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煤矿瓦斯抽放专项设计


县镇煤矿

瓦斯抽放专项设计

贵州有限责任公司 二○一三年三月

县镇煤矿

瓦斯抽放专项设计
工程规模:15 万吨/年

有限责任公司

二○一三年三月






言 ............................................................................................................................................. 1 矿井概况 ....................................................................................................................... 4 概 述 ......................................................................................................................... 4 地质及煤层特征 ........................................................................................................ 6 开拓与开采 .............................................................................................................. 10 通风系统 .................................................................................................................. 11 矿井瓦斯基础资料 ..................................................................................................... 13 瓦斯基础参数 .......................................................................................................... 13 瓦斯涌出量来源分析 .............................................................................................. 13 瓦斯涌出量预测及变化规律 .................................................................................. 14 瓦斯储量 .................................................................................................................. 36 矿井瓦斯抽采 ............................................................................................................. 38 瓦斯抽采必要性与可行性 ...................................................................................... 38 瓦斯抽采控制范围和指标 ...................................................................................... 39 瓦斯抽采方法 .......................................................................................................... 42 瓦斯抽采工艺 .......................................................................................................... 43 钻孔封孔工艺 .......................................................................................................... 49 钻孔施工工艺 .......................................................................................................... 53 矿井瓦斯抽采管路系统及抽采设备......................................................................... 56 设备选型 ..................................................................................................................... 56 瓦斯抽采管路与钻孔组合工艺 .............................................................................. 62 附属装置及安全设施 .............................................................................................. 63 瓦斯抽采管路安装方式 .......................................................................................... 70 矿井瓦斯抽采泵站 ..................................................................................................... 72 瓦斯抽采泵站场地布置 .......................................................................................... 72

第一章 第一节 第二节 第三节 第四节 第二章 第一节 第二节 第三节 第四节 第三章 第一节 第二节 第四节 第五节 第六节 第七节 第四章 第一节 第二节 第三节 第四节 第五章 第一节

第二节 第三节 第四节 第五节 第六节 第七节 第六章 第七章 第一节 第二节 第八章 第一节 第二节 第三节 第四节 第五节 第九章 第一节 第二节 附

瓦斯抽采泵站建筑 .................................................................................................. 72 瓦斯抽采泵站供电、通信、照明 .......................................................................... 72 瓦斯抽采泵站给排水系统 ...................................................................................... 75 瓦斯抽采泵站通风及消防系统 .............................................................................. 75 瓦斯抽采泵站保护系统 .......................................................................................... 76 瓦斯抽采泵站环境保护 .......................................................................................... 76 矿井瓦斯利用 ............................................................................................................. 77 瓦斯抽采利用监测及控制 ......................................................................................... 78 井下瓦斯抽采监测 .................................................................................................. 78 地面瓦斯利用监测 .................................................................................................. 78 组织管理及安全措施 ................................................................................................. 79 队伍组织 .................................................................................................................. 79 图纸和技术资料 ...................................................................................................... 79 管理与规章制度 ...................................................................................................... 80 常用记录和报表样式 .............................................................................................. 81 安全措施 .................................................................................................................. 84 技术经济 ..................................................................................................................... 86 劳动组织 .................................................................................................................. 86 投资估算 .................................................................................................................. 87

录 ........................................................................................................................................... 88

附件目录
1、县镇煤矿瓦斯抽放设计编制委托书; 2、贵州省国土资源厅 2008 年 5 月颁发的县镇煤矿《采矿许可证》 (副本)证号 5200000810287; 3、贵州省能源局文件,黔能源发[2010]801 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2010 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 4、贵州省能源局文件,黔能源发[2011]790 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2011 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 5、贵州省能源局文件,黔能源发[2012]485 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2012 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 6、贵州省煤田地质局实验室 2007 年 8 月 16 日出具的《县镇煤矿 C17、C19 煤尘爆炸 性鉴定报告》 ; 7、贵州省煤田地质局实验室 2008 年 3 月 27 日出具的《县镇煤矿 C25、C26 煤尘爆炸 性鉴定报告》 ; 8、贵州省煤田地质局实验室 2007 年 8 月 16 日出具的《县镇煤矿 C17、C19 煤层自燃 倾向等级鉴定报告》 ; 9、贵州省煤田地质局实验室 2008 年 3 月 27 日出具的《县镇煤矿 C25、C26 煤层自燃 倾向等级鉴定报告》 ; 10、贵州省能源局文件(黔能源煤炭[2011]696 号) 《关于对县镇煤矿 19#煤层煤与瓦 斯突出危险性鉴定报告的批复》 ; 11、贵州省能源局文件黔能源煤炭【2011】815 号《关于对县镇煤矿开采方案设计(变 更)的批复》 ; 12、贵州煤矿安全监察局盘江监察分局文件黔煤安监盘字【2012】77 号《关于对县镇 煤矿安全设施设计(变更)的批复》 。


序号 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 图







图号 №-01 №-02 №-03 №-04 №-05 №-06 №-07 №-08 №-09 №-10 比 例 份 数 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1

采掘工程平面图 瓦斯抽放系统图 瓦斯抽采站位置图 瓦斯抽采泵房及低位水池布置图 瓦斯抽采泵房设备及附属设施布置图 瓦斯抽采泵房防雷布置图 瓦斯抽采站供电系统图 放空管安装示意图 放空管拉线装置安装示意图 放空管遮雨帽制造图

1:5000 示意 1:500 1:100 1:100 1:100 示意 1:100 1:100 1:100





煤矿 2008 年 5 月取得采矿许可证(证号:5200000810287), 设计生产能力为 15 万吨/ 年。煤矿于 2011 年 12 月由贵州凇源矿山开发技术咨询有限公司编制了《县镇煤矿开采方 案设计(变更) 》并获得了批复文件;2011 年 12 月贵州凇源矿山开发技术咨询有限公司编 制了《县镇煤矿安全设施设计(变更) 》并获得了批复文件。现矿井正在进行联合试运转。 根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件(黔 安监管办字[2007]345) 《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》 :本矿位于 煤与瓦斯突出危险区域。 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 2011 年 10 月所作的《贵州省县 镇煤矿 19#煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》鉴定结论: 19#煤层在鉴定范围 ABCD(拐 点坐标 A:X=2837360,Y=35510420;B:X=2837263,Y=35510180; C:X=2836420, Y=35510408;D:X=2836698,Y=35510860)内+1185m 标高以上无煤与瓦斯突出危险性。 C17、C25、C26 煤层均没有作煤与瓦斯突出危险性鉴定,因此,本矿按煤与瓦斯突出矿井 设计和管理,在鉴定范围 ABCD 内的 C19 煤层按非突出煤层管理。 为了进一步贯彻执行国家煤矿安全监察局提出的“以风定产,先抽后采(掘) 、监测 监控”的方针政策,消除和防止煤与瓦斯突出危险,确保矿井安全生产和建设,该矿特委 托我单位进行编制瓦斯抽采专项设计。

一、设计依据
(一)设计委托书 县镇煤矿瓦斯抽采专项设计委托书。 (二)设计依据的文件 1、贵州省国土资源厅 2008 年 5 月颁发的县镇煤矿《采矿许可证》 (副本)证号 5200000810287; 2、贵州省能源局文件,黔能源发[2010]801 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2010 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 3、贵州省能源局文件,黔能源发[2011]790 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2011 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 4、贵州省能源局文件,黔能源发[2012]485 号, 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报 黔西南州 2012 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ; 5、贵州省煤田地质局实验室 2007 年 8 月 16 日出具的《县镇煤矿 C17、C19 煤尘爆炸 性鉴定报告》 ; 6、贵州省煤田地质局实验室 2008 年 3 月 27 日出具的《县镇煤矿 C25、C26 煤尘爆炸
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性鉴定报告》 ; 7、贵州省煤田地质局实验室 2007 年 8 月 16 日出具的《县镇煤矿 C17、C19 煤层自燃 倾向等级鉴定报告》 ; 8、贵州省煤田地质局实验室 2008 年 3 月 27 日出具的《县镇煤矿 C25、C26 煤层自燃 倾向等级鉴定报告》 ; 9、贵州省能源局文件(黔能源煤炭[2011]696 号) 《关于对县镇煤矿 19#煤层煤与瓦斯 突出危险性鉴定报告的批复》 ; 10、贵州省能源局文件黔能源煤炭【2011】815 号《关于对县镇煤矿开采方案设计(变 更)的批复》 ; 11、贵州煤矿安全监察局盘江监察分局文件黔煤安监盘字【2012】77 号《关于对县镇 煤矿安全设施设计(变更)的批复》 。 (三)设计依据的法律、条例、规程、规范、细则 1、 《中华人民共和国煤炭法》(1996.8); 2、 《中华人民共和国安全生产法》(2002.6.29); 3、 《中华人民共和国矿山安全法》(1992.11.7); 4、 《中华人民共和国矿山安全法实施条例》(1996.10.11); 5、 《煤矿安全规程》 (2012 年版) ; 6、 《防治煤与瓦斯突出规定》 ; 7、 《煤炭工业小型矿井设计规范》 (GB50399—2006) ; 8、 《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006) ; 9、 《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026—2006); 10、 《矿井瓦斯抽放规范》 (AQ1027—2006) ; 11、 《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》 (GB50471—2008) ; 12、 《煤矿安全监测监控系统及检测仪器使用管理规范》 (AQ1029—2007) 。

二、设计指导原则
1、严格执行国家有关安全生产的法律、法规; 2、严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理十二字方针; 3、合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系,保证瓦斯抽采所需要的时间, 提高抽采效果; 4、尽可能利用开拓、准备、回采巷道抽采瓦斯,必要时布置专用瓦斯抽采巷道。

三、主要技术经济指标
1、矿井瓦斯储量:31055.76 万 m3; 2、矿井瓦斯可抽量:14127.34 万 m3;
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3、矿井瓦斯抽采率:50%; 4、抽采年限:20.4a; 5、劳动定员:32 人; 6、瓦斯抽放系统总投资:427 万元。

四、存在的主要问题及建议
该矿现有煤层瓦斯资料数据较少,因此,建议矿井在今后的抽采过程中,进一步加强 瓦斯地质工作,探明各煤层的瓦斯赋存规律和地质构造情况,加强矿井瓦斯抽采资料的收 集整理,以进一步优化矿井瓦斯抽采参数,指导矿井安全生产和建设。

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第一章
第一节
一、矿井交通位置

矿井概况
概 述

县镇煤矿位于贵州省县镇的村寨附近,隶属县镇管辖。矿区位于碧痕镇南西约 10km,镇西约 3km,距县城约 25km。有乡村公路经过矿区东侧,煤炭运输比较方便。 详见图 1-1-1(交通位置图) 。

二、矿井自然概况
1、地形地貌 矿区位于云贵高原乌蒙山区,属高原侵蚀地貌,地形切割强烈,该煤矿总体为剥蚀 中山地貌,区内总体地势北高南低,最高点位于煤矿井田西北界拐点 1 附近山坡,标高 +1478.8m,最低点位于井田南东界拐点 2 附近小河,标高约+1000m 左右,相对高差为 378.8m。矿区地形较陡,属中山地貌。有公路、居民点分布于矿区中部。含煤地层多被 第四系坡积物覆盖。 2、气象及地震 矿区属亚热带季风气候区。据县气象局资料,该区属亚热带季风气候,温差大,季 节性区分不明显, 常年细雨绵绵, 气压较低, 湿度较大。 据气象局资料, 年均气温 13.7℃, 极高气温 33.4℃, 极低气温-6.9℃,年平均降水量为 1438.9mm,夏季降水量为全年的 84%。平均风速为 2.3m/s,最高风速为 14m/s。年平均相对湿度为 78%。 气候总的特点为:春迟夏短、秋早冬长,水热同季、干湿异期。属高原亚热带季风 湿润气候。 根据《中国地震动参数区划图(GB18306-2001,1:400 万),本地区地震烈度为 》 Ⅵ度,地震动峰值加速度为 0.05g,根据《建筑抗震设计规范》 (GB50011-2010) ,抗震 设防烈度为 6 度。 3、地表水系 区内属珠江水系支流北盘江右岸流域,因地势较高,中、小型冲沟发育,井田中部 有一较大型冲沟,自北向南汇入矿区西面的下里河。井田内冲沟水流量变化幅度大,雨 季暴涨,枯季流量较小或干枯,流量主要受大气降水的控制。当地最低浸蚀基础面标高 为+1000m。 由于地形条件及雨源型溪谷的走向,矿区内“V”字型冲沟发育,有利于地表水排 泄, 旱季基本无水, 雨季冲沟上游到冲沟下游水流量变化较大, 明显受大气降水的控制。 大气降水通过沟谷吸收、循环,排泄于井田西部边界外侧的下里河。
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图 1-1-1

矿区交通位置图 5

三、矿井境界
贵 州 省 国 土 资 源 厅 2008 年 5 月 颁 发 的 县 镇 煤 矿 采 矿 许 可 证 ( 副 本 ) 证 号 5200000810287, 该矿矿界由 10 个拐点坐标圈定 (拐点坐标见表 1-1-1)开采深度+1400m , 至+1000m 标高,矿区面积 10.0646km?。矿区走向长约 2.75km,倾斜宽约 1.72km。该 矿井与其它矿井无矿权争议。
表 1-1-1 拐点号 0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 煤矿矿区范围拐点坐标表 X 2839500 2839500 2836270 2836270 2834670 2834670 2834500 2834500 2837000 2837000 开采标高:+1400m——+1000m,矿区面积:10.0646 km2 Y 35509400 35512000 35512000 35511300 35511300 35510880 35510880 35510050 35510050 35509400

四、矿井资源/储量
根据贵州省地质矿产资源开发总公司 2008 年 7 月编制的《县煤矿补充勘查地质报 告》 核实截至 2008 年 7 月止, 。 县煤矿+1400m--+1000m 标高范围内的保有资源量 2035.0 万吨。其中:推断的经济资源量(332)187.0 万吨,推断的内蕴经济资源量(333)748.0 万吨,预测的潜在资源量(334)?1163.0 万吨。

五、矿井设计生产能力及服务年限
根据《县镇煤矿开采方案设计(变更),该矿井设计生产能力为 15 万 t/a,服务年 》 限为 23.9 年。

第二节
一、地层及地质构造特征
1、地层

地质及煤层特征

井田位于碧痕营背斜轴部附近。地层总体走向南东,倾向南西,倾角 7°左右。矿 区在构造上为由北西向南东倾的单斜构造,倾角 3-12°。 井田及其邻近出露地层有从二叠系中统茅口组至三叠系下统飞仙关组,现从老到新 分述如下: (1)二叠系中统茅口组(P2 m) :出露不全,分布于井田东部,岩性为浅灰色~深
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灰色中厚层状、厚层状灰岩,含动物化石。 (2)二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β ) 分布于井田中东部,主要岩性为灰绿色玄武岩、拉斑玄武岩、暗绿色火山角砾岩及 凝灰岩。上部夹中厚层状灰岩及含灰岩团块,含腕足类及海百合化石。厚度为 230m, 与下伏地层呈假整合接触。 峨眉山玄武岩组是伴随早二叠世晚期东吴运动而发生的大规 模基性熔浆喷溢的结果(华力西期岩浆岩) ,时代属晚二叠世早期,岩体呈层状分布于 含煤地层之下,为含煤岩系的沉积基底,对煤层没有影响。 (3)二叠系上统龙潭组(P3 l) 井田内主要含煤地层,为一套海陆交互相沉积。岩性由灰色、深灰色泥质粉砂岩、 粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩、煤层及灰岩组成,平均厚 296m。具水平层理、 波状层理、交错层理,含腕足类、瓣鳃类、介形虫等动物化石,含大羽羊齿、鳞木等植 物化石及植物化石碎片、煤核等。组内连续沉积,含煤 10~25 层,一般 20 层左右,可 采煤层 4 层。与下伏地层呈假整合接触。本组在地表上多为第四系地层覆盖,由于岩石 及煤层松软易风化,地形相对平缓。根据岩性及其组合、沉积特征分为上、中、下三段。 主要可采煤层 C17、C19 号煤层分布在上段, C25、C26 号煤层分布于中段。中上部以 含动物化石为主,下部多含植物化石碎片。 (4)二叠系上统长兴组(P3c) 平均厚 120m 左右,即 B1 顶界至 12 号煤层顶界。岩性以灰色灰岩及浅绿色泥质粉 砂岩为主,夹粉砂质泥岩、钙质泥岩及泥岩,具水平层理,含腕足类及瓣鳃类、蜒类动 物化石,含植物化石碎片。含煤层 2~5 层,仅有一层厚度邻近可采。与下伏地层呈整 合接触。本组地层在地表上常呈一小陡坎,顶上呈一小平台。 (5)三叠系下统飞仙关组(T1f) 分布于井田西部。岩性主要为灰绿色、灰色、紫灰色、灰紫色粉砂岩、泥质粉砂岩、 粉砂质泥岩、 灰岩等, 具波状层理、 交错层理, 含瓣鳃类及腕足类动物化石, 平均厚 600m。 组内连续沉积,与下伏地层呈假整合接触。 (6)第四系(Q) :主要为坡积物、冲积物、岩石风化形成的土等,厚度为 0~20m 不等。 2、地质构造特征 该煤矿位于碧痕营背斜轴部附近。地层总体走向南东,倾向南西,倾角 7°左右。 井田内发育一条走向近东西向转北东向的大断层,延伸于区外,为一平移断层,距离约 100-1200m,对矿区煤层的破坏较大。 综上所述,本区总体为一单斜构造,地质构造属中等复杂类型。

二、煤层
井田内可采煤层四层,即 C17、C19、C25、C26 煤层,现分述如下:
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龙潭组为本矿区主要含煤地层,平均厚度为 230m,含煤 15~25 层,一般 20 层, 煤层厚度总计 5.40~11.12m,平均 8.26m。本矿区可采煤层 C17、C19 位于龙潭组上段, 煤层厚度小计约 4.60m,本段煤系地层总厚约 76 米;可采煤层 C25、C26 号位于龙潭组 中段,煤层厚度小计约 3.00m,本段煤系地层总厚约 150m。现将这四层煤简述如下: C17 煤层:属中~厚煤层,煤层厚度变化不大。粒状为主含少量鳞片状及块状。煤 层厚度 2.00~2.20m,平均 2.10m。一般含 0-2 层夹石,通常一层,结构简单,煤层层位 稳定,厚度稳定。 C19 煤层:属中~厚煤层,区域煤层厚度变化大,具突然增厚及变薄现象。本区该 煤层以块状为主,具少许粒状或鳞片状。煤层厚度 0-3 层夹石,结构简单,煤层层位稳定,厚度稳定。 C25 煤层:属中~厚煤层,区域煤层厚度变化小,本区该煤层以粒状或块状为主。 煤层厚度 1.10~1.70m,平均 1.50m。含炭质页岩夹矸 1-2 层,厚 0.01-0.10m,结构简单, 煤层层位稳定,厚度稳定。 C26 煤层:属中~厚煤层,区域煤层厚度变化大,具突然增厚及变薄现象。本区该 煤层以块状为主,具少许粒状或鳞片状。煤层厚度 1.10~1.70m,平均 1.50m。含炭质 页岩夹矸 1-2 层,厚 0.05-0.10m,结构简单,煤层层位稳定,厚度稳定。 C17 号煤层为煤系可采煤层第一层,距煤系顶界约 26m,C26 号煤层为下煤组最后 一层可采煤层,距煤系底界约 140m。
表 1-1-2 煤层 编号 全层厚度 (米) 最小~最大 一般 2.00—2.20 2.10 1.70—2.90 2.5 1.10—1.70 1.5 1.10—1.70 1.5 夹石层数 最小~最大 一般 0~2 1 0~3 2 1~2 1 1~2 1 可采 程度 主采煤层特征表 稳定 程度 间距(米) 最小~最大 一般 煤层顶、底板 顶板 泥质粉砂岩 46.00 C19 全井田 稳定 60.0 C25 全井田 稳定 15.00 C26 全井田 稳定 粉砂岩 粉砂质 泥岩 泥质粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂质 泥岩 底板 粉砂质 泥岩

