某某矿井瓦斯抽采设计毕业设计.doc

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1、矿井瓦斯抽放设计 编 制 审 核 科 长 总工程师 目录1 绪论11.1 概述11.2 设计的指导思想31.3 抽采效果预计32 井田概况32.1 交通位置32.2 地形地貌32.3 地表水43 矿井瓦斯赋存43.1 煤层瓦斯基本参数43.2 采区瓦斯储量54 瓦斯抽放的必要性和可行性论证84.1 瓦斯抽放的必要性84.2 瓦斯抽放的可行性145 抽放方法155.选择瓦斯抽采方法的依据155.2 采区瓦斯来源分析155.3 抽放方法选择165.4 钻孔及钻场布置及封孔方法166 瓦斯抽放管路系统及设备选型196.1 抽放管路选型及阻力计算196.2 瓦斯抽放泵选型256.3 辅助设备257 瓦

2、斯抽采参数检测与监测267.1 瓦斯抽采参数检测267.2 地面抽采泵房监测监控267.3 抽采泵断电控制281 绪论1.1 概述地理位置：xxxxx公司xxxxx为xxx煤炭产业集团下属xxxxxx（集团）有限责任公司所属二级单位，具有独立采矿权人的国有煤炭生产企业。生产能力：xxxxx矿井以生产原煤为主，矿井于1988年12月正式投产，设计生产能力30万吨/年，并于2005年经xxx省经济贸易委员会以xxx函2005734号文xxx省经济贸易委员会关于xxx（集团）xxx煤矿和xxxxx生产能力核定的批复之中审批，xxxxx矿井综合生产能力核定为50万吨/年。井田地处xxx煤田北部，北与x

3、xx田相联，南与xxx井田相接，南北走向长7.8km，东西宽3.5km。井田所处构造部位属新华夏系xxx沉降带川东褶皱带的中山背斜北段，井田内断层裂隙发育，采区内主要开采煤层受F35、F38等大断层和中山背斜轴的影响和破坏。上以+400m标高为界，下以-200m标高为界。煤系地层属三迭系须家河组（T3xj），可采和局部可采煤层共有9层，其中内连、外连为井田内主采煤层。煤层均为低硫、特低磷的1/3焦煤。井田内煤系地层为陆相沉积，岩性变化大，含煤层数多，加上古河流冲蚀，稳定性差；煤系地层的沉积环境具有明显的冲积旋回征，旋回下部为河道滞留及边滩沉积，与下伏岩石冲刷接触，旋回上部为泛滥平原沉积。至20

4、05年末，矿井煤层地质储量（A+B+C+D）为1265.7万吨，工业储量（A+B+C）为1181.8万吨，其中高级储量（A+B）为569.9万吨，可采储量为844.2万吨。服务年限20年。xxxxx水文地质类型属简单类型。矿区内基本以中山背斜所形成的山脊为地表分水岭，分水岭东、西两侧横向溪沟发育。东侧溪沟分布稀少，汇集了分水岭以东泉水及井水和斯耳子沟、夏家沟、刘家湾等地表溪沟水，并汇入明月江。西侧溪沟分布较密集，汇集了分水岭以西泉水及井水和王家沟、龙沟、汪家沟、代家湾、黑子沟、廖家沟等地表溪沟，并汇入铜堡河，最后均汇入洲河。矿区以中山背斜划分为南东、南西两个水文地质单元，及北西次级水文地质单元

5、、北东次级水文地质单元。矿区内共有6个含水层，其中一个为隐伏含水层，在0m水平东翼石门已揭露,并出现较大突水。划分含水层和隔水层的依据主要是岩性，灰岩、白云岩、介壳灰岩、砂岩均视为含水层，泥岩、砂质泥岩、泥质粉砂岩则视为隔水层。矿区内主要隔水岩组有侏罗系中统沙溪庙组（J2s）、侏罗系中统新田沟组(J2x)、侏罗系中下统自流井组大安寨段(J1-2z3)、马鞍山段(J1-2z2)，三叠系上统须家河组第六段第四亚段(T3xj6-4)、第六段第二亚段(T3xj6-2)、第五段第五亚段(T3xj5-5)、第三亚段(T3xj5-3)、第一亚段(T3xj5-1)。地表无大的水源，矿井总的正常涌水量为203m

