1、瓦斯抽放設計 編 制 審 核 科 長 總工程師 xxxxx通風科目錄1 緒論11.1 概述11.2 設計的指導思想31.3 抽采效果預計32 井田概況32.1 交通位置32.2 地形地貌32.3 地表水43 礦井瓦斯賦存43.1 煤層瓦斯基本參數43.2 采區瓦斯儲量54 瓦斯抽放的必要性和可行性論證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.選擇瓦斯抽采方法的依據155.2 采區瓦斯來源分析155.3 抽放方法選擇165.4 鉆孔及鉆場布置及封孔方法166 瓦斯抽放管路系統及設備選型196.1 抽放管路選型及阻力計算196.2 瓦斯抽放泵選型256.3 輔助設

2、備257 瓦斯抽采參數檢測與監測267.1 瓦斯抽采參數檢測267.2 地面抽采泵房監測監控267.3 抽采泵斷電控制28281 緒論1.1 概述地理位置：xxxxx公司xxxxx為xxx煤炭產業集團下屬xxxxxx（集團）有限責任公司所屬二級單位，具有獨立采礦權人的國有煤炭生產企業。生產能力：xxxxx礦井以生產原煤為主，礦井于1988年12月正式投產，設計生產能力30萬噸/年，并于2005年經xxx省經濟貿易委員會以xxx函2005734號文xxx省經濟貿易委員會關于xxx（集團）xxx煤礦和xxxxx生產能力核定的批復之中審批，xxxxx礦井綜合生產能力核定為50萬噸/年。井田地處xxx

3、煤田北部，北與xxx田相聯，南與xxx井田相接，南北走向長7.8km，東西寬3.5km。井田所處構造部位屬新華夏系xxx沉降帶川東褶皺帶的中山背斜北段，井田內斷層裂隙發育，采區內主要開采煤層受f35、f38等大斷層和中山背斜軸的影響和破壞。上以+400m標高為界，下以-200m標高為界。煤系地層屬三迭系須家河組（t3xj），可采和局部可采煤層共有9層，其中內連、外連為井田內主采煤層。煤層均為低硫、特低磷的1/3焦煤。井田內煤系地層為陸相沉積，巖性變化大，含煤層數多，加上古河流沖蝕，穩定性差；煤系地層的沉積環境具有明顯的沖積旋回征，旋回下部為河道滯留及邊灘沉積，與下伏巖石沖刷接觸，旋回上部為泛濫

4、平原沉積。至2005年末，礦井煤層地質儲量（a+b+c+d）為1265.7萬噸，工業儲量（a+b+c）為1181.8萬噸，其中高級儲量（a+b）為569.9萬噸，可采儲量為844.2萬噸。服務年限20年。xxxxx水文地質類型屬簡單類型。礦區內基本以中山背斜所形成的山脊為地表分水嶺，分水嶺東、西兩側橫向溪溝發育。東側溪溝分布稀少，匯集了分水嶺以東泉水及井水和斯耳子溝、夏家溝、劉家灣等地表溪溝水，并匯入明月江。西側溪溝分布較密集，匯集了分水嶺以西泉水及井水和王家溝、龍溝、汪家溝、代家灣、黑子溝、廖家溝等地表溪溝，并匯入銅堡河，最后均匯入洲河。礦區以中山背斜劃分為南東、南西兩個水文地質單元，及北西

5、次級水文地質單元、北東次級水文地質單元。礦區內共有6個含水層，其中一個為隱伏含水層，在0m水平東翼石門已揭露,并出現較大突水。劃分含水層和隔水層的依據主要是巖性，灰巖、白云巖、介殼灰巖、砂巖均視為含水層，泥巖、砂質泥巖、泥質粉砂巖則視為隔水層。礦區內主要隔水巖組有侏羅系中統沙溪廟組（j2s）、侏羅系中統新田溝組(j2x)、侏羅系中下統自流井組大安寨段(j1-2z3)、馬鞍山段(j1-2z2)，三疊系上統須家河組第六段第四亞段(t3xj6-4)、第六段第二亞段(t3xj6-2)、第五段第五亞段(t3xj5-5)、第三亞段(t3xj5-3)、第一亞段(t3xj5-1)。地表無大的水源，礦井總的正常