2.30~2.70m,平均 2.50m。一般含

C17

全井田

稳定

三、煤质
1、物理性质及煤岩特征 C17、C19、C25、C26 煤层煤岩为黑色、灰黑色,条痕褐黑色,具沥青或玻璃光泽,
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参差状、土状断口,硬度中等,脆度大,根据实地考察以及综合以往地质资料,C17、 C19、C25、C26 煤层容量平均 1.40t/m?。 2)煤岩类型 ①宏观煤岩类型 C17、C19 煤层:黑色,块状、带状、粒状结构,半亮型,块状构造、玻璃光泽, 内生节理发育,为丝炭~半炭暗亮煤或亮暗煤。 C25、C26 煤层:黑色、灰黑色粒状结构,半亮、亮型,块状、土状构造,为丝炭 —半炭暗亮煤或亮煤。 ②微观煤岩类型 经少量煤岩样鉴定结果:其煤岩显微组分由凝胶化基质、半丝炭化基质、丝炭化基 质、丝炭、半丝炭、木煤等组成。 3.39N/mm2,平均为 3.38N/mm2。以上指标确定主要可采煤层煤的变质阶段为Ⅶ1。 3)化学性质 煤质变化 根据取原样送贵州省煤田地质局实验室检测报告及原有地质报告化验资料将井田 内煤层的主要煤质指标简述如下: ①C17 号煤层的主要煤质指标为: A、水分(Mt) :原煤水分 1.42-1.52%,平均为 1.47%。 B、灰分(Ad) :原煤灰分 22.45-22.65%,平均为 22.52%,属低中-中灰分煤,其变化 无一定规律,原煤灰分随氧化程度的增高而增高。 C、硫分(St,d) :煤层原煤全硫 2.00-2.08%,平均为 2.04%,属中-中高硫煤。 D、挥发分(Vdaf):煤层的可燃性挥发分 8.42-10.54%,平均为 9.97%,属特低-低挥发 分煤。 E、发热量(Qnet,d) :煤层原煤可燃基发热量 31.42-33.26%,平均为 32.34MJ/㎏。 根据以上分析结果表明,C17 煤层原煤为低中-中灰分、中硫、特低-低挥发分、高 热值无烟煤。 ②C19 号煤层的主要煤质指标为: A、水分(Mt) :原煤水分 1.60-1.70%,平均为 1.65%。 B、灰分(Ad) :原煤灰分 17.41-17.61%,平均为 17.51%,属低中-中灰分煤,其变化 无一定规律,原煤灰分随氧化程度的增高而增高。 C、硫分(St,d) :煤层原煤全硫 2.00-2.08%,平均为 2.04%,属中-中高硫煤。 D、挥发分(Vdaf):煤层的可燃性挥发分 9.47-10.47%,平均为 9.97%,属特低-低挥发 分煤。 E、发热量(Qnet,d) :煤层原煤可燃基发热量 31.35-32.35%,平均为 32.34MJ/㎏。

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根据以上分析结果表明, C19 煤层原煤为低中-中灰分、 中-中高硫、 特低-低挥发分、 高热值无烟煤。 ③C25 号煤层的主要煤质指标为: A、水分(Mt) :原煤水分 2.01-2.07%,平均为 2.04%。 B、灰分(Ad) :原煤灰分 15.01-17.03%,平均为 16.02%,属低中-中灰分煤,其变化 无一定规律,原煤灰分随氧化程度的增高而增高。 C、硫分(St,d) :煤层原煤全硫 1.85-1.99%,平均为 1.92%,属中-中高硫煤。 D、挥发分(Vdaf):煤层的可燃性挥发分 8.50-9.70%,,平均为 9.10%,属特低-低挥发 分煤。 E、发热量(Qnet,d) :煤层原煤可燃基发热量 30.42-32.54%,平均为 31.48MJ/㎏。 根据以上分析结果表明, C25 煤层原煤为低中-中灰分、 中-中高硫、 特低-低挥发分、 高热值无烟煤。 ④C26 号煤层的主要煤质指标为: A、水分(Mt) :原煤水分 1.21-1.42%,平均为 1.30%。 B、灰分(Ad) :原煤灰分 19.40-21.80%,平均为 20.60%,属低中-中灰分煤,其变化 无一定规律,原煤灰分随氧化程度的增高而增高。 C、硫分(St,d) :煤层原煤全硫 1.72-1.98%,平均为 1.85%,属中-中高硫煤。 D、挥发分(Vdaf):煤层的可燃性挥发分 9.02-9.22%,平均为 9.12%,属特低-低挥发分 煤。 E、发热量(Qnet,d) :煤层原煤可燃基发热量 32.24-34.26%,平均为 33.25MJ/㎏。 根据以上分析结果表明, C26 煤层原煤为低中-中灰分、 中-中高硫、 特低-低挥发分、 高热值无烟煤。 C17、C19、C25、C26 煤层主要适用于动力、化工及民用煤。
表 1-2-2 煤层 C17 C19 C25 C26 灰分 Ad 22.52 17.51 16.02 20.60 挥发分 Vdaf 9.97 9.97 9.10 9.12 煤质特征表 硫分 St,d 2.04 2.04 1.92 1.85 发热量(MJ/kg) 32.34 32.34 31.48 33.25 备注 MY3 MY3 MY3 MY3

4)煤类 据检测报告资料,本矿井田内煤层均为无烟煤。

第三节
一、开拓方式及主要巷道布置

开拓与开采

矿井共划分为二个煤组三个采区开采,C17、C19 煤层划为上煤组,C25、C26 煤层

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划为下煤组, 开采上煤组时划分为一个采区, 即一采区, 开采下煤组时划分为两个采区, 即二采区和三采区。前期开采上煤组时采取斜井开拓,共有三个井筒,即主斜井、副斜 井和回风斜井,工业场地选择在矿井中部 C19 煤层露头线附近。 主斜井井口坐标为 X:2836861,Y:35510751.5,井口标高+1246,井筒方位角 80 ?,井筒倾角 9?,布置在 C19 煤层底板岩石中,全长约 483m。巷道内铺设一台皮带机, 担负全矿井的原煤运输任务,作为矿井的一个安全出口。 副斜井井口坐标为 X:2836902.6,Y:35510752.2,井口标高+1247.6,井筒方位角 80?,井筒倾角 7?,沿 C19 煤层倾向布置,全长约 495m。巷道内铺设轨道,担负全矿 井的掘进煤矸、材料、设备等运输任务,作为矿井的一个安全出口。 回风斜井井口坐标为 X:2836940.2,Y:35510747.92,井口标高+1249.3,井筒方 位角 80?,井筒倾角 7?,沿 C19 煤层倾向布置,全长约 500m,当掘进至+1211.8m 标高 后落平作井底联络巷与副斜井和主斜井贯通形成矿井开拓系统。作为矿井的专用回风 井,仅担负全矿井的回风任务。 三条井筒兼作三条上山,在两翼布置采煤工作面和掘进工作面作双翼开采。在井筒 北翼布置 11901 采煤工作面运输巷和 11901 采煤工作面回风巷,并开 11901 切眼贯通形 成 11901 首采工作面;在井筒南翼布置 111902 运输巷掘进头和 111902 回风巷掘进头。 在井底+1173.5m 标高布置了一个水泵房、管子道和水仓。 后期开采下煤组时采取斜井开拓,共划分为两个采区,布置四条井筒,即下煤组主 斜井、副斜井、轨道井和回风斜井,下煤组主斜井和副斜井穿岩层布置,在 C26 煤层底 板岩石中布置下煤组回风斜井、轨道井和运输上山,在两侧布置采煤工作面和掘进工作 面作双翼开采。 设计以一个采区一个机采工作面,两个掘进工作面达到设计生产能力。

二、采煤方法、顶板管理
根据该矿开拓及采区巷道布置、煤层赋存情况,设计采用走向长壁式采煤法,后退 式回采,采煤工艺为高档普采,采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行支护,全部垮落 法管理顶板。

三、掘进方法
掘进工作面设计配备 ZMS-12 型煤电钻、ZY24 型凿岩机,采用远距离放炮掘进。

第四节

通风系统

矿井通风方式采用中央并列式,矿井通风方法为抽出式。 根据《县镇煤矿安全设施设计(变更),矿井通风容易时期总配风量为 50m3/s,困 》 难时期总配风量为 55m3/s。 主要通风机采用 FBCDZ-6-№16B 型防爆轴流通风机两台 (一
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用一备) 。风机在高效区范围内的风量 28.3~62.8m3/S,静压 2650~702Pa。380v 防爆电 动机,配套电机功率 2×75kW。 掘进工作面设计选用 FBDNo5.6/2×11 型局部通风机进行压入式通风,其风量为 3.3-7.0m3/s,功率为 2×11kW,电压为 660V。

12

第二章
第一节
1、瓦斯等级鉴定

矿井瓦斯基础资料
瓦斯基础参数

根据贵州省能源局文件(黔能源发[2010]801 号) 《关于黔西南州煤炭局〈关于上 报黔西南州 2010 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 、贵州省能源局文件(黔能源 发[2011]790 号) 《关于黔西南州煤炭局〈关于上报黔西南州 2011 年度煤矿瓦斯等级 鉴定的报告〉的批复》和贵州省能源局文件(黔能源发[2012]485 号) 《关于黔西南州 煤炭局〈关于上报黔西南州 2012 年度煤矿瓦斯等级鉴定的报告〉的批复》 ,煤矿最近连 续三年矿井瓦斯等级鉴定结果见表 2-1-1。
表 2-1-1 时间 2010 年 2011 年 2012 年 2010~2012 年瓦斯等级鉴定结果表 绝对二氧化碳涌 出量(m3/min) 0.04 0.7 1.63 相对二氧化碳涌 出量(m3/t) / / / 矿井瓦斯等级 低瓦斯 低瓦斯 低瓦斯

绝对瓦斯涌 相对瓦斯涌 出量 3/min) 出量(m3/t) (m 0.24 2.61 5.87 / / /

2、煤层瓦斯突出参数 根据贵州省能源局文件(黔能源煤炭[2011]696 号) 《关于对县镇煤矿 19#煤层煤与 瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》 ,鉴定批复结论为:煤矿在鉴定范围 ABCD(拐点坐 标 A:X=2837360,Y=35510420;B:X=2837263,Y=35510180;C:X=2836420, Y=35510408;D:X=2836698,Y=35510860)内的+1185m 标高以上 C19 煤层没有突出 危险性。C17、C25、C26 煤层均没有作煤与瓦斯突出危险性鉴定。
表 2-1-2 煤层 C19 煤层破坏类型 Ⅲ 煤层瓦斯参数测定结果汇总表 瓦斯放散初速度(mmHg) 24 煤层坚固性系数 f 0.558 瓦斯压力(MPa) 0.30

建议业主在生产过程中收集瓦斯煤样技术数据。 3、其他有毒有害气体 矿井有毒有害气体通常包括一氧化碳(CO)、二氧化氮(NO2)、二氧化硫(SO2)、 硫化氢(H2S)、氨(NH3)及甲烷(CH4)等,地质资料未提供,业主应在生产过程中 收集相关资料。

第二节

瓦斯涌出量来源分析

该矿瓦斯涌出量来源主要是回采工作面、掘进工作面、采空区及邻近煤层。

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1、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出,二是来自开采层影响范 围之内邻近煤层瓦斯涌出,包括上邻近层和下邻近层及围岩瓦斯。 2、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出,二是来自掘进落煤 的瓦斯涌出。 3、瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。 4、瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区(包括其它辅助巷道)瓦斯涌 出量之和。 该矿可采煤层采区巷道布置采用单层布置方式。在开采过程中,邻近不可采煤层的 瓦斯将通过采动产生的裂隙涌出到采掘空间,即矿井瓦斯不但来源于开采煤层,还来源 于其它邻近不可采或可采煤层, 本设计从安全稳妥考虑, 将其作为瓦斯涌出的重要来源。 同时考虑了随着开采延深和产量增大瓦斯涌出量将增加这一因素。

第三节

瓦斯涌出量预测及变化规律

一、矿井瓦斯涌出量预测
由于该矿井没有瓦斯储量图及测定相关的资料,故采用经验公式计算煤层瓦斯含 量,根据煤层瓦斯含量经验公式为: fn P 65.5(100? A f ? W f ) W0 ? Wx ? W y ? ? 0.098a 9.8?K Y ( ? b)(Vr ) 0.146 e n (1 ? 0.31W f )100 P 式中:Wx—在 P、t 条件下的吸附瓦斯含量,m3/t; WY—在 P、t 条件下的游离瓦斯含量,m3/t; Af—煤层灰分,%; Wf—煤层水分,%; V r —煤层挥发分,% P—煤层瓦斯压力, MPa; 无实测数据时, 可按下式计算, (2.03~10.13) P= H/1000; 式中:P──距地表垂深 H 处煤层瓦斯压力,MPa; H──煤层距地表垂深,m。 Fn—煤的孔隙率,%,查表:无烟煤取 4.5; en—温度系数; e—为自然对数底; 0.02t n? 0.993 ? 0.007 P r a—2.4+0.21 V ; b—1-0.004 V ;
r

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KY—相对于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数,查表,取 1.07; γ—煤的容重,t/m3; t—温度,C° 20C° 取 。 1、上煤组 C17、C19 煤层最低开采标高处瓦斯含量计算 1)煤层瓦斯压力 根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室 2011 年 3 月 1 日出具《贵州 省睛隆县煤矿 C19 煤层煤与瓦斯突出危险鉴定报告》 C19 煤层在+1185m 标高处瓦斯压 , 力为 0.30MPa。 C17 煤层没有实测的瓦斯压力数据,根据矿井《采矿许可证》所圈定的可采范围, C17 煤层在矿界范围内最大埋藏垂深为 130m。 则:P=(2.03~10.13)H 式中:P──距地表垂深 H 处煤层瓦斯压力,kPa; H──垂深。 P=(2.03~10.13)H=7×H=7×130=910kPa=0.91MPa 2)煤层瓦斯含量 ① C17 煤层
   W x ? 65.5 ? (100 ? 22.52 ? 1.47 ) 0.098 ? 4.49 [( ? 0.96) ? (9.97 ) 0.146 ? 1.492 ? (1 ? 0.31 ? 1.47 ) ? 100 ] 0.91 a ? 2.4 ? 0.21V f ? 2.4 ? 0.21? 9.97 ? 4.49 ? 11.4(m 3 / t )

b ? 1 - 0.004V f ? 1 ? 0.004? 9.97 ? 0.96
n? 0.02 t 0.02 ? 20 ? ? 0.4002 0.993 ? 0.007 P 0.993 ? 0.007 ? 0.91
4.5 ? 0.91 ? 0.3(m 3 / t ) 9.8 ?1.4 ?1.07

   W? ?

则:WO=WX+WY=11.4+0.3=11.7m3/t ② C19 煤层
   W x ? 65.5 ? (100 ? 17.51 ? 1.65) 0.098 ? 4.49 [( ? 0.96) ? (9.97 ) 0.146 ? 1.4945 ? (1 ? 0.31 ? 1.65) ? 100 ] 0.3 ? 6.9(m 3 / t )

a ? 2.4 ? 0.21V f ? 2.4 ? 0.21? 9.97 ? 4.49 b ? 1 - 0.004V f ? 1 ? 0.004? 9.97 ? 0.96
n? 0.02 t 0.02 ? 20 ? ? 0.4019 0.993 ? 0.007 P 0.993 ? 0.007 ? 0.3
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   W? ?

4.5 ? 0.3 ? 0.1(m 3 / t ) 9.8 ? 1.4 ? 1.07

则:WO=WX+WY=6.9+0.1=7.0m3/t
表 2-3-1 煤层编号 瓦斯含量(m /t) 瓦斯压力(MPa)
3

上煤组 C17、C19 最低开采标高处瓦斯含量和压力表 C17 11.7 0.91 C19 7.0 0.3

2、下煤组 C25、C26 煤层最低开采标高处瓦斯含量计算 1)煤层瓦斯压力 C25、C26 煤层没有实测的瓦斯压力数据,根据矿井《采矿许可证》所圈定的可采 范围,C25、C26 煤层在矿界范围内最大埋藏垂深依次为 236m、251m。 则:P=(2.03~10.13)H 式中:P──距地表垂深 H 处煤层瓦斯压力,kPa; H──垂深。 ① C25 煤层:P=(2.03~10.13)H=7×H=7×236=1652kPa=1.652MPa ② C26 煤层:P=(2.03~10.13)H=7×H=7×251=1757kPa=1.757MPa 2)煤层瓦斯含量 ① C25 煤层
   W x ? 65.5 ? (100 ? 16.02 ? 2.04) 0.098 ? 4.311 [( ? 0.9636 ) ? (9.1) 0.146 ? 1.488 ? (1 ? 0.31 ? 2.04) ? 100 ] 1.652 ? 13.2(m 3 / t )

a ? 2.4 ? 0.21V f ? 2.4 ? 0.21? 9.1 ? 4.3 1 1 b ? 1 - 0.004V f ? 1 ? 0.004? 9.1 ? 0.9636 0.02 t 0.02 ? 20 n? ? ? 0.3981 0.993 ? 0.007 P 0.993 ? 0.007 ? 1.652 4.5 ? 1.652    W? ? ? 0.5(m 3 / t ) 9.8 ? 1.4 ? 1.07

则:WO=WX+WY=13.2+0.5=13.7m3/t ② C26 煤层
   W x ? 65.5 ? (100 ? 20.6 ? 1.3) ? 14.7(m 3 / t ) 0.098 ? 4.31 [( ? 0.963) ? (9.12) 0.146 ? 1.4884 ? (1 ? 0.31 ? 1.3) ? 100 ] 1.757

a ? 2.4 ? 0.21V f ? 2.4 ? 0.21? 9.12 ? 4.31 b ? 1 - 0.004V f ? 1 ? 0.004? 9.12 ? 0.963 0.02 t 0.02 ? 20 n? ? ? 0.3978 0.993 ? 0.007 P 0.993 ? 0.007 ? 1.757
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   W? ?

