新义矿瓦斯抽放设计

义马煤业集团股份有限公司

新义煤业公司瓦斯抽放

初步设计

河南理工大学

煤矿安全工程技术研究中心

二○○九年五月

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

目 录

1 矿井概况.................................................................................................................... 1

1.1 井田概况.......................................................................................................... 1 1.2 矿井地质特征.................................................................................................. 2

1.2.1 地层 ....................................................................................................... 2 1.2.2 地质构造 ............................................................................................... 4 1.3煤层赋存情况................................................................................................... 4 1.4矿井开拓开采方式........................................................................................... 5 1.5 矿井通风.......................................................................................................... 5 1.6 井田储量.......................................................................................................... 5 2 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性............................................................................ 7

2.1 瓦斯基础参数.................................................................................................. 7 2.2 矿井瓦斯储量.................................................................................................. 8 2.3 矿井瓦斯可抽量.............................................................................................. 9 2.4 矿井瓦斯涌出量预测.................................................................................... 10

2.4.1回采工作面相对瓦斯涌出量计算....................................................... 10 2.4.2 掘进工作面瓦斯涌出量计算.............................................................. 12 2.4.3 生产采区瓦斯涌出量.......................................................................... 14 2.4.4 矿井瓦斯涌出量.................................................................................. 14 2.5 瓦斯抽放的必要性........................................................................................ 15 2.6 瓦斯抽放的可行性........................................................................................ 16 3 瓦斯抽采方法.......................................................................................................... 17

3.1 抽采方法选择................................................................................................ 17

3.1.1 抽采方法选择依据 ............................................................................. 17 3.1.2 抽放方法选择 ..................................................................................... 18 3.2 掘进工作面抽放方法.................................................................................... 18

3.2.1 顶板高位巷预抽 ................................................................................. 18 3.2.2 底板低位巷预抽 ................................................................................. 19

2

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3.2.3 隔断式抽放 ......................................................................................... 19 3.2.4 超前抽放 ............................................................................................. 21 3.3 回采工作面抽放方法.................................................................................... 22

3.3.1 平行钻孔预抽 ..................................................................................... 22 3.3.2 采面浅孔抽放 ..................................................................................... 23 3.3.3 迎向钻孔抽放 ..................................................................................... 23 3.2.4 采空区埋管抽放 ................................................................................. 24 3.4 抽放钻孔的密封............................................................................................ 25

3.4.1 封孔深度.............................................................................................. 25 3.4.2 封孔材料.............................................................................................. 26 3.4.3 封孔工艺.............................................................................................. 26

4 抽放管路系统选型设计.......................................................................................... 28

4.1 抽放管路系统路线........................................................................................ 28 4.2 抽采规模预计................................................................................................ 28 4.3 抽放管路选型计算........................................................................................ 29

4.3.1 选型计算公式...................................................................................... 29 4.3.2 采掘工作面管路选型.......................................................................... 29 4.3.3 采区管路选型...................................................................................... 29 4.3.4 矿井管路选型...................................................................................... 30 4.4 管路连接与敷设要求.................................................................................... 30 4.5 钻孔与抽放管路连接.................................................................................... 30 4.6 抽放管路附属装置........................................................................................ 32 5 地面抽放泵站设备选型.......................................................................................... 33

5.1 抽放泵的选型................................................................................................ 33

5.1.1 抽放泵的类型确定.............................................................................. 34 5.1.2 抽放泵的容量计算.............................................................................. 34 5.1.3 抽放泵能力验证.................................................................................. 36 5.2 地面泵站附属装置........................................................................................ 37

5.2.1防回火、防爆炸装置........................................................................... 37

3

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

5.2.2 计量装置.............................................................................................. 37 5.2.3 放空管.................................................................................................. 38 5.2.3 避雷设施.............................................................................................. 38

6 地面抽放站建设...................................................................................................... 40

6.1 地面泵站建筑................................................................................................ 40

