矿井瓦斯抽采本科毕业设计模板 - 图文

瓦斯抽放系统设计

摘要：该矿井属于高瓦斯矿井，其中M14煤属于高瓦斯低透气性煤层。本文首先对贵诚煤矿和M14煤的基本情况进行了介绍，利用搜集到的基本参数计算了M14煤的瓦斯储量和论述了对该采区进行瓦斯抽放的可行性。针对该采区开采时瓦斯涌出量大和瓦斯超限等问题，说明了对该采区进行瓦斯抽放的必要性。本文论述了当前瓦斯抽放的一些方法，结合M14煤的实际情况，确定了该采区应用本煤层预抽、边掘边抽和采空区抽放相结合的综合瓦斯抽放方法。根据煤层的高瓦斯低透气性特征，通过计算，确定了设计参数以及钻场和钻孔的布置方式。之后对瓦斯抽放系统进行设计，进行管路敷设线路和管网抽放量得确定，以及抽放管路选型和管网阻力计算。设计了抽放系统管网的布置形式，根据计算的管网阻力与流量，选择了与抽放能力相匹配的瓦斯抽放泵及抽放管路附属装置及设施。然后对整个瓦斯抽放系统进行了经济概算，制定了整个抽放系统的安全技术措施，论述了抽放瓦斯的综合利用和抽放站的配套设施。最后制定了瓦斯抽放的规章制度。

关键词：M14煤； 高瓦斯； 瓦斯抽放

Gas drainage system design of Guicheng Mine

Abstract: Guicheng Mine is located in northeast of Zhijin, Guizhou Province. The mine belongs to gas outburst mines, of which the M14 working area belongs to high gas and low permeability coal seam, this thesis introduces the basic conditions of Guicheng Mine and the M14 working area, uses the basic parameters gathered to calculate the gas reserves of the M14 working area, and discusses on the feasibility of gas drainage in the working area. Aiming at the problems that there is a large amount of gas emission and the gas overruns when mining, it explains the necessity of gas drainage in the working area. This thesis has discussed some of the gas drainage methods and combined with the actual situation of the M14 working area to determine that the integrated combination of gas drainage method that Predrainaging, Drainaging while tunnelling and Goaf plumb should be implemented in the working area. According to the characteristics that high gas and low permeability of the coal seam, it determines the design parameters and the arranged styles of the drill fields and drill holes through calculation. Then it carries on the design of the gas drainage system and the pipeline laying, determination the drainage volume of the pipeline network and the selection of the drainage pipeline type and the calculation of the pipeline network resistance. The pipeline layout forms of the drainage system are designed, according to the calculation of the resistance and rate of flow of the pipeline network, the gas drainage pump and drainage pipeline auxiliary equipment and facilities which match with the drainage capacity have been chosen. Then it makes the economic budget and the safety technical measures of whole gas drainage system, and discusses the comprehensive utilization of gas drainage and the supporting facilities of the drainage stand. Finally the rules and regulations of the gas drainage are established.

Keywords：Guicheng mine；M14 mine；High gas；Gas drainage

目录

1引言 .................................................................... 1 1.1瓦斯抽放的意义 ...................................................... 1 1.2国内外发展现状 ...................................................... 1 1.3设计思路 ............................................................ 3 2矿井概况 ................................................................ 4 2.1井田概况 ............................................................ 4 2.1.1矿区地理位置、交通情况 ........................................... 4 2.1.2地形地貌 ......................................................... 4 2.1.3气候条件 ......................................................... 5 2.1.4河流 ............................................................. 5 2.1.5地震 ............................................................. 5 2.1.6井田开采情况 ..................................................... 5 2.1.7矿井水源 ......................................................... 5 2.1.8煤的自燃发火性及临近矿井煤自燃情况 ............................... 6 2.2 井田地质特征 ........................................................ 7 2.2.1地质构造 ......................................................... 7 2.2.2含煤地层及煤层 ................................................... 7 2.2.3井田水文地质 ..................................................... 8 2.3矿井开拓、开采概况 ................................................. 10 2.3.1井田境界 ........................................................ 10 2.3.2资源/储量 ....................................................... 11 2.3.3矿井设计生产能力 ................................................ 13 2.3.4矿井服务年限 .................................................... 13 2.3.5井田开拓方式 .................................................... 13 2.3.6采区布置 ........................................................ 14 3矿井瓦斯赋存 ........................................................... 16

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3.1煤层瓦斯基本参数 ................................................... 16 3.2矿井瓦斯储量 ....................................................... 18 3.3矿井可抽瓦斯量及可抽期 ............................................. 20 3.3.1可抽瓦斯量 ...................................................... 20 3.3.2可抽期 .......................................................... 20 4瓦斯抽放的必要性和可行性论证 ........................................... 22 4.1瓦斯抽放的必要性 ................................................... 22 4.1.1规定 ............................................................ 22 4.2瓦斯涌出量预测 ..................................................... 22 4.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测 ........................................ 22 4.2.2邻近层瓦斯涌出量 ................................................ 23 4.2.3掘进工作面瓦斯涌出量预测 ........................................ 24 4.2.4生产采区瓦斯涌出量 .............................................. 25 4.2.5矿井瓦斯涌出量预测 .............................................. 26 4.3瓦斯抽放的可行性 ................................................... 27 5抽放方法 ............................................................... 28 5.1规定 ............................................................... 28 5.2矿井来源分析 ....................................................... 28 5.3抽放方法选择 ....................................................... 28 5.4瓦斯预抽量预计 ..................................................... 28 5.5钻孔及钻场的布置 ................................................... 29 5.5.1回采工作面抽放 .................................................. 29 5.5.2边掘边抽 ........................................................ 30 5.5.3采空区瓦斯抽放钻孔布置 .......................................... 31 5.6封孔方法 ........................................................... 32 5.6.1封孔材料 ........................................................ 32 5.6.2封孔长度 ........................................................ 33 6瓦斯抽放管路系统及设备选型 ............................................. 34

2

6.1规定 ............................................................... 34 6.1.2计算方法 ........................................................ 35 6.2瓦斯抽放泵选型 ..................................................... 38 6.2.1规定 ............................................................ 38 6.2.2选型原则 ........................................................ 38 6.2.3计算方法 ........................................................ 38 6.2.4瓦斯泵类型 ...................................................... 39 6.3瓦斯抽放系统的安装 ................................................. 40 6.3.1瓦斯抽放系统安装的基本要求 ...................................... 40 6.3.2瓦斯抽放泵的安装 ................................................ 40 6.3.3瓦斯抽放泵站主要附属设施安装 .................................... 40 6.4瓦斯抽放泵房 ....................................................... 41 6.4.1抽放泵站位子选择 ................................................ 41 6.4.2泵站结构 ........................................................ 41 6.4.3瓦斯泵房设备布置 ................................................ 42 7安全技术措施 ........................................................... 43 7.1抽放系统及抽放泵站安全措施 ......................................... 43 7.1.1抽放系统安全措施 ................................................ 43 7.1.2抽放泵房安全措施 ................................................ 43 7.1.3瓦斯泵安全措施 .................................................. 44 7.1.4瓦斯泵站安全操作 ................................................ 45 8瓦斯的综合利用与安全操作 ............................................... 47 8.1瓦斯抽放泵站供电 ................................................... 47 8.2瓦斯抽放泵给排水 ................................................... 47 8.3防雷设施 ........................................................... 47 8.4瓦斯抽放泵站照明 ................................................... 47 8.5瓦斯抽放泵站通讯 ................................................... 47 8.6抽放系统实时监测 ................................................... 47

3

9结论 ................................................................... 48 致谢 ..................................................................... 49 参考文献 ................................................................. 50 附录 ..................................................................... 51

4

1引言

在煤炭开采过程中，瓦斯爆炸、煤尘爆炸、煤与瓦斯突出、中毒、窒息矿井火灾、透水、顶板冒落等多种灾害事故时有发生。在这些事故中尤以瓦斯爆炸造成的损失最大，从每年的事故统计中来看，煤矿发生一次死亡10人以上的特大事故中，绝大多数是由于瓦斯爆炸，约占特大事故总数的70%左右，为此，瓦斯称为煤矿灾害之王。通过对煤矿瓦斯的抽采和利用可以有效防治重特大安全生产事故的发生。