6、涌水量為203m3/h。瓦斯：根據2012年xxx省安監局給xxxxx的瓦斯等級鑒定，礦井絕對瓦斯涌出量為13.87m/min（其中抽放標況純量為6.79 m/min），相對瓦斯涌出量15.70m/t；絕對二氧化碳涌出量為3.82mmin，相對二氧化碳涌出量為3.37mt。屬高瓦斯礦井。煤塵：煤塵有爆炸危險性。自燃：煤層自燃發火傾向為三類（即不易自燃）。地溫：礦井通過對控制深部的鉆孔進行井溫測定，發現地溫變化由南向北地溫梯度值由低逐漸增高，深部地溫西翼（xxx采區）高于東翼（101采區），淺部地溫西翼（xxx采區）低于于東翼（101采區）。+200m水平地溫兩極值為20-26.2，平均23.6

7、；0m水平兩極值24.2-31，平均27.8；由此可見，隨著埋藏深度的增加，地溫明顯增高，在標高-100m左右開始出現一級高溫區。1.2 設計的指導思想結合xxxxx的現有的開采技術條件，依靠科技進步，樹立“事故可防可控、必防必控”的核心安全理念，貫徹“安全第一、預防為主、綜合治理”和瓦斯治理“先抽后采、監測監控、以風定產”的十二字方針，以“通風可靠、抽采達標、監控有效、管理到位”的瓦斯治理工作體系，以“瓦斯超限就是事故”的理念，加強瓦斯綜合治理工作，努力建設成本質安全型礦井。1.3 抽采效果預計1.3.1 瓦斯抽采率根據上述瓦斯參數，結合礦區實際抽采效果和xxx集團公司相關文件的要求，確定本

8、礦的瓦斯抽采率不小于30%。1.3.2 礦井瓦斯抽采量xxx采區的瓦斯抽采量主要包括回采工作面、掘進工作面、0m西北大巷鉆場、0m西北配風巷及xxx瓦斯探巷等地點瓦斯抽采量。2 井田概況2.1 交通位置xxxxx公司xxxxx位于xxx省xxxxxxxxxx鄉境內，井田屬xxxxx鄉、江陽鄉、亭子鄉接合地帶，距xxxxx南外10km。襄渝鐵路從西部通過，可達湖北武漢市。礦井生產原煤通過汽車運到xxx洗選廠，入選后裝車外運。另有公路與國道相連，與高速公路相連，交通十分方便，xxxxx地理座標：東經1072934，北緯310510。2.2 地形地貌張口石一帶，為松林地及耕地相間分布。地面基本為耕地

9、，受開采影響很小，地表不會出現下沉情況。2.3 地表水井田范圍內無天然河流和水庫，區內山間沖溝發育，地表排泄條件良好。3 礦井瓦斯賦存3.1 煤層瓦斯基本參數根據xxxxx相關資料和某某大學關于xxxxxxxx斯賦存規律及治理方案研究制定xxx斯抽放設計，該采區瓦斯抽采基礎參數如下：一、煤層瓦斯壓力由xxx軌道上山所測得的瓦斯壓力數據作為xxx采區抽采基礎參數：xxx軌道上山下段1.11mpa；xxx軌道上山中段0.9mpa；xxx軌道上山上段1.0mpa；計算平均瓦斯壓力梯度為0.002748mpa/m。二、煤層瓦斯含量xxx采區煤層分為內連煤層和外連煤層。內連煤層瓦斯含量預測值為9.658

10、4m3/t；外連煤層瓦斯含量預測值為9.1179m3/t。三、煤層透氣性系數xxx采區煤層透氣性系數平均為16.04/（mpad），相當于0.xxx0md。 四、鉆孔瓦斯流量2008年3月某某大學xxxxxxxx斯賦存規律及治理方案研究課題組對0m西北運輸大巷和xxx軌道上山每個試驗鉆孔的初流量、終流量進行了統計，統計結果見表3-1。表3-1 鉆孔瓦斯流量（m/h）隨時間延長變化數據孔號及位置第一天第二天第三天第四天第五天第六天1# 0m西北大巷靠運輸石門一側0.7080.0785.913# 0m西北大巷靠軌道上山一側2.7422.0761.9622.1542.012.12411# xxx軌道