4.5 ? 1.757 ? 0.6(m 3 / t ) 9.8 ? 1.4 ? 1.07

则:WO=WX+WY=14.7+0.6=15.3m3/t
表 2-3-2 煤层编号 3 瓦斯含量(m /t) 瓦斯压力(MPa) 下煤组 C25、C26 最低开采标高处瓦斯含量和压力表 C25 13.7 1.652 C26 15.3 1.757

二、矿井瓦斯涌出量预测计算
矿井开采煤层为近水平煤层,可采煤层四层,采用区段下行式开采。矿井主要开采 煤层层间距详见 表 2-3-3。
表 2-3-3 煤层 编号 C17 全层厚度 (米) 2.10 夹石 层数 1 可采 程度 全井田 稳定 程度 稳定 46.00 C19 2.5 2 全井田 稳定 60.0 C25 1.5 1 全井田 稳定 15.00 C26 1.5 1 全井田 稳定 粉砂岩 粉砂质泥岩 泥质粉砂岩 粉砂岩 粉砂岩 粉砂质泥岩 开采煤层特征表 间距(米) 煤层顶、底板 顶板 泥质粉砂岩 底板 粉砂质泥岩

1、瓦斯抽采分析 1)瓦斯抽采方法 区域瓦斯抽采方法:采取底板穿层钻孔预抽消突,根据煤与瓦斯突出鉴定,再确定 是否布置底板瓦斯巷预抽消突;局部瓦斯抽采方法:回采工作面采用本煤层顺层钻孔预 抽;掘进工作面采取在掘进工作面向前方煤层施工扇形钻孔先抽后掘的预抽方法。 2)瓦斯抽采 根据表 2-3-1、表 2-3-2 中数据及上述分析,C17、C25、C26 煤层在开采最低开采 标高处的煤层时,有煤与瓦斯突危险性(煤与瓦斯突出危险性必须以煤与瓦斯突出鉴定 为准) ,为了消突,矿井在开采前必须对开采层进行瓦斯预抽,经抽采后效果检验,瓦 斯压力和瓦斯含量必须符合 《防治煤与瓦斯突出规定》 的要求, 即瓦斯压力小于 0.74MPa 或瓦斯含量小于 8m?/t,由于瓦斯压力需现场测定,预测无法进行计算,因此,本设计 采用瓦斯含量来进行预测计算。 3)煤层瓦斯预抽率
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根据《防治煤与瓦斯突出规定》的要求,煤层瓦斯含量经预抽后需小于 8m?/t(设 计取大值进行计算) ,则煤层瓦斯预抽率测算如下: C17 煤层=(11.7-8)/11.7=31.6% C25 煤层=(13.7-8)/13.7=41.6% C26 煤层=(15.3-8)/15.3=47.7% 故为确保安全起见, 矿井煤层瓦斯预抽率取 50%可满足瓦斯含量经预抽后小于 8m? /t 的要求,经抽采后各煤层的瓦斯含量详见表 2-3-4:
表 2-3-4 煤层编号 原始瓦斯含量(m3/t) 瓦斯抽采率(%) 矿井瓦斯预抽量(m /t) 抽采后瓦斯含量(m3/t)
3

经抽采后各煤层的瓦斯含量 C17 11.7 50 5.85 5.85 C19 7.0 50 3.5 3.5 C25 13.7 50 6.85 6.85 C26 15.3 50 7.65 7.65

根椐《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准,采用分源预测法预测矿 井相对瓦斯涌出量。 4)开采顺序 该矿共有 4 层可采煤层,煤层编号自上而上依次为:C17、C19、C25、C26,为近 距离煤层群。本次设计先行开采 C19、C17 煤层,然后依次开采 C25、C26 煤层,C19 煤层开采时,上部 C17 煤层释放了一部分瓦斯,同理,开采 C25 煤层时,下部 C26 煤 层释放了一部分瓦斯,以此类推,随着采空煤层数的不断增加,向开采层排放瓦斯的临 近层不断减少,且开采层的瓦斯含量不断降低,所以开采层的瓦斯含量比煤层原始瓦斯 含量要低,其中不包括先行开采的 C19 煤层。 2、上煤组瓦斯抽采前预测矿井瓦斯涌出量 1)采煤工作面瓦斯涌出量预测: 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 m?/t; q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m?/t。 ① 开采层相对瓦斯涌出量 m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M 式中:q1—开采本煤层相对瓦斯涌出量,m3/t; K1—围岩瓦斯涌出系系,取 1.1~1.3,全部垮落法取 1.3;局部充填法取 1.2;全部 充填法取 1.1,本矿取 1.3;
18

K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数计算;C17、C19 煤层属中厚煤层, 工作面回采率为 95%,K2 得 1.05。 K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,查(AQ1018-2006) 标准;采用长壁后退式回采时按下式计算:K3=(L-2h)/L,得 0.86; L—工作面长度,m; h—掘进巷道预排等值宽度,m,查(AQ1018-2006)标准; m—开采煤层厚度,m; M—工作面采高,m; W0—煤层原始瓦斯含量,m?/t; Wc—纯煤的残存瓦斯含量,m3/t,根据煤层挥发分按(AQ1018-2006)标准选取纯 煤的残存瓦斯含量,C17、C19 煤层挥发分依次为 9.97 %、9.97%,根据下表 C17、C19 煤层取 5.0m?/t;

则原煤残存瓦斯含量:W 原=Wc×(100 ? A f ? W f ) /[100×(1+0.31Wf)] C17 煤层:W 原=5.0×(100 ? 22.52 ? 1.47) /[100×(1+0.31×1.47)]=2.6m?/t C19 煤层:W 原=5.0×(100 ? 17.51? 1.65) /[100×(1+0.31×1.65)]=2.6m?/t A、开采层为 C19 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(2.5÷2.5)×(7.0-2.6) =5.2m?/t B、开采层为 C17 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(2.1÷2.1)×[(11.7-3.8)-2.6] =6.3m?/t ② 邻近层相对瓦斯涌出量
q2 ? ? (Woi ? Wci ) ?
i ?1 n

mi ??i M

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;
19

?i —第 i 个邻近层瓦斯排放率,%,按(AQ1018-2006)标准附图 D.1 选取;
Woi—第 i 个邻近煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wci—第 i 邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t,按(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 该矿可采煤层为 C17、C19、C25、C26 煤层,本次设计首先开采 C19、C17 煤层, 然后依次开采 C25、C26 煤层,参照(AQ1018-2006)标准附图 D.1 邻近层瓦斯排放率 与层间距的关系曲线选取瓦斯排放率。以下按煤层开采先后顺序计算。 A、首先开采 C19 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: · 煤层距上覆 C17 煤层底界约 46m。根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1080- C19 2006)附录 D 可知,开采 C19 煤层时,上邻近层 C17 煤层的瓦斯排放率为 50%。 q2=(2.1÷2.5)×0.5×(11.7-2.6)=3.8m?/t 下邻近层 C25、C26 与 C19 开采层的间距大于 50m。根据《矿井瓦斯涌出量预测方 法》 (AQ 1018-2006)附录 D,开采 C19 煤层时,下邻近层 C25、C26 的瓦斯排放率为 零。 根据以上计算,开采 C19 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=3.8m?/t。 B、首先开采 C17 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: 下邻近层 C25、C26 与 C17 开采层的间距大于 50m。根据《矿井瓦斯涌出量预测方 法》 (AQ 1018-2006)附录 D,开采 C17 煤层时,下邻近层 C25、C26 的瓦斯排放率为 零。 根据以上计算,开采 C17 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=0m?/t。 ③ 各煤层回采工作面瓦斯涌出量 A、开采 C19 煤层:q 采=q1+q2=5.2+3.8=9.0m?/t B、开采 C17 煤层:q 采=q1+q2=6.3+0.0=6.3m?/t 2)回采工作面瓦斯涌出量 本次设计首采 C19 煤层,根据以上计算可知道,当开采 C19 煤层至矿区范围最深 开采标高时,回采工作面相对瓦斯涌出量最大,为 9.0m?/t,影响矿井整体瓦斯涌出量 也是最大,因此,以下掘进工作面瓦斯涌出量计算将以开采 C19 煤层作为计算依据。 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2: 则回采工作面相对瓦斯涌出量为:9.0×1.2=10.8m?/t 因此,矿井采煤工作面生产能力按 15 万 t/年计算,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 10.8m?/t,绝对瓦斯涌出量为 3.24m?/mim。 3)掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤的瓦斯涌出 量,即公式:

20

q 掘=q3+q4 q3=D· q0· L / V -1) V· (2 q4=s·V·γ·(W0-WC); 掘进工作面瓦斯涌出量为: Q 掘=q3+q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 式中:Q 掘—掘进工作面煤层瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min; D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于中厚煤层,D=2m,m 为开采层 厚度; V—平均掘进速度,m/min,取 ? =0.0027; q0—煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2?min),q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]· 0,计算 W 得 q0=0.0363; Vr—煤的挥发分; W0—煤层原始瓦斯含量,m3/t; S—掘进巷道断面积,m2; L—掘进巷道最大长度,m2; γ—煤的容重,t/m3; Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t,根椐(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 根椐以上公式,取煤层瓦斯涌出最大的 C19 煤层进行计算。 Q 掘=q3+ q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 =5.0×0.0027×0.0363×(2 1200/ 0.0027 -1)+7.2×0.0027×1.4×(7.0-2.6) =0.8m?/min 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2。 则掘进工作面瓦斯涌出量为:0.8×1.2=0.96m?/min 4)采区相对瓦斯涌出量 根据矿井开拓部署,本矿为一个采区一个采煤工作面组织生产。

q区=

K?(? q 采i Ai ? 1440? q 掘i)
i=1 i ?1

n

n

A0

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,取 1.25; q 采i ──第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;

21

A采i
q 掘i

──第 i 个回采工作面日产煤量,t;取 432t

──第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m?/min;

A0 ──生产采区日产煤量,t; (回采工作面日产煤量加上掘进煤量,掘进煤量按回
采工作面日产煤量的 5%计算) ,取 455t。 1.25 ? (10.8 ? 432 ? 1440 ? 0.96 ? 2) ? 20.4(m 3 / t ) 则: q区 ? 455 由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5, 瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则采区相对瓦斯涌出量为:20.4×1.1=22.5m?/t 5)矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量采用下式计算

式中:q 井──矿井相对瓦斯涌出量,m3/t; q 区 i──第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t; Aoi──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 1.25。

q 井 ? 1.25? 22.5 ? 28.2 m?/t
由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5,矿井瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则矿井相对瓦斯涌出量为:28.2×1.1=31m?/t 经预测计算,上煤组瓦斯抽采前矿井相对瓦斯涌出量为 31m?/t,绝对瓦斯涌出量为 9.8m?/min,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 10.8m?/t,绝对瓦斯涌出量为 3.24m?/mim, 掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.96m?/min。 3、上煤组瓦斯预抽后预测矿井瓦斯涌出量 根据前面计算,各煤层经预抽后,煤层瓦斯抽采率为 50%,经预抽后各煤层的瓦斯 含量详见表 2-3-5:

22

表 2-3-5 煤层编号 原始瓦斯含量(m3/t) 瓦斯抽采率(%) 矿井瓦斯预抽量(m /t) 抽采后瓦斯含量(m3/t)
3

上煤组经预抽后各煤层的瓦斯含量 C17 11.7 50 5.85 5.85 C19 7.0 50 3.5 3.5

1)采煤工作面瓦斯涌出量预测: 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 m?/t; q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m?/t。 ① 开采层相对瓦斯涌出量 m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M 式中:q1—开采本煤层相对瓦斯涌出量,m3/t; K1—围岩瓦斯涌出系系,取 1.1~1.3,全部垮落法取 1.3;局部充填法取 1.2;全部 充填法取 1.1,本矿取 1.3; K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数计算;C25、C26 煤层属中厚煤层, 工作面回采率为 95%,K2 得 1.05。 K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,查(AQ1018-2006) 标准;采用长壁后退式回采时按下式计算:K3=(L-2h)/L,得 0.86; L—工作面长度,m; h—掘进巷道预排等值宽度,m,查(AQ1018-2006)标准; m—开采煤层厚度,m; M—工作面采高,m; W0—煤层原始瓦斯含量,m?/t; Wc—纯煤的残存瓦斯含量,m3/t,根据煤层挥发分按(AQ1018-2006)标准选取纯 煤的残存瓦斯含量,C17、C19 煤层挥发分依次为 9.97 %、9.97%,根据下表 C17、C19 煤层取 5.0m?/t;

则原煤残存瓦斯含量:W 原=Wc×(100 ? A f ? W f ) /[100×(1+0.31Wf)]

23

C17 煤层:W 原=5.0×(100 ? 22.52 ? 1.47) /[100×(1+0.31×1.47)]=2.6m?/t C19 煤层:W 原=5.0×(100 ? 17.51? 1.65) /[100×(1+0.31×1.65)]=2.6m?/t A、开采层为 C19 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(2.5÷2.5)×(3.5-2.6) =0.9m?/t B、开采层为 C17 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(2.1÷2.1)×[(5.85-1.3)-2.6] =1.9m?/t ② 邻近层相对瓦斯涌出量
q2 ? ? (Woi ? Wci ) ?
i ?1 n

mi ??i M

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,%,按(AQ1018-2006)标准附图 D.1 选取;
Woi—第 i 个邻近煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wci—第 i 邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t,按(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 该矿可采煤层为 C17、C19、C25、C26 煤层,本次设计首先开采 C19、C17 煤层, 然后依次开采 C25、C26 煤层,参照(AQ1018-2006)标准附图 D.1 邻近层瓦斯排放率 与层间距的关系曲线选取瓦斯排放率。以下按煤层开采先后顺序计算。 A、首先开采 C19 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: C19 煤层距上覆 C17 煤层底界约 46m。根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1080- 2006)附录 D 可知,开采 C19 煤层时,上邻近层 C17 煤层的瓦斯排放率为 50%。 q2=(2.1÷2.5)×0.5×(5.85-2.6)=1.3m?/t 下邻近层 C25、C26 与 C19 开采层的间距大于 50m。根据《矿井瓦斯涌出量预测方 法》 (AQ 1018-2006)附录 D,开采 C19 煤层时,下邻近层 C25、C26 的瓦斯排放率为 零。 根据以上计算,开采 C19 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=3.8m?/t。 B、首先开采 C17 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: 下邻近层 C25、C26 与 C17 开采层的间距大于 50m。根据《矿井瓦斯涌出量预测方

24

法》 (AQ 1018-2006)附录 D,开采 C17 煤层时,下邻近层 C25、C26 的瓦斯排放率为 零。 根据以上计算,开采 C17 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=0m?/t。 ③ 各煤层回采工作面瓦斯涌出量 A、开采 C19 煤层:q 采=q1+q2=0.9+1.3=2.2m?/t B、开采 C17 煤层:q 采=q1+q2=1.9+0.0=1.9m?/t 瓦斯抽采后,矿井煤层瓦斯含量的动态分析表详见表 2-3-6。
表 2-3-6 煤层原始 瓦斯含量 m3/t C19 C17 7.0 11.7 抽采后煤层 瓦斯含量 m3/t 3.50 5.85 矿井煤层瓦斯含量的动态分析表 开采 C19 煤层 采面瓦斯 涌出量 m3/t 0.9 1.3 剩余瓦 斯含量 m3/t 2.60 4.55 1.9 2.65 开采 C17 煤层 采面瓦斯 涌出量 m3/t 剩余瓦 斯含量 m3/t

煤层

2)回采工作面瓦斯涌出量 本次设计首采 C19 煤层,根据以上计算可知道,当开采 C19 煤层至矿区范围最深 开采标高时,回采工作面相对瓦斯涌出量最大,为 2.2m?/t,影响矿井整体瓦斯涌出量 也是最大,因此,以下掘进工作面瓦斯涌出量计算将以开采 C19 煤层作为计算依据。 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2: 则回采工作面相对瓦斯涌出量为:2.2×1.2=2.7m?/t 因此,矿井采煤工作面生产能力按 15 万 t/年计算,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 2.7m?/t,绝对瓦斯涌出量为 0.81m?/mim。 3)掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤的瓦斯涌出 量,即公式: q 掘=q3+q4 q3=D· q0· L / V -1) V· (2 q4=s·V·γ·(W0-WC); 掘进工作面瓦斯涌出量为: Q 掘=q3+q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 式中:Q 掘—掘进工作面煤层瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min; D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于中厚煤层,D=2m,m 为开采层
25

厚度;

V—平均掘进速度,m/min,取 ? =0.0027; q0—煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2?min),q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]· 0,计算 W

得 q0=0.01815; Vr—煤的挥发分; W0—煤层原始瓦斯含量,m3/t; S—掘进巷道断面积,m2; L—掘进巷道最大长度,m2; γ—煤的容重,t/m3; Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t,根椐(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 根椐以上公式,取煤层瓦斯涌出最大的 C19 煤层进行计算。 Q 掘=q3+ q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 =5.0×0.0027×0.01815×(2 1200/ 0.0027 -1)+7.2×0.0027×1.4×(7.0-2.6) =0.34m?/min 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2。 则掘进工作面瓦斯涌出量为:0.34×1.2=0.4m?/min 4)采区相对瓦斯涌出量 根据矿井开拓部署,本矿为一个采区一个采煤工作面组织生产。

q区=

K?(? q 采i Ai ? 1440? q 掘i)
i=1 i ?1

n

n

A0

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,取 1.25; q 采i ──第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t; A采i ──第 i 个回采工作面日产煤量,t;取 432t
q 掘i

──第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m?/min;

A0 ──生产采区日产煤量,t; (回采工作面日产煤量加上掘进煤量,掘进煤量按回
采工作面日产煤量的 5%计算) ,取 455t。 1.25 ? (2.7 ? 432 ? 1440 ? 0.4 ? 2) ? 6.0(m 3 / t ) 则: q区 ? 455 由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5, 瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则采区相对瓦斯涌出量为:6.0×1.1=6.6m?/t

26

5)矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量采用下式计算

式中:q 井──矿井相对瓦斯涌出量,m3/t; q 区 i──第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t; Aoi──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 1.25。

q 井 ? 1.25? 6.6 ? 8.25m?/t
由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5,矿井瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则矿井相对瓦斯涌出量为:8.25×1.1=9.0m?/t 经预测计算,上煤组瓦斯抽采后矿井相对瓦斯涌出量为 9.0m?/t,绝对瓦斯涌出量 为 2.8m?/min,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 2.7m?/t,绝对瓦斯涌出量为 0.81m?/mim, 掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.4m?/min。 4、下煤组瓦斯抽采前预测矿井瓦斯涌出量 1)采煤工作面瓦斯涌出量预测: 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 m?/t; q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m?/t。 ① 开采层相对瓦斯涌出量 m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M 式中:q1—开采本煤层相对瓦斯涌出量,m3/t; K1—围岩瓦斯涌出系系,取 1.1~1.3,全部垮落法取 1.3;局部充填法取 1.2;全部 充填法取 1.1,本矿取 1.3; K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数计算;C25、C26 煤层属中厚煤层, 工作面回采率为 95%,K2 得 1.05。 K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,查(AQ1018-2006) 标准;采用长壁后退式回采时按下式计算:K3=(L-2h)/L,得 0.86; L—工作面长度,m;
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h—掘进巷道预排等值宽度,m,查(AQ1018-2006)标准; m—开采煤层厚度,m; M—工作面采高,m; W0—煤层原始瓦斯含量,m?/t; Wc—纯煤的残存瓦斯含量,m3/t,根据煤层挥发分按(AQ1018-2006)标准选取纯 煤的残存瓦斯含量,C25、C26 煤层挥发分依次为 9.1%、9.12%,根据下表 C25、C26 煤层取 5.0m?/t;

则原煤残存瓦斯含量:W 原=Wc×(100 ? A f ? W f ) /[100×(1+0.31Wf)] C25 煤层:W 原=5.0×(100 ? 16.02 ? 2.04) /[100×(1+0.31×2.04)]=2.5m?/t C26 煤层:W 原=5.0×(100 ? 20.6 ? 1.3) /[100×(1+0.31×1.3)]=2.7m?/t A、开采层为 C25 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(1.5÷1.5)×(13.7-2.5) =13.2m?/t B、开采层为 C26 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(1.5÷1.5)×[(15.3-6.3)-2.7] =7.3m?/t ② 邻近层相对瓦斯涌出量
q2 ? ? (Woi ? Wci ) ?
i ?1 n

mi ??i M

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,%,按(AQ1018-2006)标准附图 D.1 选取;
Woi—第 i 个邻近煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wci—第 i 邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t,按(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 该矿可采煤层为 C17、C19、C25、C26 煤层,本次设计首先开采 C19、C17 煤层, 然后依次开采 C25、C26 煤层,参照(AQ1018-2006)标准附图 D.1 邻近层瓦斯排放率
28

与层间距的关系曲线选取瓦斯排放率。以下按煤层开采先后顺序计算。 A、开采 C25 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: C25 煤层距下伏 C26 煤层底界约 15m。根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1080- 2006)附录 D 可知,开采 C25 煤层时,下邻近层 C26 煤层的瓦斯排放率为 50%。 q2=(1.5÷1.5)×0.5×(15.3-2.7)=6.3m?/t 根据以上计算,开采 C25 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=6.3m?/t。 B、首先开采 C26 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: C26 煤层为最后开采的一层煤,邻近层瓦斯排放率为零。 根据以上计算,开采 C26 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=0m?/t。 ③ 各煤层回采工作面瓦斯涌出量 A、开采 C25 煤层:q 采=q1+q2=13.2+6.3=19.5m?/t B、开采 C17 煤层:q 采=q1+q2=7.3+0.0=7.3m?/t 2)回采工作面瓦斯涌出量 下煤组先行开采 C25 煤层,根据以上计算可知道,当开采 C25 煤层至矿区范围最 深开采标高时,回采工作面相对瓦斯涌出量最大,为 19.5m?/t,影响矿井整体瓦斯涌出 量也是最大,因此,以下掘进工作面瓦斯涌出量计算将以开采 C25 煤层作为计算依据。 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2: 则回采工作面相对瓦斯涌出量为:19.5×1.2=23.4m?/t 因此,矿井采煤工作面生产能力按 15 万 t/年计算,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 23.4m?/t,绝对瓦斯涌出量为 7.02m?/mim。 3)掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤的瓦斯涌出 量,即公式: q 掘=q3+q4 q3=D· q0· L / V -1) V· (2 q4=s·V·γ·(W0-WC) 掘进工作面瓦斯涌出量为: Q 掘=q3+q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 式中:Q 掘—掘进工作面煤层瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min; D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于中厚煤层,D=2m,m 为开采层 厚度;

29

V—平均掘进速度,m/min,取 ? =0.0027; q0—煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2?min),q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]· 0,计算 W 得 q0=0.0687; Vr—煤的挥发分; W0—煤层原始瓦斯含量,m3/t; S—掘进巷道断面积,m2; L—掘进巷道最大长度,m2; γ—煤的容重,t/m3; Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t,根椐(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 根椐以上公式,取煤层瓦斯涌出最大的 C25 煤层进行计算。 Q 掘=q3+ q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 =3.0×0.0027×0.0687×(2 1200/ 0.0027 -1)+7.2×0.0027×1.4×(13.7-2.5) =1.04m?/min 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2。 则掘进工作面瓦斯涌出量为:1.04×1.2=1.25m?/min 4)下煤组采区相对瓦斯涌出量 根据矿井开拓部署,本矿为一个采区一个采煤工作面组织生产。

q区=

K?(? q 采i Ai ? 1440? q 掘i)
i=1 i ?1

n

n

A0

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,取 1.25; q 采i ──第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t; A采i ──第 i 个回采工作面日产煤量,t;取 432t
q 掘i

