煤矿局部瓦斯抽放设计

XX煤矿矿井瓦斯基础参数测定与瓦斯抽放可行性及煤与瓦斯突出危险性区域预测研究报告陕西XXXX煤业有限责任公司XX煤矿局部瓦斯抽放设计煤炭科学研究总院XX分院目 录前言.11 矿井概况.31.1交通位置.31.2 自然地理.31.3 地质构造与煤层赋存.41.4 矿井开拓与开采.61.5 矿井通风及瓦斯涌出.82 矿井瓦斯.112.1 煤层瓦斯基础参数.112.2 矿井瓦斯储量.113 矿井瓦斯抽放可行性论证.123.1 瓦斯抽放的必要性.123.2 瓦斯抽放的可行性.143.3 建立瓦斯抽放系统的类型.144 抽放瓦斯方法与工艺.154.1 矿井瓦斯来源分析.154.2 抽放瓦斯方法.154.3 抽放瓦斯方法的确定.164.4 抽放瓦斯工艺设计.164.5 抽放施工设备及施工量.254.6 瓦斯抽放量的确定.265 瓦斯抽放管路系统.265.1 抽放管路系统选择原则.265.2 抽放管路敷设路线.265.3 抽放瓦斯管径选择.295.4 管网阻力计算.305.5 管路敷设及管路附属设施.316 抽放泵选型.366.1 选型原则.366.2 抽放泵流量计算.366.3 抽放瓦斯泵压力计算.376.4 瓦斯泵的真空度计算.376.5 抽放泵选型.376.6 抽放泵站的位置.376.7 移动泵站的结构及安装.386.8 泵站的供电系统及通讯.386.9 泵站给排水系统.416.10 泵站及管路系统综合布置.417 抽放瓦斯管理.437.1 队伍组织.437.2 图纸和技术资料.437.3 管理与规章制度.437.4 常用记录和报表格式.458 抽放系统及抽放泵站安全措施.478.1 瓦斯抽放系统安全管理.478.2 抽放泵站安全措施.489 技术经济.499.1 机构设置及人员配置.499.2 投资.4910 矿井瓦斯利用.503 XX煤矿局部瓦斯抽放设计前 言一、任务来源XX井田位于陕西省彬（县）长（武）矿区中部，XX县亭口乡西南部矿井设计生产能力为1.2Mt/a。XX矿按高瓦斯矿井进行初步设计，目前首采面已贯通，即将进行试生产。根据煤炭科学研究总院XX分院陕西XXXX煤业有限责任公司XX煤矿矿井瓦斯基础参数测定与瓦斯抽放可行性及煤与瓦斯突出危险性区域预测研究报告，XX投产初期矿井瓦斯涌出量较大，回采工作面和掘进工作面都必须进行瓦斯抽放。由于瓦斯抽放系统的建立及正常运转需要一个过程，为此陕西XXXX煤业有限责任公司决定立即着手在XX煤矿开展瓦斯抽放工作，委托煤炭科学研究总院XX分院进行瓦斯抽放设计，XX分院的设计人员认真研究和分析了XX煤矿的煤层赋存、开拓开采及瓦斯涌出等情况后认为：由于XX煤矿缺乏瓦斯抽放的经验，建立地面瓦斯抽放泵站的时机尚不成熟，应尽快着手在XX煤矿建立井下局部瓦斯抽放系统，由试验确定最佳抽放方法和抽放参数，为建立永久性地面泵站抽放系统提供可靠的依据，避免盲目投资造成浪费。经陕西XXXX煤业有限责任公司及XX煤矿同意，双方签定了技术合同，煤炭科学研究总院XX分院承担了XX煤矿井下局部瓦斯抽放设计任务。二、设计的主要依据1、矿井抽放瓦斯工程设计规范 （MT5018-96） 中华人民共和国煤炭工业部 1997年1月；2、矿井瓦斯抽放管理规范 中华人民共和国煤炭工业部 1997年4月；3、煤矿安全规程 煤矿安全监察局 2005年1月1日；4、陕西XXXX煤业有限责任公司XX煤矿矿井瓦斯基础参数测定与瓦斯抽放可行性及煤与瓦斯突出危险性区域预测（以下简称抽放可行性报告） 煤炭科学研究总院XX分院 2OO5年10月；5、XX煤矿提供的通风、生产和地质方面的资料。三、设计的指导思想1、在符合规范要求，满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；3、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际。四、设计的主要内容设计的主要内容为：1、矿井瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯量预计2、瓦斯抽放方法及抽放工艺设计，抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；3、井下移动抽放泵站的位置选择、供水、供电、通讯等设计；4、工程中所需设备、仪器、仪表及附属装置等选型及安装设计；5、井下抽放泵站及井下管网的检测、监控系统布置；6、抽放瓦斯管理措施及安全措施；7、抽放所需设备清单及工程投资概算。1 矿井概况1.1 交通位置XX井田位于陕西省彬（县）长（武）矿区中部，XX县亭口乡西南部。312国道西（安）兰（州）段从井田东部通过。以亭口镇为起点，经西兰公路东至彬县县城20km，距西安市170km；西至XX县城20km。该公路与宝（鸡）庆（阳）公路相交，可与宝鸡及甘肃陇东各县沟通。此外，还有亭口至路家的县乡公路贯穿井田，公路交通比较方便。井田及其附近目前尚无铁路通达。铁道部第一勘测设计院设计的西安平凉铁路从井田东部通过，并在井田东南设有大佛寺车站。交通位置，见图1-1。图1-1 矿区交通位置图1.2 自然地理1.2.1地形地貌及河流彬长矿区地处陇东黄土高原东南，属陕北黄土高原南部塬梁沟壑的一部分。