11、上山下段6.664.9925.0164.8364.8424.94412# xxx軌道上山中段4.9083.1685.8022.6162.66413# xxx軌道上山上段1.471.4041.3141.5661.392預計xxx采區單個鉆孔瓦斯流量與xxx軌道上山實測的單個鉆孔瓦斯流量鉆孔數據相近，取xxx采區單個鉆孔瓦斯的初流量為2.7426.66m/h。五、瓦斯抽采率根據本礦實際抽放率及xxx集團公司要求，并參照礦井瓦斯抽放管理規范，確定xxx斯抽放率30%。3.2 采區瓦斯儲量3.2.1采區瓦斯儲量根據某某大學對xxxxxxxx采區所做的煤層瓦斯含量和儲量，內連煤層瓦斯含量為9.6584m

12、3/t，煤炭可采儲量為1.0297mt；外連煤層瓦斯含量為9.1179m3/t，煤炭可采儲量為0.2246mt。xxx斯儲量按下式計算：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 采區瓦斯儲量，mm3；w1采區可采煤層瓦斯儲量，mm3；w2受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層瓦斯儲量，mm3； （3-2）a2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的地質儲量，mt；x2i受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的瓦斯含量，m3/t；w

13、3受采動影響后能夠向開采空間排放的圍巖瓦斯儲量，mm3，w3=k（w1+ w2）k 圍巖瓦斯儲量系數，取0.2。3.2.2瓦斯抽放率根據mt5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規范第3.0.3條規定：設計瓦斯抽放率，可根據煤層瓦斯抽放難易程度、瓦斯涌出情況、采用的抽放瓦斯方法等因素綜合確定；也可參照鄰近生產礦井或條件類似礦井的數值選取。抽放率指標應符合現行的礦井瓦斯抽放管理規范的有關規定。根據aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范第8.6.3條規定：瓦斯抽出率：預抽煤層瓦斯的礦井：礦井抽出率應不小于20%，回采工作面抽出率應不小于25%；鄰近層卸壓瓦斯抽放的礦井：礦井抽出率應不小于35%，回采工

14、作面抽出率應不小于45%；采用綜合抽放方法的礦井：礦井抽出率應不小于30%；對于設計來說，瓦斯抽放率的確定應符合以上標準的要求，也可以參照aq1027-2006礦井瓦斯抽放管理規范中第42條進行選取。1 井（或采區）瓦斯抽放率的測定與計算：在瓦斯抽采站的抽采主管上安裝瓦斯計量裝置，測定礦井每天的瓦斯抽采量。礦井瓦斯抽采量包括井田范圍內地面鉆井抽采、井下抽采（含移動抽采）的瓦斯量。每月底按式（3-3）計算礦井月平均瓦斯抽采率。 （3-3）式中 礦井月平均瓦斯抽采率，%；礦井月平均瓦斯抽采量，m3/min；礦井月平均風排瓦斯量，m3/min2 作面瓦斯抽放率的測定與計算：工作面回采期間，在工作面瓦

15、斯抽采干管上安裝瓦斯計量裝置，每周測定工作面瓦斯抽采量（含移動抽采）。每月底按式（3-4）計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，%；回采期間，工作面月平均瓦斯抽采量，m3/min；工作面月平均風排瓦斯量，m3/min。xxxxx采用的是綜合抽放方法，礦井瓦斯抽放率為30%。3.2.3 可抽期根據mt5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規范第3.0.4條及aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范第5.3.5都規定：礦井或水平的抽放年限應與其抽放瓦斯區域的開采年限相適應。根據瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量，xxx采區服務年限為6a。符合設計規范的有關規定。4 瓦斯抽放的必要性

16、和可行性論證4.1 瓦斯抽放的必要性1、礦井瓦斯抽放可有效地降低風流中瓦斯濃度，減少礦井風量，降低通風費用。2、xxx斯含量高，根據本礦井和鄰近小河嘴煤礦的生產經驗，若不采取有效措施，則必然造成工作面瓦斯濃度超限，從而嚴重影響礦井安全生產及工作面產量的提高。建立瓦斯抽放系統可有效地降低風流中瓦斯濃度，從而解決瓦斯超限問題。3、xxx采區為高瓦斯區域，隨著開采深度的增加，瓦斯壓力還將逐漸增大，有可能形成煤與瓦斯突出，瓦斯抽放是防治煤與瓦斯突出的主要措施之一。4、xxx瓦斯探巷掘進施工時曾發生68次瓦斯超限報警，后在鄰近巖巷0m西北大巷施工鉆場，采用鉆場對附近煤層進行穿層抽放后再施工半煤巷，未出現

