永兴煤矿义瓦斯抽放设计.doc

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1、织金县绮陌乡永兴煤矿瓦斯抽采设计贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司二0一一年七月 目 录前 言1第一章 矿井概况4第一节 井田概况4第二节 地质特征5第三节 井田储量设计生产能力及服务年限8第四节 井田开拓9第五节 采掘方法10第二章 矿井瓦斯储量及可抽采量预测11第一节煤层瓦斯参数11第二节瓦斯储量及涌出量计算12第三节瓦斯可抽量计算19第三章瓦斯抽采系统20第一节瓦斯抽采系统的选择原则20第二节瓦斯抽采管径计算及管材选择21第三节瓦斯抽采管路阻力计算及设备选型22第四节 瓦斯抽采管路布置及敷设25第五节 瓦斯抽采附属装置及设施27第六节 瓦斯抽采监测监控系统34第四章 瓦斯抽采方法3

2、5第一节一般规定35第二节瓦斯抽采方法选择36第三节抽采钻孔施工工艺37一、钻孔参数确定37第五章瓦斯抽采达标评判41第六章抽采管理及安全技术措施48第一节瓦斯抽采的组织机构48第二节瓦斯抽采的技术管理49第二节瓦斯抽采的现场管理54第四节安全技术措施56第七章瓦斯综合利用59织金县永兴煤矿瓦斯抽采系统方案设计前 言一、项目名称贵州省织金县永兴煤矿瓦斯抽采系统方案设计。二、任务来源根据煤矿安全规程（2011）有关规定和2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的第五号令第十条，高瓦斯矿井应建立瓦斯抽采系统。为保障矿井安全、高效生产，根据贵州省织金县永兴煤矿的委托，贵州丰顺矿

3、山安全生产技术咨询服务有限公司编制本瓦斯抽采系统方案设计。三、编制依据1、贵州省国土资源厅颁发的贵州省织金县永兴煤矿开采许可证；2、永兴煤矿提供的贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司设计的织金县永兴煤矿（整合）安全设施设计。3、贵州省织金县永兴煤矿规划方案采掘工程平面布置图；4、煤矿安全规程（2011版）；5、煤炭工业小型煤矿设计规定；6、煤矿瓦斯抽采规范AQ1027-2006; 7、2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的煤矿安全生产基本条件规定（2003.7.4）；8、采矿工程设计手册（2003、5）；9、矿井抽采瓦斯工程设计规范（MT5018-96）10、矿井

4、通风安全装备标准（MT/T5016-96）；11、煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）； 12、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）；13、瓦斯抽采用热导式高浓甲烷传感器（AQ6204-2006）；14、矿井安全监测系统管理规范；15、贵州省织金县永兴煤矿的委托书。16、防治煤与瓦斯突出规定（2009）四、矿井简介 织金县永兴煤矿属于织金县所辖，企业性质为国有企业，为技改矿井，矿井位于织金县绮陌乡。五、瓦斯抽采的必要性根据煤矿安全规程第一百四十五条规定以及AQ1027-2006煤矿瓦斯抽采规范的规定，本矿井必须建立瓦斯抽采系统。考虑矿井生产规模、矿井瓦斯涌出量大、以及业主

5、条件。本设计建议建立地面永久性瓦斯抽采系统。六、瓦斯抽采的可行性按抽采瓦斯来源分类可分为开采层抽采、采空区抽采、采邻近层抽采和围岩抽采四类；抽采瓦斯可分为开采层未卸压抽采、采层卸压抽采、邻近层抽采和围岩瓦斯抽采法四种；抽采工艺（或钻孔布置）可分为多种抽采方式。根据永兴煤矿实际情况：首采工作面布置在M23号煤层，瓦斯涌出主要来自M23号煤层及下附近层M27煤层，因此对M23号煤层进行瓦斯抽采是可行的。七、设计的主要内容1、对系统进行瓦斯抽采；2、对系统壁式采面进行瓦斯预抽采；3、高、低压水环式真空泵共4台；4、抽采管路2100m；5、建地面瓦斯抽采泵房1间，配电房1间；八、主要结论、存在的问题及