6、3/h。瓦斯：根据2012年xxx省安监局给xxxxx的瓦斯等级鉴定，矿井绝对瓦斯涌出量为13.87m/min（其中抽放标况纯量为6.79 m/min），相对瓦斯涌出量15.70m/t；绝对二氧化碳涌出量为3.82mmin，相对二氧化碳涌出量为3.37mt。属高瓦斯矿井。煤尘：煤尘有爆炸危险性。自燃：煤层自燃发火倾向为三类（即不易自燃）。地温：矿井通过对控制深部的钻孔进行井温测定，发现地温变化由南向北地温梯度值由低逐渐增高，深部地温西翼（xxx采区）高于东翼（101采区），浅部地温西翼（xxx采区）低于于东翼（101采区）。+200m水平地温两极值为20-26.2，平均23.6；0m水平两极值

7、24.2-31，平均27.8；由此可见，随着埋藏深度的增加，地温明显增高，在标高-100m左右开始出现一级高温区。1.2 设计的指导思想结合xxxxx的现有的开采技术条件，依靠科技进步，树立“事故可防可控、必防必控”的核心安全理念，贯彻“安全第一、预防为主、综合治理”和瓦斯治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的十二字方针，以“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”的瓦斯治理工作体系，以“瓦斯超限就是事故”的理念，加强瓦斯综合治理工作，努力建设成本质安全型矿井。1.3 抽采效果预计1.3.1 瓦斯抽采率根据上述瓦斯参数，结合矿区实际抽采效果和xxx集团公司相关文件的要求，确定本矿的瓦斯抽采率不

8、小于30%。1.3.2 矿井瓦斯抽采量xxx采区的瓦斯抽采量主要包括回采工作面、掘进工作面、0m西北大巷钻场、0m西北配风巷及xxx瓦斯探巷等地点瓦斯抽采量。2 井田概况2.1 交通位置xxxxx公司xxxxx位于xxx省xxxxxxxxxx乡境内，井田属xxxxx乡、江阳乡、亭子乡接合地带，距xxxxx南外10km。襄渝铁路从西部通过，可达湖北武汉市。矿井生产原煤通过汽车运到xxx洗选厂，入选后装车外运。另有公路与国道相连，与高速公路相连，交通十分方便，xxxxx地理座标：东经1072934，北纬310510。2.2 地形地貌张口石一带，为松林地及耕地相间分布。地面基本为耕地，受开采影响很小

9、，地表不会出现下沉情况。2.3 地表水井田范围内无天然河流和水库，区内山间冲沟发育，地表排泄条件良好。3 矿井瓦斯赋存3.1 煤层瓦斯基本参数根据xxxxx相关资料和某某大学关于xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案研究制定xxx斯抽放设计，该采区瓦斯抽采基础参数如下：一、煤层瓦斯压力由xxx轨道上山所测得的瓦斯压力数据作为xxx采区抽采基础参数：xxx轨道上山下段1.11MPa；xxx轨道上山中段0.9MPa；xxx轨道上山上段1.0MPa；计算平均瓦斯压力梯度为0.002748MPa/m。二、煤层瓦斯含量xxx采区煤层分为内连煤层和外连煤层。内连煤层瓦斯含量预测值为9.6584m3/t；外连

10、煤层瓦斯含量预测值为9.1179m3/t。三、煤层透气性系数xxx采区煤层透气性系数平均为16.04/（MPad），相当于0.xxx0mD。 四、钻孔瓦斯流量2008年3月某某大学xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案研究课题组对0m西北运输大巷和xxx轨道上山每个试验钻孔的初流量、终流量进行了统计，统计结果见表3-1。表3-1 钻孔瓦斯流量（m/h）随时间延长变化数据孔号及位置第一天第二天第三天第四天第五天第六天1# 0m西北大巷靠运输石门一侧0.7080.0785.913# 0m西北大巷靠轨道上山一侧2.7422.0761.9622.1542.012.12411# xxx轨道上山下段6.66