井田内地形属塬川地貌，总的趋势为西南高，东北低。东及东北部泾河与黑河河谷平坦开阔，标高为850m，低于塬面150200余米，其余冲沟均系“V”字型，呈树枝状发育于泾河与黑河两侧。彬长矿区属泾河水系。泾河由北向南流经井田东部，其年均流量57.7m3/s，枯水期最小流量1.0 m3/s，洪水期最大流量8150 m3/s。泾河的最大支流黑河由西北向东南流经井田东北隅，在亭口东侧汇入泾河，其平均流量2.28m3/s，最大流量116.0m3/s。另有支流磨子沟，其流量很小。1.2.2 气象及地震情况本井田地处中纬带高塬区，属暖温带半干旱大陆性气候，根据气象局与XX县气象局一九八六年至一九九年统计资料，两县气象资料如下:彬县：年平均气温11.2，一月份最低，平均2.16，极端最低气温15.4，极端最高气温37。霜期一般在10月上旬至次年4月下旬，年无霜期平均180天左右。冰冻期一般在12月上旬至次年2月下旬，冻土最大厚度为36。年平均降雨量516.4，年平均蒸发量1272.2，7、8、9三个月为雨季，占全年降雨量的60左右。年平均风速1.14m/s，最大风速14.0m/s，主导风向SE。XX县：年平均气温9.1，一月份最低，平均4.06，极端最低气温15.4，极端最高气温33.9。霜期一般在10月上旬至次年4月下旬，年无霜期平均176天。冻土最大厚度为68。年平均降雨量604.7，年平均蒸发量1246，雨季多集中在710月。年平均风速2.0m/s，最大风速14.0m/s，主导风向SE。根据中国地震烈度区划图，本井田工业场地地震烈度为6度。1.3 地质构造与煤层赋存1.3.1 地层彬长矿区位于黄陇煤田中段，自东南向西北沿泾河及各支流由老到新依次出露地层有：中生界三叠系上统铜川组、胡家村组；侏罗系下统富县组；中下统延安组；中统直罗组；白垩系下统宜君组、洛河组、华池环河组。第三系及第四系广泛覆盖其上。本区含煤地层为侏罗系中下统延安组。三叠系地层为含煤岩系基底。以上地层依次为侏罗系富县组、延安组、直罗组、安定组、白垩系宜君组、洛河组、华池环河组，第三、第四系。1.3.2地质构造XX井田位于彬长矿区中部的路家小灵台背斜中断，北跨孟村向斜轴进入向斜北翼，南入大佛寺向斜北翼。路家小灵台背斜轴通过井田南部，轴部地层近水平，南翼倾角平缓，北翼倾角46；井田北部为孟村向斜，地层走向N20E，倾角23，与路家小灵台背斜北翼连接。精查勘探区位于孟村向斜轴以南，总体呈现近似单斜的构造形态；大佛寺向斜北翼以北凸出，伸入勘探区东南角，使地层产状发生变化。构造对煤系、煤层的控制作用主要表现为背斜轴部煤系、煤层较薄，从背斜轴部向两翼及向斜区，煤系、煤层逐渐变厚。井田勘探中未发现断层，但矿区浅部的水帘、火石咀两矿在生产中均发现有小的张性断裂构造，预计本井田有小断层存在的可能。1.3.3 煤层矿区含煤地层为延安组，中分上、中、下三个含煤段，中、上含煤段含煤性差，煤层薄，结构复杂，煤层不稳定或极不稳定；下含煤段含煤最好，含煤系数为4085，一般60。井田精查区21个见煤孔，仅见5、7、8共三层煤，含煤系数为21。上含煤段不含煤；中含煤段局部地段仅见5煤层与7煤层，无工业价值；下含煤段仅有8煤层，含煤系数一般为50以上，最大79.3，8煤最大可采厚度20.46m是井田内唯一的可采煤层。井田内唯一可采煤层8煤层，位于含煤岩系的最下部，精查区煤层厚度020.46m,平均厚度8.29m，其厚度变化规律是井田南部路家小灵台背斜轴部沉积薄，向两侧沉积加厚，XX村至史家峪一线以北及磨子沟东南为特厚煤层区；详查区煤层厚度022.34m，平均厚度11.81m，除西北及西南边界处煤层较薄外，其余区域全为特厚煤层。8煤层一般为单一煤层，但常在上部或底部含02层夹矸，最多4层，夹矸厚度小，仅占煤厚的0.010.06，最大占煤厚的13.0。夹矸岩性为炭质泥岩、泥岩与泥质粉砂岩，属构造简单煤层。8煤层顶板为深灰色泥岩、砂质泥岩，有时见炭质泥岩伪顶，个别地段上与中含煤段底部砂岩直接接触；底板为灰灰褐色含鲕状结构铝土质泥岩，多有炭质泥岩伪底，伪底最大厚度0.65m。精查区可采煤层特征见，表1-1表1-1 精查区可采煤层特征煤层编号煤层厚度夹 矸顶板岩性底板岩性煤层稳定程度最小最大平均层数厚度（m）8020.468.29040.10.75泥岩、砂质泥岩铝土质泥岩较稳定全井田可采1.3.4 煤质8煤层为中灰、低特低硫、低磷、中高发热量的低变质烟煤，属不粘结煤31（BN31），煤种单一，仅局部层段出现弱粘结煤，精查勘探区煤质资料如下：灰分：原煤灰分11.8226.23，平均17.01，属中灰煤。井田内灰分变化较小，规律明显，表现为煤层顶底灰分高，中部灰分低；厚煤层灰分低，薄煤层灰分高。硫分：全硫含量0.132.90，平均0.96。磷分： 0.0090.016，平均0.013。发热量：原煤发热量：22.8127.86MJ/kg，平均25.63MJ/kg。挥发分：原煤挥发分31.0436.42，平均33.33。根据煤的化学性质，工艺性能及煤岩组分的特征，可作为动力用煤、气化用煤和民用煤。