6、建议（一）结论1、本次瓦斯抽采设计是对贵州省织金县永兴煤矿高瓦斯煤层进行瓦斯抽采设计。2、本项目属安全投入，不产生直接的经济效益，其效益主要体现在间接经济效益、安全效益、社会效益方面。3、通过建立瓦斯抽采系统，将使贵州省织金县永兴煤矿在生产中的安全更加稳定可靠，能够有效治理瓦斯、减少煤与瓦斯突出的可能，确保矿井安全生产，安全效益十分明显。4、通过建立瓦斯抽采系统，减少安全事故和人员伤亡、财产损失、促进矿井的稳定和发展。（二）存在的主要问题及建议1、本次对系统进行的抽采瓦斯设计所采用的采掘工程图为贵州省织金县永兴煤矿提供的矿井规划设计图，矿井可采储量、服务年限、采面长度、采面设备等均为矿井规划内

7、容，届时规划系统形成后，再根据采掘实际情况继续完善抽采瓦斯设计。2、矿井瓦斯资料比较少，本次设计只对矿井今后需解决的安全工程进行瓦斯抽采设计，建议国家相关部门加大对贵州省织金县永兴煤矿的安全投入，同时本矿自身应加强搜集本矿的瓦斯资料、地质资料及安全投入、进一步健全矿井安全生产系统，提高生产矿井的安全可靠性。3、本次设计暂未作瓦斯利用设计，待后应根据情况请有资质单位作瓦斯利用专题设计。- 58 -第一章 矿井概况第一节 井田概况一、交通位置永兴煤矿位于织金县城西北部，相距县城平距3Km左右，行政区划隶属织金县绮陌乡所辖。有公路通过矿区，交通比较方便。二、地形地貌区域地貌属构造剥蚀山地地貌，区域沟

8、谷纵横，海拔标高一般1676m1560m，海拔标高最高为+1687.1m，最低为+1549.3m，相对最大高差为137.8m，一般为116m，属山区丘陵地带。三、水系矿区范围内无较大的水源地分布，仅有零星泉水点或水点可供利用。四、气象根据贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源/储量核实报告中提供的测试结果表明，本矿区属地温正常区。五、地震情况根据建筑抗震设计规范（GB500112001）规定，本区地震基本烈度为度。六、现有煤炭运销和经济效益情况贵州省煤炭远远不能满足市场需求。永兴煤矿技改后，对本地区市场而言有电厂和其他燃煤用户，对省外市场来说有云南、重庆、湖南、两广及海南省等。该矿煤炭储量较丰富，资源

9、较可靠，地质、开采条件较好，电源、水源有保证，交通较为便利，为矿井的建设及其产品的销售提供了有力的保证。因此，织金县永兴煤矿的建设，其煤炭销售市场前景广阔。七、现有电源情况矿井采用两回路10KV电源供电，一回引自引自织金城关镇金风35/10kv变电站，另一回引自织金城关镇三道坡35/10kv变电站，地面安装GF（380v）柴油发电机一台，KTAA19-G6A（660v）柴油发电机一台，矿井生产及生活用电可得到保证。矿井已形成井上、下供电系统，地面变电所、主排水泵房、主通风机、主井绞车房、瓦斯抽采泵、主运输系统均实现双回路供电。局部通风机供电实现“三专两闭锁”，矿井供电“三大”保护齐全可靠，能满