11、4.9925.0164.8364.8424.94412# xxx轨道上山中段4.9083.1685.8022.6162.66413# xxx轨道上山上段1.471.4041.3141.5661.392预计xxx采区单个钻孔瓦斯流量与xxx轨道上山实测的单个钻孔瓦斯流量钻孔数据相近，取xxx采区单个钻孔瓦斯的初流量为2.7426.66m/h。五、瓦斯抽采率根据本矿实际抽放率及xxx集团公司要求，并参照矿井瓦斯抽放管理规范，确定xxx斯抽放率30%。3.2 采区瓦斯储量3.2.1采区瓦斯储量根据某某大学对xxxxxxxx采区所做的煤层瓦斯含量和储量，内连煤层瓦斯含量为9.6584m3/t，煤炭可采

12、储量为1.0297Mt；外连煤层瓦斯含量为9.1179m3/t，煤炭可采储量为0.2246Mt。xxx斯储量按下式计算：W = W1+W2+W3 （3-1） =（9.65841.0297+9.11790.2246）+0 +0.2（9.65841.0297+9.11790.2246） =14.392Mm3式中：W 采区瓦斯储量，Mm3；W1采区可采煤层瓦斯储量，Mm3；W2受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层瓦斯储量，Mm3； （3-2）A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W3受采动影响后能

13、够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，W3=K（W1+ W2）K 围岩瓦斯储量系数，取0.2。3.2.2瓦斯抽放率根据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，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用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管理规范的有关规定。根据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

14、于45%；采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照AQ1027-2006矿井瓦斯抽放管理规范中第42条进行选取。 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。每月底按式（3-3）计算矿井月平均瓦斯抽采率。 （3-3）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 作面瓦斯抽放率的测定与计算：工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯

15、计量装置，每周测定工作面瓦斯抽采量（含移动抽采）。每月底按式（3-4）计算工作面月平均瓦斯抽采率。 （3-4）式中：工作面月平均瓦斯抽采率，%；回采期间，工作面月平均瓦斯抽采量，m3/min；工作面月平均风排瓦斯量，m3/min。xxxxx采用的是综合抽放方法，矿井瓦斯抽放率为30%。3.2.3 可抽期根据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。根据瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量，xxx采区服务年限为6a。符合设计规范的有关规定。4 瓦斯抽放的必要性和可行性论证4.1

16、瓦斯抽放的必要性1、矿井瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，减少矿井风量，降低通风费用。2、xxx斯含量高，根据本矿井和邻近小河嘴煤矿的生产经验，若不采取有效措施，则必然造成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。建立瓦斯抽放系统可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限问题。3、xxx采区为高瓦斯区域，随着开采深度的增加，瓦斯压力还将逐渐增大，有可能形成煤与瓦斯突出，瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出的主要措施之一。4、xxx瓦斯探巷掘进施工时曾发生68次瓦斯超限报警，后在邻近岩巷0m西北大巷施工钻场，采用钻场对附近煤层进行穿层抽放后再施工半煤巷，未出现瓦斯超限报警。综上所

17、述，从矿井安全生产方面考虑，建立xxx斯抽放系统是十分必要的。4.1.1 建立抽放瓦斯系统的规定根据煤矿安全规程第145条及AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第4.1.14.1.3条规定：有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：（1）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。（2）xxxxxxxx采区的采煤工作面相对瓦斯涌出量大于5m3/min，矿井已于2009年在地面矸石山建立了永久抽放瓦斯系统。4.1.2 通风最大排出瓦斯量当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所

18、能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯，即：=5.76 （4-1）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）允许的最大风速，240m/min；S通风巷道（或工作面）断面积，10m2；Cxxxxx规定的允许巷道风流中的瓦斯浓度，0.8%；K瓦斯涌出不均衡系数1.52.0，取值为2.0。根据结果可知，通风能够解决的瓦斯涌出量小于采区或工作面的绝对瓦斯涌出量，需要抽放瓦斯来解决剩余瓦斯。4.1.3 xxx斯涌出量预测1、 外连煤层回采工作面瓦斯涌出量预测因xxx采区分为内、外连两个煤层，预计先采外连煤层，再回采内连煤层，