1.3.5 煤尘及煤的自燃倾向性XX煤矿2005年采样对8煤层进行了自燃倾向性及煤尘爆炸性鉴定，根据煤科总院XX分院的鉴定结果，XX煤矿8煤层煤尘有爆炸危险性，其火焰长度为300mm，最低岩粉量为50。8煤层属类自燃煤层。1.4 矿井开拓与开采1.4.1 煤炭储量及矿井生产能力XX井田境界为：东以点A（X3883390，Y36496580），点D（X3887600，Y36493630）的连线与小庄井田为界；南以点A（X3883390，Y36496580），点B（X3883540，Y36491440）的与大佛寺井田相邻；西以166钻孔与点C（X3887000，Y36487000）的连线及8煤层零点边界线为界；北以10、176钻孔连线及8煤层零点边界线为界。井田东西长约5.7km ，南北宽约4.4km，井田面积24.9km2 。矿井地质储量为398830kt。其中A级储量26160kt，B级储量189050kt，C级储量121590kt，AB级储量占ABC级储量的63.9，D级储量32880kt；暂不能利用储量29150kt，系指设计范围内东北隅的泾河与黑河交汇处及亭口镇下的压煤。井田工业储量（ABC级）336800kt，扣除永久煤柱和矿井开采损失（采区回采率按75计算）后，可采储量为184290 kt。XX煤矿地质储量和可采储量，见表1-2和表1-3。表1-2 矿井地质储量汇总表单位：kt煤层分区能利用储量暂难利用储量ABCABC A ABCDABC+D8精查区26160431506141013072053.0%2965016038029150详查区1459006018020608070.8%3230209300合 计2616018905012159033680063.9%3288036968029150表1-3 矿井可采储量汇总表单位：kt煤层号工业储量永久煤柱损失开采损失可采储量井筒及工业场地煤柱后期风井公路、村庄、大佛寺洗煤厂水库大坝井田境界小计8336800705039103944014090155009108061430184290矿井设计生产能力为1.2Mt/a，储量备用系数按1.4考虑，服务年限为110年。1.4.2 矿井开拓及开采本矿井采用一对立井、单水平的开拓方式开发全井田，水平标高在455m左右。主、副立井布置在T2孔附近，工业场地采用台阶式布置，主井井口标高856.30m，副井井口标高856.35m。井筒到设计标高后沿经线偏北4 ，向西在煤层中布置三条开拓巷道（胶带输送机运输大巷，轨道运输大巷和回风大巷），井底车场为卧式车场，全井田划分为四个盘区，各盘区均采用大巷条带开采，首采盘区位于井筒南部。初期开凿一对立井，主井净直径5.0m，装备一对JD系列12t立井多绳钢罐道箕斗；副井净直径6.0m，装备一对1t矿车单层双车钢罐道多绳罐笼（一宽一窄）。主井承担矿井煤炭的提升任务，兼初期回风井及作安全出口，副井承担矿井辅助提升任务兼进风井及作安全出口。后期在井田西部华子塬附近设一专用回风井。矿井目前在井筒南部布置一个工作面即101工作面（正在装备阶段）。工作面采用走向长壁后退式采煤法，综合机械化放顶采煤，全部垮落法管理顶板，工作面长120m左右。井下目前有3个掘进工作面，西大巷；一盘区专用回风巷；西水仓。均采用局部通风机通风。1.5 矿井通风及瓦斯涌出XX为基建矿井，初期通风系统采用中央并列式，通风方式为负压抽出式通风。初期一盘区通风系统为：副井井底车场、井底车场绕道一盘区轨道巷101轨道巷101工作面101工作面回风巷一盘区胶带输送机巷主（回风）井地面风硐。XX煤矿通风系统示意图，见图1-2。矿井初期为副立井进风，主立井回风；计划2008年开凿史家峪回风立井承担全矿回风，主副立井进风；矿井通风机选用两台GAF23.7-11.8-1轴流风机,配套电机为Y400-8型，功率为250kW，额定风量48009000m3/min。矿井现正处在建设阶段，还没有形成正规的通风系统，利用自然风压和辅扇通风，矿井总风量为2960m3/min（副井进风，主井回风）。XX矿井计划于12月26日联合试运转，届时开启主扇形成正式矿井通风系统，计划矿井总风量为7080m3/min，101首采工作面风量为1320m3/min。XX煤矿为基建矿井，未进行过矿井瓦斯等级鉴定，XX煤矿采用综放采煤法，8煤层平均厚度8.29m，目前首采面正在装备，即将进行联合试运转。522 矿井瓦斯2.1 煤层瓦斯基础参数煤层瓦斯赋存基础参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽放设计的依据，根据抽放可行性报告，XX煤矿8煤层瓦斯基础参数值如下：8煤层原始瓦斯含量 2.29 3.15m3/t煤的孔隙度 5.88.6煤层透气性系数 2.59m2/MPa2.d百米钻孔瓦斯流量衰减系数 0.01380.0178 d-1百米钻孔初始瓦斯流量 0.010m3/min100m2.2 矿井瓦斯储量2.2.1 储量计算范围参与瓦斯储量计算的除开采层8煤层外，还包括围岩所含的瓦斯储量。8煤层瓦斯含量3.15m3/t。煤层中的瓦斯资源储量以矿井煤炭地质储量为依据。2.2.2 矿井瓦斯储量及可抽量矿井瓦斯储量系指煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层赋存的瓦斯总量。