──第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m?/min;

A0 ──生产采区日产煤量,t; (回采工作面日产煤量加上掘进煤量,掘进煤量按回
采工作面日产煤量的 5%计算) ,取 455t。 1.25 ? (23.4 ? 432 ? 1440 ? 1.25 ? 2) ? 37.6(m 3 / t ) 则: q区 ? 455 由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5, 瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则采区相对瓦斯涌出量为:37.6×1.1=41.36m?/t 5)矿井瓦斯涌出量

30

矿井瓦斯涌出量采用下式计算

式中:q 井──矿井相对瓦斯涌出量,m3/t; q 区 i──第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t; Aoi──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 1.25。

q 井 ? 1.25? 41.36 ? 51.7 m?/t
由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5,矿井瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则矿井相对瓦斯涌出量为:51.7×1.1=56.8m?/t 经预测计算,下煤组瓦斯抽采前矿井相对瓦斯涌出量为 56.8m?/t,矿井绝对瓦斯涌 出量为 17.9m?/min,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 23.4m?/t,绝对瓦斯涌出量为 7.02m ?/mim,掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 1.25m?/min。 (5)下煤组瓦斯预抽后预测矿井瓦斯涌出量 根据前面计算,各煤层经预抽后,煤层瓦斯抽采率为 50%,经预抽后各煤层的瓦斯 含量详见表 2-3-7:
表 2-3-7 煤层编号 原始瓦斯含量(m /t) 瓦斯抽采率(%) 矿井瓦斯预抽量(m3/t) 抽采后瓦斯含量(m3/t)
3

经预抽后各煤层的瓦斯含量 C25 13.7 50 6.85 6.85 C26 15.3 50 7.65 7.65

1)采煤工作面瓦斯涌出量预测: 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 m?/t; q2—邻近层相对瓦斯涌出量,m?/t。 ① 开采层相对瓦斯涌出量 m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M

31

式中:q1—开采本煤层相对瓦斯涌出量,m3/t; K1—围岩瓦斯涌出系系,取 1.1~1.3,全部垮落法取 1.3;局部充填法取 1.2;全部 充填法取 1.1,本矿取 1.3; K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数计算;C25、C26 煤层属中厚煤层, 工作面回采率为 95%,K2 得 1.05。 K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,查(AQ1018-2006) 标准;采用长壁后退式回采时按下式计算:K3=(L-2h)/L,得 0.86; L—工作面长度,m; h—掘进巷道预排等值宽度,m,查(AQ1018-2006)标准; m—开采煤层厚度,m; M—工作面采高,m; W0—煤层原始瓦斯含量,m?/t; Wc—纯煤的残存瓦斯含量,m3/t,根据煤层挥发分按(AQ1018-2006)标准选取纯 煤的残存瓦斯含量,C25、C26 煤层挥发分依次为 9.1%、9.12%,根据下表 C25、C26 煤层取 5.0m?/t;

则原煤残存瓦斯含量:W 原=Wc×(100 ? A f ? W f ) /[100×(1+0.31Wf)] C25 煤层:W 原=5.0×(100 ? 16.02 ? 2.04) /[100×(1+0.31×2.04)]=2.5m?/t C26 煤层:W 原=5.0×(100 ? 20.6 ? 1.3) /[100×(1+0.31×1.3)]=2.7m?/t A、开采层为 C25 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(1.5÷1.5)×(6.85-2.5) =4.1m?/t B、开采层为 C26 煤层时,开采层瓦斯涌出量: m q1=K1· 2· 3· · 0-WC) K K (W M =1.3×1.05×0.86×(1.5÷1.5)×[(7.65-2.5)-2.7] =2.4m?/t ② 邻近层相对瓦斯涌出量
q2 ? ? (Woi ? Wci ) ?
i ?1 n

mi ??i M

32

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,%,按(AQ1018-2006)标准附图 D.1 选取;
Woi—第 i 个邻近煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wci—第 i 邻近层煤层残存瓦斯含量,m3/t,按(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 该矿可采煤层为 C17、C19、C25、C26 煤层,本次设计首先开采 C19、C17 煤层, 然后依次开采 C25、C26 煤层,参照(AQ1018-2006)标准附图 D.1 邻近层瓦斯排放率 与层间距的关系曲线选取瓦斯排放率。以下按煤层开采先后顺序计算。 A、开采 C25 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: C25 煤层距下伏 C26 煤层底界约 15m。根据矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1080- 2006)附录 D 可知,开采 C25 煤层时,下邻近层 C26 煤层的瓦斯排放率为 50%。 q2=(1.5÷1.5)×0.5×(7.65-2.7)=2.5m?/t 根据以上计算,开采 C25 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=2.5m?/t。 B、首先开采 C26 煤层时邻近层相对瓦斯涌出量: C26 煤层为最后开采的一层煤,邻近层瓦斯排放率为零。 根据以上计算,开采 C26 煤层时邻近层瓦斯涌出量合计为:q2=0m?/t。 ③ 各煤层回采工作面瓦斯涌出量 A、开采 C25 煤层:q 采=q1+q2=4.1+2.5=6.6m?/t B、开采 C26 煤层:q 采=q1+q2=2.4+0.0=2.4m?/t 瓦斯抽采后,矿井煤层瓦斯含量的动态分析表详见表 2-3-8。
表 2-3-8 煤层原始 瓦斯含量 m3/t 13.7 15.3 抽采后煤层 瓦斯含量 m3/t 6.85 7.65 矿井煤层瓦斯含量的动态分析表 开采 C25 煤层 采面瓦斯 涌出量 m3/t 4.1 2.5 剩余瓦 斯含量 m3/t 2.75 5.15 开采 C26 煤层 采面瓦斯 涌出量 m3/t 2.4 剩余瓦 斯含量 m3/t 2.75

煤层

C25 C26

2)回采工作面瓦斯涌出量 根据以上计算可知道,下煤组当开采 C25 煤层至矿区范围最深开采标高时,回采工 作面相对瓦斯涌出量最大,为 6.6m?/t,影响矿井整体瓦斯涌出量也是最大,因此,以 下掘进工作面瓦斯涌出量计算将以开采 C25 煤层作为计算依据。 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2: 则回采工作面相对瓦斯涌出量为:6.6×1.2=7.92m?/t
33

因此,矿井采煤工作面生产能力按 15 万 t/年计算,采煤工作面相对瓦斯涌出量为 7.92m?/t,绝对瓦斯涌出量为 2.37m?/mim。 3)掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道落煤的瓦斯涌出 量,即公式: q 掘=q3+q4 q3=D· q0· L / V -1) V· (2 q4=s·V·γ·(W0-WC); 掘进工作面瓦斯涌出量为: Q 掘=q3+q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 式中:Q 掘—掘进工作面煤层瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min; q3—掘进巷道落煤的瓦斯涌出量,m3/min; D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度,m;对于中厚煤层,D=2m,m 为开采层 厚度; V—平均掘进速度,m/min,取 ? =0.0027; q0—煤壁瓦斯涌出强度,m3/(m2?min),q0=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]· 0,计算 W 得 q0=0.03435; Vr—煤的挥发分; W0—煤层原始瓦斯含量,m3/t; S—掘进巷道断面积,m2; L—掘进巷道最大长度,m2; γ—煤的容重,t/m3; Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t,根椐(AQ1018-2006)标准附录 C 选取。 根椐以上公式,取煤层瓦斯涌出最大的 C25 煤层进行计算。 Q 掘=q3+ q4=D· q0· L / V -1)+s·V·γ·(W0-WC) V· (2 =3.0×0.0027×0.03435×(2 1200/ 0.0027 -1)+7.2×0.0027×1.4×(6.85-2.5) =0.49m?/min 由于瓦斯涌出的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附 录 D.5 ,瓦斯涌出不均衡系数取 1.2。 则掘进工作面瓦斯涌出量为:0.49×1.2=0.59m?/min 4)采区相对瓦斯涌出量 根据矿井开拓部署,本矿为一个采区一个采煤工作面组织生产。

34

q区=

K?(? q 采i Ai ? 1440? q 掘i)
i=1 i ?1

n

n

A0

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,取 1.25; q 采i ──第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t; A采i ──第 i 个回采工作面日产煤量,t;取 432t
q 掘i

──第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m?/min;

A0 ──生产采区日产煤量,t; (回采工作面日产煤量加上掘进煤量,掘进煤量按回
采工作面日产煤量的 5%计算) ,取 455t。 1.25 ? (7.92 ? 432 ? 1440 ? 0.59 ? 2) ? 14.0(m 3 / t ) 则: q区 ? 455 由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5, 瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则采区相对瓦斯涌出量为:14.0×1.1=15.4m?/t 5)矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量采用下式计算

式中:q 井──矿井相对瓦斯涌出量,m3/t; q 区 i──第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t; Aoi──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 1.25。

q 井 ? 1.25?15.4 ? 19.25 m?/t
由于瓦斯涌的不均衡,按《矿井瓦斯涌出量预测方法》 (AQ1018-2006)标准附录 D.5,矿井瓦斯涌出不均衡系数取 1.1。 则矿井相对瓦斯涌出量为:19.25×1.1=21.2m?/t 经预测计算,下煤组瓦斯抽采后矿井相对瓦斯涌出量为 21.2m?/t,绝对瓦斯涌出量 为 6.7m?/min, 采煤工作面相对瓦斯涌出量为 7.92m?/t, 绝对瓦斯涌出量为 2.37m?/mim, 掘进工作面绝对瓦斯涌出量为 0.59m?/min。 随着开采深度的增加,矿井瓦斯涌出量必然随之加大,因此,矿井必须按照规定每 年进行瓦斯等级鉴定,并根据鉴定结果及时验算、调整矿井配风量,在生产过程中应加
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强瓦斯管理、加大瓦斯抽采力度,以防止瓦斯聚集发生瓦斯事故。

三、矿井瓦斯涌出变化规律
在矿井投产初期,瓦斯主要来源于掘进及原采空区;矿井生产中期,瓦斯涌出以回 采区为主;矿井生产后期,老空区瓦斯占相当比重。同时,随着开采深度的增加,不仅 瓦斯涌出量增大,而且由于来自开采层及围岩的瓦斯涌出量的增高,矿井的瓦斯平衡也 会发生有规律的变化,采空区瓦斯的威胁越来越严重。矿井一般在浅部开采时,通风条 件较好,瓦斯不易聚集。但随着开采深度的增加,尤其在深部,通风较困难,瓦斯易于 聚集。因此,除加强监测工作外,更应加强机械通风工作,切实加强井下通风管理及预 防工作。 所以在今后的生产过程中应注意观察瓦斯涌出情况, 掌握该矿的瓦斯涌出规律, 同时观察是否有瓦斯动力现象的发生。

第四节
1、瓦斯储量计算范围

瓦斯储量

瓦斯储量计算范围包括井田范围内各可采煤层、可采煤层开采影响范围内的不可采 煤层及围岩所赋存的瓦斯总量,其中:围岩瓦斯储量据测定资料取或按煤层瓦斯储量的 10%~15%概算。 2、瓦斯储量及可抽量 (1)矿井瓦斯储量计算 瓦斯储量系指煤田开发过程中,能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层赋存的瓦斯总 量。其计算公式为: 矿井瓦斯储量计算公式为:Wk=W1+W2+W3 W1=∑A1iX1i W2=∑A2iX2i 式中:W1—可采煤层瓦斯储量的总和,万 m3; A1i—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; W2—可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和,万 m3; 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; W3—围岩瓦斯储量,万 m3。根据测定资料取,或按煤层瓦斯储量的 10%~15%概 算。 (2)可抽瓦斯量概算 可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。

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可抽量按下式计算: Wc=W·K K= K1·K2·K3 K1= K4(Wy-MC)/ Wy 式中:WC—可抽瓦斯量,万 m3; K—可抽系数; K1—瓦斯涌出程度系数; K2—负压抽采时的抽采作用系数,取 1.2; K3—矿井瓦斯抽采率。预抽煤层瓦斯进,可取 25~35%;抽采上下邻近层瓦斯进, 可取 35~45%; K4—煤层瓦斯排放率(%) ; My—煤层原始瓦斯含量(m3/t) ; Mc—运在地面煤的残余瓦斯含量(m3/t) 。 经计算,矿井瓦斯储量:31055.76 万 m3,可抽量:14127.34 万 m3。矿井瓦斯储量 及可抽量见表 2-4-1。
表 2-4-1
序号 1 2 3 4 5 煤 层 C17 C19 C25 C26 瓦斯含量 3 (m /t) 11.70 7 13.7 15.3

矿井瓦斯储量计算表
煤炭地质储 量(万t 304 385 661 691 瓦斯储量 3 (万m ) 3556.80 2695.00 9055.70 10572.30 5175.96 2041.00 31055.76 可抽放系数 0.554 0.485 0.485 0.485 0.257 瓦斯可开发 3 量(万m ) 1970.47 1307.08 4392.01 5127.57 1330.22 14127.34

不可采煤层及围岩 合 计

37

第三章
第一节
一、瓦斯抽采必要性

矿井瓦斯抽采

瓦斯抽采必要性与可行性

1、根据《煤矿瓦斯抽放规范》 (AQ1027-2006)第 4 条规定,有下列情况之一, 必须建立地面永久瓦斯抽采系统或井下移动泵站瓦斯抽采系统。 (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时; (2)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 1.0~1.5Mt 的矿井,大于 30m3/min; 3)年产量 0.6~1.0Mt 的矿井,大于 25m3/min; 4)年产量 0.4~0.6Mt 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。 (3)开采有煤与瓦斯突出危险煤层。 贵州省煤炭局以黔煤行管字[2004]225 号《关于加强中小煤矿瓦斯抽放工作的通知》 中,要求凡属省内的高瓦斯矿井和煤与瓦斯突出矿井都必须安装抽放系统并确保运行。 从以下两个方面来分析该矿建立地面永久性瓦斯抽放站的必要性。 1)从防止煤与瓦斯突出考虑 该矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理,因此,该矿开采过程中应对煤与瓦斯突 出危险性予以重视,有必要建立瓦斯抽采系统。 2)从资源利用和环保的角度看 瓦斯是一种优质洁净的能源,将抽出的瓦斯加以利用,可以变废为宝,改善能源结 构,保护矿区环境,取得显著的经济效益和社会效益。根据计算,该矿瓦斯储量为 31055.76 万 m3,说明矿井瓦斯资源丰富,为瓦斯开发利用提供了充足的条件。从资源 利用和环保的角度看,也有必要建立永久瓦斯抽采系统,进行瓦斯抽采。 从以上分析,该矿建立地面永久瓦斯抽采系统是非常必要的。

二、瓦斯抽采可行性
衡量煤层可抽性的指标主要有三项,即煤层的透气性系数(λ ) 、钻孔瓦斯流量衰 减系数 (β ) 钻孔瓦斯极限抽放量 j) 按其判定煤层瓦斯抽采可行性的标准如表 3-1-1 、 (Q 。 所示。

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表 3-1-1 指标难易程度 容易抽放 可以抽放 较难抽放

煤层预抽瓦斯难易程度分类表 β (d-1) <0.003 0.003~0.05 >0.05 λ (m2Mpa2d) >10 10~0.1 <0.1

由于该矿未提供煤层的透气性系数(λ)和钻孔瓦斯流量衰减系数(β) ,建议矿井 尽快补做该项工作,以确定煤层瓦斯进行预抽的难易程度。设计根据业主反应周边矿井 预抽煤层瓦斯的难易程度分析,推测该矿井煤层预抽瓦斯的难易程度为可以抽放,是可 行的。

第二节
一、瓦斯抽采控制范围

瓦斯抽采控制范围和指标

1、穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制区段内的整 个开采块段和整条顺槽及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制顺槽外侧的范围是: 倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少 20m,下帮至少 10m;其他为巷道两侧轮廓线 外至少各 15m;均为沿层面的距离; 2、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整条煤层巷道及其 两侧一定范围内的煤层。 倾斜、 急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少 20m, 下帮至少 10m; 其他为巷道两侧轮廓线外至少各 15m;均为沿层面的距离; 3、顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整个开 采块段的煤层; 4、穿层钻孔预抽石门(含斜井)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应在揭煤工作面 距煤层的最小法向距离 7m 以前实施 (在构造破坏带应适当加大距离) 钻孔的最小控制 。 范围是:石门和斜井揭煤处巷道轮廓线外 12m(急倾斜煤层底部或下帮 6m) ,同时还应 保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线的最小距离不小于 5m,且当钻孔不能一次穿透煤 层全厚时,应保持煤孔最小超前距 15m; 5、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于 60m,倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少 20m,下帮至少 10m;其他为巷道两侧 轮廓线外至少各 15m;均为沿层面的距离; 6、当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时,工作面距未预 抽或预抽防突效果无效范围的边界不得小于 20m; 7、特厚煤层分层开采时,预抽钻孔应控制开采的分层及其上部至少 20m、下部至 少 10m(均为铅垂距离,且仅限于煤层部分) 。

39

8、采煤工作面控制范围为:工作面前方 20m 以上。

二、瓦斯抽采指标
1、突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深 度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出 煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力,则必须将煤层瓦斯含量降到 8m3/t 以下,或将煤 层瓦斯压力降到 0.74MPa(表压)以下。 2、 瓦斯涌出量主要来自于邻近层或围岩的采煤工作面瓦斯抽采率应满足表 3-2-1 规 定, 瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面前方 20m 以上范围内煤的可解吸瓦斯量 应满足表 3-2-2 规定。
表 3-2-1
3

采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标 工作面抽采率(%) ≥20 ≥30 ≥40 ≥50 ≥60 ≥70 可解吸瓦斯量 Wj(m3/t) ≤8 ≤7 ≤6 ≤5.5 ≤5 ≤4.5 ≤4 备 注

工作面绝对瓦斯涌出量 Q(m /min) 5≤Q<10 10≤Q<20 20≤Q<40 40≤Q<70 70≤Q<100 100≤Q 表 3-2-2 工作面日产量(t) ≤1000t 1001~2500t 2501~4000t 4001~6000t 6001~8000t 8001~10000t >10000t

采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量应达到的指标 备 注

3、采掘工作面风速不得超过 4m/s,风流中瓦斯浓度不得超过 0.8%。 4、矿井瓦斯抽采率应满足表 3-2-3 规定。

40

表 3-2-3 矿井绝对瓦斯涌出量 Q(m3/min) Q<20 20≤Q<40 40≤Q<80 80≤Q<160 160≤Q<300 300≤Q<500 Q≥500

矿井瓦斯抽采率应达到的指标 矿井抽采率(%) ≥25 ≥35 ≥40 ≥45 ≥50 ≥55 ≥60 备 注

5、瓦斯抽采率确定 1) 煤层的瓦斯预抽量 W 抽=W 原-W=15.3-7.65=7.65m3/t。 式中:W 15.3m3/t; W──抽采后的煤层瓦斯含量,m3/t; W 抽──煤层的瓦斯抽采量,m3/t; 2) 抽采达标时煤层的瓦斯预抽率 根据达标的要求(煤层瓦斯含量必须降到 8 m3/t 以下) , η k=W 抽/W 原=7.65/15.3=50% 式中:η k──煤层瓦斯抽采率,%; W 抽──煤层瓦斯抽采量,m3/t; W 原──煤层的原始瓦斯含量,m3/t。 根据上述计算结果,取矿井的抽采率为 50%。 3) 高负压抽采量(区域预抽,这时不存在风排瓦斯): 矿井高负压瓦斯抽采量= (区域预抽前的矿井绝对瓦斯涌出量×区域预抽后的矿井 绝对瓦斯涌出量) =17.9-6.7 =11.2 4) 低负压抽采量: 根据前面计算,区域预抽后采煤工作面相对瓦斯涌出量为 7.92m3/t,绝对瓦斯涌出量 为 2.37m3/min,设计风排瓦斯为本煤层瓦斯,低负压抽采为临近层瓦斯;即低负压抽采
41