6.1.1 泵站建筑设计地质资料...................................................................... 40 6.1.2 泵站建筑要求...................................................................................... 40 6.1.3 新义矿泵站建设.................................................................................. 41 6.2 抽放站供水系统............................................................................................ 41 6.3 供电系统........................................................................................................ 43 6.4 地面抽放站通风与采暖................................................................................ 43 6.5 地面抽放站监控与通讯................................................................................ 43 6.6 地面抽放站环境保护.................................................................................... 44 7 安全监测及安全措施.............................................................................................. 45

7.1 安全监测与计量............................................................................................ 45 7.2 主要安全措施及附属设施............................................................................ 45

7.2.1 抽放泵站站址选择.............................................................................. 45 7.2.2 抽放站内的建筑设计.......................................................................... 46 7.2.3 泵站主要设备及附属设备选型.......................................................... 46 7.2.4 管路安装.............................................................................................. 46 7.2.5 打钻安全技术措施.............................................................................. 47 7.2.6 其它...................................................................................................... 48

8 瓦斯抽放工程技术经济指标.................................................................................. 49

8.1 劳动定员........................................................................................................ 49 8.2 矿井瓦斯利用和经济效益............................................................................ 49

4

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

1 矿井概况

1.1 井田概况

新义煤定有限责任公司（以下简称新义矿）位于河南省洛阳市新安县北部，南距新安县城7km，东距洛阳市41km，属新安县正村乡和铁门镇辖区，是义马煤业（集团）有限责任公司所属的大型煤矿之一，设计年生产能力120万t。

井田范围为西起龙潭沟断层(F58)东侧的1、13号拐点连线，东至19勘探线西侧的9、10号拐点连线；北部以二1煤层底板标高-200m等高线附近的1、9号拐点连线为界，南部止于二1煤层底板标高-600m等高线一带的10、13号拐点连线。井田长约10.50km，宽约3.79~4.52km，面积约43.44km2。井田地理座标为东经：112°04’09”~112°11’58”；北纬：34°43’10”~34°49’12”。

井田内交通便利，陇海铁路、310国道及连（云港）霍（尔果斯）高速公路从井田南端经过；新安煤矿铁路专用线在南岗与陇海线接轨。新安县城至石寺、仓头、正村等地的县乡级公路穿过井田，并且有正村乡到新安电厂的煤炭运输大道正在筹建中，交通十分便利(见图1-1)。

图1-1 新义矿交通位置示意图

1

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

1.2 矿井地质特征

本井田处于低山丘陵区，地势东高西低，沟谷发育。海拔高度一般350~400m，最低点井田西南角，标高272.6m，最高点为象山顶峰，标高489.8m，最大相对高差217.2m。井田内基岩露头零星分布，其它多已成耕地。本区属黄河流域畛河水系与洛河水系涧河支水系，在正村及F29断层西南地段，沟谷水溪流入涧河，最后注入洛河。区内无大水系，区南石门河属季节性河流，向南汇入涧河。

1.2.1 地层

根据地质勘探资料，区内出露地层属华北地台区的地层，自下而上有奥陶系、石炭系、二迭系、三迭系和第四系。

1 奥陶系（Q）

（1）奥陶系下统泥岩组（Q1y）

下部为白云质灰岩，厚210m；上部为浅灰色石灰岩夹燧石条带及泥灰岩和泥岩，厚20m。

（2）奥陶系中统马家沟组（Q2m）

由灰色、青灰色厚层状石灰岩组成，上部含铁质较高，常呈淡红色，厚0~80m，平均厚63m。

2 石炭系（C）

平行不整合于中奥陶统之上，缺失下石炭统，平均厚53.36m。 （1）石炭系中统本溪组（C2b）

底部为不稳定黄铁矿层，下部为铝质泥岩，含零星黄铁矿晶体，上部为鲕状、豆状或蜂窝状结构的铝土岩，局部夹簿层砂质泥岩，为井田内重要有益矿产。厚6.50~26.12m，平均厚13.36m。