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标。瓦斯储量计算公式为： W煤=A4X煤 =3703.15=1165.50 Mm3 式中 W煤8煤层瓦斯储量，Mm3；A4 8煤层地质储量，Mt；X煤8煤层的瓦斯含量，m3/t。由于8煤层无邻近层因此不考虑邻近层瓦斯，在我国一般围岩瓦斯储量都按开采层的15估算。W岩= 1165.5015=174.83Mm3矿井瓦斯储量合计W矿= W煤+ W岩=1165.50+174.83=1340.33 Mm3矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采地质条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井资源的开发程度，其与抽放工艺技术和抽放能力密切相关。开采煤层的可抽瓦斯量为开采层的瓦斯储量与抽放率之积。围岩（或邻近层）可抽瓦斯量为围岩（或邻近层）的瓦斯储量、瓦斯涌出系数与抽放率三者之积，由此可计算矿井的可抽放量为：Wkc= W煤 =1340.330.25=335.08 Mm3；式中：Wkc矿井可抽放瓦斯量，Mm3；矿井开采层瓦斯抽放率，按我国目前抽放瓦斯的实际水平，结合本矿所采用方法（煤层预抽、边采（掘）边抽、采空区抽放），取25。3 矿井瓦斯抽放可行性论证3.1 瓦斯抽放的必要性3.1.1 建立瓦斯抽放系统的必要条件根据国家煤矿安全监察局2005年颁布的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：（一）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，采用通风方法解决不合理的。（二）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1.01.5Mt的矿井，大于30m3/min；3.年产量0.61.0Mt的矿井，大于25m3/min；4.年产量0.40.6Mt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。（三）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。以下从两个方面来分析XX煤矿8煤层是否具有瓦斯抽放的必要性。3.1.2 从矿井目前的瓦斯涌出现状来看瓦斯抽放的必要性从目前煤巷掘进情况看，单巷的最大瓦斯涌出量为3.63m3/min，大于3 m3/min。XX煤矿为基建矿井，首采面已贯通，还未开始生产，矿井现在没有生产工作面，根据抽放可行性报告对工作面瓦斯涌出量的预测，工作面绝对瓦斯涌出量预计为9.00m3/min，大于5 m3/min。矿井的绝对瓦斯涌出量预计为 21.46m3/min，小于30m3/min。如采用通风方法解决有困难则需考虑建立瓦斯抽放系统。3.1.3 从矿井通风能力来看瓦斯抽放的必要性采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即（3-7）式成立时，抽放瓦斯才是必要的。 (3-7)式中：Q0采掘工作面设计风量，m3/min； Q采掘工作面的瓦斯涌出量，m3/min； K瓦斯涌出不均衡系数，取k=1.5； C煤矿安全规程允许的采掘工作面瓦斯浓度，C1.0。根据对矿井101回采工作面瓦斯涌出量的预测，回采工作面绝对瓦斯涌出量一般为9.00m3/min，工作面需风量1350m3/min左右，XX煤矿101工作面设计风量为1320m3/min。根据对矿井掘进工作面瓦斯涌出量的预测，综掘工作面绝对瓦斯涌出量一般为3.63m3/min，工作面需风量545m3/min左右，炮掘工作面绝对瓦斯涌出量一般为0.81m3/min，工作面需风量122m3/min左右。XX煤矿综掘工作面设计风量为480m3/min，炮掘工作面设计风量为240m3/min。由于回采面、综掘面瓦斯涌出量大于5m3/min和3m3/min，且回采工作面和综掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需风量，XX煤矿有必要建立瓦斯抽放系统。3.1.4 瓦斯抽放的必要性综上所述，XX矿的瓦斯抽放必要性如下：1）101工作面为矿井首采工作面，投产后产量较高，瓦斯涌出量将达到9.00 m3/min，用通风方法解决瓦斯问题比较困难；综掘工作面掘进速度较快，瓦斯涌出量为3.63 m3/min，用通风方法解决瓦斯问题也比较困难。2）XX煤矿采用综放采煤法，落煤强度较大，工作面后方采空区瓦斯将大量涌出，上隅角附近很可能出现瓦斯积聚，特别是遇到顶板破碎带，工作面冒顶后高顶内也将有高浓度瓦斯积聚，给工作面瓦斯管理工作带来一定的隐患。3）XX煤矿的邻近矿井下沟煤矿，其四采区的首采工作面40401工作面，由于遇到地质构造带，出现瓦斯异常涌出，掘进期间瓦斯经常超限，对掘进影响很大。在形成工作面后由于瓦斯影响，近一个月无法生产，在建立瓦斯抽放系统以后，才恢复正常回采。