──煤层原始瓦斯含量,m3/t;根据预测的煤层瓦斯含量取最大值,

瓦斯量: (3.0× 455)÷1440=1.0m3/min;本处考虑预测的不准确性,为安全起见,低负 压抽采量按 1.0×2.0=2.0m3/min 进行低负压泵选型。 5)矿井年瓦斯抽采量 q 矿 =365×24×60×13.2=693.8 万 m3(纯瓦斯量) 6)矿井抽采时间 tn =矿井瓦斯可抽量/年抽采瓦斯量=14127.34/693.8=20.4(a) 即瓦斯抽采时间为 20.4 年,主要是因为以下因素:①在进行瓦斯抽采时,煤层瓦斯 涌出量会相应增大;②瓦斯含量在水平方向的不均衡性;③随着开采深度的增加,瓦斯 含量将逐渐增大;④设计考虑了产量的不均衡性。 7)首采面预抽时间 该矿首采面为 11901 采煤工作面,则该采煤工作面的煤炭储量为:418×90×1.47 ×2.5=13.8 万吨。 根据前面分析计算,矿井经区域预抽后煤层瓦斯已降到 8 以下,但由于实际操作和 理论计算可能存在一定不确定性,因此设计首采面预抽时间取 6 个月。

第四节
一、瓦斯抽采方法的选择原则

瓦斯抽采方法

抽采瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径。我国煤矿的瓦斯抽放方法大致 可以分为以下五类:1)本煤层瓦斯抽放方法;2)邻近层瓦斯抽放方法;3)采空区瓦 斯抽放方法;4)围岩瓦斯抽放方法;5)综合抽放瓦斯方法。其中综合抽放瓦斯方法是 前四类方法中两种或两种以上方法的配合使用。 选择抽放瓦斯方法时,遵循的原则是: 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、抽放方法应根据瓦斯来源及涌出构成选择,应尽可能采用综合抽放瓦斯方法, 以提高抽放瓦斯效果; 3、选择的抽放瓦斯方法应有利于减少井巷工程量,实现抽放巷道与开采巷道的结 合; 4、选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道的布置与维护; 5、选择的瓦斯抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果,降低抽放成本; 6、选择的瓦斯抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工、抽放系统管网敷设,有利于 增加抽放钻孔的瓦斯抽放时间

二、瓦斯抽采方法确定

42

根据抽采方法的选择原则并结合该矿实际情况,设计采用本煤层瓦斯抽放、邻近层 瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放的方法治理瓦斯。 1、本煤层瓦斯抽放方法 1)在掘进工作面沿煤层布置顺层钻孔预抽开采煤层瓦斯(先抽后掘) 。 2)由回采工作面运输顺槽打上向顺层钻孔预抽开采煤层瓦斯(先抽后采) 。 2、邻近层瓦斯抽放方法 建议布置底板瓦斯抽采巷向煤层打穿层钻孔预抽煤层瓦斯。 3、采空区瓦斯抽放方法 1)采空区埋管抽放。 2)采取密闭采空区插管抽放。

第五节

瓦斯抽采工艺

一、穿层钻孔预抽石门(含井巷)揭煤区域煤层瓦斯
钻孔布置要求:钻孔直径 75~120mm,抽放应当在揭煤工作面距煤层的最小法向 距离 7m 以前实施(在构造破坏带应适当加大距离)。钻孔的最小控制范围是:石门和立 井、 斜井揭煤处巷道轮廓线外 12m(急倾斜煤层底部或下帮 6m), 同时还应当保证控制范 围的外边缘到巷道轮廓线(包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线)的最小距离不小于 5m, 且 当钻孔不能一次穿透煤层全厚时,应当保持煤孔最小超前距 15m。 石门揭煤工作面钻孔的控制范围是:石门的两侧和上部轮廓线外至少 5m,下部至 少 3m。立井揭煤工作面钻孔控制范围是:近水平、缓倾斜、倾斜煤层为井筒四周轮廓 线外至少 5m;急倾斜煤层沿走向两侧及沿倾斜上部轮廓线外至少 5m,下部轮廓线外至 少 3m。钻孔的孔底间距应根据实际考察情况确定。 石门揭煤前打穿层钻孔预抽煤层瓦斯,见下图。

43

A

3.0m
1 1-9 10 10-18 11 20 29 38 47 56 65 74 12 21 30 39 48 57 66 75 13 22 31 40 49 58 67 76 14 23 32 P 37 37-45 46 50 59 68 77 51 60 69 78 52 61 70 79 53 62 71 80 54 63 72 81 41 42 43 44 45 15 24 33 16 25 34 17 26 35 18 27 36 2 3 4 5 6 7 8 9

12

19 19-27 28-36 P 28

工作面



7m

m

12 m

46-54 55-63 64-72 55 64 73-81 A 73

1-81--预抽瓦斯、排放钻孔 P--测压钻孔

石门揭煤抽放钻孔示意图

斜巷揭煤参照上图执行。

二、邻近层穿层抽放
当保护层开采后, 开采层顺槽未在保护范围内或经区域效果检验和区域验证为突出 危险区域时,采用邻近层穿层抽放方法。开采一采区时,从 C19 煤层布置穿层钻孔预抽 C17 煤层瓦斯。 控制范围: 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整条煤层巷 道及其两侧一定范围内的煤层(巷道上帮轮廓线外至少 15m,下帮至少 15m) 。

44

钻 场

40m

穿层钻孔

下部煤层预设运输巷
15 ≥ m m



15

下部煤层预设回风巷
≥ m 15

回风巷

15 ≥

m

运输巷
C1 7煤 层 9煤 C1 层

图 3-5-1

邻近层穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔布置示意图

三、穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯
1、穿层钻孔预抽煤层瓦斯 开采二、三采区时,在 C26 煤层底板 20m 处布置瓦斯集中抽放巷,施工底板穿层 钻孔抽放 C25、C26 煤层条带瓦斯。 钻孔布置:在底板瓦斯抽放巷内布置穿层抽放钻孔,钻孔深度以穿过煤层 0.5m 为 准,且钻孔揭穿煤层位置不得与本煤层钻孔交叉。钻孔布置示意图见图 3-5-2。 控制范围: 穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制整条煤层巷 道及其两侧一定范围内的煤层(巷道上帮轮廓线外至少 15m,下帮至少 15m) 。

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图 3-5-2

底板抽放巷穿层钻孔预抽煤层瓦斯钻孔布置示意图

四、顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯(先抽后掘)
当煤巷掘进工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时采用超前钻孔抽采瓦斯的 方式。 打超前钻孔抽采掘进头瓦斯,该方法在掘进时应配合防突工作进行。控制范围为巷 道轮廓线上帮轮廓线外至少 15m,下帮至少 15m,前方≥60m,超前距≥20m。 钻孔布置的原则就是保证将钻孔布置在煤层内,钻孔倾角与巷道底板平行或根据煤 层的厚度向上或向下倾斜。当掘进工作面抽采钻孔数量较多时,为过大钻孔覆盖范围, 抽采钻孔应以巷道中线为基准, 向周围煤体呈放散状排列, 以提高抽采效果。 控制范围: 巷道前方不小于 60m,巷道上帮轮廓线外至少 20m,下帮至少 15m。

46

掘进工作面布孔方式如图 3-5-3 所示。

图 3-5-3

掘进工作面超前钻孔布置示意图

五、顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯(先抽后采)
由工作面运输顺槽向回风顺槽方向在煤层中打顺层钻孔,孔长 80m,每隔 5m 布置 顺层抽放钻孔一个, 顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个 开采块段的煤层。经抽放并经效果检验无煤与瓦斯突出危险后,方可进行采煤工作面的 回采作业。见图 3-5-4。

10m

5m

<80>

10m

图 3-5-4

顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯钻孔布置示意图

当矿井开采至具有突出危险性区域或未进行突出危险性区域时,设计将上一区段回 采工作面运输巷作为下一区段瓦斯抽放巷,下区段煤层采用本煤层预抽区段煤层瓦斯进 行区域防突。设计钻孔沿煤层平行于切眼,每个钻场内布置 1 个钻孔。钻孔长度应控制 整个回采工作面及区段运输巷外侧 20m 的范围。详见图 3-5-5。

47

<90m>

90°

运输巷 回风巷

5m 回采工作面

20m

运输巷

图 3-5-5

本煤层预抽区段煤层瓦斯钻孔布置示意图

六、采空区瓦斯抽放
1、采空区埋管抽放 铺设瓦斯管至采面上隅角。从里往外每隔 30 米安设一个三通,在三通上安设多孔 短节,不用时先用堵板堵好,当采面推到三通位置时,在三通周边架设木垛将三通短节 护住,以防止顶板垮落时压坏三通短节,待采面推到三通位置时,再将堵板取掉,这样 在瓦斯抽放泵的作用下就可以直接抽放上隅角的瓦斯。上隅角埋管抽放布置示意图见图 3-5-6。

图 3-5-6

埋管抽放布置示意图

2、老采空区密闭抽放 对于已采完的老空区如果瓦斯涌出量大,向邻近工作场所涌出瓦斯时,可以采用密

48

130m

90m

闭抽放。见图 3-5-7。

老空区 铁丝网

密闭

法兰盘 巷道 测试孔 阀门

抽放管

图 3-5-7

采空区密闭抽放布置示意图

第六节

钻孔封孔工艺

抽采钻孔封孔方式主要有机械封孔泵封孔、聚胺脂封孔、人工水泥沙浆封孔等。封 孔段长度:封孔段在煤层,封孔长度大于 6m,封孔段在岩层,封孔长度大于 3m。

一、机械封孔
采用机械封孔泵封孔, 封孔长度容易达到设计要求, 封孔效率高, 钻孔封孔效果好。 设计选用 BFZ 型矿用注浆封孔泵进行封孔。BFZ 型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽 放封孔,同时还广泛应用于煤层注水封孔,注浆封孔及其它各类型钻孔的封孔。该泵自 身具有搅拌、输送高稠度浆料功能,封孔质量可靠,封孔工艺简单,使用方便,易于维 护。其 BFZ 型矿用封孔泵工作压力为 2.4MPa,流量为 0.008~0.01m3/min。 BFZ 型矿用封孔泵主要由电动机 1、安全离合器 2、变速系统 3、搅拌机 4、离合器 5、离合器操作手柄 6、送浆泵 7、机座 8 组成,见图 3-6-1。

49

图 3-6-1

封孔泵结构图

封孔管采用抗静电的工程塑料管或铁管。抽放钻孔封孔长度为 5m,封孔材料采用 425 硅酸盐水泥砂浆,配比为 1:0.4;孔内抽放管长度 6m,为 1.5 英寸双抗塑料或铁管, 抽放管的孔内端钻 10—20 个直径 10mm 的小孔,并用双层铁筛网扎好。 封孔工艺过程: 一般在打钻将要结束时就可开始准备水泥砂浆。水泥砂浆一般应加入适量的膨胀 剂,以避免凝固后收缩出现裂缝。当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。封孔泵与 所封钻孔的连接如图 3-6-2 所示。

图 3-6-2

封孔泵与所封钻孔的连接图

二、聚胺脂封孔
钻孔采用聚氨脂封孔,聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。对于井下封孔而言,主要要 求聚氨脂在发泡后, 其内所形成的孔为封闭孔, 即各孔之间互不连通, 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。 聚氨脂封孔采用卷缠药液法,钻孔内封孔管结构如图 3-6-3 所示。抽放管为内径 25mm 的焊缝钢管(或抗静电阻燃塑料管),长为 5~8m,在管前端焊上铁档板,套上木 塞和橡胶垫圈,距前端橡胶垫圈 lm 处,再套上木塞和橡胶垫圈,并用铁线缠紧固定, 在 lm 间距内的抽放管上固定一块毛巾布(1m× 0.7m)。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

50

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。封一个钻孔的聚氨脂用量约为 1 公斤左右。
4

2 1 10 3 5 6

60

1000

4000-6000

7

8

9

1000

100

4000-6000

1

铁档板

2 木塞

3 橡胶垫圈

4 毛巾布

5 铁线

6 抽放管

7 钻孔

8 聚氨脂密封段

9 水泥沙浆

10 花孔

图4-5-3

聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图

图 3-6-3

聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图

三、人工泥砂浆封孔
由于采用人工封孔时封孔长度只能达到 3m,因此通常采用压气封孔(图 3-6-4),或 利用泥浆泵封孔(图 3-6-5),封孔长度可达 5m 以上。井下封孔操作方法为: 井下封孔操作方法为: 1)检查封孔泵是否完好,封孔所需用的工具,配件等是否齐全。 2) 检查抽放钻孔所需的抽放管是否齐全, 长度是否达到要求(直径 25mm, 长度 6m)。 3)根据井下抽放钻孔的封孔深度,计算所需要的水泥量,一般封 5m 的钻孔用一包 水泥,水泥:砂=1:0.4(重量比)。

51

l 一注浆罐;2 一压气管;3 一水管;4 一胶管;5 一抽放管;6 一水泥沙浆;7 一钻孔;8 一木塞(挡 盘) 图 3-6-4 压气封孔示意图

4)直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽放管上,用麻绳或麻线等,将抽放管、注浆 管及水泥袋捆紧送入钻孔内封住孔口。 5)按泵的操作规程,开动泵拌水泥浆,均匀后开始注浆,水泥浆先将袋子胀大, 并封住钻孔,继续注浆直到注完为止,注浆时,孔口可能会漏一些浆,但不会影响整个 封孔质量。注完后即可直接将注浆胶管拨出。 6)直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽放管上,用麻绳或麻线等,将抽放管、注浆 管及水泥袋捆紧送入钻孔内封住孔口。 7)按泵的操作规程,开动泵拌水泥浆,均匀后开始注浆,水泥浆先将袋子胀大,

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并封住钻孔,继续注浆直到注完为止,注浆时,孔口可能会漏一些浆,但不会影响 整个封孔质量。注完后即可直接将注浆胶管拨出。 8)所有要封的钻孔封完后,要将封孔泵清洗干净。 根据该矿实际情况,采取人工水泥砂浆较为方便。

l 一钻孔;2 一抽放管;3 一水泵砂浆;4 一注浆管;5 一封孔口水泥;6 一木塞;
图 3-6-5 用泥浆泵封孔示意图

第七节
一、钻孔施工设备配置
1、钻机应符合下列要求

钻孔施工工艺

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。 2、设备配置 矿井配备一个采煤工作面,两个掘进工作面保证矿井年生产能力,各工作面配备 KHYD—150 钻机 2 台, 台工作, 台备用, 1 1 电压 660V/380V。 配备金刚石复合片 (PDC) 钻头,其主要技术参数:
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钻孔深度(m) :150; 钻杆直径(mm) :89/50; 钻孔倾角(? :0~360; ) 回转速度(r/min) :112~340; 功率(kW) :4; 主机外形尺寸(mm) :长× 高=1150× 宽× 600× 1080。

二、施工工艺
对于松软煤层打钻,采用传统工艺,无论是水力排屑湿式钻进法,还是螺旋排屑干 式钻进法,施工顺层钻孔时,都可能存在较多的阻钻因素,造成打钻困难,排屑不畅是 制约钻进速度和钻孔深度的主要原因。因此如果湿式打钻效果不理想,可采用风力排屑 干式钻进法,缓解打钻时排屑不畅的问题,提高钻孔长度和钻孔质量。 施工钻孔时,由于是采用压风排屑干式钻进法,孔口及下风侧粉尘较大,应采取有 效的孔口防尘措施。如采用孔口简易除尘装置,将排渣引向回风流中并在出口设置除尘 装置。

三、施工注意事项:
1、钻孔施工前,现场施工负责人必须安排专人对钻机的液压、电动系统进行全面 检查,确保钻机液压系统畅通,零部件齐全,电器的完好符合规定,严禁出现失爆。 2、钻机必须架设在顶板完整,支架完好的地点,稳固钻机时,螺旋支柱必须齐全 且升足劲,防止钻机歪倒伤人。 3、钻机电源的开和关由专职的机电维护员担任,其他人员不得擅自操作。 4、钻机操作必须由经过培训的人员担任,每班钻机第一次运行前,必须对钻机空 转几分钟,确认无问题,方可接上钻杆、钻头,正式运转。 5、钻机上、下调整角度必须在松开固定螺丝、作业人员躲到两侧后进行。 6、钻机开始运行时,加压不宜过大,待钻头对准孔位进入煤体实茬后,方可匀速 推进,由于煤层较松软,推进速度不宜过快。 7、钻机在运行过程中,钻机司机必须集中精力,谨慎操作,操作过程中,必须密 切关注压力表的变化、钻进速度等。 8、钻进过程中,现场负责人必须监护巷道顶板状况,如发现顶板有掉碴,压力增 大,冒顶等征兆时,必须立即停止作业,并向地面值班室汇报。 9、瓦斯抽放孔施工必须严格按抽放孔设计的方位,倾角和孔深进行施工。 10、钻进过程中,施工人员必须站在孔口两侧,不准站在孔口的正后方及钻孔延长 线上,严禁面对孔口观察钻进情况,以免发生喷孔伤人事故,作业人员必须穿戴整齐, 袖口扎紧,不允许带毛巾,严禁戴手套作业。
54

11、钻进过程中,施工负责人必须密切观察喷孔、夹钻、响煤炮等瓦斯动力现象, 当发生喷孔、响煤炮等动力现象时,应立即停止作业、撤出作业人员,并汇报矿调度室, 待处理后,方可恢复作业。 13、换接钻杆时,必须先检查钻杆是否透气,丝口是否完好,不透气及丝口损坏的 钻杆不准使用。 13、钻进过程中,必须有专人记录钻进进度及钻进过程中的动力现象。 14、钻进过程中,瓦斯检查员必须随时检查瓦斯浓度,瓦斯浓度超过 0.8%必须停 止作业。 15、钻进过程中,采用干打眼方法进行施工,压风排碴,必须采取降尘措施。 16、钻进时,钻场内严禁敲打、撞击金属物品,敲打工具应采用铜锤,以防产生火 花。

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第四章

矿井瓦斯抽采管路系统及抽采设备 第一节 设备选型

一、抽采参数
设计采用高、低负压抽采,高负压抽采主要抽采掘工作面瓦斯,低负压主要抽采空 区瓦斯。 根据前面计算,高负压系统:抽采瓦斯纯量 11.0m?/min,瓦斯浓度按 40%计,则 混合量约为 27.5m?/min;孔口负压为 15kPa,出口压力 4kPa。 低负压系统:抽采瓦斯纯量 2.0m?/min,瓦斯浓度按 15%计,则混合量约为 13.3m? /min;孔口负压为 5kPa,出口压力 4kPa。

二、瓦斯抽采管路系统及抽采设备选型
1、高负压抽采管路系统及抽采设备选型 1)管路的选择 ① 瓦斯抽采主管 A、主管径

d ? 0.1457

kQ 1.5 ? 11.0 ? 40% =0.296m ? 0.1457 V 10

式中:K---计算高、低负压主管径时流量系数,按《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》 (GB50471-2008)K 为 1.2-1.8,取 K=1.5。 d——瓦斯管内径,m; Q——瓦斯管内流量,m? /min;抽出瓦斯浓度按 40%计; V——瓦斯管内流速,一般取 5~12m/s;取 10 m/s; 选用 DN300× 型焊接钢管作为瓦斯抽采主管。 8 B、主管路阻力计算 a、摩擦阻力计算 L?? 1450? 0.866 h f ? 9.8 ? ? Q 2 ? 9.8 ? ? (1.5 ? 11.0 ? 0.40 ? 60) 2 ? 3065Pa 5 K0 ? d 0.71? 305 式中:hf——管路的摩擦阻力,Pa; L—— 主管路长度,m;管路最长时为 1450m; Δ——混合瓦斯对空气的相对密度; Q—— 管路的混合瓦斯流量,m? /h; K0——系数,经查表取 K0=0.71;
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d——管路内径,cm 。d=300/10=30cm; ? ? n ? ? 2 ? n2 0.715? 0.40 ? 1.293? 0.60 ) ?? 1 1 ? ? 0.866(kg/m? ?2 1.293 式中:ρ1——瓦斯密度,取 0.715kg/m? ; n1——混合瓦斯中瓦斯浓度,40%; ρ2——空气密度,取 1.293kg/m? ; n2——混合瓦斯中空气浓度 60%。 b、局部阻力计算 h1=3065× 15%=460Pa,按摩擦阻力的 15%计算。 c、主管路总阻力计算 H 总=3065+460=3525pa ② 瓦斯抽采支管 A、回采工作面 a、支管径

d ? 0.1457

kQ 1.5 ? 6.5 ? 40% =0.228m ? 0.1457 V 10

式中:K---计算高、低负压主管径时流量系数,按《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》 (GB50471-2008)K 为 1.2-1.8,取 K=1.5。 d——瓦斯管内径,m; Q——瓦斯管内流量,m? /min;抽出瓦斯浓度按 40%计; V——瓦斯管内流速,一般取 5~12m/s;取 10m/s; 故选用 DN250× 型焊接钢管作为回采工作面瓦斯抽采支管。 6 b、支管路阻力计算 摩擦阻力计算 L?? 750? 0.866 h f ? 9.8 ? ? ( KQ) 2 ? 9.8 ? ? (1.5 ? 6.5 ? 0.40 ? 60) 2 =1305Pa 5 5 K0 ? d 0.71? 25 式中:hf——管路的摩擦阻力,Pa; L——管路长度,m;管路最长时为 750m; Δ——混合瓦斯对空气的相对密度; Q——管的混合瓦斯流量,m? /h; K0——系数,经查表取 K0=0.71; d——管路内径,cm 。d=250/10=25cm; ? ? n ? ? 2 ? n2 0.715? 0.40 ? 1.293? 0.60 ) ?? 1 1 ? ? 0.866(kg/m? ?2 1.293 式中:ρ1——瓦斯密度,取 0.715kg/m? ;