19、故在预测回采工作面瓦斯涌出量时将内连煤层作为邻近煤层。xxx采区内，内连煤层厚0.41.95m，平均1.8m，采高为1.8m，倾角2155，平均为43，含23层夹矸；外连煤层厚0.41.35m，平均为0.78m，采高为0.8m，倾角2053，平均42，夹矸为炭质泥岩及泥岩。两煤层的间距约7.2m，xxx采区倾斜长度326m，预计回采面长度为100m。按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：（1）开采外连煤层瓦斯涌出量计算 （4-2）=1.210.951.26（8.43-2）400/（2460）=2.772 m3/min式中：q1 本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/min k1 围岩

20、瓦斯涌出系数，取1.2 A 外连煤层采面工作面预计日产量，400t/d W0 煤的瓦斯原始含量，8.43m3/t Wc 煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值WC=2 k2 工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2 =1/0.95； k3 工作面巷道瓦斯预排影响系数，k3 =（L+2h）/L 1.26m 开采层厚度，外连煤层厚度m=0.78m； M 开采层采高，M=0.8m； L 工作面长度，100m； h 掘进巷道预排等值宽度，13m。（2）邻近层瓦斯涌出量计算邻近层瓦斯涌出量计算为q2 = （4-3） = =2.566 m3/min式中：q2 邻近层瓦斯涌出量，m3/min； ki 邻近层瓦斯排

21、放率，取K=60%； mi 邻近层厚度，内连煤层厚度mi=1.8m； M 开采层采高，M=0.8m。 A 外连煤层采面工作面预计日产量，400t/d。（3）外连采煤工作面瓦斯涌出量计算q =q1+q2 （4-4） =2.772+2.566 =5.338m3/min xxx采区外连煤层采煤工作面瓦斯涌出量超过规定，故必须对采煤工作面进行瓦斯抽采。2、内连煤层采面开采期间瓦斯涌出量预测开采内连煤层瓦斯涌出量计算 （4-5）=1.210.950.8（8.84-2）1000/（2460）=4.8 m3/min式中：q1 本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/min k1 围岩瓦斯涌出系数，取1.2 A

22、内连煤层采面工作面预计日产量，1000t/d W0 煤的瓦斯原始含量，8.84m3/t Wc 煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值X1=2k2 工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2 =10.95 k3 工作面巷道瓦斯预排影响系数，取0.8。 xxx采区内连煤层采煤工作面瓦斯涌出量即将达到规定要求，为确保矿井安全生产，对采煤工作面进行瓦斯抽采。3、掘进工作面瓦斯涌出量预测（1）外连煤层掘进工作面a、外连煤层掘进落煤瓦斯涌出量 （4-6）=1.760.00691.31（8.43-2）=0.1023m3/min式中：s 掘进端头见煤面积，m2；V 平均掘进速度，m/min；r 煤的容重，t/m3；W

23、0 煤层瓦斯含量，m3/t；Wc 煤层残存瓦斯量，m3/t。外连煤层掘进巷道的煤断面积取2.20.8=1.76，巷道平均掘进速度预计为10m/d（0.0069m/min），煤密度为1.31t/m，残存瓦斯含量为2m3/t.b、煤壁瓦斯涌出量 （4-7）=20.800.00690.1113（2）=0.8356 m3/min式中：n 暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；m 开采煤层厚度，0.80m；V 平均掘进速度，0.0069m/min；L0 巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，800m；qv=0.0260.0004（Vr2）+0.16 W0=0.0260.000429.492+0.168.4

24、3=0.1113式中：Vr 煤的挥发份，29.49%；qj = qL + qm =0.1023+0.8356=0.9379 m3/min式中：qj 掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；qL 掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min；qm 掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min。（2）内连煤层掘进工作面内连煤层掘进时，工作面瓦斯绝对涌出量计算过程如下：a、内连煤层掘进落煤瓦斯涌出量 （4-8）=3.960.00691.31（8.84-2）=0.2448 m3/min内连煤层掘进巷道的煤断面积取2.21.8=3.96，巷道平均掘进速度预计为10m/d（0.0069m/min），煤密度为1.31t/m，残存瓦斯含