XX煤矿的开采技术条件和地质条件与下沟煤矿相似，很可能存在瓦斯富集区，如遇到地质构造带，出现瓦斯异常涌出，将严重影响矿井的正常生产。3.2 瓦斯抽放的可行性开采层瓦斯抽放的可行性是指在原始透气性条件下进行预抽的可能性,一般来说,其衡量指标有两个：一为煤层的透气性系数；二为钻孔瓦斯流量衰减系数,按和判定开采层瓦斯抽放可行性的标准如表3-1所示。表3-1 开采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（）(d-1)煤层透气性系数（）(m2/MPa2.d)容易抽放10可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1XX煤矿实测8#煤层的透气性系数为2.5935m2/MPa2.d，钻孔瓦斯流量衰减系数为0.01380.0178 d-1,，对比表3-2可以看出8#煤层属于可以抽放煤层，具备本煤层瓦斯抽放的条件，我国除XX、晋城等少数矿区煤层透气性较好外，其它矿区煤层透气性都比较差，XX煤矿的抽放条件还是相对较好的。采空区瓦斯抽放属卸压抽放，只要抽放工艺合理，一般都会取得较好的抽放效果。3.3 建立瓦斯抽放系统的类型瓦斯抽放系统分地面永久抽放系统和井下局部瓦斯抽放系统两类，根据原煤炭工业部1997年颁布的矿井瓦斯抽放管理规范第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2 m3/min以上； （2）瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限在10年以上。根据XX煤矿的抽放条件，预计可满足上述2 个条件，但XX煤矿属首次进行瓦斯抽放，建立地面永久抽放系统的条件尚未成熟，因此首先考虑建立井下局部瓦斯抽放系统。主要理由如下：1）XX煤矿初期瓦斯涌出量相对较小，抽放量要求不大，适合进行井下移动抽放；2）矿井首次进行瓦斯抽放，经验不足；3）建设地面永久瓦斯抽放系统投资较大，在建立地面抽放瓦斯泵站之前，用移动泵站进行井下试抽，由试验确定最佳抽放方法和抽放参数，为建立永久性地面泵站抽放系统提供可靠的依据，避免盲目投资造成浪费。因此XX煤矿应首先开展井下移动抽放工作，积累抽放经验，如今后瓦斯涌出量增大，局部瓦斯抽放系统不能满足要求时，再考虑建立永久瓦斯抽放系统。因此XX煤矿首先建立井下移动瓦斯抽放系统。建议XX煤矿在井筒预敷设瓦斯抽放管路为建立地面固定瓦斯抽放系统做准备。4 抽放瓦斯方法与工艺4.1 矿井瓦斯来源分析XX煤矿101工作面属厚煤层一次采全高，采用综放采煤法。工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区，采空区瓦斯涌出包括丢煤解吸的瓦斯、围岩涌出的瓦斯，为此工作面瓦斯主要来源于开采落煤和采空区（含围岩）涌出的瓦斯。因此101工作面瓦斯抽放的重点应放在预抽本煤层和抽放采空区瓦斯上。4.2 抽放瓦斯方法抽放瓦斯方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽放瓦斯方法主要有：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：1、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；2、应根据瓦斯来源及涌出构成进行，尽量采取综合治理瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；3、有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合；4、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； 5、所选择的抽放法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。 4.3 抽放瓦斯方法的确定根据抽放方法的选择原则，结合XX煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出XX煤矿较合理的抽放方法。抽放方法，见表4-1： 表4-1 抽放方案选择类别抽排放方式理 由抽排放工艺建议本煤层抽放采煤工作面预抽及边采边抽煤层瓦斯含量较大，透气性系数及钻孔瓦斯涌出衰减系数满足预抽条件在回风巷内打斜交钻孔、交叉钻孔或垂直钻孔。首先采用采空区抽放采空区（上隅角）埋管抽放采空区内瓦斯涌出量较大上隅角浅部或深部插管抽放首先采用高位钻孔（钻场不爬坡，钻孔沿底板）及边孔采空区瓦斯涌出量较大高位钻孔沿回顺掘钻场，向冒落拱上方打扇形孔。边孔不设钻场，沿回风巷向冒落拱上方打钻孔如上隅角浅部插管的抽效果不好，再考虑采用。高位钻孔抽放（钻场设在煤层顶板内）采空区瓦斯涌出量较大在回风巷内向煤层顶板掘一条小上山，然后返平做钻场，向冒落拱上方打扇形孔。今后考虑试验应用由于XX煤矿首次进行瓦斯抽放，缺乏经验，抽放方法需通过试验来确定，因此首先在101工作面采取本层钻孔抽放与上隅角瓦斯抽放相结合的方法。