采取措施，进行调整和处理。（3） 对抽放管路中积水的检查抽放管路往往容易发生积水现象。一旦积水，则对抽放瓦斯影响很大，故而应当引起重视。检查人员对放水器中的水量大小要做到心中有数。在有的人工放水器中，若水的来源充沛，积水量大，则应增加放水次数，以防放水器中积水过多，影响抽放效果。在检查放水器内积水的同时，还要细心检查管路中的积水情况一般在杂音小的巷道中，容易听出管路内的水声，而在杂音大的巷道如总进回风巷道中，就不易听出。此时可将耳朵贴在管壁上耐心细听，如水声细碎，则证明积水不大；反之．如水声大小不匀，且带有撞击和震动时，证明积水较大，必须立即排放。积水地点多于抽放管路低和温度差异大的地方。故而检查人员对这些地方应多加注意此时，在冬季对所有积水地点的管道和放水器．应采取保温．防冻措施，以防结冰，影响管路放水和正常抽放工作。（4） 抽放管路状态的检查井下有时因巷道发生变化，如新开巷道、回采工作面搬家、新安没备等。抽放管路也需作相应的变动。这些情况，检查人员也应及时了解，以便及早做好准备，避免相互影响。此时，还应详细检查管路中有无损坏或影响运输、行人等；接头和管路有无漏气、渗水腐蚀等现象；巷道有无冒顶或即将冒顶；且对抽放管路有无影响等情况，检查人员应及时处理。否则应向有关人员汇报，以便组织处理。一般对主干系统最好每周巡视一次，分、支抽放管路每天应检查。（5） 抽放管路附属装置的检查检查人员对抽放管路上的放水器、流量计、阀门和安全设施都要按制度全面检查，了解各处的附属设备是否齐全，其性能状态是否良好。倘若发现短缺则应及时补齐；倘若发现性能或状态不好，则应及时条理或更换。（6） 对抽放管路的保养对已抽放结束的管段要及时拆除，运往地面或井下易保存地点。运输时，要避免管路受到碰撞或变形引起损坏；瓦斯管内外应注意做好防锈工作，以便延长瓦斯管的使用寿命。瓦斯抽放泵的维护和操作矿井瓦斯抽放泵的维护和保养是一项十分重要的工作。通过维护和保养不仅能延长机械的修理周期，而且能防止机械的过早磨损和预防机械事故的发生。7.6.1瓦斯泵的日常维护和保养瓦斯泵的日常维护和保养应做到如下几个方面：（1） 经常保持机械表面及其周围清洁，无灰尘和油垢并经常检查各部分连接螺栓的紧固程度，发现有松脱的螺帽时，应及时拧紧。（2） 经常检查轴承温度有无过热现象，瓦斯泵轴承及齿轮箱允许温升和最高温度应符合要求。（3） 检查齿轮箱及减速器油杯，其润滑油应加到规定的刻度线上，不应过多或过少，并应经常检查轴封装置有无漏气现象。（4） 检查机器的润滑系统是否正常，正确的选择加入的润滑脂（油），按润滑制度规定之周期，定期的加油或换油。（5） 带有齿轮泵油的瓦斯机，应检查油泵的运行状况，油路有无堵塞的现象。（6） 经常倾听瓦斯机转子、传动齿轮和齿轮减（加）速器的运行情况，有无摩擦、过热及不正常的声音。（7） 每班按规定时间做好记录。记录包括：瓦斯机运行中之电流、电压、转数、入口压力、出口压力、气体出口温度、气体流量和浓度等。（8） 瓦斯机司机必须严格掌握瓦斯机的出口压力、入口压力数值，按照规定的数值来调节出入口阀门和决定是否放空。（9） 建立各种维护保养制度，例如：巡回检查制度，交接班制度等。（10） 实行定期停车检查制。每三至四个月停车检置一次。注意将容易磨损的配件和材料准备齐全，经解体后，进行检修。日常操作（1）启动检查电源把泵站电气控制柜门用钥匙打开。将磁力启动器红色停止按扭用一只手按下，同时用另一只手扳动电源分断把，如供电正常照明灯将点亮（这时并不要按启动电机按扭）。将断电仪开关打开给瓦斯检测仪供电，观测瓦斯断电仪指示灯和瓦斯检测仪显示的工作环境瓦斯浓度，一切正常后，进行下一步操作。开启供水阀门注入清水，冲洗5min，注水量按泵的型号要求而定，注水压力为78〜147KPa（表压）。同时手动盘车，应转动自如。观测泵两端的轴封