17、瓦斯超限報警。綜上所述，從礦井安全生產方面考慮，建立xxx斯抽放系統是十分必要的。4.1.1 建立抽放瓦斯系統的規定根據煤礦安全規程第145條及aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范第4.1.14.1.3條規定：有下列情況之一的礦井，必須建立地面永久抽放瓦斯系統或井下臨時抽放瓦斯系統：（1）1個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1個掘進工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通風方法解決瓦斯問題不合理的。（2）xxxxxxxx采區的采煤工作面相對瓦斯涌出量大于5m3/min，礦井已于2009年在地面矸石山建立了永久抽放瓦斯系統。4.1.2 通風最大排出瓦斯量當一個礦井、采區或工作面的絕對

18、瓦斯涌出量大于通風所能允許的瓦斯涌出量時，就要抽放瓦斯，即：=5.76 （4-1）式中：q礦井采區（或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；qf通風所能承擔的最大瓦斯涌出量，m3/min；v通風巷道（或工作面）允許的最大風速，240m/min；s通風巷道（或工作面）斷面積，10m2；cxxxxx規定的允許巷道風流中的瓦斯濃度，0.8%；k瓦斯涌出不均衡系數1.52.0，取值為2.0。根據結果可知，通風能夠解決的瓦斯涌出量小于采區或工作面的絕對瓦斯涌出量，需要抽放瓦斯來解決剩余瓦斯。4.1.3 xxx斯涌出量預測1、 外連煤層回采工作面瓦斯涌出量預測因xxx采區分為內、外連兩個煤層，預計先采外連煤

19、層，再回采內連煤層，故在預測回采工作面瓦斯涌出量時將內連煤層作為鄰近煤層。xxx采區內，內連煤層厚0.41.95m，平均1.8m，采高為1.8m，傾角2155，平均為43，含23層夾矸；外連煤層厚0.41.35m，平均為0.78m，采高為0.8m，傾角2053，平均42，夾矸為炭質泥巖及泥巖。兩煤層的間距約7.2m，xxx采區傾斜長度326m，預計回采面長度為100m。按瓦斯含量計算工作面的瓦斯絕對涌出量，其計算如下：（1）開采外連煤層瓦斯涌出量計算 （4-2）=1.210.951.26（8.43-2）400/（2460）=2.772 m3/min式中：q1 本煤層開采涌入工作面的瓦斯量，m3

20、/min k1 圍巖瓦斯涌出系數，取1.2 a 外連煤層采面工作面預計日產量，400t/d w0 煤的瓦斯原始含量，8.43m3/t wc 煤的殘存瓦斯含量，m3/t，取經驗值wc=2 k2 工作面丟煤系數，取回采率的倒數，k2 =1/0.95； k3 工作面巷道瓦斯預排影響系數，k3 =（l+2h）/l 1.26m 開采層厚度，外連煤層厚度m=0.78m； m 開采層采高，m=0.8m； l 工作面長度，100m； h 掘進巷道預排等值寬度，13m。（2）鄰近層瓦斯涌出量計算鄰近層瓦斯涌出量計算為q2 = （4-3） = =2.566 m3/min式中：q2 鄰近層瓦斯涌出量，m3/min；

21、 ki 鄰近層瓦斯排放率，取k=60%； mi 鄰近層厚度，內連煤層厚度mi=1.8m； m 開采層采高，m=0.8m。 a 外連煤層采面工作面預計日產量，400t/d。（3）外連采煤工作面瓦斯涌出量計算q =q1+q2 （4-4） =2.772+2.566 =5.338m3/min xxx采區外連煤層采煤工作面瓦斯涌出量超過規定，故必須對采煤工作面進行瓦斯抽采。2、內連煤層采面開采期間瓦斯涌出量預測開采內連煤層瓦斯涌出量計算 （4-5）=1.210.950.8（8.84-2）1000/（2460）=4.8 m3/min式中：q1 本煤層開采涌入工作面的瓦斯量，m3/min k1 圍巖瓦斯涌出