10、足矿井生产要求。第二节 地质特征一、地层区内出露地层有中二叠统茅口组、上二叠统龙潭组及长兴组、下三叠统夜郎组及第四系，从老至新描述如下：1）、茅口组（P2m）：分布于矿区东部边缘，与龙潭组第一段呈假整合接触。为灰色厚层含燧石团块生物灰岩一浅灰色厚层块状蜓灰岩组合。出露厚度大于200m。2）、龙潭组（P3l）：分布于区内中部，为区内含煤岩系。分布于矿区中部，根据岩性组合特征分为三个岩性段。(1)第一段(P311)下部为灰色粘土岩偶夹泥质灰岩及煤层组合，中部为灰、黑灰色炭质粘土岩煤层组合，上部为中厚层岩屑砂岩粘土岩煤层组合。含煤614层，其中以M23、M27、M30为可采煤层。该段厚约70110m

11、。与下伏峨眉山玄武岩组呈平行不整合接触。(2)第二段(P312)下部为灰色粘土岩一煤层组合，中部为灰色泥质粉砂岩一煤层组合，上部为灰、深灰、黄灰色薄层粘土岩一煤层组合。含煤1020余层，多以薄层煤为主，单层厚0.152.00m，可采煤13层，煤层厚1.202.00m。其中以16号煤层(M16)为主要可采煤层，厚1.53.3m。该段厚约80120m。 (3)第三段(P3l3) 下部为灰色薄层粘土岩一煤层组合，上部为灰色中厚层含硅、泥质灰岩一黄绿、灰褐色薄层粉砂质粘土岩一粘土岩一煤层组合。含煤10余层，可采煤层15层，单层厚0.963.50m，矿区内为局部可采。厚90m。3）、二叠系上统大隆组(P

12、3d) 分布于矿区西部。由灰、深灰、黑灰色薄至中厚层硅质灰岩质硅质岩钙质硅质岩凝灰质粘土岩或页岩组成，厚28m。4）、二叠系上统长兴组(P3c)分布于矿区西部。主要由灰、深灰色中至厚层粉至细晶灰岩灰绿、褐黄色薄层粉砂岩组成，厚2330m。5）、夜郎组（T1y）：以海相灰岩为主。由钙质砂岩、粘土岩、灰岩、泥灰岩组成，据岩类组合特征分为三段，矿区内只有第一段，分布于矿区北西部外围，与下伏大隆组呈整合接触。第一段(Tlyl)：下部由土黄、褐黄色薄层钙质粉砂岩一灰、浅灰色薄至中厚层含泥质灰岩组成，上部由褐黄色薄层粉砂质粘土岩或粘土质粉砂岩一灰、浅灰色薄层至中厚层泥晶灰岩或含泥质灰岩组成，厚77.0m左

13、右。6）、第四系（Q）：主要分布于矿区地势较低的山麓较平坦及冲沟地带。为残坡积粘土、亚粘土、含砾亚粘土及人工填土等，零星分布于区内缓坡地带，不整合覆盖于各时代地层之上，厚015.0m。与下伏地层呈角度不整合接触。二、地质构造矿区位于贵阳复杂构造变形区西部，阿弓向斜北东段，绮陌背斜北西翼，一般1530在矿区及附近主要发育有二条断层。F1：逆断层，倾向220，倾角70，最大断距50m，张家田南M30煤层逆于M27煤层之上，延伸大于2.2km。F2：逆断层，倾向225，倾角8287，最大断距90m。延伸大于2.9km。节理裂隙：矿区内节理较发育，主要有北东向、北西向两组。北东向剪节理延伸长，节理面平

14、直紧闭；北西向张节理延伸短，对岩石完整性破坏较大。综上所述，本区总体为一单斜构造，地层倾角平缓，断层较少，构造复杂程度属简单中等类型。三、煤层矿区内主要可采局部可采煤层为 M16、M27、M23、M30四层。各可采煤层的主要特征见下表： 可 采 煤 层 特 征 表 表1-2-1 地层层位煤层编号厚度（m）平均厚度（m）稳定性结构备 注P2lM161.52.01.80稳定简单下距M23煤层48mM231.601.60较稳定较简单下距M27煤层29mM271.51.61.55较稳定较简单下距M30煤层6mM301.51.701.6较稳定较简单下距茅口组顶界40m四、煤质可采煤层煤质指标见下表 表1