（2）石炭系上统太原组（C3t）

与本溪组呈连续沉积。由浅海相灰岩过渡相的砂岩，砂质泥岩及泥炭沼泽相的煤层组成，为典型的海陆交互相沉积，含灰岩2~5层及一煤组，本组厚29.12~53.56m，平均厚40.58m。

3 二迭系（P）

2

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

下自二1煤层底板砂岩之底，上至三迭系金斗山砂岩之底，平均厚693.32m，与下伏石炭系地层整合接触，划分为下统山西组、下石盒子组；上统上石盒子组、石千峰组。

（1）下二迭统山西组（P1sh）：自二1煤层底板砂岩（Se）之底至砂锅窑砂岩（Ss）之底，平均厚81.45m，按岩性特征分为四段。底部二1煤层段：为灰、深灰色中厚层状细粒砂岩、粉砂岩、砂质泥岩、泥岩及煤层组成，一般厚度11.34m，含煤1~2层，其中二1煤为主要可采煤层；下部大占砂岩段：为灰、深灰色中厚层状富含白云片的中细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩及粉砂岩，其间含二2煤，平均厚11.20m；中部香炭砂岩段：为灰、深灰色厚层状中、细粒砂岩、泥岩、砂质泥岩、粉砂岩组成，偶含薄煤二3、二4、二5煤，本段平均厚40.92m；上部小紫泥岩段：为灰、深灰色泥岩、砂质泥岩、细粒砂岩，上部泥岩含菱铁质鲕粒及紫斑，本段厚约18.14m。

（2）下二迭统下石盒子组（P1x）：自砂锅窑砂岩底至田家沟砂岩之底，平均厚207.83m，与下伏地层整合接触，分为三、四、五、六4个煤段，所含煤层均不可采。岩性由灰白、浅灰、灰绿、紫红、杂色泥岩、砂质泥岩、细、中、粗粒砂岩及不稳定的薄煤组成。

（3）上二迭统上石盒子组（P2s）：自田家沟砂岩底至平顶山砂岩之底，平均厚度174.54m。分为七、八煤段，由灰、紫灰及灰绿色砂质泥岩、中细粒砂岩及薄煤层组成。

（4）上二迭统石千峰组（P2sh）：自平顶山砂岩底至金斗山砂岩之底。平均厚度168.82m，分为平顶山段和土门段。平顶山砂岩段（P2sh）平均厚72.40m，土门段（P2sh2）平均厚95.60m。

4 三迭系下统刘家沟组(T1L)

该段与下伏土门段地层整合接触。岩性为紫红色细粒砂岩，局部为中砂岩，主要成份为石英，具大型板状交错层理，硅质胶结，俗称金斗山砂岩，厚50m。

5 第四系（Q）

以角度不整合覆于各时代地层之上，由表土层及残坡积物组成，厚0~44.50m，平均厚25m。

3

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

1.2.2 地质构造

本区位于新安倾伏向斜北翼的深部，为一平缓的单斜构造。井田构造形态受新安向斜控制，呈单斜状，地层走向40~50°，倾向130~140°，倾角6~14°。

西部边界由于F58断层的影响，在03勘探线附近发育有一宽缓的牵引向斜，延伸3.6km，轴向NW，向南东倾伏，地层倾角8~10°。

除边界正断层龙潭沟断层（F58）外，井田内尚未发现落差大于20m的断层。 龙潭沟断层(F58)为正断层，位于井田的西南边界。在龙潭沟、山神庙一带，见奥陶系灰岩分别与太原组、山西组地层接触。山神庙－龙涧见奥陶系灰岩与石盒子组地层接触。该断层走向北西，倾向北东，倾角70°，落差50~200m。