22、系數，取1.2 a 內連煤層采面工作面預計日產量，1000t/d w0 煤的瓦斯原始含量，8.84m3/t wc 煤的殘存瓦斯含量，m3/t，取經驗值x1=2k2 工作面丟煤系數，取回采率的倒數，k2 =10.95 k3 工作面巷道瓦斯預排影響系數，取0.8。 xxx采區內連煤層采煤工作面瓦斯涌出量即將達到規定要求，為確保礦井安全生產，對采煤工作面進行瓦斯抽采。3、掘進工作面瓦斯涌出量預測（1）外連煤層掘進工作面a、外連煤層掘進落煤瓦斯涌出量 （4-6）=1.760.00691.31（8.43-2）=0.1023m3/min式中：s 掘進端頭見煤面積，m2；v 平均掘進速度，m/min；r 煤

23、的容重，t/m3；w0 煤層瓦斯含量，m3/t；wc 煤層殘存瓦斯量，m3/t。外連煤層掘進巷道的煤斷面積取2.20.8=1.76，巷道平均掘進速度預計為10m/d（0.0069m/min），煤密度為1.31t/m，殘存瓦斯含量為2m3/t.b、煤壁瓦斯涌出量 （4-7）=20.800.00690.1113（2）=0.8356 m3/min式中：n 暴露煤面個數，單巷掘進時n=2；m 開采煤層厚度，0.80m；v 平均掘進速度，0.0069m/min；l0 巷道瓦斯涌出量達到最大穩定值時的巷道長度，800m；qv=0.0260.0004（vr2）+0.16 w0=0.0260.000429.4

24、92+0.168.43=0.1113式中：vr 煤的揮發份，29.49%；qj = ql + qm =0.1023+0.8356=0.9379 m3/min式中：qj 掘進工作面瓦斯涌出量，m3/min；ql 掘進落煤瓦斯涌出量，m3/min；qm 掘進煤壁瓦斯涌出量，m3/min。（2）內連煤層掘進工作面內連煤層掘進時，工作面瓦斯絕對涌出量計算過程如下：a、內連煤層掘進落煤瓦斯涌出量 （4-8）=3.960.00691.31（8.84-2）=0.2448 m3/min內連煤層掘進巷道的煤斷面積取2.21.8=3.96，巷道平均掘進速度預計為10m/d（0.0069m/min），煤密度為1.3

25、1t/m，殘存瓦斯含量為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采區內連煤層掘進工作面若采用風排瓦斯，巷道內空氣中瓦斯濃度在0.5%以下，需443.2 m3/min新鮮風量。根據xxxxx現有的通風系統和生產情況，給xxx采區內連煤層掘進工作面配443.2 m3/min新鮮風量比較困難，故先對掘進工作面進行預抽，降低

26、煤層中的瓦斯含量。（3）巖巷掘進工作面由于圍巖瓦斯儲量只占煤層瓦斯儲量的0.050.2，掘進過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與各掘進面瓦斯涌出量組成。q=5.3380+4.8000+0.9379+2.2160=13.292m3/min。經計算xxx采區絕對瓦斯涌出量為13.292m3/min。通過上述計算與分析，根據瓦斯涌出量預測結果，若xxx采區采用風排瓦斯，瓦斯濃度在0.5%以下，至少需要新鮮風量2658.4m3/min，礦井現目前通風系統滿足不了xxx采區風排瓦斯的條件，故只有在抽放后，殘余瓦斯通過風排才可以保證xxx采區安全生產。4.2

27、 瓦斯抽放的可行性4.2.1 開采層抽放瓦斯的可行性根據鄰近422k采區的瓦斯資料和開拓回采布置情況，確定xxx采區內、外連煤層以順層抽放為主，進行先抽后掘、先抽后采等綜合抽放瓦斯方法。4.2.2 鄰近層抽放瓦斯的可行性根據煤層賦存條件及開拓開采布置，內、外連煤層間距約7.2m，但煤層之間巖石透氣性較差，故xxx采區煤層均采用開采層瓦斯抽放。4.2.3 抽放難易程度根據某某大學對xxxxxxxx斯賦存規律及治理方案中，對0m西北大巷和xxx軌道上山所做的煤層透氣性統計來看：有兩個鉆孔煤層透氣性系數在0.1/（mpad）到10/（mpad）之間，其余孔則大于10/（mpad），平均為0.xxx0