15、-2-2 煤层编号工业分析(%)St,d(%)Qnet，ar（MJ/g）MadAdVdafM16原煤02611195893.0029400M23原煤109107856724329412M27原煤055103754427829564M30原煤054129566513228929第三节 井田储量设计生产能力及服务年限一、井田境界扩能后的织金县绮陌乡永兴煤矿矿区平面积为1.0106km2，共由4个拐点坐标圈定，其拐点坐标见下表。 矿区范围拐点坐标 表1-3-1点 号X坐标Y坐标02953323355740621295371735573456229548993557389732954323355746

16、75面 积1.0106Km2拟采矿标高由+1600m至+1260m 二、储量1、地质储量根据贵州省地质矿产勘查开发局地球物理地球化学勘查院2007年8月提交的贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源储量核实报告，及贵州省国土资源厅黔国土资储备字【2007】325号文件“关于贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源储量核实报告矿产资源储量评审备案证明，截至2007年8月16日，核实M16、M23、M27、 M30煤层保有资源量为(122b+333+334？）553万吨，其中：（122b）12万吨；（333）363万吨；（334）？178万吨。三、矿井工作制度根据煤炭工业小型矿井设计规范，矿井设计年工作日数为330天

17、工作制度为：矿井采用“三、八”作业制，二班采煤一班检修设备。四、矿井生产能力和服务年限1. 矿井生产能力永兴煤矿矿井年生产能力15万t/a，设计用2个采区1个壁式炮采工作面满足设计年产量。2. 服务年限服务年限 可采储量/（井型储量备用系数） 183.63/（151.4）8.7（a）第四节 井田开拓一、开拓方案1、开拓系统采用斜井开拓，中央抽出式的通风方案。开拓巷道布置，设计确定自原主斜井东南约50米处新布置一主斜井，井口标高为+1472米，主斜井一次至M23煤层，井底标高为+1400米，沿煤层走向布置运输大巷；利用该矿原主斜井改造为行人平硐兼安全出口，在行人平硐内224m处新掘暗行人斜井至+

18、1400米，距运输大巷20m与其同向布置岩石行人大巷。在主斜井东面约100m处+1456m标高沿M23煤层布置回风平硐。主斜井到设计标高后，沿M23煤层走向+1400水平布置运输大巷至矿区中部，顺M23煤层布置运输上山、行人上山、回风上山至+1480m标高；在回风上山+1456m标高作回风大巷与回风平硐相通，形成矿井开拓系统。2、水平划分及标高本区共有可采煤4层，全矿井设计考虑一个水平、上下山二个采区双向布置开采。水平标高+1400m。M23、M16煤层分层开采，M27、M30煤层联合开采。 3、通风系统及方式 本矿采用中央并列抽出式通风方法。通风线路1：主斜井运输大巷运输上山工作面运输顺槽工

19、作面工作面回顺槽回风上山回风大巷回风平硐引风道地面通风线路2：行人平硐行人大巷行人上山工作面运输顺槽工作面工作面回顺槽回风上山回风大巷回风平硐引风道地面矿井设计主通风机总需风量43.7m3/s，选用FBCDZ17型防爆轴流通风机二台，风量28.953.8m3/s,负压2550750pa，电机功率275kw。一台工作，一台备用。第五节 采掘方法一、采煤方法的选择1）采煤方法的确定本区设计可采煤层为M16、M23、M27、M30号煤层，倾角17,煤层为近水平中厚煤层，采用走向长壁后退式采煤法。2）采煤工作面的回采工艺及装备工作面采用气动钻机ZQS-22/2.0打眼，爆破落煤，铺设SGB-620/4