25、量为2m3/t.b、煤壁瓦斯涌出量 （4-9）=21.80.00690.1167（2）=1.9712 m3/min式中：qv=0.0260.0004（Vr2）+0.16 W0=0.0260.000429.492+0.168.84=0.1167qj = qL + qm=0.2448+1.9712=2.216 m3/minxxx采区内连煤层掘进工作面若采用风排瓦斯，巷道内空气中瓦斯浓度在0.5%以下，需443.2 m3/min新鲜风量。根据xxxxx现有的通风系统和生产情况，给xxx采区内连煤层掘进工作面配443.2 m3/min新鲜风量比较困难，故先对掘进工作面进行预抽，降低煤层中的瓦斯含量。（

26、3）岩巷掘进工作面由于围岩瓦斯储量只占煤层瓦斯储量的0.050.2，掘进过程中瓦斯涌出量很小，可以忽略。4、xxx斯涌出量xxx斯涌出量由各采面瓦斯涌出量与各掘进面瓦斯涌出量组成。q=5.3380+4.8000+0.9379+2.2160=13.292m3/min。经计算xxx采区绝对瓦斯涌出量为13.292m3/min。通过上述计算与分析，根据瓦斯涌出量预测结果，若xxx采区采用风排瓦斯，瓦斯浓度在0.5%以下，至少需要新鲜风量2658.4m3/min，矿井现目前通风系统满足不了xxx采区风排瓦斯的条件，故只有在抽放后，残余瓦斯通过风排才可以保证xxx采区安全生产。4.2 瓦斯抽放的可行性4

27、.2.1 开采层抽放瓦斯的可行性根据邻近422K采区的瓦斯资料和开拓回采布置情况，确定xxx采区内、外连煤层以顺层抽放为主，进行先抽后掘、先抽后采等综合抽放瓦斯方法。4.2.2 邻近层抽放瓦斯的可行性根据煤层赋存条件及开拓开采布置，内、外连煤层间距约7.2m，但煤层之间岩石透气性较差，故xxx采区煤层均采用开采层瓦斯抽放。4.2.3 抽放难易程度根据某某大学对xxxxxxxx斯赋存规律及治理方案中，对0m西北大巷和xxx轨道上山所做的煤层透气性统计来看：有两个钻孔煤层透气性系数在0.1/（MPad）到10/（MPad）之间，其余孔则大于10/（MPad），平均为0.xxx0mD，为可以预抽到容

28、易抽放；而钻孔瓦斯流量衰减系数有一个孔小于0.003d-1，一个孔在0.05d-1到0.003d-1当之间，其余均大于0.05d-1，即多为较难抽放，少数为可以预抽到容易抽放。统计流量测定值时测得的钻孔瓦斯流量为2.742 6.66m/h,抽放管内浓度为4050%。最终确定xxx采区煤层瓦斯预抽难易程度为：可以抽放。5 抽放方法5.选择瓦斯抽采方法的依据根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范第4.1.1条规定：选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。xxxxx抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽

29、放成本低。结合AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范第7.1.2条规定和矿井实际情况，xxxxx采用开采煤层瓦斯抽放、和穿层钻孔预抽煤层瓦斯。5.2 采区瓦斯来源分析矿井瓦斯来源是确定抽放方法的主要依据，因此，应尽量详细地做好以下测量工作：必须测定出掘进、采煤与采空区的瓦斯涌出量分别占全矿井瓦斯涌出量的比例；必须准确地判断出采区工作面的瓦斯主要来自本煤层还是邻近层。一般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量是本煤层的瓦斯涌出量，而将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层的瓦斯涌出量。 由于xxx采区内、外连煤层均采用开采层瓦斯抽放，故抽放的瓦斯大部分为本煤层中的瓦斯含量。5.3 抽

30、放方法选择根据上面建立的抽放瓦斯的必要性指标和可行性指标，依据规程、规范的规定论述xxxxx采用地面钻孔抽放瓦斯系统。抽放瓦斯方法、方式的选择，根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。（1）为提高瓦斯抽放率xxx采区采用开采层瓦斯抽放方法；（2）井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，采用开采层瓦斯抽放；（3）xxx采区回采巷道掘进时，必须在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法稀释煤层中的瓦斯含量；（4）若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯并喷出时，另行制定围岩瓦斯抽放措施。由于xxx采区内、外连煤