28、md，為可以預抽到容易抽放；而鉆孔瓦斯流量衰減系數有一個孔小于0.003d-1，一個孔在0.05d-1到0.003d-1當之間，其余均大于0.05d-1，即多為較難抽放，少數為可以預抽到容易抽放。統計流量測定值時測得的鉆孔瓦斯流量為2.742 6.66m/h,抽放管內濃度為4050%。最終確定xxx采區煤層瓦斯預抽難易程度為：可以抽放。5 抽放方法5.選擇瓦斯抽采方法的依據根據mt5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規范第4.1.1條規定：選擇抽放瓦斯方法，應根據煤層賦存條件、瓦斯來源、巷道布置、瓦斯基礎參數、瓦斯利用要求等因素經技術經濟比較確定。xxxxx抽放瓦斯工程系統簡單，有利于維護和安全

29、生產，建設投資省，抽放成本低。結合aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范第7.1.2條規定和礦井實際情況，xxxxx采用開采煤層瓦斯抽放、和穿層鉆孔預抽煤層瓦斯。5.2 采區瓦斯來源分析礦井瓦斯來源是確定抽放方法的主要依據，因此，應盡量詳細地做好以下測量工作：必須測定出掘進、采煤與采空區的瓦斯涌出量分別占全礦井瓦斯涌出量的比例；必須準確地判斷出采區工作面的瓦斯主要來自本煤層還是鄰近層。一般把回采工作面老頂初次冒落前的平均瓦斯涌出量是本煤層的瓦斯涌出量，而將老頂初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量認為是鄰近層的瓦斯涌出量。 由于xxx采區內、外連煤層均采用開采層瓦斯抽放，故抽放的瓦斯大部分為本煤層中的

30、瓦斯含量。5.3 抽放方法選擇根據上面建立的抽放瓦斯的必要性指標和可行性指標，依據規程、規范的規定論述xxxxx采用地面鉆孔抽放瓦斯系統。抽放瓦斯方法、方式的選擇，根據瓦斯及煤層賦存情況，瓦斯來源、巷道布置方式、礦井開采技術條件、瓦斯基礎參數等綜合分析比較后確定。（1）為提高瓦斯抽放率xxx采區采用開采層瓦斯抽放方法；（2）井下采掘工作所遇到的瓦斯主要來自開采層本身，采用開采層瓦斯抽放；（3）xxx采區回采巷道掘進時，必須在掘進工作開始前對煤層進行大面積預抽或采取邊掘邊抽的方法稀釋煤層中的瓦斯含量；（4）若圍巖瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂縫帶儲存有高壓瓦斯并噴出時，另行制定圍巖瓦斯抽放措施。由于

31、xxx采區內、外連煤層均采用開采層瓦斯抽放，為降低回采時的絕對瓦斯涌出量，控制采面瓦斯超限事故，以及xxxxx現有的瓦斯抽放條件，xxx采區煤層選擇的抽放方法為：回采巷道打順層平行鉆孔預抽的瓦斯抽放方法。5.4 鉆孔及鉆場布置及封孔方法1、順層平行鉆孔預抽（1）抽放層位開孔位置在外連煤層機、風巷內，鉆孔終孔位置位于外連煤層中。（2）鉆孔布置在內、外連煤層機、風巷走向沿煤層施工順層鉆孔（仰孔和俯孔），采用zdy1250型礦用全液壓鉆機施工，鉆桿：50mm0.8m圓形鉆桿，鉆頭：75mm復合片鉆頭，孔深100m，鉆孔間距5m。具體布置見圖5-1。（3）封孔采用水泥砂漿及時封孔，下管長度不小于12m

32、，封孔深度不小于8m。套管外露不得少于0.2m。鉆孔封好后用彈簧管將鉆孔內的套管與抽放主管路混合器連接好，主管路及支管設流量計、測氣嘴、閘門等，抽放管路沿途設放水器，每天管路巡查人員必須將放水器的水放盡。圖5-1 順煤層平行鉆孔抽放2、掘進工作面邊掘邊抽：掘進工作面鉆孔以降低前方煤體集中應力，釋放煤層瓦斯壓力。因此，在掘進過程中，對掘進工作面進行超前卸壓抽采，即“先抽后掘”的方法。另外，在保證掘進工作面正常循環作業的情況下，采用“邊掘邊抽”的方法。具體布置見圖5-2。圖5-2 邊掘邊抽3、穿層鉆孔預抽煤層瓦斯：為了降低煤層煤巷掘進過程中瓦斯超限的危險性，在附近巖巷施工鉆場運用穿層鉆孔預抽煤巷條