1.3煤层赋存情况

本区含煤地层属石炭、二迭系地层，总厚度56.44m，6个煤组含煤22层，煤层总厚度7.38m。本井田可采煤层仅有二1煤层，赋存于山西组下部，上距砂锅窑砂岩（Ssh）平均70.33m，下距L7灰岩5.82~21.00m，平均11.93m。二1煤层层位稳定，井田内61个钻孔穿见，其中51个孔可采，10个孔不可采（其中3个孔未见煤），变异系数77%，煤层厚度0~15.47m，平均4.81m，属大部可采的簿至厚煤层。煤层结构简单，较稳定性煤层。局部含夹矸1~2层，有分叉现象，夹矸单层厚度0.10~4.29m，岩性为泥岩或炭质泥岩。

二1煤层厚度具有短距离内急剧变化之特点，大致呈N~NE向厚簿相间交替出现，不可采面积较小；井田内不可采点10个，占16.39%；簿煤层14个，占22.95%，中厚煤11个，占18.03%，厚煤层22个，占36.07%，特厚煤层14个点，占22.95%。

二3煤位于下二迭统山西组中部，下距二1煤15.0m 左右，煤层厚0~1.2m，平均0.44m，建井期间，井下揭露多在0.4m左右，在轨道石门交叉点揭露的厚度为2.5~2.8m左右。建井期间在东回风和东轨道大巷多次穿过二3煤，多为很薄的煤线。

二1煤呈黑色，条痕灰黑色，具玻璃光泽，参差状断口。结构简单，组织疏松，机械强度极低，多呈粉状产出。二1煤的视密度1.46，真密度1.51。原煤灰分8.62~30.52%，平均17.72%，属低中灰煤，精煤灰分8.17%；原煤全硫含量1.79%，属中硫分煤；精煤全硫含量0.9%；原煤收到基低位发热量27.69MJ/kg。

4

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

二3煤与二1煤类似，呈黑色，粉末状。

综上所述，二1煤层为低中灰、中硫、低磷、高发热量、高熔融性粉状贫煤，煤的用途一般以动力用煤和民用煤为主。

1.4矿井开拓开采方式

井田开拓方式为一对立井、两水平上、下山开拓，一水平标高-300m，二水平标高-500m，井底车场位于二1煤层顶板，主井采用水平上装载。-300m水平东西两翼布置胶带运输大巷、轨道运输大巷、专用回风大巷三条巷道，层位位于二1煤层顶板10m左右大占砂岩中。初期投产采区为东一、西二两个采区，一个炮采工作面、一个综采工作面。采煤方法采用倾斜长壁采煤法，全部陷落法管理顶板。

本井田可采煤层仅有二1煤层，无保护层可采。全井田共划分16个采区，其中一水平8个采区（4个上山采区、4个下山采区），二水平8个采区（4个上山采区，4个下山采区）。采区开采顺序按照先近后远的原则，一般为前进式。

二1煤层顶板为细~中粒砂岩，比较稳定、岩性坚硬，具有较大的抗压、抗拉、抗剪强度，工程地质条件良好。二1煤层底板为泥岩及砂质泥岩、粉砂岩或细纱岩，抗压、抗拉强度次于顶板，属易于管理的顶底板。初期投产东一采区和西二采区，装备一个炮采工作面和一个综采工作面，配备6个掘进面，其中4个煤巷掘进工作面，2个岩巷掘进工作面，采煤方法采用倾斜长壁采煤法，后退式开采，全部陷落法管理顶板。

1.5 矿井通风

矿井初期采用中央并列式通风系统，即副井进风，中央风井回风，通风方式为抽出式。主通风机选用FBCDZ(BDK)-10-NO.32型矿用对旋式轴流通风机二台，一台工作，一台备用，矿井总进风量9000m3/min。矿井反风采用风机反转反风的方法，局部反风通过井下设施和反风巷道来实现。