31、层均采用开采层瓦斯抽放，为降低回采时的绝对瓦斯涌出量，控制采面瓦斯超限事故，以及xxxxx现有的瓦斯抽放条件，xxx采区煤层选择的抽放方法为：回采巷道打顺层平行钻孔预抽的瓦斯抽放方法。5.4 钻孔及钻场布置及封孔方法1、顺层平行钻孔预抽（1）抽放层位开孔位置在外连煤层机、风巷内，钻孔终孔位置位于外连煤层中。（2）钻孔布置在内、外连煤层机、风巷走向沿煤层施工顺层钻孔（仰孔和俯孔），采用ZDY1250型矿用全液压钻机施工，钻杆：50mm0.8m圆形钻杆，钻头：75mm复合片钻头，孔深100m，钻孔间距5m。具体布置见图5-1。（3）封孔采用水泥砂浆及时封孔，下管长度不小于12m，封孔深度不小于8m

32、。套管外露不得少于0.2m。钻孔封好后用弹簧管将钻孔内的套管与抽放主管路混合器连接好，主管路及支管设流量计、测气嘴、闸门等，抽放管路沿途设放水器，每天管路巡查人员必须将放水器的水放尽。图5-1 顺煤层平行钻孔抽放2、掘进工作面边掘边抽：掘进工作面钻孔以降低前方煤体集中应力，释放煤层瓦斯压力。因此，在掘进过程中，对掘进工作面进行超前卸压抽采，即“先抽后掘”的方法。另外，在保证掘进工作面正常循环作业的情况下，采用“边掘边抽”的方法。具体布置见图5-2。图5-2 边掘边抽3、穿层钻孔预抽煤层瓦斯：为了降低煤层煤巷掘进过程中瓦斯超限的危险性，在附近岩巷施工钻场运用穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯，使煤层卸

33、压，改变煤体应力分布，降低煤巷附近的瓦斯含量，保证煤巷安全掘进。 具体布置见图5-3。图5-3 穿层钻孔6 瓦斯抽放管路系统及设备选型6.1 抽放管路选型及阻力计算6.1.1 规定根据AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范，对瓦斯抽放管路有如下要求：5.4.1条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避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；若设于主要运输巷内，在人行道侧其

34、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；尽可能避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。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515m/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%。5.4.3条：当采用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。 5.4.4条：抽放管路

35、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%。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；主干管应与城市及矿区的发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。瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：分期建设、分期投产的矿井，抽放瓦斯工程可一次设计，分期建设、分期投抽

36、。抽放瓦斯站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，宜采用集中建站方式。当有下列情况之一时，可采用分散建站方式：分区开拓或分期建设的大型矿井，集中建站技术经济不合理。矿井抽放瓦斯量较大且瓦斯利用点分散。一套抽放瓦斯系统难以满足要求.设计选用的抽放管路基本沿回风巷道布置。根据瓦斯抽出量及分布情况，xxx斯抽放管路主管管径、规格：主干管为直径150mmPVC管，采用直径38mmPVC瓦斯抽放管为每个钻孔的支管道，采用直径50mm的PVC管为掘进巷道瓦斯抽放管道，采用直径100mm的PVC管为回采巷道瓦斯抽放管道。各瓦斯抽放管路均选用PVC管。6.1.2 计算方法瓦斯抽放管径选择选择瓦斯管径，

37、可按下式计算： （6-1）式中 D瓦斯管内径，m； Q管内瓦斯流量，m3/min； V瓦斯在管路中的经济流速，m/s，一般取V1015m/s，取13m/s。根据采区及各采区抽放瓦斯量、抽放瓦斯浓度，考虑到为今后抽放瓦斯留有余量(可能的最大流量)，分别计算选择各段抽放管路如下：1、对于去往xxx采区外连煤层管路的选择（1）干管： （6-2） （m）管路选用直径150mm的PVC管做为抽放瓦斯主管。（2）掘进支管：D= （6-3） （m）管路选用直径50mm的PVC管做为掘进工作面抽放瓦斯支管。 采面支管：D= （6-4） （m）管路选用直径100mm的PVC管做为采煤工作面抽放瓦斯支管。2、对于