随着煤炭工业的发展，矿井数量及煤炭产量迅速增加，矿井向深部延伸过程中，一些低瓦斯矿井变为高瓦斯矿井和突出矿井，因此需要抽放瓦斯的矿井越来越多，由此带动了中国煤矿瓦斯抽放技术的迅速发展，目前瓦斯抽放技术在煤矿生产中得到了普遍的推广应用。 1.1瓦斯抽放的意义

煤炭是我国重要的基础能源和原料，在我国一次能源生产和消费结构中约占70％，而我国的煤矿安全形势十分严峻，以瓦斯事故为首，所以搞好瓦斯治理工作显得尤为重要。大量实践证明，瓦斯抽放一般具有以下作用和意义：

1.通过抽放，可以降低矿井瓦斯涌出量和回采空间的瓦斯浓度，确保煤矿安全生产； 2.通过抽放，可以降低煤层中的瓦斯压力和瓦斯含量，防治煤与瓦斯突出，减少伤亡事故的发生；

3.矿井瓦斯是一种优质燃料，具有商业利用价值；

4.通过瓦斯抽放和利用，可以减少对大气的污染，对环境保护有重要作用； 5.瓦斯抽放经济实用，能减少通风负担，降低通风费用，还能够解决通风难以解决的难题。

1.2国内外发展现状

随着开采深度的增加和开采强度的提高，矿井的绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量在不断增加。为使回采和掘进工作的顺利进行，保证采掘工作面的快速推进，瓦斯将成为决定性的因素。因此，瓦斯抽放的重要性不言而喻。

在我国，自1952年抚顺龙凤矿建立抽放系统，开始抽放瓦斯以来，我国瓦斯抽放工作走过了半个多世纪，瓦斯抽放技术的发展主要经历以下几个阶段：

(1)高透气性煤层抽放瓦斯阶段。20世纪50年代初期，在抚顺高透气性特厚煤层中

1

首次采用井下钻孔抽放瓦斯，获得了成功，解决了抚顺矿区高瓦斯特厚煤层开采的关键技术问题。

(2)邻近层抽放瓦斯阶段。利用采动卸压作用对未开采的邻近煤层实施边采边抽，可以有效地抽出瓦斯，减少邻近层瓦斯向开采层工作面涌出，该技术在具有邻近层抽放条件的矿区得到广泛应用，取得了较好的抽放效果。

(3)低透气性煤层强化抽放瓦斯阶段。在低透气性高瓦斯和突出煤层，采用常规钻孔抽放瓦斯技术效果不理想。为此，从20世纪70年代开始，国内试验研究了煤层中高压注水、水力压裂、水力割缝、松动爆破、大直径钻孔多种强化抽放技术；90年代又试验研究了网格式密集布孔、预裂控制爆破、交叉布孔等抽放新技术。网格式密集布孔在煤矿得到了应用，但多数方法因工艺复杂、实用性差等问题，在煤矿未能得到广泛应用。

(4)综合抽放瓦斯阶段。20世纪80年代开始，随着机采、综采，尤其是放顶煤采煤技术的应用，采掘速度加快、开采强度增大，工作面瓦斯涌出量大幅度增加。了解决高产、高效工作面瓦斯涌出问题，开始实施综合抽放瓦斯，即在时间上，将预抽、边采边抽及采空区抽放相结合；在空间上，将开采层、邻近层和围岩抽放相结合；在工艺方式上，将钻孔抽放与巷道抽放相结合、井下抽放与地面钻孔抽放相结合、常规抽放与强化抽放相结合。实施综合抽放瓦斯方法，最大限度提高瓦斯抽放率。

纵观全球抽放瓦斯方法，虽然现在瓦斯抽放主要是应用的物理学的方法，但是瓦斯抽放所涉及的学科却越来越广泛，涉及到了物理化学、生物化学等方法。如在瓦斯涌出之前使其在煤体中固化和氧化。利用微生物的作用使瓦斯在煤层中、采空区氧化等方法。

到目前为止世界上各主要采煤国家都开展了瓦斯抽放工作世界煤矿瓦斯抽放量基本上是呈线性增加，一方面由于瓦斯抽放技术和设备性能的提高另一方面由于煤炭的产量增加和矿井向深部延伸，国外的有些国家达到较高的抽放率，有些国家达到了较高的相对瓦斯量。他们的主要经验是在抽放瓦斯矿井中，尽可能地设法多抽瓦斯，不断矿大抽放瓦斯的范围，进行综合抽放瓦斯的方法，这也是当今抽放瓦斯的发展趋势。

我国煤矿总体瓦斯抽放效果不佳, 具体表现为瓦斯抽放率低。导致我国煤矿瓦斯抽放率低的原因有个方面一方面是客观原因, 我国95%以上的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属于低透气性煤层,瓦斯抽放特别是预抽难度非常大。另一方面是主观原因, 主要表现为抽放时间短、钻孔工程量不足、封孔质量差、抽放系统不匹配和管理不到位。国内外广泛采用的抽放方法有：

A：按瓦斯来源分：1﹑开采煤层的瓦斯抽放；2﹑邻近层抽放；3﹑采空区 抽

2

放.

B：按抽放机理分为：1﹑卸压抽放 2﹑未卸压抽放 1.3设计思路

瓦斯抽放系统设计是一个涉及煤矿开采学、井巷工程、通风安全学、煤矿地质学、流体力学和矿山安全技术等诸多技术科学的系统工程，本次设计题目中存在一些理想化的条件，但是通过设计，培养了搜集、整理资料和运用所获资料去解决设计中存在大的问题的能力，提高了撰写技术文件和解决实际问题的能力。虽然在设计中有些实际因素没有考虑到，但是通过设计，已经基本掌握了瓦斯抽放系统设计的方法和步骤。这些能力的培养对以后走上工作岗位做了良好的铺垫。

本次设计的是贵州省织金县贵城煤矿的瓦斯抽放系统，设计之前，在贵城煤矿实习了一个月，对该矿的情况有了一个比较全面的了解。本次设计就是在贵城煤矿实际地质条件的基础上，根据收集到的数据、文本以及图纸等矿井资料，在老师的指导下，按照老师给出的要求，对矿井瓦斯抽放系统进行设计。设计的主要内容包括：矿井概况；矿井瓦斯赋存；瓦斯抽放必要性和可行性的论证；瓦斯抽放方法的选择；设备选型；瓦斯抽放系统附属设施；瓦斯的综合利用及抽放的安全措施和管理等几个方面。

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2矿井概况

2.1井田概况

2.1.1矿区地理位置、交通情况

贵诚煤矿位于织金县营合乡境内，距县城直距37.2km。矿区划定范围为一不规则四边形，最长走向1.21km，平均倾斜宽0.86km，面积约1.043km2。矿区地理坐标：东经106o04′15″～106o04′59″；北纬26o28′16″～26o28′59″

图2-1贵诚煤矿交通图

Map 2-1 The Road map of Guicheng mine

2.1.2地形地貌

矿区地形属云贵高原中低山丘陵浅切割地貌，最高点位于南部，标高1408.4m，最低点位于矿区东部附近，标高约1020m，相对高差约388.4m。矿区总体上属中低山地貌，矿区内主要为煤系地层，煤系地层形成较平缓的斜坡，植被较发育。

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2.1.3气候条件

贵诚煤矿地处高寒山区，气候湿润，冬冷夏凉。年平均气温15.1℃，年平均最高气温33.5℃，最低气温-2.1℃，年降雨量880.2-1824.6mm，年平均相对湿度为82%，日照时数较少，全年仅在1050－1180小时之间，阴、雨天气多达215天。 2.1.4河流

矿区内无大的河流，但冲沟较发育，且多呈树技状分布，切割较深，沟水流量变化较大，雨季常发生山洪，枯季流量小至干涸，动态变化显著。矿区外东面有一条斯拉河，河床标高约900m，对矿井开采无影响。 2.1.5地震

根据中华人民共和国建设部2001年7月联合发布的《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）的规定，井田范围内地震烈度为6度区。 2.1.6井田开采情况

本区煤矿历年来均有民采，以季节性土法开采为主，常年开采较少，以开采14、16、23号煤为主，6号煤次之。老窑以斜井方式开拓，顺煤层倾向掘进10—30m后，再沿走向开采30—50m，均为独井，自然通风，多因水大及通风困难而停采，再换一个地方从新开采。这些老窑均在历次的关井压产和安全治理整顿中被炸封关闭。估算历年小煤窑开采，已消耗煤炭资源量约19万吨。2003年因产业政策和采矿业规范管理而被整顿关闭。工作区内原小煤矿主斜井井口标高+1100m、X=2930120，Y=35507440，方位角为330°、倾角10度，在标高1090m附近从顶板揭穿M23煤层，见煤后，沿煤层倾向布置运输上山，回风斜井同运输上山平行，矿井未形成安全的回风系统。 2.1.7矿井水源