20、0型可弯曲刮板输送机运输，运输能力150t/h，电机功率40kw。采用DZ22单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁进行支护。二、掘进方法的选择工作面采用风腿式凿岩机YT-28或ZQS-22/2.0打眼，爆破落煤，铺设SGB-620/40型可弯曲刮板输送机运输，运输能力150t/h，电机功率40kw，采用锚网（喷）或架棚支护。第二章 矿井瓦斯储量及可抽采量预测第一节煤层瓦斯参数一、井田瓦斯、煤尘、自燃、煤与瓦斯突出及地温情况1、瓦斯等级鉴定根据贵州省能源局文件：黔能源发【2009】281号“关于毕节地区煤炭局关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复”，织金县绮陌乡永兴煤矿

21、矿井绝对瓦斯涌出量为6.98m3min，相对瓦斯涌出量为68.92m3t。根据煤矿安全规程第133条规定，该矿井瓦斯等级为高瓦斯。2、煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性根据贵州省煤田地质局实验室2007年11月鉴定，该矿井M16、M23、M27、M30煤层煤尘无爆炸危险性；M16、M23、M27、M30号煤层自燃倾向为三类（不易自燃煤层）。3、地温根据地质报告，本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。二、煤层透气性系数及钻孔瓦斯流量衰减系数本矿未有钻孔的瓦斯参数记录。三、采区瓦斯来源开采M23煤层，瓦斯来源于本煤层及下邻近层M27。可采煤层均为缓倾斜煤层，M23号煤层距M27号煤矿29m。根据图D.

22、1，邻近层受采动影响瓦斯排放率为：i 70%， 图D.1 四、煤与瓦斯突出根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】539号）“关于毕节地区煤炭局关于请求审批织金县绮陌乡永兴煤矿M23、M16号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告批复，织金县永兴煤矿M23、M16号煤层分别在矿井井田范围内+1391米、+1422米标高以上区域为不具有突出危险性。其它煤层及其它区域未作鉴定。另依据黔安监办字【2007】345号文关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，永兴煤矿属煤与瓦斯突出矿区，故M23号煤层+1391m以上、M16号煤层+1422m以上按无突出危险性设计，矿井、一采区、其它煤层及

23、区域在未进行突出危险性鉴定前按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。第二节瓦斯储量及涌出量计算一、矿井瓦斯压力计算瓦斯压力是标志煤层瓦斯流动特性和赋存状态的一个重要参数。因本矿未进行瓦斯参数测定，无实测资料，瓦斯压力按采矿工程设计手册（8-7-14）公式计算。瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系：P=(2.0310.13)H式中P距地表垂深H处煤层瓦斯压力，MPa；H垂深。52m。瓦斯压力为：0.105Mpa0.526Mpa。取最大值0.526Mpa.二、煤层瓦斯含量矿井瓦斯绝对涌出量计算公式（AQ1027-2006）如下： 式中 煤层瓦斯含量，m3/t； 吸附常数；a一般为1555 m3

24、/t，取a=35 m3/t;b一般为0.55MPa-1,取值3 MPa-1； 煤层绝对瓦斯压力；取0.526Mpa 煤的灰分； 煤的水分； 煤的孔隙率，m3/ m3，查表取值0.26； 煤的容重(假比重)，1.4t/m3。通过计算，可采煤层瓦斯含量见表2-1煤层煤层瓦斯含量平均值（m3/t）M16煤层26.1M23煤层25.55M27煤层29.52M30煤层28.72三、矿井瓦斯储量计算矿井瓦斯储量（按AQ1027-2006公式）：WKW1+W2+W3W1_可采煤层瓦斯储量的总和，万m3;W2_可采煤层采动影响范围内不可采邻近煤层的瓦斯储量的总和，万m3;W3_围岩瓦斯储量（按煤层瓦斯储量的1