38、去往xxx采区内连煤层管路的选择（1）干管： （6-5） =0.107m管路选用直径150mm的PVC管做为抽放瓦斯主管。（2） 掘进支管：D= （6-6）（m）管路选用直径100mm的PVC管做为掘进工作面抽放瓦斯支管。 采面支管：D= （6-7) （m）管路选用直径100mm的PVC管做为采煤工作面抽放瓦斯支管。3、对于去往xxx采区管路的选择： 主干管： (6-8)（m）管路选用直径150mm的PVC管做为xxx采区的抽放瓦斯主管。管路摩擦阻力计算计算直管摩擦阻力，可按下式计算： （6-10）式中 hf阻力损失，Pa；L直管长度，m；Q管路的混合瓦斯流量，m3/h；d管道内径，cm；k0

39、系数，见表6-1；混合瓦斯对空气的相对密度。（6-10）式中混合瓦斯对空气的相对密度按下式计算： 式中 p1瓦斯密度，取0.715kg/m； n1混合瓦斯中瓦斯浓度度； P2空气密度，取1.293kg/m； n2混合瓦斯中空气浓度。表6-1 不同管径的系数K0值通称管径(mm)152025224050K0值0.460.470.480.490.500.52通称管径(mm)7080100125150150K0值0.550.570.620.670.700.71在实际情况中，可用估算的办法计算局部阻力，一般取摩擦阻力的10%20%。xxx斯抽放管按内、外连煤层进行分别布置，按系统中管路最长，阻力最大的

40、一条进行计算：其管路最长，阻力最大的是总干管从地面瓦斯泵房经+400m水平无人区域、西轨上山、西延深副暗斜井到0m西北大巷，再由0m西北大巷到xxx采区内、外连煤层各工作面回风巷的瓦斯抽放管。根据本采区抽放瓦斯系统管路布置，总干管从地面瓦斯抽放泵房到西延深副井下车场L1=3200m，采用直径200mm的PVC瓦斯抽放瓦斯管1趟至xxx采区0m水平L2=1500m，采用直径150mm的PVC瓦斯抽放瓦斯管1趟为xxx采区的主管道L3=800m，最大混合瓦斯流量400m3/h，瓦斯浓度50%；其余回采巷道布置的瓦斯抽放管均为直径100mm的PVC管L4=1000m，最大混合瓦斯流量300m3/h，

41、瓦斯浓度60%。局部阻力用估算法计算，按摩擦阻力的15%考虑，根据上述抽放瓦斯管路系统，计算管网阻力如下：（1）直管段摩擦阻力按式（6-10）计算直管段管路总阻力：H1=10413+13906=24319(Pa) （2）局部阻力抽放系统的局部阻力为：Hj=2431915%=3649(Pa)（3）抽放系统最大管网阻力抽放管路系统最大管网阻力为：HZ=24319+3649=27968(Pa)预计xxx斯抽放管路的管路阻力为27968Pa。6.2 瓦斯抽放泵选型根据AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范，对瓦斯抽放设备有如下要求：5.5.1条：矿井抽放瓦斯设备的能力，应满足矿井抽放瓦斯期间或在抽放瓦

42、斯设备服务年限内所达到的开采范围的最大抽放量和最大抽放阻力的要求，且应有不小于15%的富裕能力。矿井抽放系统的总阻力，必须按管网最大阻力计算，抽放瓦斯系统应不出现正压状态。xxxxx于2009年3月建成了地面固定式瓦斯抽采系统，对西延深0m水平和xxx采区进行预抽。抽放泵选用水环式瓦斯抽放泵，型号规格为2BE1-303 ，最大抽出率51.7m/min，抽放负压30Kpa，配套防爆电动机380/660V ，抽放泵功率75kW 。xxx采区主要巷道均布置在稳定的岩层中，确保了在回采工程中巷道的稳定，在开采方式上先开采外连煤层，预抽采内连煤层瓦斯的方式，遵循了能抽采必须抽采的原则，采用多措并举的方式提高矿井瓦斯抽采率。6.3 辅助设备抽放管路附属装置及设施安装应符合以下要求：主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置；抽放钻场、管路拐弯、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；在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置；