地表水、地下水的动态明显受大气降水及斯拉河的控制，其流量，水位变化均与降水季节性变化相对应，雨季流量大，水位上升，旱季则流量小，水位下降。 撕拉河所经过的区域多受泉水及地表水补给，其流量大，雨季暴涨，加上不久将截流的引子渡电站工程，使河流水位上升，对将来煤矿开采威胁最大。其它积水洼地及溪沟，旱季干枯或流量小。

（一）本井田矿井水主要为煤层顶板的裂隙水，小窑水，老空水，现分述如下： 1．顶板裂隙水：主要是矿井采掘活动中，从顶板裂隙进入矿井的水，由于煤系地层中顶板上层间含水层厚度不大、含水性不多，因此进入矿井的水也会不多，但有一定的影响。

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2．小窑水，在煤层露头线浅部，历史上造成的乱采烂挖留下的小煤窑、老煤窑均已灌水。矿井开采中应防范小窑水，老窑水的突发透水事故。

3．老空水：随着开采面积和深度的增加，浅部老空水及上覆煤层老空水可能导入井下，在矿井开采下伏煤层时应注意老空水侵入。 (二) 地表水、地下水及其联系

地表水、地下水的动态明显受大气降水及斯拉河的控制，其流量，水位变化均与降水季节性变化相对应，雨季流量大，水位上升，旱季则流量小，水位下降。 撕拉河所经过的区域多受泉水及地表水补给，其流量大，雨季暴涨，加上不久将截流的引子渡电站工程，使河流水位上升，对将来煤矿开采威胁最大。其它积水洼地及溪沟，旱季干枯或流量小。

综上所述，井田内地下水补给主要靠大气降水及河流，地下水具有良好的排泄条件。矿井直接充水含水段，主要为碎屑岩，富水性弱，水文地质类型属裂隙充水矿床，水文地质条件中等至复杂。在开采过程中应注意老窑积水及河流水。 2.1.8煤的自燃发火性及临近矿井煤自燃情况

(1)、煤的自燃倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室提供的《织金县贵诚煤矿煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，M23、M16、M14煤层自燃倾向性均为三类不易自燃煤层。故本次按三类不易自然进行设计。鉴定结果见表2-1。

表2-1煤层自燃倾向等级鉴定结果表

Table 2-1 Coal spontaneous combustion tendency grade appraisal result table

煤层号

焦渣特征

相对真密度

TRDd

1.56 1.52 1.47

全硫

St,d% 1.75 1.94 1.15

煤吸氧量

Cm3/g干煤

0.95 1.01 0.90

自燃倾向等级

Ⅲ类（不易自燃） Ⅲ类（不易自燃） Ⅲ类（不易自燃）

M23 M16 M14

2 2 2

(2)、邻近矿井煤层自燃发火的特点和规律、煤层的发火期

本矿为整合新设矿权矿井，未发生过煤层自燃现象，邻近矿井亦未发生过煤层自燃

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事故，无从查证煤层的自燃发火期。 2.2 井田地质特征 2.2.1地质构造

本区大地构造位置处于扬子准地台次级构造单元黔北台隆之遵义断拱贵阳复杂构造区。井田位于NNE向的老熊坡——化起复式背斜S端NW翼上。

矿区总体为单斜构造,地层走向北东,倾向北西,地层倾角10°—15°，一般平均倾角为14°。区内末发现褶曲，在矿区北界约300米左右有一条近EW 向区域性断层，井下小断裂较发育，综上所述，本矿区总体为一倾向NW的单斜构造，倾角平缓，构造复杂程度可暂定为简单。 2.2.2含煤地层及煤层

（1）龙潭组含煤19—35层，一般26层，自上而下编号2—35号。这些煤层较均匀地分布于龙潭组上、中、下段中。上段含煤4—8层，一般5层，可采总厚约4m。含煤系数6.7%，局部可采煤层为6号；中段含煤8—14层，一般10层，可采总厚约8m，含煤系数7.8%，可采煤层为14号、16号，局部可采20号；下段含煤7—13层，一般11层，可采总厚约8.7m，含煤系数7.8%，局部可采煤层为23号。总的来说，本矿区可采煤层主要为14号、16号、23号。

（2）14号煤层：位于龙潭组上部标三下与标四之间，距两层标志层均为10米左右，结构简单，是区内唯一的粉状煤层，顶板为粉砂质泥岩，间接顶板为标三下（中厚层状，含动物化石石灰岩）底板为泥岩，对比可靠。

16号煤层：位于龙潭组中部标五以下65米左右，结构较复杂，其顶板为粉砂质泥岩，含透镜状及马尾状镜煤，煤层对比基本可靠。

23号煤层：位于煤组下段顶部，距标七上约20米，距标七下2米左右，煤层结构间单，层位稳定，顶板为粉砂岩，底板为泥岩，煤层对比可靠。

（3）14号煤层：位于上煤组中下部，大部分为粉状，少量的块状，结构简单，无夹石，煤层厚0—3米，一般在2米左右，较稳定，可采，顶板为粉砂质泥岩，易垮塌，底板为泥岩。

16号煤层：位于中煤组中部，大部分为块状，少量为粉状，结构简单至复杂，有1—3层夹石。上部煤层较疏松，煤层厚度在1.35—2.5米，一般在2米左右，纯煤厚度在1.5—2.5米之间,一般为2米左右,层位稳定,全区可采.细—中条带状结构，内生裂隙发育，半亮型，

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以亮煤为主，夹镜煤及暗煤条带状，玻璃—金属光泽，贝壳及阶梯状断口。顶板为粉砂质泥岩，底板为灰岩。

23号煤层：位于下煤组上部，大部为块状，有少量的粉粒状，结构简单，无夹石，煤层厚度1.5—2.3米,一般为1.8米左右,稳定,全区可采.细至中条带状结构,半亮型,以亮煤为主,夹镜煤条带及少量丝炭,似金属光泽,贝壳状断口.顶板为粉砂岩,底板为泥岩.现将各煤层特征列如表2-2：

表2-2煤层特征表

Table 2-2 Coal characteristic table 煤

层 层间距倾角 平均厚 容 重编（m） （度） 度（m） (t/m3) 号

14

1.97 1.5

煤 层 结 构

顶底板岩性 稳定顶 底 性 板

板

煤 层 特 征

泥质细砂黑色块状亮煤为主，夹镜煤及暗煤粉砂岩及一般 细条带，结构中等复杂，属中厚层岩 泥岩 煤。上部煤质较疏松，为半亮型煤。

60-80

简

单细砂黑色粉粒状为主，少量块状，结构

粉砂

— 岩及一般 单一，中等复杂，层位稳定。属中

岩

复泥岩 厚层煤。 杂

黑色块状，以亮煤为主，夹镜煤条

粉砂粉砂简带及少量丝炭，含透镜状黄铁矿。

岩及岩及较差 单 半亮型，结构单一，层位稳定，属

泥岩 泥岩

薄层煤。

16

10-15

2.1

65-90 23

1.8

2.2.3井田水文地质

（一）、井田水文地质条件

勘查区位于独立水文地质单元的南东角，煤矿区位于云贵高原乌蒙山区，最高点海拨1408.4m，最低点在矿区南端, 海拔标高1020米，最大相对高差388.4m。属高原侵蚀地貌，属高原中低山地貌。

矿区位于乌江上源斯拉河流域，地表水体有流经矿区南缘的斯拉河及由北向南的雨源水溪，属长江水系。

区内井泉流量受大气降水制约，旱季小，雨季略大，一般仅供生活用水。南东矿区边有斯拉河流经，加之地形为山坡,排泄条件好。矿区煤层露头附近及周边没有河流、溪

8

沟和其他水体。

区内地貌大体上可分三种类型：龙潭组（P3l）砂、泥岩分布地段呈缓坡—沟谷地貌，相对高差较小，一般40～80m；长兴组（P3c）及夜郎组第一至第二段（T1y1-2）灰岩夹砂泥岩分布地段多呈反倾向的陡坡；夜郎组第三段（T1y3）砂泥岩分布地段多呈顺向的缓坡。