本层钻孔抽放采取边采边抽与预抽相结合的方式。4.4 抽放瓦斯工艺设计4.4.1 抽放钻孔抽放方法：在工作面回风侧打顺层斜向钻孔，工作面开采前进行煤层瓦斯预抽，预抽时间最好6个月以上，开采时进行采动卸压抽放。抽放钻孔布置：钻孔技术参数，见表4-2；抽放钻孔布置，见图4-1。表4-2 钻孔技术参数表钻孔类别钻孔与巷道夹角（ ）钻孔与水平面夹角（ ）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）轨道巷钻孔457101509410XX煤矿煤层属于可抽放煤层，透气性较好，根据邻近矿井下沟煤矿的抽放经验钻孔间距先取10m左右，如没有达到预期的抽放效果则必须减小钻孔间距，采用较密集钻孔抽放。图4-1 抽放钻孔布置图封孔工艺：钻孔采用聚氨酯封孔，聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。它的种类繁多，根据原料配方不同，可以制成多种不同产品。对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，即孔口不漏气，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。聚氨酯封孔采用卷缠药液法及钻孔内封孔管结构，如图4-2所示。 抽放管为外径50mm的抗静电塑料管，长为56m，在管前端固定上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽放管上固定一块毛巾布（1m0.7m）。卷缠药液法封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1kg左右。 钻孔与管路的连接聚氨脂封孔1小时后，便可与抽放管路连接，而水泥砂浆封孔需经25小时后才可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和放水装置。钻孔封孔器与抽放管路的连接，如图4-3所示。图4-3 钻孔与抽放瓦斯管路连接示意图开掘钻场抽放：工作面正常回采以后，如皮带输送机影响钻机正常施工，这时可沿轨道顺槽每隔70m开掘一钻场，在钻场内向工作面布置扇形钻孔进行抽放，钻场规格长3.5m，深4m，高度与轨道顺槽相同，15孔与轨道顺槽巷道夹角分别为10、20、30、40、50，其它参数，同表4-2轨道顺槽上向孔。钻场钻孔布置，见图4-4。图4-4 钻场抽放钻孔布置图4.4.2 顶板走向钻孔抽放采空区或邻近层（钻场设在煤层顶板内）顶板走向水平长钻孔抽放邻近层瓦斯技术就是针对高瓦斯无煤柱（无尾巷），综采或综放工作面的特点，为解决瓦斯超限问题，采用沿开采层顶板岩层走向布置迎面定向水平长钻孔代替顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯或采空区瓦斯。钻孔及钻场布置，见图4-5 。1、抽放方法：采用顶板高位钻孔抽放采空区及围岩的瓦斯。2、钻场施工：在工作面回风巷，沿回风巷走向每隔80m处开掘一条垂直回风巷的上山，上山宽3m，高2m，坡度约为30度，掘5m后反平，再沿煤层顶板掘23m平巷作为钻场。3、钻孔布置：每个钻场内布置4个钻孔，呈扇形布置，详见图4-5，钻孔参数，见表4-4。 图4-5 顶板高位钻孔抽放采空区瓦斯示意图表4-4 钻孔技术参数表孔号开径孔（mm）终孔径（mm）方位（）倾角（）开孔位置钻孔间距（m）孔深（m）11089403钻窝上帮距顶梁0.5m0.91502108941030.91503108942030.91504108942530.9150注：以上技术参数只供试验参考，须根据效果考察来确定最适合的参数。封孔工艺：钻孔施工时，先采用直径108mm钻头开孔，开孔深度6m。开孔后再钻直径94mm的钻孔，孔长度150m。在孔内插入直径73mm的双抗塑料管作为抽放瓦斯管，封孔采用两种方法：聚胺脂封孔或水泥封孔。顶板高位钻孔一般采用水泥封孔，在水泥封孔有困难时，采用聚胺酯封孔。为提高抽放瓦斯钻孔的抽放瓦斯量，防止钻孔垮孔、堵孔，影响抽放效果，顶板孔内可采用铁套管固孔，以提高钻孔的密封性，每施工完成一个钻孔后立即进行封孔。4.4.3 顶板走向钻孔（钻场不爬坡，即钻孔沿底板）及边孔抽放采空区或邻近层钻场、钻孔及管路布置，见图4-6图4-6 顶板走向长钻孔及边孔抽放瓦斯示意图4.4.4 采空区（上隅角）插管抽放上隅角瓦斯抽放的主要原理是在工作面上隅角形成一个负压区，使该区域内瓦斯由抽放管路抽走，这可以避免因工作面上隅角处局部位置因风流不畅（或微风）引起的瓦斯超限，还可解决因漏风使采空区向上隅角涌出瓦斯而造成的瓦斯超限。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用6m长的铠装软管与主抽放管路连接，将铠装软管插入上隅角，为保证软管吸入口处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高），抽放软管与木棒绑在一起，用铁丝吊挂在支架上，为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘，提高抽放效果。