25、0%-15%估算），万m3;W1=XliW2=X2iA1i_矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；X1i_每一个可采煤层相应的瓦斯含量，m3/t；A2i_可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的煤炭储量，万t；X2i_可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层相应的瓦斯含量，m3/t； 可采煤层瓦斯储量W1 ，万m3；不可采煤层瓦斯储量暂按可采煤层的20%进行计算，W2，万m3；围岩瓦斯储量W3=(W1+W2)15%,万m3矿井瓦斯储量：WKW1+W2+W3，万m3。序号煤层瓦斯含量（m3/t）煤炭地质储量（万t）瓦斯储量（万m3）1M16煤层18.2112222222M23煤层16.111

26、021643M27煤层19.71831636M30煤层18.58931728合 计4007229四、矿井绝对瓦斯涌出量计算1、采煤工作面瓦斯涌出计算Q采Q1+Q2式中：Q采 回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；Q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t； 开采层相对瓦斯涌出量计算矿井开采的煤层为薄-中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：Q1K1K2K3（WoWc）m /M式中：Q1开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，取 1.30；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/，为工作面回采率；K3分区内准备巷道预排

27、瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式回采时，K3按下式确定：K3（L-2h）/L；L工作面长度，m；h巷道瓦斯排放带宽度，m；Wo煤的原始瓦斯含量，m3/t；Wc煤的残存瓦斯含量，m3/t。2、邻近层相对瓦斯涌出量计算式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。mi第i个邻近层煤层厚度，m。M工作面采高，m。i第i个邻近层瓦斯排放率，%,参照AQ1018-2006标准附录D选取。矿井开采各煤层，回采工作面瓦斯涌出量见表3-1-5。 掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘 Dvqo(2-1)+Sv(Wo-Wc)式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，

28、m；对于薄及中厚煤层取2m；V巷道平均掘进速度，0.0028m/min；L巷道长度， m；qo煤壁瓦斯涌出强度，（m2/min）；qo0.0260.0004(Vr)2+0.16WoVr煤中挥发分含量，；S掘进巷道煤断面积， m2；W0煤层瓦斯原始含量，m3/t；WC煤层残存瓦斯含量，m3/t；煤的密度， t/ m3；单个掘进工作面瓦斯涌出量计算见表3-1-6。3、 生产采区瓦斯涌出量：根据矿井开拓部署，该矿为一个采区一个生产工作面组织生产。式中： q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，查表取;q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量, m3/t;Ai第i个回采工作面

29、的日产量， t;q掘第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min;A0生产采区平均日产量， t;矿井开采时，生产采区瓦斯涌出量计算见表3-1-7。4、 矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量按下式计算：式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区第i个生产采区相对瓦斯涌出量， m3/t；A0i第i个生产采区平均日产量， t；K已采采空区瓦斯涌出系数，查表取。矿井瓦斯涌出量计算见表3-1-8。5、 瓦斯涌出不均衡系数回采工作面或掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.2-1.5或实际计算值，取1.2；矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.1-1.3或实际计算值，取1.1。 回采工作面瓦斯涌出量煤层K1

30、K2K3与开采层间距(m)%煤层厚度(m)采高(m)原始瓦斯含量w0(m3/t)残存瓦斯含量wc(m3/t)瓦斯相对涌出量(m3/t)开采层M161.31.030.741.81.818.217.3810.7邻近层M234821.61.816.115.930.2M277701.551.819.716.850.0M308301.61.818.586.670.0合计13.1开采层M231.31.030.741.61.615.905.939.9邻近层M2729201.551.619.716.852.5M3035151.61.618.586.671.8合计14.9开采层M271.31.030.741.5

31、51.5517.146.8510.2邻近层M306701.61.5516.796.677.3合计21.0开采层M301.31.030.741.61.69.716.673.0合计3.6单个掘进工作面瓦斯涌出量煤层Vr (%)(t/m3)s (m2)煤厚D(m)V (m/min)L(m)q0 (m3/m2)W0 (m3/t)Wc (m3/t)Q掘(m3/min)M1611.191.45.721.83.60.00283000.099518.217.381.08M2310.781.45.721.63.20.00283000.086516.115.930.88M2710.371.45.721.553.1