57

n1——混合瓦斯中瓦斯浓度; ρ2——空气密度,取 1.293kg/m? ; n2——混合瓦斯中空气浓度。 ·局部阻力计算 h1=1305× 15%=196Pa;按摩擦阻力的 15%计算。 ·采面支管总阻力 h 总=1305+196=1501pa B、掘进工作面 a、支管径

d ? 0.1457

kQ 1.5 ? 4.5 ? 40% =0.189m ? 0.1457 V 10

式中:K---计算高、低负压主管径时流量系数,按《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》 (GB50471-2008)K 为 1.2-1.8,取 K=1.5。 d——瓦斯管内径,m; Q——瓦斯管内流量,m? /min;抽出瓦斯浓度按 40%计,两个掘进面抽采; V——瓦斯管内流速,一般取 5~12m/s;取 10m/s; 考虑到掘进移交回采后,掘进抽采管作为回采抽采管,故选用 DN250× 型焊接钢 6 管作为掘进工作面瓦斯抽采支管。 b、支管路阻力计算 ·摩擦阻力计算 L?? 750? 0.866 h f ? 9.8 ? ? Q 2 ? 9.8 ? ? (1.5 ? 4.5 ? 0.40 ? 60) 2 =379Pa 5 K0 ? d 0.71? 255 式中:hf——管路的摩擦阻力,Pa; L——管路长度,m;管路最长时为 750m; Δ——混合瓦斯对空气的相对密度; Q——管内的混合瓦斯流量,m? /h; K0——系数,经查表取 K0=0.71; d——管路内径,cm 。d=250/10=25cm; ? ? n ? ? 2 ? n2 0.715? 0.30 ? 1.293? 0.70 ?? 1 1 ? ? 0.866kg/m? ?2 1.293 式中:ρ1——瓦斯密度,取 0.715kg/m? ; n1——混合瓦斯中瓦斯浓度; ρ2——空气密度,取 1.293kg/m? ; n2——混合瓦斯中空气浓度。 ·局部阻力计算
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h1=379× 15%=57Pa,按摩擦阻力的 15%计算。 ·掘进面支管总阻力 h 总=379+57=436Pa ③ 管路总阻力 回采与掘进取其中较大的一个,取采面阻力值进行计算, h 总阻力=h 主总+ h 支=3525+1501 =5026pa 2)瓦斯泵的选择 ① 瓦斯泵压力计算

H f ? (H i ? H 0 ? h0 z )k
式中:Hf——瓦斯泵压力,Pa; Hi——井下负压管路系统全部阻力损失,KPa; H0——钻孔孔口压力,Pa;高负压取 15KPa; K——备用系数,K=1.2; hoz——用户在瓦斯管出口所必须造成的正压, KPa; 用户在瓦斯出口处必须的正压, 按《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》 (GB50471-2008)中的要求进行选型计算。泵出口正 压一般取值为 3.5-5kPa。取 4KPa; 1.2 H f ? (H i ? H 0 ? h0 z )k =(5.026+15+4)× =28.8KPa ② 瓦斯泵流量计算 ? Q不 9.0 /min Q? ?k ? ? 1.2 =33.75m? X ?? 0.40 ? 0.8 式中:Q——瓦斯泵额定流量,m? /min; ∑Qc——在抽采期间内抽出的最大纯瓦斯量之和,m? /min; X——瓦斯泵入口处瓦斯浓度,0.4; η——瓦斯泵的机械效率,η=0.8; K——抽采备用系数,一般取 K=1.2 。 ③ 真空度计算 Hc ?? ? 100% 101.3 式中:Hc——矿井抽采负压,Kpa;HC=(5.026+15)× 1.2=24.03KPa 24.03 ?? ? 100 % ? 23.8% 101 .3 ④ 瓦斯泵工况点流量 P T 101 .3 296 ? ? 39.2 m? 流量: Q工 ? Q ? 0 ? ? 33.75 ? /min; 88 293 P T0 式中:Q 工—瓦斯泵工况点流量,m? /min;
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P0—标准大气压;101.3kPa; P—当地实际大气压,P=88kPa; 瓦斯泵房标高为+1249.3m,查表得 88kPa; T0—标准状态下的温度,273+20=293K; T—瓦斯泵管内气体温度,T=273+23=296K; ⑤ 抽采泵选型 根据计算的瓦斯泵的 Hp 和 Qp,选用 2BEC-420 型水环真空泵 2 台,一台工作,一 台备用) ,担负该矿的高负压瓦斯抽采,最大抽气量 110m? /min,压力 40KPa,最低吸入 绝压 3.3KPa,功率为 110kW。高负压抽采选用 DN300× 型焊接钢管作为抽采主管;选 8 用 DN250× 型焊接钢管为抽采支管。 6
表 4-1-1 型 号 2BEC-420 最大吸入量 (m3/min) 110 高负压瓦斯抽采泵技术特征表 抽采负压 (KPa) 40 转 速 (r/min) 590 电机 功率 (kW) 110 电机 电压 (kV) 0.38 最低吸入绝 压(KPa) 3.3

2、低负压抽采管路系统及抽采设备选型 1)管路的选择 ① 瓦斯抽采管 A、管径

d ? 0.1457

kQ 1.5 ? 2.0 ? 15% =0.224m ? 0.1457 V 10

式中:d——瓦斯管内径,m; Q——瓦斯管内流量,m? /min;抽出瓦斯浓度按 15%计; V——瓦斯管内流速,一般取 5~12m/s;取 10m/s; 选用 DN300× 型焊接钢管作为低负压瓦斯抽采管。 8 B、管路阻力计算 a、摩擦阻力计算 L?? 1900? 0.93 h f ? 9.8 ? ? Q 2 ? 9.8 ? ? (1.5 ? 2.0 ? 0.15? 60) 2 =4243Pa 5 K0 ? d 0.71? 305 式中:hf——某段管路的摩擦阻力,Pa; L——管路长度,m;管路最长时为 1900m; Δ——混合瓦斯对空气的相对密度; Q——某段管的混合瓦斯流量,m? /h; K0——系数,经查表取 K0=0.71; d——管路内径,cm 。d=300/10=30cm;

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??

?1 ? n1 ? ? 2 ? n2 0.715? 0.15 ? 1.293? 0.85 ? ? 0.93 kg/m? ?2 1.293

式中:ρ1——瓦斯密度,取 0.715kg/m? ; n1——混合瓦斯中瓦斯浓度,15%; ρ2——空气密度,取 1.293kg/m? ; n2——混合瓦斯中空气浓度,85%。 b、局部阻力计算 h1=4243× 15%=636Pa,按摩擦阻力的 15%计算。 c、总阻力计算, H 总=4243+636=4879pa 2)瓦斯泵的选择 ① 瓦斯泵压力计算 1.2=16.65KPa H f ? (H i ? H 0 ? h0 z )k =(4.879+5+4)× 式中:Hf——瓦斯泵压力,Pa; Hi——井下负压管路系统全部阻力损失,KPa; H0——钻孔孔口压力,Pa;取 5KPa; K——备用系数,K=1.2; hoz——用户在瓦斯管出口所必须造成的正压,按<煤矿瓦斯抽采工程设计规范> (GB50471-2008) 中的要求进行选型计算。 泵出口正压一般取值为 3.5-5kPa。 4KPa; 取 ② 瓦斯泵流量计算 ? Q不 2.0 /min Q? ?k ? ? 1.5 =25.0m? X ?? 0.15 ? 0.8 式中:Q——瓦斯泵额定流量,m? /min; ∑Qc——在抽采期间内抽出的最大纯瓦斯量之和,m? /min; X——瓦斯泵入口处瓦斯浓度, 0.15; η——瓦斯泵的机械效率,η=0.8; K——抽采备用系数,一般取 K=1.5 。 ③ 真空度计算

? ?

Hc
101 .3

? 100 %

式中:Hc——矿井抽采负压,Kpa;HC=(4.879+5)× 1.2=11.9Pa 11.9 ?? ? 100 % ? 111 .7% 101 .3 ④ 瓦斯泵工况点流量

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流量: Q工 ? Q ?

P0 T 101 .3 296 ? ? 29.1 m? /min; ? ? 25.0 ? 88 293 P T0

式中:Q 工—瓦斯泵工况点流量,m? /min; P0—标准大气压;101.3kPa; P—当地实际大气压,P= 88 kPa; 瓦斯泵房标高为+1249.3m,查表得 88kPa; T0—标准状态下的温度,273+20=293K; T—瓦斯泵管内气体温度,T=273+23=296K; ⑤ 瓦斯泵的选择 根据计算的瓦斯泵的 Hp 和 Qp,选用 2BEC-420 型水环真空泵 2 台,一台工作,一 台备用) ,担负该矿的低负压瓦斯抽采,最大抽气量 110m? /min,压力 40KPa,最低吸入 绝压 3.3KPa,功率为 110kW。低负压抽采选用 DN300× 型焊接钢管作为抽采主管。 8
表 4-1-2 型 号 2BEC-420 最大吸入量 (m3/min) 110 抽采负压 (KPa) 40 低负压瓦斯抽采泵技术特征表 转 速 (r/min) 590 电机 功率 (kW) 110 电机 电压 (kV) 0.38 最低吸入绝 压(KPa) 3.3

根据高负压抽采泵冷却水消耗量为 5.5m3/h,低负压抽采泵冷却水量为 5.5m3/h,合 计冷却水消耗量为 11m3/h,选择 IS65-50-125 型清水泵 2 台。流量 25m3/h,扬程 20m, 防爆电机功率 3kW。

第二节

瓦斯抽采管路与钻孔组合工艺

一、瓦斯抽采管路与钻孔连接方式
抽放瓦斯管路与钻孔可用高压胶皮软管通过抽放多通连接,高压胶皮软管的尺寸可 根据封孔套管的直径来选择,煤层钻孔一般选用 2 英寸的高压胶管,岩石钻孔一般选用 3 英寸或 4 英寸的高压胶管。抽采管路与钻孔连接方式如图 4-5-1 所示。

1-煤层;2-钻孔;3-封孔泥浆堵料;4-胶皮连接软管;5-流量计;6、9、10、11-阀门; 7-汇总管;8-放水管;12-分区瓦斯管。 图 4-5-1 抽采管路与钻孔连接示意图

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二、瓦斯抽采管路安装及拆卸注意事项
1、管路要托挂或垫起,吊挂要平直,拐弯处设弯头,不拐急弯。管子的接头接口 要拧紧,用法兰盘连接的管子必须加垫圈,做到不漏气、不漏水。 2、在倾斜和水平巷中安设管路时,必须先安管子托,管托间距不大于 10m,要接 好一节运一节, 并把接好的管子用卡子或 8~10 号铁丝卡在或绑在预先打好的管子托架 上。 3、在通风不良处或瓦斯尾巷中安装管路时,除要有措施外,还应配有瓦检员,在 检查瓦斯符合有关规定后方可工作。 4、拆卸管子时,要两人托住管子,一人扭下螺丝。 5、当管路通过风门、风桥等设施时,管子要从墙的一角打孔通过,接好后用灰浆 堵严。 6、在有电缆的巷道内铺设管路时,应铺设在电缆的另一侧,严禁瓦斯管路与电缆 管路同侧吊挂。 7、用法兰盘接管子时,严禁手指插入两个法兰盘间隙及螺丝眼,以防错动挤手。 8、管路铺设时每隔 3~4m 要有一吊挂点,保持平、直、稳。井下严禁使用摩擦产 生静电的塑料管。 9、新安装或更换的管路要进行漏气和漏水实验,不合标准的不准使用。 10、联接瓦斯管路时必须加胶垫、上全法兰盘螺丝并拧紧,以确保不漏气。安装孔 板流量计时,必须严格按质量标准施工。拆除或更换瓦斯管路时,必须把计划拆除的管 路与在使用的管路用闸阀或闸门隔开,瓦斯管路内的瓦斯经排除后方可动工拆除。

第三节
一、附属装置

附属装置及安全设施

为了便于管路系统负压的调节,掌握各抽放地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况 以及保证管网系统的正常抽放,设计时在各主、干、分、支管路上已考虑分别安设阀门、 流量计和放水器。此外,在瓦斯泵站管路吸气侧和排气侧均应安设防爆,防回火装置。 1、阀门 瓦斯管路及管件时的安全, 设计考虑在抽放管路分岔处、 泵房吸排气主管、 放空管、 吸空管、瓦斯泵吸排气两端等位置设置阀门。 1)在抽放主、支管分岔处设置控制阀门,调节管路抽放量。抽放管路检修和更换 时关闭该阀门。 2)在瓦斯泵吸排气两端设置阀门,当一台瓦断泵不能运行时,关闭该台瓦斯泵进 出气两端阀门,打开另一台瓦斯泵进出气阀门并启动,继续抽放瓦斯。

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3)当瓦斯泵站或水封防爆器、进气过滤器有故障,系统不能运行时,打开进气旁 路管闸阀和排空管闸阀,关闭故障区域相关阀门,实现自然排放。 2、放水器 在抽放管路系统最低点安设自动放水器或人工放水器,及时放空抽放管路中的积 水,降低抽放阻力,提高系统抽放效果。 自动放水器可选用 CWG-FY 型全自动负压放水器,该放水器可满足不同的使用要 求和各类安装条件,适用范围广、放水可靠(见图 4-3-1) 。 放水器的主要技术指标为: 1)适用负压范围:0~90kPa; 2)最大放水能力:420L/h; 3)最小安装尺寸:485×350× 415(mm) ; 4)集水口接头:1“管螺纹; 5)负平衡管接头:1/2“管螺纹; 6)总重量:25kg。 本设计选用人工放水器,简单实用,成本不高。 安装使用方法: 放水器应安装在容易积水的地方,或是管路的最低处。在需安装放水器的地段一般 应串接一个三通,以形成集水口。具体的安装过程和要求是: 如图 4-3-2, 在自动放水器中, 自动放水器要求抽放管道距地板的高度至少有 0.42m, 安装方法见图。放水器应安设在管道的下方,用一根 1 英寸铁管或能承受一定负压的胶 管作进水管,将放水器的进水管与管道的集水口连接好,再用 1 根能承受一定负压的 6 分钢管或胶管作放水器的负压平衡管,将瓦斯抽放管与放水器负压平衡接口相连,即可 进行自动放水。 安装的进水管应自抽放管路到放水器保持逐渐降低的趋势或水平状态,不得有低于 放水器进水口的部位(即不能向下弯曲),否则,容易淤积泥砂,甚至不能正常放水。为 了检修的方便,可在进水管串接一个球阀,在放水器正常工作期间,该阀应一直处于开 通状态,而且要求保持通畅。 -

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图 4-3-1

负压自动放水器示意图

图 4-3-2

自动放水器安装示意图

瓦斯抽放系统也可选择人工放水器定期放水。人工负压放水器及正压放水器可采用

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钢管自行加工,结构如图 4-3-3、4-3-4 所示。

1、钢管;2、闸阀 DN15;3、榫子头;4、闸阀 DN25;5、钢管 DN15。 图 4-3-3 人工负压放水器示意图

图 4-3-4

人工正压放水器示意图

3、计量装置 在井下与主管道汇合的各抽放支管处各安设一个孔板流量计,计量各支管的瓦斯抽 放量。在抽放系统的主管道上也应安设孔板流量计,计量整个抽放系统的瓦斯抽放量。 同时在每个钻场中用煤气表和三通阀门进行单孔计量。孔板流量计安装见图 4-3-5,瓦 斯抽放计量所采用的孔板流量计的安装结构图见 4-3-6。

图 4-3-5

孔板流量计安装示意图

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1、孔板 图 4-3-6

2、测量嘴

3、抽放管

孔板流量计安装结构图

孔板流量计由抽放瓦斯管路中加的一个中心开孔的节流板、孔板两侧的垂直管壁和 取压孔等组成。当气体流经管路内的节流板时,流速将形成局部收缩,在全压不变的条 件下,收缩使流速增加、静压下降,在节流板前后便会产生静压差。在同一管路截面条 件下,气体的流量越大,产生的压差也越大,因而可以通过测量压差来确定气体流量。 混合气体流量由下式计算: Qh=K0b△h1/2 式中:K0——孔板流量计系数,孔板流量计制造时标定; b—瓦斯浓度校正系数,由有关手册查取; △h—孔板两侧的静压差,mmH2O,由现场实际测定获取。 抽放的纯瓦斯流量,采用下式计算: Qw=C·Qh 式中:C—抽放瓦斯管路中的实际瓦斯浓度,%。 抽放的纯瓦斯流量,可按下式换算为标准状态下的瓦斯流量: Qb=Qw(P1Tb/PbT1)1/2 式中:P1——当地的绝对大气压,kPa; T1——当地的绝对温度,K; Pb—标准状态下的大气压,101.3kPa; Tb—标准状态下的绝对温度,293K。 孔板流量计在安装时要注意孔板与瓦斯管的同心度,不能装偏。在钻场内安装流量 计时,应保证孔板前后各 lm 段应平直,不要有阀门和变径管。在抽放巷瓦斯管末端安 装流量计应保证孔板前后各 5m 段平直,不要有阀门和变径管。 测定孔板两端的压差可采用倾斜水柱计,测定抽放管路中的抽放负压可采用水银压 差计,抽放管路内的瓦斯浓度可采用负压吸气筒和高浓度瓦斯检定器进行测定。 孔板流量计两侧的测压孔使用橡胶管分别与 U 型压差计(使用方自备长 500mm)连 接,见图 4-3-7。 水银压差计测量抽放负压,水柱压差计测量孔板两侧的压差,高浓度瓦斯检定器测 抽放管路内瓦斯浓度,通过流量计算公式计算瓦斯抽放量。

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使用煤气表测量流量,煤气表的量程应根据预计的单孔瓦斯流量确定,一般的本煤 层预抽钻孔使用 J2. 型煤气表, 5 即可满足使用要求, 其最大允许的瓦斯流量为 0.066m3 /min,最小流量一般在 1L/min 以下。

1、胶管;2、孔板流量计;3、水柱压差计;4、水银压差计;5、三通;6、测压孔 图 4-3-7 U 型压差计安装示意图

4、测定装置 在每个要求测定单孔流量的钻孔口安装一个固定的单孔流量测定装置,每次测定抽 放瓦斯流量时,携带煤气表、负压表、瓦斯浓度检测仪器、记时表(可用手表)等,即可 对其抽放瓦斯流量进行测定。测定装置见图 4-3-8。 在封孔套管的尾部车管螺纹,外接一个测边管径为 1/2″的三通,三通的外侧通过 一个直接头连接一闸阀,再通过一个直接头连接另一个相同的三通。最后连接的是倒刺 管和胶管,并与抽放管相通。为能测定浓度和负压,还要在最后端的倒刺管上焊接一段 小铁管(称观测管),平时用木塞堵住。 两个三通的侧边管都装上一个 1/2″的倒刺管(分别称为前、后流量管),管口用一个 打开方便的木塞或胶塞堵住。 测定步骤 每次测定一个钻孔的流量时,必须在同一时间内测定其浓度、负压和混合流量,三 个参数测定的间隔时间应尽可能缩短,以确保测定的三个参数是同一抽放状态下的数 值。此外,在测定过程中应尽可能使检测口不向管内漏气,以降低测定的误差。 1)对一个钻孔的测定步骤为: 拔掉观测管的塞子,迅速接上瓦检仪,15-20 秒后抽取气样,测定孔内瓦斯浓度。 若负压较高,瓦检仪的皮球不能胀起时,还应在瓦检仪与观测管之间串一个抽气筒(如 一氧化碳抽气筒等)。瓦斯浓度数据对流量测定结果的影响最大,因此,浓度测定一定 要尽可能准确。