（二）主要含（隔）水层类型

矿区面积1.0433Km2，主要分布地层为二叠系、三叠系。地层富水性简述如下 (由上至下)：

1、第四系孔隙水：含水性较弱，但分布面积较广，有一定的蓄水量，对煤矿开采有一定的影响。

2、基岩裂隙水：

夜郎组（T1y）第一段：岩性以以灰色为主，夹绿灰色条带，局部见紫灰色，以钙质粉砂岩、钙质泥岩为主。厚度239—522m，含裂隙水，富水性弱。具有一定的隔水性，可视为相对隔水岩组。

龙潭组（P3l）：岩性主要为一套以碎屑岩（粉砂岩和细砂岩）为主夹较多的泥岩、石灰岩、硅质岩、含菱铁质粉砂岩的含煤沉积。厚200-320m，富水性弱。含裂隙水，富水性弱。

3、岩溶含水岩组：

长兴组、大隆组（P3c+d）：岩性为硅质岩，灰岩夹碎屑岩及一薄层劣煤或炭质泥岩组成，一般厚15-30m，富水性中等。因距开采层间距较大，对未来矿井的顶板充水影响不大。

茅口组（P2m）含水岩组：分布在矿区南侧之外，其岩性主要为中—厚层灰岩，厚度大于200 m,发育有地下暗河、岩溶等，富水性强。因距最下部煤层距离大于100m且有玄武岩组（平均厚度97m）隔水层相隔，故对未来矿井的底板充水影响极小。

4、隔水岩组

1）龙潭组属泥岩、砂岩互层，泥岩有较好的隔水性，可视为隔水层。

2）煤系地层龙潭组下部的峨眉山玄武岩组（P3β），厚度0-194m，该岩组富水性和透水性均弱，是较好的隔水层。

（三）、矿井水文地质条件、水文地质类型 1、矿井涌水通道

9

度18°, 掘进到M23号煤层底板。在+1173m标高作轨道石门至M14号煤层。

回风斜井口坐标：X=2930367，Y=35607458，标高+1213m，方位角270°，井筒角度26°, 掘进到M23号煤层底板，在+1201标高处掘回风石门到M14号煤层后，沿M14号煤层走向布置回风顺槽。

上、下顺槽以开切眼沟通形成1401回采工作面。

在下一区段的M14号煤层布置两个掘进头准备1402回采工作面，以接替1401采面。

煤炭通过工作面刮板运输机→工作面运输巷刮板机→工作面运输巷皮带→运输石门皮带→主斜井皮带→地面储煤场地。

2）后期采区布置

后期开采二采区时，将三条井筒往下延伸至+1000m水平，沟通后布置水仓、泵房形成二采区主系统，以石门联系各煤层进行开采布局。

3）首采工作面及接续工作面布置

设计采用单翼布置，首采工作面和接续工作面均布置在井筒北翼，均为?U?型布置，即由井筒布置区段石门揭开M14煤层后往北翼布置工作面，至边界煤柱附近沟切眼形成采煤工作面。

15

3矿井瓦斯赋存

3.1煤层瓦斯基本参数

1、瓦斯风化带

矿山未采风、氧化带煤层样，根据矿山区域原生产窑及老窑开采情况，煤层风、氧化带为煤层露头往下垂深20m。

2、瓦斯压力 （1）瓦斯压力梯度

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5月26日提供的《织金县贵诚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，实测得M14煤层+1170m标高瓦斯压力为0.12 MPa；M16煤层在+1162m标高瓦斯压力为0.16 Mpa；M23煤层在+1036m标高瓦斯压力为0.20 Mpa。各煤层测定地点的埋藏深度分别为155m、173、249m。

则瓦斯压力梯度分别为： PM14=

P1?P0=（0.12-0.02）/(155-30)=0.0008 Mpa/m (3-1)

H1?H0P1?P0=（0.16-0.02）/(173-30)=0.00098Mpa/m (3-2)

H1?H0P1?P0=（0.20-0.02）/(289-30)=0.00082Mpa/m (3-3)

H1?H0PM16=

PM23=

式中：

PM——瓦斯压力梯度，Mpa/m

P0——瓦斯风化带的瓦斯压力，取0.196Mpa ； H0——瓦斯风化带的垂深，取30m

P1——实测瓦斯压力，0.12Mpa、0.16Mpa、0.20Mpa ； H1——测瓦斯压力P1地点的垂深，分别为155m、173和249m 根据计算结果取大值对深部煤层瓦斯压力进行预测。 （2）瓦斯压力预测 P= PM H 式中：

16

P——瓦斯压力，Mpa PM——瓦斯压力梯度，Mpa/m H——预测点煤层距地表垂深，m。

表3-1各标高煤层瓦斯压力表

Table 3-1 Coal seam gas pressure gauge the elevation

标高 +1162 +1000

H（m） 173 335

P（Mpa）

0.16 0.33

备注 鉴定结果 预测结果

3、煤层透气性

矿井根据有资质单位对煤层透气性进行测定

煤层透气系数λ= 0.061m2MP2?d

4、瓦斯放散初速度

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5月26日提供的《织金县贵诚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，M14煤层斯放散初速度为21.9mmHg，M16煤层斯放散初速度为20.4mmHg，M23煤层瓦斯放散初速度为24.8mmHg。

5、煤的坚固性系数

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5月26日提供的《织金县贵诚煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，M14煤层破坏类型属Ⅲ类构造煤，煤体坚固性系数为0.36；M16煤层破坏类型属Ⅲ类构造煤，煤体坚固性系数为0.41；M23煤层破坏类型属Ⅱ类构造煤，煤体坚固性系数为0.65。

（三）煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性

根据黔安监办字〔2007〕345号文－《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，贵诚煤矿处在划定的煤与瓦斯突出危险矿区，根据贵州省能源局文件（黔能源煤炭【2011】444号）《关于织金县贵诚煤矿M14、M16、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的批复》：2011年5月中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交了《织金县贵诚煤矿M14、M16、M23煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》（修订版），鉴定结论为：(1)贵诚煤矿在鉴定范围（贵诚煤矿法定矿界0号、1号、2号、3号拐点连线圈定区域内，标高+1170m以上的M14煤层）无突出危险性；（2）贵诚煤矿在鉴定范围（贵诚煤矿法定矿界0号、1号、2号、3号

17

??拐点连线圈定区域内，标高+1162m以上的M16煤层）内的M16煤层无突出危险性；（3）贵诚煤矿在鉴定范围（贵诚煤矿法定矿界0号、1号、2号、3号拐点连线圈定区域内，标高+1036m以上的M23煤层）内的M23煤层无突出危险性。 3.2矿井瓦斯储量

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：

由于地质报告未提供各煤层瓦斯含量数据，本设计按《采矿工程设计手册》中给出的经验公式进行计算：

W含＝ W吸+W游 (3-4)

65.5（100?Af?Wf）W吸＝ r0.146nf0.98a/p?b（V）e（1+0.31W）100??W

游

＝

K孔P

9.8K压?式中：W含——煤体的平均瓦斯含量m3/t；

K孔——煤体的孔隙率，查采矿设计手册表8-7-10得8%；

P ——煤层瓦斯压力，MPa；根据前面按瓦斯压力梯度预测结果为0.33 MPa； a、b——瓦斯吸附常数，a＝2.4+0.21 vr，b＝1-0.004 vr Af ——煤的灰分， Wf ——煤的水分， vr ——煤的挥发分， γ ——煤的容重，t/ m3； en ——温度系数；

K压——瓦斯压缩系数，查采矿设计手册表8-7-10得1.06； mi──第i个邻近层煤层厚度，m； ηi──第i个邻近层瓦斯排放率；

18

表3-2M14煤层原始瓦斯含量计算

Table 3-2 M14 Coal seam gas content original calculation

煤层编号 水分Wf(%) 灰分Af(%) 挥发分Vr(%) 瓦斯压力 P(MPa)

温度系数 en

计算垂深H(m) 瓦斯压力系数K(2.03-10.13)

P=H·K 温度t(℃)

M14 1.99 12.84 9.00 350.00 6.00 2.1 20.0

0.397 1.487 4.290 0.964 7 1.45 1.04 14.46 0.99 15.45

0.02tn?0.993?0.007P en

系数a=2.4+0.21Vr 系数b=1-0.004Vr 煤的孔隙率fn 煤的容重γ(t/m3) 瓦斯压缩系数KY 吸附瓦斯量Wx(m3/t) 游离瓦斯量WY(m3/t) 瓦斯含量Wh=Wx+WY(m3/t)

矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层及围岩所储存的瓦斯量。开采M14煤层时，应该纳入采区瓦斯储量计算有本煤层和围岩的瓦斯储量，计算公式如下：

Wk?C?A?X式中：

（3-5）

w ——确矿井瓦斯储量，万mk3；

C —— 围岩瓦斯储量系数 ，取C = 1.05； X—— 本采区煤平均瓦斯含量， m3t。 A——采区煤工业储量，万t； 查询收集的资料中 A= 149.3万t

3??m =1.05149.315.45= 2422.02万 wk19

3.3矿井可抽瓦斯量及可抽期 3.3.1可抽瓦斯量

矿井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算：

在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采量。矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采）的瓦斯量。每月底按下式计算矿井月平均瓦斯抽采率。

?k?100QkcQkc?Qkf （3-6）

式中 ?k—矿井月平均瓦斯抽采率，%；

Qkc

—矿井月平均瓦斯抽采量，m3/min； —矿井月平均风排瓦斯量，m3/min

Qkf矿井可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：

式中：

Wkc ——矿井瓦斯可抽量，万m3；

ηk ——矿井瓦斯抽放率，按照生产矿井的现状预计，以及目前矿井抽采技术水平，取平均值ηk = 36%；

Wk ——矿井瓦斯储量， m3

代入数据的 Wkc=2422.02?36%=871.93万t 3.3.2可抽期

由于煤层属于低透气性高瓦斯煤层，因此对于整个矿井来说，在矿井抽放系统已经确立的情况下，其服务年限应和矿井服务年限一致，对于一个工作面，其预抽期为一年。

M14煤层可抽瓦斯储量按871.93万m3和瓦斯抽放服务年限9年计算，年纯瓦斯抽放量为96.88万m3/a。

20

Wkc??k?Wk （3-7）

表3-3M14煤层瓦斯储量及可抽量计算结果表

Table 3-3 coal seam gas reserves and the calculation results table that could be

储量类别 开采层 合计

煤层 M14

瓦斯含量（m3/t）

15.45

瓦斯储量 （万m3） 2422.02 2422.02

可抽量（万m3）

871.93 871.93

21

4瓦斯抽放的必要性和可行性论证

4.1瓦斯抽放的必要性

抽放瓦斯的必要性论证应对矿井、回采工作面及掘进工作面分别进行抽放瓦斯必要性分析。 4.1.1规定

根据《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1～4.1.3条规定：

有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统：

⑴1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。

⑵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。 ⑶开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 4.2瓦斯涌出量预测

采用分源预测法进行预测。 4.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测

工作面瓦斯涌出量可分为二部分：本煤层瓦斯涌出和围岩瓦斯涌出。

设计采区工作面平均采高为1.95m，工作面长100m，走向长度1200m，日推进2m，煤层倾角14o，煤层瓦斯含量15.45m3t。

预测过程如下：

q涌?K1?K2?K3??Wo?WC? （4-1）

式中 q涌—开采层瓦斯涌出量，m3t；

K1—围岩涌出系数，取1.2；

22

K2—采面回采率倒数，取1.11；

K3??L?2h?L，L—工作面长度，取L=100m； h—巷道瓦斯预排等值宽度，取h=10m

Wo—煤层瓦斯原始含量，15.54m3t；

Wc—运出工作面煤的煤层残存瓦斯含量，取3.0m3t。

100?2?10?(15.54-3.0)= 19.6m3t

100由此计算得工作面瓦斯涌出量见表3-4。

q涌 =1.2?1.11?

表4-1M14煤层采区回采工作面瓦斯涌出量预测值 Table4-1 M14 Seam coal face value of gas emission prediction

设计产量

采区 瓦斯含量

瓦斯涌出量预测

3mt 3mt） （万t /a） （m3min 6.19

一采区

15 15.45 19.6

4.2.2邻近层瓦斯涌出量

邻近层瓦斯涌出量采用下式计算：

q2??(W0i?Wci)?i?1n

式中：

mi??iM （4-2）

q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；

W0iWcimi——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取； ——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选取；

——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，%。

当邻近层位于冒落带中时，当采高小于4.5m时，

?i?1。

?i按下式计算。

23

?i?1?

hihp （4-3）

h 式中：i——第i邻近层与开采层垂直距离，m；

hp——受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破

坏范围，m。

开采层顶、底板的破坏影响范围

hp按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱留设于压

煤开采规程》中附录六的方法计算。 当采高大于4.5m时，

?i按下式计算：

式中：

hi?i?100?0.047hih?84.04iML （4-4）

——第i邻近层与开采层垂直距离，m；

M——工作面采高，m； L——工作面长度，m。

该M14煤层与邻近层M16距离远，涌向开采层的可能性小，按0m3/t进行计算。 4.2.3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时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：

qJ?qB?qL （4-5）

3qmmin； J式中：—掘进工作面瓦斯涌出量，

qB—煤壁瓦斯涌出量，m3min； qL—落煤瓦斯涌出量，m3min。 （1）掘进工作面煤壁瓦斯涌出量

在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为：

24

qB?n?H?v?qo?2Lv?1 （4-6）

3qmmin； 式中 B—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，

??n—煤壁暴露面个数，单巷掘进时n=2； H—煤层厚度，m, H=1.95m；

v—巷道平均掘进速度，m/min,v取0.00139m/min(按160m/mon计算)； L—掘进巷道长度，L=312m；

qo—煤壁瓦斯涌出初速度，m3m2?min，按下式计算：

qo= 0.026[0.0004Vdaf + 0.16]X （4-7）

0

式中 Vdaf—煤中挥发份含量，%，Vdaf =34.78；

3mt。 X0—煤层原始瓦斯含量，m/t，X0取15.45

2??3

32qmm?min； o代入数据得： =0.14

??qB=2.96m3min

（2）掘进工作面落煤瓦斯涌出量

qL?S?v???(X0?X1) （4-8）

3qmmin； L式中： —掘进巷道落煤瓦斯涌出量，

v—巷道平均掘进速度，m/min，v取0.00139mmin； S—掘进巷道断面积，m2，S取6.2m2；

3tmγ—煤的密度，γ=1.60；

33mminmt； X0—煤层原始瓦斯含量，，X0取15.4533mminmt。 X1—煤层残存瓦斯含量，，X1取3.0

3qmmin。 L代入数据得：=0.17

所以，掘进工作面瓦斯涌出量预测值：

qJ?qB?qL =1.96m3min+0.17m3min=3.13m3min 4.2.4生产采区瓦斯涌出量

根据《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018－2006），生产采区瓦斯涌出量计算公

25

式为：

q区?K（?q采iAi+1440?q掘i)′i=1i=1nnAo (4-9)

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K′＝1.35； q采i—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，13.26m3/t； Ai—第i个回采工作面的日产量，t； 工作面的日产量为454.54t;

q掘i—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，2.13m3/min； q掘1= q掘2=2.13 m3/min;

Ao—生产采区平均日产量，取Ao＝454.54t。 经计算： q区=36.12m3/t 所以

Q区= q区?Ao=11.40m3/min 4.2.5矿井瓦斯涌出量预测

矿井瓦斯涌出量为矿井内全部生产采区和已采采空区瓦斯涌出量之和，由下式计算：

?n?K?????q区iA0i??i?1?q井?n?A0ii?1

式中：

（4-10）

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；该设计中q区i=36.12 m3/t; A0i——第i个生产采区平均日产量，t；该设计中A0i=454.54t;

K??——已采采空区瓦斯涌出系数；对于单一煤层，K???1.15~1.25，对于近距离

煤层群，K???1.25~1.45。K??取1.2。

26

所以，矿井相对瓦斯涌出量 q井? 矿井绝对瓦斯涌出量Q井=1.2??36.12?454.54?=43.34m3/t；

454.5413.644×2727.3=16.68 m3/min。

24×60根据煤矿安全规程规定，年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min，必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。该矿设计年产量15万t，矿井绝对瓦斯涌出量16.68 m3/min，符合抽放要求，故需建立抽放系统。 4.3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λ；二为钻孔瓦斯流量衰减系数α，按λ和α判定开采层瓦斯抽放可行性的标准4，如表4-3所示。

表4-2 煤层瓦斯抽放难易程度分类表

Table 4-2 Coal Seam Gas Drainage ease of classification

抽放难易程度 容易抽放 可以抽放 较难抽放

钻孔瓦斯流量衰减系

数（α）(d-1)