32、0.00283000.104019.716.851.05M3012.951.45.721.63.20.00283000.109718.586.671.09 生产采区瓦斯涌出量煤层采面瓦斯涌出量掘进瓦斯涌出量工作面产量采区产量采空区涌出系数采区瓦斯涌出量(m3/t)(m3/min)(t)(t)K(m3/t)M1613.11.084204551.3528.10M2314.90.884204551.3528.65M2721.01.054204551.3538.71M303.61.094204551.3515.21矿井瓦斯涌出量煤层矿井产量采区产量采区瓦斯涌出量采空区涌出系数矿井相对瓦斯涌出量矿井绝对

33、瓦斯涌出量(t/d)(t/d)(m3/t)K(m3/t)(m3/min)M1645545528.101.3541.7312.76M2345545528.651.3542.5413.01M2745545538.711.3557.4817.58M3045545515.211.3522.586.91设计根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经计算矿井在开采M27煤层时瓦斯涌出量最大，以此作为矿井设计的依据。其中：采煤工作面瓦斯涌出量为21m3/t、绝对瓦斯涌出量为6.13m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为21.05=2.1m3/

34、min；矿井相对瓦斯涌出量为57.48m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为17.58m3/min。第三节瓦斯可抽量计算根据矿井突出危险性鉴定，矿井M23号煤层+1391m以上、M16号煤层+1422m以上按无突出危险区设计和管理，其它未鉴定区域按突出危险区设计和管理。设计建立地面永久性瓦斯抽采站，建立高低负压两套抽采系统。采面瓦斯抽采量分析M27煤层瓦斯含量为19.71m3/t，根椐防治煤与瓦斯突出规定，采掘作业前需将煤层瓦斯含量降至8 m3/t以下或将煤层瓦斯压力降至0.74MPa以下。本次设计在采掘作业前将煤层瓦斯含量降至7.5 m3/t以下作为防突指标，开采M27煤层时主要采用抽采消突。则采面

35、防突抽采量为：12.21m3/t，采面生产能力按矿井生产能力的90%计算，防突抽采量为（19.21-7.5）1500000.9/330/1440=3.5m3/min。 采面消突后瓦斯涌出量为7.5m3/t，采面生产能力按矿井生产能力的90%计算，则采面瓦斯涌出量为3.3m3/min，本煤层瓦斯涌出量为2.2m3/min，邻近层瓦斯涌出量为1.1m3/min。 掘进工作面瓦斯抽采量分析矿井单个掘进面瓦斯涌出量为1.05 m3/min，掘进工作面生产能力按矿井生产能力的10%计算，则矿井掘进防突抽采量为2（19.21-7.5）1500000.1/330/1440=0.8 m3/min，这部分主要靠

36、高负压抽采解决。矿井瓦斯抽采量采面防突抽采量为3.5m3/min，掘进防突抽采量0.8m3/min，则高负压抽采量为4.3m3/min，综合选取5m3/min进行抽采设备的选型。考虑邻近层及不可采煤层对抽采的影响，低负压抽采量按3m3/min进行抽采设备的选型。本次抽采量、通风计算参数确定综合上述计算结果，矿井瓦斯抽采总量为：8m3/min，其中高负压抽采量为5 m3/min，低负压抽采量为3m3/min。采面风排瓦斯量为3.3 m3/min，掘进面风排瓦斯量为0.29m3/min，以此作为采、掘工作面风量计算依据。第三章 瓦斯抽采系统第一节瓦斯抽采系统的选择原则对于煤与瓦斯突出矿井或高瓦斯矿