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2)测完瓦斯浓度后,拔掉瓦检仪,迅速插上负压表,待负压读数完毕后,拔掉负 压表,重新堵住观测管。 3)将煤气表的进、出气口都事先连上适当长度和直径的胶管(使其不通气),将钻孔 上的前流量管塞子取下,快速把煤气表的进气端胶管插上(此时切莫让胶管漏气)。然后 取下后流量管的塞子, 迅速将煤气表的出气端胶管插上, 然后让煤气表的胶管恢复通气, 关掉闸阀,使钻孔内的气体完全由煤气表通过。 此后,至少间隔 1 分钟后开始读数测定流量。读数时,先在某一时刻记下开始的时 间和煤气表的数值,经过 2 分钟后,再次读出煤气表的数值。前后两次数值相减并除以 测定的时间即得该钻孔的混合流量。 如果负压较高, 还要根据负压算出气体的绝对压力, 并折算出标准状态下的混合流量。 4) 打开闸阀,将煤气表任一端的胶 管弯折,先后从钻孔测定装置上拨掉两端的 胶管。注意,每拔掉一段胶管都要立即堵上塞子,以免大量漏气,影响抽放浓度。

图 4-3-8

单孔流量测定示意图

5、除渣装置 定期对抽放管的放水器进行放水,确保抽放管路畅通。在抽放泵进气侧装设过滤除 渣装置。定期清除残渣等物,避免管路堵塞,确保抽放质量。

二、安全设施
1、防爆、防回火装置 为了预防一旦发生瓦斯事故,破坏抽放设备,设计在抽放站吸排气瓦斯管路上设水 封式防回火(防爆)器。水封式防爆、防回火器见图 4-3-9 及防回火装置见图 4-3-10。

l 一入口瓦斯管 2 一出口瓦斯管 3 一水封罐 4 一防爆阀(胶皮板加工) 5 一注水管 7 一支承柱 8 一放水管 图 4-3-9 水封式防爆、防回火器示意图 69

6 一水位计

1 一挡圈 2 一铜丝网

(铜丝直径 O.25mm,孔数 16×12/cm ) 3 一法兰盘接头 图 4-3-10 防回火装置示意图

2

2、放空管 在高低负压抽放进气主管计量装置前端及高低负压抽放排气主管自动放水器前端 各安装一组 7m 高的放空管 (包括放空闸门) 当抽放泵站不工作时将进气主管上的放空 。 管闸门打开管道气体进入大气。 当用户停止用气时将排气主管上的放空管闸门打开泵站 排出的气体经放空管直接进入大气。 安设放空管应注意以下几点: 1)放空管直径不得小于瓦斯泵出、入口的主管直径; 2)放空管的高度需超过泵房屋脊 3m 以上,与泵房墙壁距离为不小于 0.5m; 3)为防止雨水或杂物进入放空管,其上端管口应设防护罩; 4)为便于操作,放空管阀门应距地表 1~1.5m; 5)放空管周围不允许有易燃物。 3、旁通管 在抽放瓦斯泵的出、入口侧要连设旁通管,以减轻泵的启动电流和进行瓦斯抽采泵 的内循环; 4、避雷针 在放空管附近要设置避雷针,以免于雷击破坏建筑物或点燃放空管排出的瓦斯;

第四节

瓦斯抽采管路安装方式

一、井下瓦斯抽采管路的安装
1、在有瓦斯抽采管路的巷道内,电缆(包括通信、信号电缆)必须与瓦斯抽放管 路分挂在巷道两侧。 2、瓦斯管路上的金属部件如放水器等需涂防锈漆,以防锈蚀; 3、在沿巷道底板敷设管路时,应采用高度 0.5m 以上的支撑墩或铁制管架,并应保 证每节管子下面有两个支撑墩或铁制管架。 4、倾斜巷道中的管路,设有卡子将管路固定在槽钢托梁上,以免下滑,管卡间距
70

为 20m;每 100m 设一垂直直管座以抵抗管子的垂直下滑力; 5、管路敷设要求平直,避免急弯; 6、当管路敷设在运输巷道内时,应将管路牢固地悬挂或架在专用支架上,在人行 道侧管路架设高度不应小于 1.8m,管件的外缘距巷道壁不宜小于 0.1m; 7、管路敷设时,要求坡度尽量一致,避免高低起伏,低洼处需安装放水器; 8、管路敷设完成后,要进行气密性试验并经检查合格后,才能投入使用。

4—4—1

瓦斯管路吊挂式安装示意图

二、地面瓦斯抽采管路安装
除须符合井下管路有关要求外,还必须符合如下要求: 1、瓦斯管路不宜沿车辆来往频繁的主要交通干线敷设; 2、瓦斯管路不允许与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话 电缆等同敷设于一个地沟内; 3、在空旷地带敷设瓦斯管路时,应考虑到未来的发展规划和建筑物的布置情况; 4、瓦斯主管距建筑物的距离大于 5m,距动力电缆大于 1m,距水管和排水沟大于 1.5m,距铁路大于 4m,距电线杆大于 2m; 5、瓦斯管路与其它建筑物相交时,其垂直距离大于 0.15m,与动力、照明电缆及电 话线大于 0.5m,且距相交构筑物 2m 范围内,管路不准有接头和布置其它管件; 6、瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其它建筑物。 7、瓦斯管不准穿过其它管路,确需穿过,应加钢套管。

71

>500mm

第五章
第一节

矿井瓦斯抽采泵站
瓦斯抽采泵站场地布置

设计在回风斜井东部建一瓦斯抽采泵站,占地面积 180m2。距回风斜井口 57m,距 离主要建筑及居住区大于 100m,标高+1230m,高于当地最高洪水位。站房建筑为联 合建筑,采用砖混结构,瓦斯泵房长 20m,宽 7.5m;配电室、仪表室、控制室长 4m, 宽 7.5m。联合建筑房屋檐口高 4.0m。 泵房周围设置围墙,设有专用供水系统,水源来自地面 600m3 生产、消防水池。 泵房内设置 2BEC-420 型水环真空泵各四台、气水分离器(泵自带) 、瓦斯管路等。 在泵房附近的出口处设有放水器,配备有 13 目× 目/cm2、网层数为 4 层的“三防” 13 铜网式装置。在瓦斯管路进、出口附近安设有放空管。 在泵房进、出端主管和分支管路上均安设有阀门进行控制,在靠近用户侧的管路上 安设有流量计和防爆器等附属装置。 具体见附图№-06、№-07、№-08。

第二节

瓦斯抽采泵站建筑

瓦斯抽采泵站由瓦斯抽采泵房及配电室组成。瓦斯抽采泵房及配电室生产的火灾危 险性类别均为甲类,所有建筑耐火等级均为二级。 建筑设计及结构选型本着安全可靠、经济合理的原则,考虑到实际情况,瓦斯抽采 泵房增建部分同原结构,即采用轻钢结构,混凝土独立基础。配电室采用砌体结构,毛 石基础,基础埋深初步定为 1.5m。 耐火等级为二级的建筑构件耐火极限:承重墙、柱等为 2.5 小时,梁为 1.5 小时, 屋面板为 1 小时。对于砌体结构均能满足,而轻钢结构的梁、柱必须分别涂 20mm 及 40mm 厚防火涂料保护层,屋面板及墙板必须采用岩棉夹芯彩钢板方能满足要求。 瓦斯抽放泵的安装要预筑基础,用混凝土捣制,放空管采用拉线固定。

第三节
一、供电

瓦斯抽采泵站供电、通信、照明

1、供电电源及电压等级选取 矿井高、低负压瓦斯抽放泵两回路电源线路各由主井工业场地变电所馈出,共计四 回,其中各系统一回路电源停止供电后,另一回路必须马上投入行。选用 MY 型矿用阻 燃电缆,供电距离均为 0.57km,供电电压等级为 380V。
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2、电力负荷 瓦斯抽采站内主要负荷包括瓦斯抽采泵 4 台、给水泵及循环水泵各 2 台和照明。 具体见电力负荷统计表 5-3-1。
表 5-3-1 设备数 量(台) 序 号 负荷名称 电压 全 部 2 2 2 2 1 8 工 作 1 1 1 1 1 4 设备容量 (KW) 全 部 220 220 6 6 2 452 工 作 110 110 3 3 2 232 需 用 系 数 0.7 0.7 0.7 0.7 0.9 瓦斯抽采站负荷统计表 最大负荷 cos φ tanφ 有功 功率 77 77 2.1 2.1 2 160.2 无 功 功 率 79 79 2 2 1 163 视在 功率 110 110 3 3 2 235 全年电 耗

1 2 3 4 5

瓦斯抽放泵 (高压压) 瓦斯抽放泵 (低负压) 高负压给水 泵 循环水泵 照明 合计

380 380 380 380 220

0.7 0.7 0.7 0.7 0.9

1.02 1.02 1.02 1.02 0.48

320166 320166 8732 8732 12830 688090

3、电缆选型计算 (1)向高负压抽采系统供电的主干电缆 计算负荷电流: I=∑P÷(30.5×U×COS ? )=83.2÷(30.5×0.38×0.7)=181A 式中:∑P—最大有功负荷 kW,取 83.2kW; U—线路额定电压 kV,取 0.38KV; COS ? —补偿前的功率因数;取 0.7; 试选 MY-0.38/0.66-3×120 型(载流量 292A)矿用阻燃电缆。 电缆压降校核: △U1%=P×L×U1% =83.2×0.25×0.156%=3.24%<5% 式中:U1%—单位负荷矩时电压损失百分数,取 0.156%; L—最远供电距离,取 0.25Km, ; P—最大有功负荷,kW; 所选电缆满足电压损失及载流量要求。 (2)向低负压抽采系统供电的主干电缆 计算负荷电流: I=∑P÷(30.5×U×COS ? )=77÷(30.5×0.38×0.7)=168A 式中:∑P—最大有功负荷 kW,取 77kW; U—线路额定电压 kV,取 0.38KV;

73

COS ? —补偿前的功率因数;取 0.7; 试选 MY-0.38/0.66-3×120 型(载流量 292A)矿用阻燃电缆。 电缆压降校核: △U1%=P×L×U1% =77×0.25×0.156%=3.0%<5% 式中:U1%—单位负荷矩时电压损失百分数,取 0.156%; L—最远供电距离,取 0.25Km, ; P—最大有功负荷,kW; 所选电缆满足电压损失及载流量要求。 其它负荷较小、距离校短的分支电缆,不再进行电缆安全载流量及压降校核。 见瓦斯抽放站供电系统图附图№-09。 4、起动方式、电气设备及保护功能、电气防爆 瓦斯抽采泵采用自耦减压起动方式;瓦斯抽放泵站及瓦斯抽放管路所有附属电气设 备、照明设备、仪器仪表均采用矿用隔爆型或本质安全型,并必须为获得 MA 标志的生 产厂家制造的合格产品。 瓦斯抽采泵电气设备为控制屏,低压发电机组控制屏具有发电机的可控硅励磁,发 电机过压及过载、短路保护,发电机同期装置,发电机输送电空气断路器及其控制以及 指示发电机运行状态的各类仪表、灯光等。是一种自动化程度高、操作简便、保护完善、 可靠,结构紧凑的发电控制、保护组合屏。

二、通信
在值班室内设有一部直通矿井调度的值班电话机(必须使用防爆电话机)。另外,建 议设置鸣笛报警装置。

三、照明
瓦斯泵站照明电源选用矿用照明综合保护装置。 照明灯具选用 FR-291 型防爆日光灯,安装在瓦斯泵站内。 照明线路采用 MZ-0.3/0.5—3×4 型矿用阻燃电缆, 电缆接头及分支处均采用矿用隔 爆接线盒连结,电缆应悬挂整齐,严禁出现“鸡爪子”“羊尾巴”和明接头。 、

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第四节
一、给水系统
1、室外给水水源

瓦斯抽采泵站给排水系统

本工程给水水源主要由地面 600m3 生产、消防水池供给。设计接管管径为 DN150mm。 为便于计量设计于接管处设有止回阀旁通管的水表。 2、循环供水系统 在瓦斯抽放泵房附近设钢筋混凝土冷却、热水池一座,容积为 V=23m3。在瓦斯泵房 内设瓦斯抽采泵给水泵 2 台,水泵型号为 IS80-65-125(1 用 1 备,电机防爆) ;热水循环 泵 2 台,1 用 1 备(消防时作为消防泵,1 用 1 备,电机防爆) 。 瓦斯抽放泵排出的热水进入热水池, 然后由热水循环泵通过 DN100mm 的钢管将水提 升至 CDBNL3-60 型冷却塔,热水通过冷却降温处理后,流入冷却水池内,再通过瓦斯抽 放泵给水泵供给瓦斯抽放泵循环使用。冷却补充水需使用软化水,由设置在泵房内的软水 处理器供给,通过 DN80mm 的钢管直接注入热水池内。

二、排水系统
水环式真空泵为循环用水,不向外排放。生活污水很少,通过排水管道排至室外污水 处理系统,统一进行处理。

第五节
一、通风系统

瓦斯抽采泵站通风及消防系统

根据有关规定,应在下列部位需设置通风设施,以满足房间安全卫生的要求。 瓦斯泵房换气次数按不小于 12 次/h 考虑,设计选用 BT35-11No5.6 型防爆轴流风机 2 台,每台 L=10369m3/h,P=162Pa,N=1.5kW。 配电室设置事故通风,换气次数按不小于 10 次/h 考虑,配电室选用 BT35-11No4 型 防爆轴流风机 2 台,每台 L=2323m3/h,P=72Pa,N=0.55kW。

二、消防系统
瓦斯抽放站只设消防管路,不再另设消防水泵和消防水池,消防用水取自地面消防水 池,消防水管直径为 DN100mm,室外消防管网沿地埋设成环状,在管网上设室外地下式 消火栓 2 座,消火栓设置间距不超过 120m。此外,在瓦斯抽放泵房附近设钢筋混凝土冷 却、热水池一座,容积为 V=23m3,火灾发生时热水循环泵亦可以转换为消防水泵对站内 消防管路高压供水。

75

第六节
一、接地保护

瓦斯抽采泵站保护系统

瓦斯抽采站内所有电气设备的金属外壳应可靠接地,包括安装在已接地的金属结构上 的电气设备。除照明灯具外的其它电气设备,应采用专门的接地线,该接地线若与相线敷 设在同一保护管内时,应具有与相线相同的绝缘。瓦斯抽采站沿建筑物设环型接地网,接 地电阻不大于 1 欧姆。

二、防雷保护
瓦斯抽采站属于二级防雷建筑,应设独立避雷针防直击雷,防直击雷接地装置与电气 接地装置分开设置,之间的距离应符合规范要求,防直击雷接地装置防雷冲击电阻不大于 10 欧姆。防雷电感应及防静电的接地装置和电气接地装置共用。建筑物内的设备、管道、 构架等主要建筑物,应就近接至防雷电感应的接地装置上。防雷波侵入措施,入户电缆的 金属外皮、钢管应接到防雷电感应的接地装置上。瓦斯抽采管在进出泵房处设绝缘段,并 在绝缘段两端跨接过电压保护器以防室外雷电波入侵室内。

第七节

瓦斯抽采泵站环境保护

一、抽采工程对环境的影响
抽放工程对环境的影响主要是抽采真空泵和电机产生的噪声对环境会造成影响。真空 泵采用循环供水,不对外排放,只有少量生活用水排放,不会对环境产生较大影响。

二、污染防治措施
噪声治理主要考虑声源控制,其措施如下: 值班室与瓦斯泵房隔开,内墙表面采用吸声设计,以保证值班室内噪声低于规定值, 减少噪音对值班人员的危害。 循环水泵采用可曲挠橡胶接头防噪。

三、抽放站绿化
绿化在防治污染、保护和改善环境方面,有着特殊的作用,它具有较好的调温、调湿、 吸灰、吸尘、改善小气候、净花空气、减弱噪声等功能。在泵站周围种植速生、高大、树 冠丰满的树种,设置绿化带,降低噪音和净化空气。

76

第六章

矿井瓦斯利用

矿井瓦斯是极其宝贵的资源,可以作为民用和工业燃料,也可以作为工业原料生产炭 黑、甲醛等多种产品。同时,瓦斯作为一种“温室气体”,造成的大气污染极为严重。瓦斯 抽放综合利用,能减少矿井向大气排放的“温室气体”的数量,有利于环境保护。 经计算,该矿初期瓦斯抽放纯量为 13m3/min,其抽放量较小,且矿井规模仅为 15 万 吨/年,所以本设计暂不考虑瓦斯利用。

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第七章

瓦斯抽采利用监测及控制
井下瓦斯抽采监测

第一节

井下瓦斯抽采监测主要是对抽采瓦斯主管、分支管路都需安装瓦斯抽放参数传感器, 测定管道内的瓦斯压力、压差、温度和甲烷浓度,以便计算瓦斯抽放量。

第二节

地面瓦斯利用监测

地面瓦斯利用监测包括抽采站监测和加压站监测两部分。

一、抽采站监测
该矿设计配备一套 KJ90NA 型瓦斯抽放泵站监控系统, 在抽采站内安装一台 KJ90-F16 分站,泵房内安装瓦斯传感器,高、低负压抽放管的输入侧安设瓦斯传感器、流量传感器、 压力传感器、温度传感器,监测系统中的瓦斯浓度、流量、负压、温度、泵房内泄露瓦斯 浓度等参数,由微机完成测量显示、打印等功能。

二、监测设备配备
具体见表 7-2-1。
表 7-2-1 设 备 名 称 光学瓦斯检定器 U 形压差计 空盒气压计 补偿式微压计 孔板流量计 抽放管道参数测定仪 瓦斯流量、浓度检测报警仪 瓦斯抽放多参数检测传感器 瓦斯抽放监控系统分站 温度传感器 开停传感器 WGC SNL-1 MDM9501 KJ90-F16 监测设备配备表 型 号 AQG-1 DYB3 DYM3 YJB-105 数 瓦斯站 2 2 2 1 2 1 4 2 1 2 2 4 1 4 4 量 井下 2 4 2

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第八章

组织管理及安全措施
队伍组织

第一节

瓦斯抽采工作是一项较细致而又比较复杂的工作。随着生产的发展,需要经常不断地 有组织、有计划地去完成大量的准备和施工任务,因此需要有一支专业队伍。只有建立一 支由打钻、安装到观测、管理的专业队伍,才能保证瓦斯抽采工作正常有序地进行,并能 不断总结和改进瓦斯抽采工作。 1、必须配备 1~2 名专业技术人员,负责瓦斯抽采日常管理,总结分析瓦斯抽采效果, 研究和改进抽采技术方案,组织新技术推广等; 2、必须建立专门的瓦斯抽采伍队,负责钻孔施工、铺管安装、拆除等工程和日常瓦 斯抽放参数测定等工作。

第二节

图纸和技术资料

矿井瓦斯抽采必须具备下列图纸和技术资料:

一、图纸
1、抽采瓦斯系统图; 2、泵站平面及管网(包括阀门、安全装备、检测仪表等)布置图; 3、抽放钻场及钻孔布置图; 4、泵站供电系统图。

二、记录
1、瓦斯抽采工程和钻孔施工记录; 2、瓦斯抽采参数测定记录; 3、抽采泵房值班记录; 4、抽采泵运转记录。

三、报表
1、瓦斯抽采工程年、季、月报表; 2、瓦斯抽采量年、季、月、旬报表。

四、台账
1、瓦斯抽采设备台账; 2、瓦斯抽采工程台账;