随着工作的推进，拆下前端一段主管路，移动抽放软管，如此反复。抽放工艺，如图4-7所示。软管可采用8吋管，抽放管伸入上隅角长度及位置应根据实际抽放效果，不断调整，得到合理的参数。图4-7 上隅角插管抽放瓦斯示意图上隅角插管瓦斯抽放是制造一个负压区，让周围瓦斯向负压区流动，然后通过排放管路，抽出工作面，负压区在什么地方最合适，顶板岩性不同，顶板的冒落程度不同，对负压区的选择都将有较大影响，为确保抽放点的合适位置（使吸入口瓦斯浓度较高），在抽放管路负压始端的接一个带48个分支的一段管路，分支出几个支管，支管出口接1寸或2寸胶皮软管，软管插入上隅角后呈发散排列，可提高抽放效果，如图4-8所示。图4-8 上隅角分支插管抽放瓦斯示意图XX煤矿掘进工作面瓦斯涌出量较大，需采取抽放瓦斯措施。可以在掘进巷道两侧打钻场，钻场内向工作面前方打钻孔边掘边抽，钻场规格长3.5m，深4m，高与掘进巷道相同。抽放方法，见图4-9；参数，见表4-5。 图4-9 掘进面边掘边抽瓦斯抽放示意图表4-5 边掘边抽钻孔技术参数表钻孔类别钻孔与巷道夹角（）钻孔仰角（）孔深（m）钻孔直径（mm）钻场钻孔182151060944.5 抽放施工设备及施工量一、钻机煤矿抽放瓦斯钻机应符合下列要求：1、电动机及附属电器设备必须是防爆的；2、钻机要体积小，轻便或解体方便，以利于搬迁；3、钻机应能打水平、上向、下向任意角度的钻孔。在综合分析我国煤矿常用钻机性能和现场实际使用情况的基础上，考虑XX煤矿煤、岩硬度以及设计抽放钻孔的长度，可以考虑选择西安或淮南生产的200型全液压钻机。根据钻孔数量和钻孔长度，配备三台MK-4型钻机。配套钻杆选用50mm空心钻杆，钻头选用三翼钻头，直径94mm。二、施工量本次预抽煤层孔估计200个左右，钻孔间距10m，孔深150m，钻孔总施工长度约30000m。为了保证矿井的瓦斯抽放效果，投入的抽放工程必须达到要求，并且本煤层预抽时间尽可能长。4.6 瓦斯抽放量的确定由于XX煤矿首次进行瓦斯抽放，抽放效果未经考察，抽放量只能靠估计。可依据其煤层透气性及钻孔瓦斯涌出衰减系数进行估算。对比与XX煤矿煤层类似的矿井的抽放效果，孔深150m，钻孔直径94mm，抽放初期单孔平均抽放量预计0.015m3/min左右，则200（同时抽放的钻孔个数最大值）个钻孔的瓦斯抽放量为3m3/min，采空区瓦斯抽放量按1m3/min，总抽放量取4m3/min，抽放管路瓦斯浓度按13计算，抽放的瓦斯混合量应在31m3/min左右。5 瓦斯抽放管路系统5.1 抽放管路系统选择原则抽放管路应尽量选择敷设在巷道曲线段少和距离最短的线路中，尽可能避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设，还要考虑安装、检修方便；井下移动泵站的位置，应选择在进风流中。在稀释后巷道瓦斯浓度不超限情况下抽放的瓦斯可排放到总回风巷，并采取相应措施，确保安全。5.2 抽放管路敷设路线XX煤矿瓦斯抽放在101工作面进行，管路布置在回风巷和轨道巷内，抽放泵站选择在一盘区轨道巷与一盘区胶带输送机巷之间的联络巷内，抽放瓦斯管网敷设路线如下：预抽钻孔（回顺）+采空区（上隅角插管）101工作面回风巷一盘区轨道巷联络巷抽放泵站联络巷一盘区胶带输送机巷主井（回风）地面风硐。预抽钻孔（运顺）101轨道巷一盘区轨道巷联络巷抽放泵站联络巷一盘区胶带输送机巷主井（回风）地面风硐。如抽放的瓦斯排放到总回风巷后瓦斯浓度超限，则必须通过管道将瓦斯排放到地面，并考虑建地面永久瓦斯抽放系统。抽放管网敷设系统示意图，见图5-1。5.3 抽放瓦斯管径选择瓦斯抽放管径选择合理否，对抽放瓦斯系统的建设投资及抽放系统效果有很大影响。直径太大，投资费用增加；直径过细，管路阻力损失大。故一般采用下式计算，并参照抽放泵的实际能力使之留有备用量，同时尚需考虑运输和安装方便。D=0.1457（Q/V）1/2式中 D抽放瓦斯管内径，m；Q瓦斯管中混合瓦斯流量，m3/min；V瓦斯管中混合瓦斯平均流速，一般V=515m/s。当管中瓦斯流速取10m/s，运顺抽放管路中混合流量取13m3/min时计算：D=166mm，因此选择管路直径为219mm(外径)。当管中瓦斯流速取10m/s，回顺抽放管路中混合流量取18m3/min时计算：D=195mm，因此选择管路直径为219mm(外径)。为说明方便，将抽放钻孔到抽放泵站段抽放管路称为负压段，将抽放泵站至瓦斯排放口段抽放管路称为正压段，瓦斯排出口处管道采用筛管。瓦斯抽放管径选择，如表5-1 所示。筛管结构，如图5-2所示。抽放瓦斯管径选择结果 表5-1类别选择管径（mm）壁厚(mm)负压段抽放主管路2198负压段抽放管路（回顺）2198负压段抽放管路（运顺）2198正压段抽放管路2198出口处筛管3258考虑到XX煤矿实际情况，运输及安装方便，抽放管路均选用PE管，连接方式均采用与PE管配套的活法兰连接。 图5-2 筛管结构示意图5.4 管网阻力计算抽放瓦斯管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力。