37、井，瓦斯抽采系统是为消除采掘工作面煤与瓦斯突出危险及解决高瓦斯矿瓦斯超限问题所建立的瓦斯抽采方法、抽采设备及抽采管道组成的系统总和。达到以下条件的矿井必须建立地面永久瓦斯抽采系统或井下移动瓦斯抽采系统：（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。（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件：大于或等于40m3/min；年产量（1.01.5）Mt的矿井，大于30m3/min；年产量（0.61.0）Mt的矿井，大于25m3/min；年产量（0.40.6）Mt的矿井，大于20m3/min；年产量等于或小于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。（3）

38、开采具有煤与瓦斯突出危险煤层应建立地面永久瓦斯抽采系统的矿井：瓦斯抽采系统的抽采量可稳定在2m3/min以上；瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽采服务年限在5年以上。新建瓦斯抽采系统的矿井，必须经具有相关资质的专业机构进行可行性论证，由企业技术负责人组织瓦斯抽采工程设计。第二节瓦斯抽采管径计算及管材选择一、抽采管路管径计算根据小煤矿安全管理水平、抽采设备价格、开拓开采设计及抽采的瓦斯放空不利用等，确定采用地面永久瓦斯抽采系统。本矿井分别设置高负压瓦斯抽采管路系统和低负压瓦斯抽采管路系统各1套。高、低负压瓦斯抽采管路经回风斜井引出地面，在风井场地设置高、低负压联合瓦斯抽采站。地面及回风斜井内布置

39、瓦斯主管，采面回风巷、采面运输巷、掘进工作面布置瓦斯支管。 矿井瓦斯抽出量资料表 项 目低负压高负压纯瓦斯(m3/min)2.722.76瓦斯浓度(%)2540混合量(m3/min)10.886.9孔口压力(kPa)-8-13瓦斯抽采管径计算公式 D=0.1457（Q/V）1/2式中：D抽采瓦斯管内径，m；Q管道内瓦斯流量m3/min；V瓦斯管中混合瓦斯的平均流速，一般V=10m/s。根据公式计算高负压和低负压时的管径结果详见表 高负压、低负压瓦斯抽采管径计算表类型管路名称纯瓦斯流量(m/min)瓦斯浓度混合瓦斯流量Q混(m/min)气体流速V(m/s)计算管径(mm)管材内径(mm)备注高负

40、压主管2.7640%6.910121200回风井主管分管11.540%3.751089150工作面支管低负压主管2.7225%10.8810151.97200回风井主管分管11.225%4.810100.9150工作面支管二、抽采管路管材选择矿井高低负压两趟瓦斯抽采管路，建议选用具有煤安标志、防腐的PVC塑管为瓦斯抽采管道。初期管路长度和内径见表高负压管路类型主管长度(m)内径(mm)主管600200支管700150低负压管路主管600200支管300150第三节瓦斯抽采管路阻力计算及设备选型一、管路阻力计算（一）摩擦阻力计算瓦斯管路磨擦阻力的计算，采用如下公式：=10.446C(3-5-2)

41、式中：瓦斯管路中的瓦斯比重；C瓦斯管路内瓦斯浓度。(3-5-3)式中：L瓦斯管路长度，按服务期内最长管线考虑；Q瓦斯管内混合瓦斯流量；K系数；D瓦斯管道内径，cm。1、局部阻力根据经验，管路局部阻力按摩擦阻力的10%20%考虑即可。2、管路总阻力根据上述公式（352）、（353）计算管路阻力，管道阻力按开采到第一水平时的管道长度估算，计算结果详见抽采管路直管阻力计算表抽采管路直管阻力计算表抽采方式管路名称相对密度混合瓦斯流量Q混（m3/h）系数K0管道内径D (cm)瓦斯浓度C (%)长度L (m) 阻力损失H (pa)高负压主管0.824140.722540%30071.73分管0.822250.722040%400272.5直管阻力344.23局部阻力按15%计算51.63总阻力395.86低负压主管0.8565