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3、瓦斯抽采量台账。

五、报告
1、矿井和采区抽采工程设计文件及交工报告; 2、瓦斯抽采总结与分析报告。

第三节
一、管理制度

管理与规章制度

矿井瓦斯抽采要建立以下规章制度: 1、抽采瓦斯设备检修制度 六个月进行一次工作泵与备用泵切换,借此进行一次检修。 2、抽采设备停、运联系制度 3、工程质量验收制度 1)凡进行瓦斯抽采的工作面,必须提交专门的设计; 2)新采区(新回采工作面)移交前,必须按照规定完成敷设抽采管路的工作; 3)验收必须严格按照工程说明书或工程图纸进行。 4)在钻场施工完毕后,要由质量管理部门进行检查验收,必须经过检查验收合格, 钻孔方可正常投入使用。不合格钻孔要原位稍错开距离重打。废孔要用水泥砂浆封死。 5)新钻孔验收合格后要按地点、时间、层位及钻孔类别(穿层或顺层)等编号造册(编 号方法要统一)立档。 6)钻孔档案交接(移交给观测部门)要有记录在案的交接手续。 7)新安装的瓦斯抽采管路,要进行漏气试验。 4、抽采瓦斯基础参数定期检测制度 瓦斯流量、瓦斯浓度,抽采负压等参数随时间变化而变化,巡回检查是钻场管理的重 要环节。 1)巡回检查,应指定受过专业培训的人员来完成; 2)巡回检查要有统一的记录格式,统一的记量标准; 3)巡回检查要片区责任化; 4)巡回检查要 24 小时不间断进行,完善 24 小时交接班制度; 5)巡检员上井后要完成自己巡检结果的上档工作,上档工作杜绝编造数据,违反者 要取缔其巡检员资格,情节严重的要追究其刑事责任。 5、抽采瓦斯效果检验制度 1)统计员要定期完成数据的统计回归工作,以便决策者及时掌握变化趋势,作出相 应的抉择。
80

2)统计员要从不同的观测角度,依照科学方法进行编组、统计,做到观测目的明确。 3)统计员要对观测统计过程中出现的跳变数据,做出因时、因地、因情况的客观分 析,要有书面报告。确因事故,观测仪器故障或人为误差等人为因素造成的数据跳变,应 在统计中去掉, 但要记录在案。 非人为因素引起的跳变要给予高度重视并及时向领导汇报。 4)统计员要根据其统计结果,对与生产相关某些趋势要做出预告,并即时通告相关 部门。 5)所有基础及统计数据必须报档案部门存档。

二、规章制度
1、井下规章制度 1)凡进行瓦斯抽采的工作面,必须由专门的设计部门编写设计说明书; 2)新采区(新回采工作面)移交前,必须按照规定完成敷设抽放管路的工作; 3)敷设抽放瓦斯管路的巷道,要经常排出积水,保证抽放管路不被水淹; 4)敷设抽放管路的巷道,必须经常维护,保证抽放管路不被砸压或漏气; 5)新安装的瓦斯抽放管路,要进行漏气试验,漏气率小于 1m3/min· 1000m; 6)要建立瓦斯抽放观测制度,井下各点的瓦斯浓度、抽采负压、抽放量每天测定一 次,三天进行一次全面观测,并填报抽放日报; 7)井下各观测点,要设立观测牌板,以便与井上对照。 2、泵站规章制度 1)抽采瓦斯泵房有专人负责,定期按规定检查负压、正压、气量、浓度以及泵的运 行状况等; 2)附属设备要经常检查,发现问题及时处理,保证系统安全运行; 3)瓦斯检定器要定期进行校验; 4)要注意瓦斯泵的日常维护与保养; 5)遵守瓦斯泵的操作规程,及时发现泵的运行故障。

第四节

常用记录和报表样式

一、瓦斯抽采工程和钻孔施工记录

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表 8-4-1 日期 班次 地 点 孔 号 班进尺

瓦斯抽放工程和钻孔施工记录表 孔径 孔深 方位 本班 进尺 煤 岩 倾角 上班 进尺 煤 岩

岩性 描述

问题 说明

出勤人

负责人

二、瓦斯抽采参数测定记录表
表 8-4-2 日 期 地 点 孔 号 浓 度 % 负 压 mmHg 压 差 mmH2O 瓦斯抽采参数测定记录表 温 度 ℃ 气 压 Pa 混 合 量 m3/min 纯 量 m3/min 标 准 量 m3/min 测 定 人 备 注

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三、抽采泵房值班记录表
表 8-4-3 检查 时间 浓度 (%) 负压 汞柱 (mm) 流量 水柱 (mm) 抽采瓦斯泵房值班记录 利用 水柱 (mm) 放空 行程 (圈) 循环 行程 (圈) 气门 行程 (圈) 运行泵号 气压 (Pa) 号泵 机房 瓦斯 (%) 温 度 (℃) 备 注

泵轴温 (℃)

检查人









四、瓦斯抽采工程月报表
表 8-4-4 工作地点 工程名称 工程描述 瓦斯抽采工程月报表 工程单位 工程量 计划完成率 存在问题



计 通风科长 总工程师 矿长

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五、瓦斯抽采量旬(月、季、年)报表
表 8-4-5 序 号 地点 负压 (mmHg) 浓度 (%) 温度 (℃) 混 合 瓦斯量 (m3/min) 矿井瓦斯抽采量旬报表 纯瓦 斯量 (m3/min) 旬抽 放量 (Mm3) 累计抽 放时间 (h) 备 注

最 大 最 小 平 均 本旬全矿总计 (万 m3) 通风科长 全矿累计抽采量 (万 m3) 总工程师 矿长

注:矿井瓦斯抽采量月、季、年报表格式相同。 以上报表样式,根据实际需要进行取舍和添加。

第五节
一、抽采系统安全技术措施

安全措施

1、抽采钻场、钻孔施工时防治瓦斯危害的措施 抽采钻场(孔)施工前,必须编制施工作业规程,制定施工安全措施,打钻时,必须 配备专职瓦斯检查员,严格执行《煤矿安全规程》的有关规定,杜绝诸如无水打钻、瓦斯 超限作业等违章作业。打钻过程中如遇喷孔,必须立即停钻,采取处理措施,并向有关领 导汇报。 2、钻场布置应避开地质构造带,不应受采动影响,同时应便于维护、利于封孔、保 证抽采效果。 3、钻孔宜采用充填材料封孔。封孔材料可选用膨胀水泥、聚氨酯等新型材料。在煤 壁开孔的钻孔,封孔长度不应低于 7m。 4、管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施 抽采系统必须设置负压测定装置和截止阀门,新敷设的管路要进行气密性检查,正常 抽采的管路亦应定期进行气密性检查。设抽采管路的巷道虽非主要运输巷道,但在管路上 要悬挂警示牌,管路外部涂红色以示区别,提醒车辆注意,并要每天巡回检查,发现问题 及时更换。抽采管路在巷道内吊挂安装时,吊挂高度不小于 1.3m。井下抽采瓦斯管尽量避
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免与通讯、动力电缆敷设在一起,以防管路带电。 5、管路防腐及地面管路防冻措施 地面和井下金属管路外表均要先涂刷二层樟丹,地面管路再涂刷一层油性调和漆;埋 入土壤的管路再涂一层热沥青, 外缠玻璃丝布和聚氯乙烯; 井下管路再涂二层煤焦沥青漆。 管路外表不设置保温层。

二、抽采泵站安全措施
1、瓦斯泵前后防回火、防爆炸措施 为防止抽采泵的回火、爆炸事故,在抽采泵进气管和出气管的适当位置设置防爆、防 回火装置。 2、抽采泵房防雷电、防火灾措施 抽采泵房和泵房附近的放空管设置双针避雷装置,避雷装置的高度应超过泵房、放空 管 5m 以上,并将避雷导线埋入地表 3m 以下。 泵房内必须设置干粉灭火器和砂箱等灭火器材。 3、抽采泵房内环境防爆措施 抽采泵房内环境瓦斯浓度不得超过 0.5%, 机体附近 0.3m 瓦斯浓度不得超过 1%, 否则 必须停泵,查明原因并处理。 4、安全管理措施 (1)泵房内不得使用非防爆电器,杜绝明火。 (2)建立抽采设备检查制度。定期对抽采设备进行检查、维修,发现问题及时处理, 并将有关情况及时向主管部门和领导汇报。 (3)建立抽采设备停、运联系制度。未经有关部门和领导研究,任何人不得私自停 开抽采设备,不得私自调整抽采系统的抽采负压。 (4)建立抽采参数定期检查制度。抽采系统各测点每三天必须进行一次全面观测, 有条件的应每天测定一次,每次观测都要及时填写在抽采日报上;瓦斯泵房内抽采管路的 瓦斯浓度、正压、负压、流量、水温必须每隔 10~30 分钟测定、记录一次,并建立记录 台帐。 (5)建立泵站值班人员交接班制度。 (6)泵房值班室设直通矿调度室电话,遇见特殊情况及时汇报。

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第九章
第一节
一、机构设置

技术经济
劳动组织

该矿应设立瓦斯抽采专业队伍,专门负责矿井的钻孔施工、管路连接、抽放密闭施工、 泵站运行观测及瓦斯抽采日常工作等。

二、劳动定员
根据瓦斯抽采专业队伍所担负的井上、下工作和工作性质,瓦斯抽采专业队伍劳动定 员在籍人数为 32 人,见表 9-1-1。
表 9-1-1 序号 工种名称 瓦斯抽采专业队伍劳动定员配备表 出 勤 人 数 一 班 二 班 三 班 合 计 1 2 4 2 1 4 2 1 4 2 1 12 6 3 3 1 1 1 3 30 在籍 系数 1.0 1.0 1.0 1.0 1.0 1.0 1.4 在籍 人数 1 2 12 6 3 3 5 32 瓦斯巡检及管路的放水、检漏。 6 人组,相互协调对工程负责。 备注

1 2 3 4 5 6 7

队长 技术员 钻探工 封孔及管路安装工 电工 井下观测工(巡检员) 泵站值班人员 合 计

三、工作职责及制度
1、队长:负责全队的统筹协调及领导,对矿长及矿总工程师负责。 2、 技术员: 其中一人负责“六人组”的技术指导工作, 掌握和修正施钻参数, 并填写 《瓦 斯抽放工程和钻孔施工记录表》和《瓦斯抽采工程月报表》 。另一人负责质量验收及立档 工作,遵循《工程质量验收制度》 。 3、钻探工及封孔(及管路安装)工:六人一组、相互协调、互为助手,完成施钻、封孔 及管路安装。选其中组织能力强者为组长,对工程质量负责。钻探工及封钻(及管路安装) 工必须遵守施钻管理中的各项规定。 4、电工:负责全队所辖范围内所有电器的日常维护。 5、井下观测工(巡检员):负责井上下的管路系统及安全设施的日常维护。如:放 水、检漏、循环水池水位观察,水封防爆器的水位观察等。
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6、井下观测工(巡检员):负责井下所有瓦斯抽采点的数据采集,登录;此外,负责全 队井下工作场所的瓦斯检测工作。 7、泵站值班人员:负责抽采泵内所有设备的运行监控及操作,填写《抽采瓦斯泵房 值班记录》 。 8、统计员:负责基础数据的统计回归工作,填写《瓦斯抽采工程月报表》和《矿井 瓦斯抽采量旬制表》 。

第二节

投资估算

本矿瓦斯抽采工程已基本完工,总投资约 427 万元。

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一、钻机操作规程



1、钻机在搬运过程中,应防止碰撞损坏(包括挤压)机械或油管,斜坡提升应编制 相应安全措施。散件运输时,保护好油管及螺纹接口,防止泥沙煤渣进入。 2、钻机进入工作地点后,应选择好适当的位置,将机架放到最低点,然后将动力头 部分起吊到机架,根据选定的位置用螺栓固定在机架上,调整好方位角,用立柱锚固机架。 3、接通电源。开机前,先检查整体安装是否符合安全要求,盘动电机检查有无卡阻、 液压系统联结是否正确。如发现问题应立即处理,点动电机,检查电机旋转方向与油泵的 标定方向是否一致;电机、油泵有无异常声响。然后起动电机进行试运转,检查系统工作 是否正常,接头处有无漏油。 4、按钻机说明书的操作方法进行钻孔施工。 5、操作人员衣服、毛巾、灯线必须穿戴拴绑好,上下钻杆人员必须站在钻机的侧面, 不能与给进成一直线,也不能遮挡操纵手把人员的视线。 6、打瓦斯抽采孔时,如遇喷孔应立即停止进钻,待喷孔结束后再慢速给进;打放水 孔时应按安全措施施工,注意孔内来水量增加时,不得拨出钻具,及时汇报;打地质孔时, 要控制好给进速度,以求得完整的岩芯;在回风区域和掘进当头打钻时,应定时检查瓦斯, 同时要悬挂瓦斯便携仪于钻机 5m 以内的回风侧;放炮时施钻人员必须撤到指定的安全地 点。施钻地点的瓦斯浓度不得超过 0.8%,否则不准送电开钻。 7、严禁设备带病运行:每班开机前均要全面详细检查设备各部件的完好情况,运行 中轴承、油泵、马达、电动机等温升不得超过 600C,否则应停机检查处理,进钻时要选择 好钻头、钻杆,对钻杆的拆卸不要敲打,以免损坏接头部位的梯形扣。 8、加强钻机的维护检修:每班对运动部件要定时注油,特别是六方轴的润滑,并定 时清洗或更换过滤器。 9、每班工作完毕后,要检查设备,作好交接班工作,将开关手把打到零位并锁闭好 后方能离开现场。

二、抽采瓦斯观测工操作规程
1、抽采瓦斯观测工负责抽采瓦斯系统中各参数的定时观测计算和抽采钻孔的联接、 拆除以及抽采管道的检查、维护、放水、管理工作。 2、应根据当天的工作任务带全所需工具、仪器,并保证完好。 3、如需进入栅栏内工作,必须两人前后同行,并随时检查巷道内瓦斯。瓦斯超规定 时,应停止进入,经请示后再采取措施。 4、检查瓦斯时的注意事项:
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(1)检查管道内瓦斯时,应使用 100%的瓦检仪; (2)瓦检仪的气泵应选择合适,尽量采用高负压气泵;如使用仪器本身气泵不合适, 必须用气样泵抽取管道内瓦斯进行测定; (3)采用仪器气泵检查管道内瓦斯时,应连续挤压气泵(即一鼓起立即再捏扁) ,在 挤压 5~6 次后,气泵一复原的瞬间,立即将仪器的进气口从管道内拔出; (4)检查管道瓦斯浓度时,必须检查 2 次以上,发现差别较大时,应查明原因,进 行处理。 5、观测负压和流量的注意事项: (1)U 形水柱计内必须是蒸馏水或水银; (2)观察时,要将 U 型水柱计垂直放置,使两水柱凹面持平; (3)用 U 型水柱计测定抽采压力时,应按规定将水柱计的胶管与管道上的压力接孔 联接,并使其稳定 1~2 分钟,然后读取压力值。 6、在测定流量或负压时,如 U 型水柱计跳动不止,应检查积水情况,并采取放水措 施。 7、抽采瓦斯钻孔及分路观测点必须悬挂观测记录牌,并注明观测地点和孔号。每次 观测后,应将有关参数(如负压、静压差、瓦斯浓度、流量、观测时间及观测人姓名)填 写在记录牌上,并保证牌板、记录和报表三对口。 8、当抽采管路中瓦斯浓度急剧变化时,应及时调节预抽钻孔或顶板走向长钻孔的抽 采负压。当钻孔瓦斯浓度低于 25%、又不影响作业面中的瓦斯含量时,应关掉该钻孔的阀 门。 9、预抽钻孔、顶板走向长钻孔都应设置阀门、放水器和观测瓦斯、负压和流量的装 置。 10、布置在回采工作面的抽采钻孔,必须在能抽上瓦斯前连接好。本煤层抽采瓦斯钻 孔,应在钻孔钻完后及时连接好,并把钻孔与抽采管路连通的气门打开。 11、连接钻孔前,要将顶板的浮矸清理掉。 12、抽采钻孔或管路的拆除,必须经通风技术负责人批准。 13、预抽瓦斯钻孔或顶板走向长钻孔拆除后,必须采取防止瓦斯外泄的措施。 14、必须经常清理和润滑抽采瓦斯管路的阀门,以确保阀门使用灵活。 15、未经批准,任何人不得调整主干管路的采放负压。 16、对抽采系统及设施要定期进行全面检查,发现漏气、断管、埋管、积水等问题时, 应立即汇报,并采取措施进行处理。

三、瓦斯泵司机操作规程
1、瓦斯泵司机必须经过技术培训,并掌握瓦斯泵的结构、性能,会进行一般的维护 保养及故障处理。应由考试合格、持证者担任。
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2、瓦斯泵司机负责泵的停、开和日常维护管理及运行参数的调整、记录工作,并定 时向调度室汇报。 3、检查泵站进出气阀门、循环阀门、配气阀门、放空阀门,保证其处于正常工作状 态。 4、检查抽采泵螺丝,各部联接螺丝以及防护罩,要求不得松动。 5、检查并保持油路、水路处于良好工作状态。 6、各部位温度计应齐全。 7、泵房中的测压、测瓦斯浓度装置及电流、电压、功率表均应正常工作。 8、检查泵站进、出气侧的安全装置,要求保证完好;采用水封式防爆器的,要保证 水位达到规定要求。 9、用手转动泵轮 1~2 周,要求泵内应无障碍物。配电设备应完好。 10、接到启动命令后,抽采泵司机应一人监护、一人准备操作。 11、启动抽采泵时,应先启动供水系统,并开、关有关阀门。 12、回转式抽采泵的启动顺序如下: (1)开启泵的出、进气阀门和循环阀门、配风阀门、放空阀门; (2)操作电气系统,使抽采泵空载运行 5~15 分钟; (3)抽采泵空载运行正常后,打开联通井下的总进气门,同时关闭配风门,并逐步 关闭循环门,使抽采泵带负荷运行。 13、真空泵的启动顺序如下: (1)关闭进气阀门,打开出气阀门、放空阀门和循环阀门; (2)操作电气系统,使抽采泵投入运行; (3)缓缓开启进气阀门; (4)调节各阀门,使抽采泵正负压达到合理要求,调节泵体循环和冷却水供水量。 14、抽采泵启动后,应及时观测抽采正、负压及流量、瓦斯浓度、轴承温度、电气参 数等,并监听抽采泵的运转声。 15、接到停止抽采泵运行的命令后,应一个监护、一个准备进行停机操作。 16、抽采泵的停机操作顺序如下: (1)开启放空阀门、循环阀门,关闭总抽气阀门和井下总进气阀门,同时开启配风 阀门,使抽采泵运转 3~5 分钟,将泵体内和井下总进气阀门间的管路内的瓦斯排出; (2)操作电气系统,停止抽采泵运转; (3)停止供水、供油。 17、抽采泵停止运转后,要按规定将管路和设备中的水放完。 18、抽采瓦斯的矿井,在抽采未准备好前,不得将井下总进气阀门打开,以免管路内 的瓦斯出现倒流。

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19、如遇停电或其他紧急情况需停机时,必须首先迅速将总供气阀门关闭,然后将所 有的放空阀门和配风阀门打开,并关闭井下总进气阀门。 20、抽采泵需要互换运行时,必须经调度同意后方可进行。 21、互换抽采泵的操作顺序如下: (1)备用泵空载运转正常后,调小运转泵的流量; (2)开启备用泵和运转泵系统间的联络阀门,并关闭备用泵的配风阀门,使备用泵 低负荷与运转泵并联运行; (3)当备用泵带负荷运转正常后,关闭其放空阀门; (4)停止原抽采泵运转,并开、关有关阀门,调整备用泵的流量。 22、抽采泵并联运行时,其启动和停止应按照本工种中有关抽采泵的停止、启动顺序 进行操作。 23、操作电器设备时,必须穿戴绝缘鞋和绝缘手套。 24、对于反映抽采泵运行状态的各种参数(瓦斯浓度、设备温度、压力、孔板流量计 静压差、流量等)及附属设备的运转状态、机房内的瓦斯浓度,在正常情况下应按规定的 时间进行观测、记录和汇报,特殊情况下必须随时观测、记录和汇报。 25、要经常检查维护抽采系统各种计量装置、阀门和安全装置,保证灵活可靠;每天 要对全部设备的外表进行一次擦洗。 26、必须坚守岗位,实行现场交接班,交接班时要对所有设备进行检查和交接,并履 行台帐签字手续。

四、瓦斯抽采工职责
1、负责瓦斯抽采钻孔的施工,管路系统的铺设和瓦斯泵房设备、设施及其配套仪表 的安装、调试、维修和使用管理。 2、负责瓦斯抽采资料、数据和各种台帐、记录的汇报工作。 3、熟悉瓦斯抽采系统和瓦斯抽采设备、设施、仪器仪表的性能、作用和操作、维修 方法。 4、掌握瓦斯抽采的方法、条件与各项安全指标,达到安全可靠。 5、掌握钻孔布置方式和钻孔参数。

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