33、帶煤層瓦斯，使煤層卸壓，改變煤體應力分布，降低煤巷附近的瓦斯含量，保證煤巷安全掘進。 具體布置見圖5-3。圖5-3 穿層鉆孔6 瓦斯抽放管路系統及設備選型6.1 抽放管路選型及阻力計算6.1.1 規定根據aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范，對瓦斯抽放管路有如下要求：5.4.1條：抽放管路系統應根據井下巷道的布置、抽放地點的分布、瓦斯利用的要求以及礦井的發展規劃等因素確定，避免或減少主干管路系統的頻繁改動，確保管道運輸、安裝和維護方便，并應符合下列要求：抽放管路通過的巷道曲線段少、距離短，管路安裝應平直，轉彎時角度不應大于50；抽放管路系統宜沿回風巷道或礦車不經常通過的巷道布置；若設于主要運

34、輸巷內，在人行道側其架設高度不應小于1.8m，并固定在巷道壁上，與巷道壁的距離應滿足檢修要求；抽放瓦斯管件的外緣距巷道壁不宜小于0.1m；當抽放設備或管路發生故障時，管路內的瓦斯不得流入采掘工作面及機電硐室內；盡可能避免布置在車輛通行頻繁的主干道旁；管徑要統一，變徑時必須設過渡節。5.4.2條：抽放瓦斯管路的管徑應按最大流量分段計算，并與抽放設備能力相適應，抽放管路按安全流速為515m/s和最大通過流量來計算管徑，抽放系統管材的備用量可取10%。5.4.3條：當采用專用鉆孔敷設抽放管路時，專用鉆孔直徑應比管道外形尺寸大100mm；當沿豎井敷設抽放管路時，應將管道固定在罐道梁上或專用管架上。 5

35、.4.4條：抽放管路總阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低負壓瓦斯管路阻力公式計算；局部阻力可用估算法計算，一般取摩擦阻力的10%20%。5.4.5條：地面管路布置：不得將抽放管路和自來水管、暖氣管、下水道管、動力電纜、照明電纜及通訊電纜等敷設在同一條地溝內；主干管應與城市及礦區的發展規劃和建筑布置相結合；抽放管道與地上、下建(構)筑物及設施的間距，應符合工業企業總平面設計規范的有關規定；瓦斯管道不得從地下穿過房屋或其它建(構)筑物，一般情況下也不得穿過其它管網，當必須穿過其它管網時，應按有關規定采取措施。瓦斯抽放系統選擇還應注意以下問題：分期建設、分期投產的礦井，抽放瓦斯工程可一次設計

36、，分期建設、分期投抽。抽放瓦斯站的建設方式，應經技術經濟比較確定。一般情況下，宜采用集中建站方式。當有下列情況之一時，可采用分散建站方式：分區開拓或分期建設的大型礦井，集中建站技術經濟不合理。礦井抽放瓦斯量較大且瓦斯利用點分散。一套抽放瓦斯系統難以滿足要求.設計選用的抽放管路基本沿回風巷道布置。根據瓦斯抽出量及分布情況，xxx斯抽放管路主管管徑、規格：主干管為直徑150mmpvc管，采用直徑38mmpvc瓦斯抽放管為每個鉆孔的支管道，采用直徑50mm的pvc管為掘進巷道瓦斯抽放管道，采用直徑100mm的pvc管為回采巷道瓦斯抽放管道。各瓦斯抽放管路均選用pvc管。6.1.2 計算方法瓦斯抽放管

37、徑選擇選擇瓦斯管徑，可按下式計算： （6-1）式中 d瓦斯管內徑，m； q管內瓦斯流量，m3/min； v瓦斯在管路中的經濟流速，m/s，一般取v1015m/s，取13m/s。根據采區及各采區抽放瓦斯量、抽放瓦斯濃度，考慮到為今后抽放瓦斯留有余量(可能的最大流量)，分別計算選擇各段抽放管路如下：1、對于去往xxx采區外連煤層管路的選擇（1）干管： （6-2） （m）管路選用直徑150mm的pvc管做為抽放瓦斯主管。（2）掘進支管：d= （6-3） （m）管路選用直徑50mm的pvc管做為掘進工作面抽放瓦斯支管。 采面支管：d= （6-4） （m）管路選用直徑100mm的pvc管做為采煤工作面抽