<0.003 0.003～0.05 >0.05

煤层透气性系数（λ）

(m2/MPa2.d)

>10 0.1～10 <0.1

贵城煤矿参数如下：

钻孔瓦斯流量衰减系数a=0.0042d?1 煤层透气系数λ= 0.061m2MP2?d

因此，M14煤层属于较难抽放煤层，为了达到抽放效果，必须采取有效的抽放措施。

??27

5抽放方法

5.1规定

根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第4.1.1条规定：选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列要求：

a)尽可能利用开采巷道抽放瓦斯，必要时可设专用抽放瓦斯巷道； b)适应煤层的赋存条件及开采技术条件； c)有利于提高瓦斯抽放率；

d)抽放效果好，抽放的瓦斯量和浓度尽可能满足利用要求； e)尽量采用综合抽放；

f)抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。 根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第7.1.2条规定：按矿井瓦斯来源实施开采煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放；

第7.1.3条规定：多瓦斯来源的矿井，应采用综合瓦斯抽放方法。 5.2矿井来源分析

开采M14煤层时，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，另一部分来源于回采工作面丢煤解吸的瓦斯和围岩涌出的瓦斯，所以大量瓦斯来自开采层本身涌出的瓦斯，其中邻近层涌出的瓦斯所占的比例较小。因此矿井瓦斯治理的重点应放在预抽本煤层瓦斯和抽放回采工作面瓦斯上。 5.3抽放方法选择

目前国内比较成熟的抽放瓦斯方法主要有本煤层抽放、邻近层抽放和回采工作面抽放。鉴于贵诚煤矿瓦斯涌出的情况，根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》， 针对贵诚煤矿M14煤层的具体情况，故选择采用回采工作面抽放、边掘边抽和采空区瓦斯抽相结合的综合瓦斯抽放方法。 5.4瓦斯预抽量预计

（1）回采工作面瓦斯预抽量预计

回采工作面瓦斯涌出量为6.19 m3/min，根据《煤矿安全规程》可知，巷道中瓦斯浓度不超过1%，且排风量设为15m3/min，则可知回采工作面的瓦斯抽放量为4.04 m3/min，

28

抽放瓦斯浓度为30%，则抽放系统混合气体流量为13.47 m3/min。

（2）掘进工作面瓦斯预抽量预计

预计掘进时，绝对瓦斯涌出量将达到3.13m3min，瓦斯抽放率按30%计算，则该面的瓦斯抽放量为0.64m3min，抽放瓦斯浓度为40%计算，则抽放系统混合气体流量为1.6m3min。

（3）采空区瓦斯预抽量预计

采空区的瓦斯抽放量为回采工作面的20%，经计算为0.81m3/min，抽放浓度为30%计算，则系统的混合气体流量为2.7m3/min。 5.5钻孔及钻场的布置 5.5.1回采工作面抽放

贵诚煤矿开采M14煤层的工作面，采高平均1.95m，工作面长100m，走向长300m，回风巷间煤柱30m。回采工作面抽放钻孔布置平面图如图5-1所示，其钻孔布置参数如下：

钻孔间距： 3m； 钻孔直径： 75mm；

钻孔角度： 平行于煤层，即为煤层倾角14°；

同时抽采的钻孔数目 100个；

钻孔长度： 55m; 封孔方式： 聚胺脂封孔； 封孔长度： 6m；

预抽时间： 180天。

29

图5-1 回采工作面预抽瓦斯钻孔布置平面图

Figure 5-1 working face layout plan of pre-drainage gas drilling

5.5.2边掘边抽

在掘进的过程中，由于瓦斯涌出量超过规定，所以也必须在掘进时进行掘进面预抽，采用先抽后掘，即在煤巷掘进工作面向前方煤层施工扇形钻孔抽放瓦斯。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下倾斜。当掘进工作面抽放钻孔数量较多时，为扩大钻孔覆盖范围，抽放钻孔应以巷道中线为基准，向周围煤体呈放散状排列，以提高抽放效果。.

瓦斯抽放钻孔布置平面及剖面图如图5-3所示，钻孔布置参数如下：

钻孔长度 80m 钻孔直径 75mm 相邻孔间夹角 3-5° 钻场间距 30m 钻场内钻孔数 8个 封孔深度 6m 钻场个数 9个 封孔方式 聚胺酯封孔

30

1#2#4#

图5-2掘进工作面边抽边掘瓦斯钻孔布置平面图

Figure 5-2 edge heading face pumping gas drilling layout plan while Driving...

5.5.3采空区瓦斯抽放钻孔布置 1）高位钻孔布置

高位钻孔是在风巷向煤层顶板施工的钻孔。高位钻孔瓦斯抽放又称顶板裂隙带抽放，主要作用是以工作面回采采动压力形成的顶板裂隙作为通道来抽放工作面煤壁及上隅角涌出的瓦斯。由于该设计矿井采空区瓦斯涌出量较大，为有效抽放采空区及上隅角瓦斯，采用高位钻孔抽放，其布置方式如图5-3所示。

图5-3采空区高位钻孔布置平面图 Figure 5-3 High on the drill hole layout plan

钻孔布置参数：

钻孔与巷道中心线夹角：3～5° 钻孔与水平面夹角：30°

31

钻孔长度：80m； 钻场内钻孔数：7个 钻孔直径： 75mm。 相邻孔间的夹角：3～5° 封孔深度：6m； 封孔方式：聚氨酯；

2）采空区设封闭墙插管抽放瓦斯

对于刚采完的工作面，为防止采空区向外涌出瓦斯，打密闭墙时，向采空区密闭墙内插管，进行瓦斯抽放。布置如图5-4所示。

图5-4采空区设密闭墙插管抽放瓦斯钻孔示意图 Figure 5-4 On the wall a closed drainage gas drilling schemes

5.6封孔方法 5.6.1封孔材料

钻孔封孔设计应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的要求。对岩石致密、服务期不长的钻孔可采用机械式封孔器（施工方便，封孔器可重复使用）；对于煤岩强度不高、封孔深度较长的钻孔宜用充填材料封孔。封孔长度，岩石孔一般不少于

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2-5m，煤孔一般不少于4-10m。

煤层根据煤岩的情况选择采用聚胺酯充填材料封孔的方法。聚胺脂封孔就是由异氰酸脂和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体密封钻孔。聚胺脂封孔采用卷缠药液与压注药液两种工艺方法，现主要应用卷缠药液法封孔，封孔深度一般为3-6m即可符合要求。

虽然聚胺脂封孔(见图5-5)的成本略高于水泥浆封孔，但聚胺脂封孔操作简单，省时省力，气密性好，抽放效果好。

1— 集气孔段； 2—聚氨酯封孔段； 3—水泥砂浆封孔段；4—套管

图5-5 聚胺脂封孔示意图

Figure 5-5 Schematic diagram of polyurethane sealing

1 2 3 4 5.6.2封孔长度

封孔长度应根据钻孔孔口段煤(岩)性质、裂隙发育程度及孔口负压等因素确定，并应符合下列要求：

⑴孔口段围岩条件好、构造简单、孔口负压中等时，封孔长度可取2m-3m； ⑵孔口段围岩裂隙较发育、或孔口负压很高时，封孔长度可取4m-6m； ⑶在煤壁开孔的钻孔，封孔长度可取5m-8m；

⑷采用聚氨酯外的其他材料封孔时，封孔段长度与封孔深度相等；

⑸采用聚氨酯封孔时，封孔参数见表5-1。

表5-1聚氨酯封孔参数

Table 5-2 Parameters of polyurethane sealing

封孔材料 聚氨酯

钻孔条件 孔口段较完整 孔口段较破碎

封孔段长度（m）

0.8 1.0

钻孔深度（m）

3~5 4~10

因此根据以上规定和现场情况以及封孔材料确定封孔长度为6m。

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6瓦斯抽放管路系统及设备选型

6.1规定

根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放管路有如下要求：

5.4.1条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求：

抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°； 抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；若设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m；

当抽放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内； 尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁； 管径要统一，变径时必须设过渡节。

5.4.2条：抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按安全流速为5～15m/s和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10％。

5.4.3条：当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大100mm；当沿竖井敷设抽放管路时，应将管道固定在罐道梁上或专用管架上。

5.4.4条：抽放管路总阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低负压瓦斯管路阻力公式计算；局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10％～20％。