计算管网阻力应在抽放管网系统敷设线路确定后，按其最长的线路和抽放最困难时期的管网系统进行计算，根据XX煤矿工作面巷道布置情况，刚开始回采时运顺抽放线路最长，此时管路长度近1900m左右，计算管路的阻力。摩擦阻力计算：式中 H摩管路的摩擦阻力，Pa；L管路长度，m；混合瓦斯对空气的密度比；K与管径有关系数；D瓦斯管内径，cm；Q抽放混合瓦斯量，m3/h。1、 管路阻力（H摩）计算，抽放的瓦斯排放到主井内。2、局部阻力（H局）抽放管网系统中管件局部阻力（H局），按管道总摩擦力阻力的10考虑。H局=0.10H摩=0.1026878=2688(Pa)3、 管网总阻力（H总）故瓦斯抽放管网系统的总阻力（H总）为：H总=H摩+H局=29566(Pa)5.5 管路敷设及管路附属设施5.5.1 井下管路敷设要求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) 瓦斯抽放应采取防腐、防锈蚀措施；(2) 管路敷设要求平直，尽量避免急弯；(3) 管路敷设时，要考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；(4) 主要运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m； (5)新敷设的管路要进行气密性检验。5.5.2 管路敷设由于PE管较轻，可采用吊挂敷设，用8铁线将抽放管与顶板的锚杆连接，确保牢固，每隔6m设一个吊挂点。高度可根据巷道实际情况确定，如图5-3的所示。图5-3 井下管路敷设示意图管路敷设时，在低洼处安装放水器，巷道分叉处将管路架空，用锚杆、卡子固定在巷道帮上，不影响行人。5.5.3 管路附属设施管路附属主要包括如下设备：1、抽放管路低洼处要安装放水器。2、抽放管路上配置控制阀门、测压嘴、孔板流量计（移动泵自带）等。3、泵站配置型管汞柱计、瓦斯检定器、高负压取样器、气压计等检测仪。具体如下：(1) 阀门：在瓦斯抽放管路钻孔与支管的连接处或合并处，均需安设阀门，主要用于调节与控制各个独立抽放地点的抽放负压、瓦斯浓度、抽放量等，同时修理和更换瓦斯管时可关闭阀门切断回路。设计选用的阀门为截止阀。(2) 测压嘴：在抽放管路的适当位置上应设置测压嘴，以便经常观测抽放管内的压力。测压孔高度设计为20mm，选用内径6mm的紫铜管，在安装管路之前预先焊上，平时用密封罩罩住或用细胶管套紧捆死，以防漏气。测压嘴还可作为取气样孔，取出气体进行气体成分分析或测定瓦斯浓度。(3) 计量装置：瓦斯流量是瓦斯抽放工作中的一个重要参数，移动泵站配套了孔板流量计作为计量装备。孔板流量计用以测定瓦斯抽放管路中的瓦斯流量。其结构简图，如图5-4所示。当气体经管路通过孔板时，在孔板两侧产生压差，通过压差可以计算出管路中气体的流量。在连接孔板流量计时，其较短一部分的管路与泵体联接。图5-4 孔板流量计结构原理图可采用下列简易公式对移动泵站最大抽气量进行计算：qv = K式中：qv气体体积流量，m3/s；K 孔板系数；（出厂时已测定，给用户提供该移动泵站的K值）hU型管水柱压差，mm。若为水银柱，应乘以13.6。图5-5为压差和负压测定方法示意图，可采用两个U型压差计，也可XX分院生产的四通阀流量压差计。 图5-5 瓦斯抽放流量、负压、浓度等参数测定示意图 (4) 放水装置放水装置的种类很多，由于XX煤矿主要是瓦斯预抽，钻孔及抽放管路内可能有涌水，需安装管路放水器，正压管路安装正压放水器，负压管路安装负压放水器，放水器安装，见图5-6、图5-7。目前泵站自动检测装备已实现自动化，采用流量传感器、温度传感器、负压传感器、浓度传感器对瓦斯抽放管路进行自动检测，但由于质量及井下环境的原因，测量精度不稳定，最好定期采取手工测量，对自动监测系统进行校正。XX煤矿可装备瓦斯抽放管路自动监测系统，如图5-8所示。图5-6 正压放水器与抽放管路连接图图5-7 负压放水器与抽放管路连接图图5-8 泵站瓦斯抽放监测系统示意图6 抽放泵选型6.1 选型原则1、瓦斯泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽出量的需求；2、瓦斯泵的负压能克服管路系统的最大阻力；3、具有良好的真空度；4、抽放设备配备电机必须防爆。6.2 抽放泵流量计算抽放瓦斯泵流量必须满足抽放期间最大抽放量的需要。Q泵=100QZK/（x）式中：Q泵抽放瓦斯泵的额定流量，m3/min；QZ抽放瓦斯总量（纯量），m3/min，取4m3/min；x区域预抽放瓦斯浓度；，取13；K备用系数，K=1.2；瓦斯抽放泵的抽放效率，取0.7。经计算，抽放泵所需的额定流量为53m3/min。6.3 抽放瓦斯泵压力计算瓦斯抽放泵的压力是克服瓦斯从井下抽放孔口起，经负压抽放管路到抽放泵，再由正压抽放管到释放点所产生的全部阻力损失，即：H泵=K（H总+H孔+H正）式中 H泵瓦斯抽放压力，Pa；H总抽放系统管网总阻力，Pa；H孔抽放钻孔所需负压，取14000Pa；H正瓦斯泵出口正压，取5000pa；K压力备用系数，K=1.2。按上式计算：瓦斯抽放泵的最大压力：H泵=1.2（29566+14000+5000）=53478Pa6.4 瓦斯泵的真空度计算 i=10