38、放瓦斯支管。2、對于去往xxx采區內連煤層管路的選擇（1）干管： （6-5） =0.107m管路選用直徑150mm的pvc管做為抽放瓦斯主管。（2） 掘進支管：d= （6-6）（m）管路選用直徑100mm的pvc管做為掘進工作面抽放瓦斯支管。 采面支管：d= （6-7) （m）管路選用直徑100mm的pvc管做為采煤工作面抽放瓦斯支管。3、對于去往xxx采區管路的選擇： 主干管： (6-8)（m）管路選用直徑150mm的pvc管做為xxx采區的抽放瓦斯主管。管路摩擦阻力計算計算直管摩擦阻力，可按下式計算： （6-10）式中 hf阻力損失，pa；l直管長度，m；q管路的混合瓦斯流量，m3/h；d

39、管道內徑，cm；k0系數，見表6-1；混合瓦斯對空氣的相對密度。（6-10）式中混合瓦斯對空氣的相對密度按下式計算： 式中 p1瓦斯密度，取0.715kg/m； n1混合瓦斯中瓦斯濃度度； p2空氣密度，取1.293kg/m； n2混合瓦斯中空氣濃度。表6-1 不同管徑的系數k0值通稱管徑(mm)152025224050k0值0.460.470.480.490.500.52通稱管徑(mm)7080100125150150k0值0.550.570.620.670.700.71在實際情況中，可用估算的辦法計算局部阻力，一般取摩擦阻力的10%20%。xxx斯抽放管按內、外連煤層進行分別布置，按系統中

40、管路最長，阻力最大的一條進行計算：其管路最長，阻力最大的是總干管從地面瓦斯泵房經+400m水平無人區域、西軌上山、西延深副暗斜井到0m西北大巷，再由0m西北大巷到xxx采區內、外連煤層各工作面回風巷的瓦斯抽放管。根據本采區抽放瓦斯系統管路布置，總干管從地面瓦斯抽放泵房到西延深副井下車場l1=3200m，采用直徑200mm的pvc瓦斯抽放瓦斯管1趟至xxx采區0m水平l2=1500m，采用直徑150mm的pvc瓦斯抽放瓦斯管1趟為xxx采區的主管道l3=800m，最大混合瓦斯流量400m3/h，瓦斯濃度50%；其余回采巷道布置的瓦斯抽放管均為直徑100mm的pvc管l4=1000m，最大混合瓦斯

41、流量300m3/h，瓦斯濃度60%。局部阻力用估算法計算，按摩擦阻力的15%考慮，根據上述抽放瓦斯管路系統，計算管網阻力如下：（1）直管段摩擦阻力按式（6-10）計算直管段管路總阻力：h1=10413+13906=24319(pa) （2）局部阻力抽放系統的局部阻力為：hj=2431915%=3649(pa)（3）抽放系統最大管網阻力抽放管路系統最大管網阻力為：hz=24319+3649=27968(pa)預計xxx斯抽放管路的管路阻力為27968pa。6.2 瓦斯抽放泵選型根據aq1027-2006煤礦瓦斯抽放規范，對瓦斯抽放設備有如下要求：5.5.1條：礦井抽放瓦斯設備的能力，應滿足礦井抽

42、放瓦斯期間或在抽放瓦斯設備服務年限內所達到的開采范圍的最大抽放量和最大抽放阻力的要求，且應有不小于15%的富裕能力。礦井抽放系統的總阻力，必須按管網最大阻力計算，抽放瓦斯系統應不出現正壓狀態。xxxxx于2009年3月建成了地面固定式瓦斯抽采系統，對西延深0m水平和xxx采區進行預抽。抽放泵選用水環式瓦斯抽放泵，型號規格為2be1-303 ，最大抽出率51.7m/min，抽放負壓30kpa，配套防爆電動機380/660v ，抽放泵功率75kw 。xxx采區主要巷道均布置在穩定的巖層中，確保了在回采工程中巷道的穩定，在開采方式上先開采外連煤層，預抽采內連煤層瓦斯的方式，遵循了能抽采必須抽采的原則，采用多措并舉的方式提高礦井瓦斯抽采率。6.3 輔助設備抽放管路附屬裝置及設施安裝應符合以下要求：主管、分管、支管及其與鉆場連接處應裝設瓦斯計量裝置；抽放鉆場、管路拐彎、低洼、溫度突變處及沿管路適當距離(間距一般為200m300m，最大不超過500m)應設置放水器；在抽放管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置；抽放管路分岔處應設置控制閥門，閥門規格應與安裝地點