5.4.5条：地面管路布置：

不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内；

主干管应与城市及矿区的发展规划和建筑布置相结合；

抽放管道与地上、下建(构)筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定；

瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建(构)筑物，一般情况下也不得穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。

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瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：

⑴分期建设、分期投产的矿井，抽放瓦斯工程可一次设计，分期建设、分期投抽。 ⑵抽放瓦斯站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，宜采用集中建站方式。当有下列情况之一时，可采用分散建站方式：

①分区开拓或分期建设的大型矿井，集中建站技术经济不合理； ②矿井抽放瓦斯量较大且瓦斯利用点分散； ③一套抽放瓦斯系统难以满足要求。 6.1.2计算方法

1、瓦斯抽放管径选择

选择瓦斯管径，可按下式计算：

D?0.1457式中: D—瓦斯管内径，m；

Q—管内瓦斯流量，m3/min；

QV (6-1)

V—瓦斯在管路中的经济流速，m/s，取V＝12m/s。

约定：

（1）回风大巷、回风井及地面瓦斯抽放管为干管； （2）回采工作面瓦斯抽放管为支管1

（3）掘进工作面瓦斯抽放管为支管2 ，另一个抽放管为支管3 （4）采空区预抽瓦斯抽放管为支管4

设计中各类管路的按照其服务年限中的最大值考虑，并有1.2～1.8的富余能力。设计中选择富余系数1.5。

表6-1 瓦斯抽放管管径计算选择结果

Table 6-1 Calculation of gas drainage tube diameter selection results

抽放管 类别 干管 支管1 支管2 支管3 支管4

纯瓦斯抽放量 (m3/min) 6.13 4.04 0.64 0.64 0.81

瓦斯浓度 (%) 31.7 30 40 40 30

混合瓦斯抽放量 (m3/min) 19.37 13.47 1.6 1.6 2.7

计算管内径

(m) 0.227 0.189 0.053 0.053 0.069

选择管径 (mm) 300 225 75 75 100

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2、管道摩擦阻力计算：

M14煤层采区的瓦斯抽放路径是：工作面—1401采区回风巷—回风大巷—回风斜井—抽采泵房。

计算直管摩擦阻力，可按下式计算：

9.8L?Q2(6-2) Hz?5k0D

式中 H—阻力损失，Pa；

L—直管长度，m； Q—瓦斯流量，m3/h； D——管道内径，cm； k0——系数，见表6-2；

?——混合瓦斯对空气的相对密度，见表6-3。

表6-2 不同管径的系数K0值

Figure 6-2 The coefficient of different diameters K0 value

通称管径(mm) K0值 通称管径(mm) K0值

15 0.46 70 0.55

20 0.47 80 0.57

25 0.48 100 0.62

22 0.49 125 0.67

40 0.50 150 0.70

50 0.52 >150 0.71

局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10%-20%。管路系统长，网络复杂或主管管径较小者，可按上限取值，反之则按下限取值。

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表6-3 在0℃及105 Pa气压时的?值 Table 6-3 at 0 ℃ and the time value of 105 Pa pressure

瓦斯浓度% 0 10 20 30 40 50 60 70 80 90 100

0

1

2

3

4

5

6

7

8

9

1 0.955 0.911 0.866 0.822 0.777 0.733 0.688 0.644 0.599 0.554 0.996 0.951 0.906 0.862 0.817 0.773 0.728 0.684 0.639 0.595

0.991 0.947 0.902 0.857 0.813 0.768 0.724 0.679 0.635 0.590

0.987 0.942 0.898 0.853 0.808 0.764 0.719 0.675 0.630 0.586

0.982 0.938 0.893 0.848 0.804 0.759 0.715 0.670 0.626 0.581

0.978 0.933 0.889 0.844 0.799 0.755 0.710 0.666 0.621 0.577

0.973 0.929 0.884 0.840 0.795 0.750 0.706 0.661 0.617 0.572

0.969 0.924 0.880 0.835 0.791 0.746 0.701 0.657 0.621 0.568

0.964 0.920 0.875 0.831 0 786 0.742 0.697 0.652 0.608 0.563

0.960 0.915 0.871 0.826 0.782 0.737 0.693 0.648 0.603 0.559

瓦斯抽放系统最困难管线：

1402回风顺槽掘进头→采区回风巷→回风大巷→回风斜井→地面泵房 困难时期最大阻力为：Hz=4400+175+175+80+19=4849pa

表6-4 生产前期瓦斯抽放系统最困难管网阻力计算结果

Table 6-4 pre-production of the most difficult gas drainage system pipe network resistance calculation

抽放管 类 别 支管1 支管2 支管3 支管4 采区回风巷 回风大巷 回风斜井 地面干管

Q （m3/h） 808 96 96 1628 1866 1866 1866 1866

γ 0.866 0.822 0.822 0.822 0.813 0.813 0.813 0.813

L （m） 700 700 1000 1100 1000 1000 380 90

K 0.71 0.57 0.57 0.71 0.71 0.71 0.71 0.71

D （cm） 22.5 7.5 7.5 10 30 30 30 30

Hz（Pa）

1943.685 4399.531 4399.531 3530.365 174.7478 174.7478 80.46418 19.05731

摩擦阻力系数取15% 局部阻力Hj =Hz×15%=727pa 所以 总阻力 H=Hj+ Hz=5576pa

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6.2瓦斯抽放泵选型 6.2.1规定

根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放设备有如下要求：

5.5.1条：矿井抽放瓦斯设备的能力，应满足矿井抽放瓦斯期间或在抽放瓦斯设备服务年限内所达到的开采范围的最大抽放量和最大抽放阻力的要求，且应有不小于15％的富裕能力。矿井抽放系统的总阻力，必须按管网最大阻力计算，抽放瓦斯系统应不出现正压状态。

5.5.2条：在一个抽放站内，瓦斯抽放泵及附属设备只有一套工作时，应备用一套、两套或两套以上，工作时，应至少备用一套。 6.2.2选型原则

根据以上规定，瓦斯泵选型原则为：

⑴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； ⑵瓦斯泵的负压能克服管路系统的最大阻力； ⑶具有良好的真空度； ⑷抽放设备配备电机必须防爆。 6.2.3计算方法

(一) 瓦斯泵流量计算

抽放瓦斯泵流量必须满足抽放系统服务年限之内最大抽放量的需要。

Q?100QZ?K

x?? (6-3)

式中：Q—抽放瓦斯泵的额定流量，m3/min；

QZ—矿井瓦斯最大抽放总量（纯量），m3/min； x—矿井抽放瓦斯浓度，31.7％； η—瓦斯抽放泵的机械效率，一般取0.8； K—备用系数，K=1.2。 代入上述数据得：Q=29 m3/min

（二）瓦斯泵压计算

瓦斯泵压力等于抽放管路的总负压与压送管路的总正压之和：

H泵??H负?H正??K??H孔?H?H正??K (6-4)

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式中：H泵—瓦斯泵压力，Pa；

H负—抽放管路的总负压，Pa；

H正—压送管路的总正压,取15000 Pa； H孔—抽放钻孔所需负压，取20000 Pa；

H—抽放系统管网总阻力，6194Pa； K—备用系数，取1.2。

代入上述数据得：H泵=49432.8Pa (三) 瓦斯抽放泵真空度计算

i?100?H泵/101325式中 i——瓦斯抽放泵的真空度，%；

H泵—瓦斯抽放泵提供的最大负压，Pa，其值可通过计算。

所以i=100×49432.8／101325=48.8% 6.2.4瓦斯泵类型

目前国内使用的瓦斯泵类型主要有： （1）离心式鼓风机；

（2）回转式鼓风机(包括罗茨鼓风机、叶式鼓风机、滑板式压气机等)； （3）水环真空压缩机；

（4）往复式压气机(只用于地面正压输送瓦斯)。

根据抽放泵的选型原则和前面计算的瓦斯泵所需抽放流量(Q)、泵压力(H)，考虑到枣坡沟煤矿是小型煤矿，瓦斯抽放量小，选择水环式真空泵为宜。

按上述计算结果，所需Q=29m3/min，H泵=49432.8Pa，真空度i=48.8%。

可选择两台2BE1-505型水环式真空泵。其中，一台抽放泵工作，另一台泵备用及检修。2BE1-505型水环式真空泵性能规格见表6-6所示。

表6-5 2BE1-505型水环式真空泵性能规格表

Table 6-5 2BE1-505 type water ring vacuum pump performance specifications table 型号 2BE1-505

抽气量 m3/min 29

工作负压 kpa 20—1013

转速 r/min 420

电动机功率kW

110

泵重 Kg 5100

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6.3瓦斯抽放系统的安装

6.3.1瓦斯抽放系统安装的基本要求

瓦斯抽放系统的安装，调试和运行等必须遵守《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。

瓦斯抽放系统安装所使用的材料必须为煤矿井下所允许使用的产品，并具备煤矿安全产品标志准用证。 6.3.2瓦斯抽放泵的安装

瓦斯抽放泵应安装在专门的瓦斯抽放泵房内，泵房内必须有足够的照明，消防等设施，严禁堆放易燃物品，严禁无关人员进入瓦斯抽放泵房内。 6.3.3瓦斯抽放泵站主要附属设施安装

抽放瓦斯泵站除应配置管路系统的控制阀门、测压嘴、孔板流量计和负压放水器等附属设施外，还应配置下列附属设施：

1、瓦斯泵的进、出气端的管道上，均设置防回火装置与水封式防爆器，以防止井下管路瓦斯爆炸或地面防空管雷击燃烧波及范围扩大，设计选用防回火装置与水封式防爆器以熄灭燃烧火焰和释放爆炸能量，减小波及范围。如负压端存水困难，也可在负压端采用干式防爆器。

2、泵站的进、出气端设置放空管，用来排放井下抽出的瓦斯，进气端放空管可用来配气，停泵时，打开进气端放空管排放井下抽放管路自然排出瓦斯。如抽放的瓦斯不利用，出气端放空管排放泵站抽出的瓦斯。安设防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)为防止雨水或其它杂物进入防空管，其上端管口应设放防护罩； (3) 为便于操作，放空管阀门距地表1～1.5m； (4) 放空管周围不允许有易燃物；

(5) 放空管的高度需超过泵房屋脊3m以上，与泵房墙壁距离为0.5～1m为宜，最远不宜超过5m。

3、抽放管路正压端低洼处要安装正压放水器。

4、在泵房内抽放管路上（进、入口）配置控制阀门、测压嘴、孔板流量计，对抽放瓦斯系统进行计量和测定，有条件的矿井还应配备瓦斯抽放监控系统，设立分站，对瓦斯抽放泵的供水、泵轴温进行监控，同时对瓦斯抽放浓度、负压、压差（流量）、温度进行自动监测。

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5、抽放泵需安装停水断电保护装置，停水断电装备用于监测水源对泵供水情况，避免泵站在无水情况空转，损坏泵体。

6、泵房和放空管附近设置避雷装置，本设计中放空管较高，泵房所占面积较大，采用单针避雷保护面积不够，拟采用双支避雷针保护，根据避雷针在泵房的布置，放空管在避雷针外侧，保护范围按单支避雷针计算。

7、泵房内采用2TC-30型自吸水泵给水环式真空泵供应工作用水并冷却水环式真空泵的轴温，设计选用6台，3台工作，3台检修。

8、泵房内除配置U型管水柱计、U型管汞柱计、瓦斯检定器等检测仪表外，还应配备瓦斯抽放泵站监测系统，设立检测分站，对瓦斯抽放真空泵的供水、抽放泵的轴温进行监控，同时对抽放瓦斯浓度、负压和流量等进行监测，瓦斯抽放泵站监测系统的设计安装由提供矿井环境监测系统厂家提供设计。

9、泵房内设置防爆照明灯和按钮。

10、泵房内配置砂箱、灭火器和其他灭火工具。 6.4瓦斯抽放泵房 6.4.1抽放泵站位子选择

瓦斯泵房属有爆炸危险的厂房；根据《国家安全生产法》的具体规定要求周围50m范围内无居民，远离井口，20m范围内无明火，同时，应选择交通便利，地势平坦的开阔地，有利于建筑物施工，抽放管路和电缆敷设。从利用角度考虑，距离工业区不能太远，以减少利用成本，

抽放瓦斯泵站可选择在主斜井附近和风井附近。选择在主斜井附近，地面抽放泵站在地面工业广场附近，有利于瓦斯开发利用，再者中央变电所位于工业广场，泵站位置选在主斜井附近，对抽放泵、水泵等供电方便。副井内采用双轨，敷设抽放管路困难，而主斜井井筒内设主提升皮带和检修单轨，井筒内已经敷设的管路少，有利于抽放瓦斯管路的敷设，因此抽放瓦斯泵站布置在靠近高山水池的山坡上，距主斜井井口300m左右。管路通过主斜井进入井下。 6.4.2泵站结构

1、抽放泵站由瓦斯泵房、配电室、水泵房、值班室组成，瓦斯泵房长20m，宽12m，房高6m，；配电室尺寸6.00×3.30×3.90m、值班室4.8×3×3m、水泵房4.37×3.30×3.90m。防回火装置、防爆装置安装在泵房外面。

2、围墙（或栅栏）：围墙的圈定范围应保证抽放瓦斯泵房周围50m范围内无居民，

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20m范围内无明火，防止闲杂人员进入。

围墙的建造必须用不燃性材料建筑，周围用栅栏或围墙保护。 6.4.3瓦斯泵房设备布置

抽放瓦斯站由抽放泵房、水泵间、配电室、值班室和工具间及配套设施构成。抽放瓦斯泵房的主体设备为水环式真空泵，真空泵配套电机、气水分离器、管路、控制阀门等；主要附属设备有正、负压自动放水器、防爆和防回火装置、放空管、冷却循环水泵、计量检测装置及避雷装置等。瓦斯抽放泵站管路系统及附属设施布置示意图见图6-1。

图6-1 瓦斯抽放泵站管路系统及附属设施布置示意图

Figure 6-1 Gas Pump Station and ancillary facilities piping system layout diagram

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7安全技术措施

7.1抽放系统及抽放泵站安全措施 7.1.1抽放系统安全措施

1、抽放钻场、钻孔施工时防治瓦斯危害的措施

抽放钻场（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、管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施

抽放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，正常抽放的管路亦应定期进行气密性检查。敷设抽放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。抽放管路在巷道内吊挂安装时，吊挂高度不小于1.8m；为防止底鼓折损管路，管道都用墩垛垫起，垫起高度不小于0.3m。井下抽放瓦斯管应尽量避免与通讯、动力电缆设在一起，以防管路带电。

3、斜巷、立巷管路防滑措施

斜井、斜巷、上下山布置管道时，要用半圆形铁卡子固定在巷道内的支撑物上，支撑物要卧底安装。

4、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。 7.1.2抽放泵房安全措施

1、瓦斯泵前后防回火、防爆炸措施

为防止抽放泵的回火、爆炸事故，在抽放泵进气管和出气管的适当位置设置防爆、防回火装置。

2、抽放泵房防雷电、防火灾措施

抽放泵房和泵房附近的防空管设置双针避雷装置，避雷装置的高度应超过泵房、防

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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、抽放浓度规定及在规定浓度下的防爆措施

抽放瓦斯浓度低于30%时，要增加浓度检查次数，每15分钟不得少于一次，同时向矿长和总工程师汇报并及时检查原因，采取措施；当抽放瓦斯浓度下降到25%时，必须立即停止瓦斯抽放泵运转，打开防空管阀门，使井下抽放管路内的瓦斯在瓦斯压力和瓦斯浮力作用下，通过防空管自然排空。

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)建立抽放设备检查制度。定期对抽放设备进行检查、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)建立抽放设备停、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放设备，不得私自调整抽放系统的抽放负压；

(4)建立抽放参数定期检查制度。抽放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放日报上；瓦斯泵房内抽放管路的瓦斯浓度、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。 7.1.3瓦斯泵安全措施

(1) 在瓦斯抽放系统运行前，必须对瓦斯抽放泵及管路系统进行全面细致的检查，包括水电闭锁，风电闭锁，供水和排水系统等；

(2) 瓦斯抽放泵运行前，应在负压册低洼点安装负压放水器； (3) 管路在使用前用压风冲刷，安装过滤网；

(4) 瓦斯抽放泵在运行过程中，抽放泵司机应认真观察运行情况，做好记录，发现异常即使处理，并向调度室汇报；

(5) 应确保有取得合格证的专门瓦斯抽放泵司机值班； (6) 加强抽放地点的管理；

(7) 抽放地点设立专门的记录牌，记录瓦斯抽放数据；

(8) 瓦斯抽放泵20m范围内，不得有明火，不得有易燃，易爆物品，并配置4支干

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