后期在两翼设置西翼和南翼风井，采用副井进风，两翼风井回风，与副井形成中央分列式通风系统。

1.6 井田储量

新义煤矿位于新安煤田正村井田西部，东以19勘探线为界，西以0°勘探线

5

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

以西360m为界，北起二1煤层底板标高-200m等高线，南至二1煤-600m等高线。东西走向长约10.50km，倾向宽3.79～4.52km，面积约43.44km2。矿井总储量为22729万t。

6

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

2 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性

2.1 瓦斯基础参数

在地勘期间矿井共采取瓦斯样11个，全部采用解析罐采取，其值见表2-1。根据瓦斯分析资料，在-200m水平以下属于沼气带，沼气成分大于80％，瓦斯含量为2.21~9.80m3/t，平均为5.39m3/t。

表2-1 新义矿地勘期间测定的二1煤层瓦斯含量

钻孔 孔号 01013 01015 0501 0802 0904 11012 11015 1201 1203 1301 15011 瓦斯成分（％） CO2 8.52 21.23 7.23 12.33 4.59 1.48 3.76 5.80 6.52 2.87 1.40 CH4 88.33 23.53 74.57 80.33 88.33 94.69 94.79 85.24 24.67 79.56 97.27 N2 3.15 55.24 8.13 7.34 2.53 3.83 1.45 3.46 62.83 9.24 1.33 瓦斯含量 Mad 3（m/t.燃） （％） 7.42 0.30 3.33 5.20 7.00 8.73 5.15 6.76 2.21 3.42 9.80 0.47 － 0.74 0.90 0.98 － － 0.47 0.6 0.64 － Ad （％） 24.00 10.92 18.10 17.10 11.35 22.77 19.20 9.52 12.68 17.55 15.14 Vd （％） 14.90 － 16.58 13.40 13.81 － － 11.67 11.35 13.10 － 在矿井基本建设期间，新义矿与河南理工大学合作进行了矿井煤与瓦斯突出危险性鉴定工作，二1煤层和二3煤层被鉴定为突出煤层，鉴定工作实施期间对二1煤层的瓦斯含量和瓦斯压力进行了测定，其测定结果如表2-2和2-3所示。由所测结果来看：二1煤瓦斯含量在8.38~12.84m3/t之间，最大为12.84m3/t。

矿井在基本建设期间在巷道掘进中遇见了二3煤层，在进行矿井煤与瓦斯突出危险性鉴定期间同时测定了二3煤的瓦斯含量，由于二3煤揭露点很少，井下测定条件有限，二3煤瓦斯含量仅测定了一套，其值为9.76m3/t。

表2-2 新义矿二1煤层瓦斯压力直接测定结果

编号 1# 地 点 东大巷第一检修硐室内 封孔方式 聚胺脂、 水泥沙浆 孔深 封孔长倾角 （m） 度（m） （°） 16.5 11.5 90 实测压力（MPa） 0.52 7

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 聚胺脂、 水泥沙浆 2# 3# 4# 5# 6# 7# 8# 炸药库东口距运输大巷6m处 西胶带大巷绞车房内 距炸药库东口94m处壁坎内 距第一车场口4m前正头 东回风大巷距开口262m（距正头10m） 首采工作面回风石门开口向里2m（读数尚未稳定） 首采工作面回风石门开口向里7m（读数尚未稳定） 14.8 20.4 10.6 15.1 27.2 15.2 20.25 11.4 16.4 7.5 8.7 11.3 11.0 18.0 90 90 90 70 90 -83 -30 0.72 4.80 0.78 0.56 1.1 0.5 0.3 表2-3 新义矿煤层瓦斯含量

测定地点 MadAad （％） （%） 1.3 1.０ 1.46 1.27 1.16 2.38 4.38 0.65 0.79 13.3 13.5 15.27 14.98 16.02 14.22 14.77 19.42 27.99 Vf （%） 13.53 13.65 13.06 14.22 13.97 14.08 14.85 11.91 12.50 瓦斯成分（%） CH4 91.42 N2 7.12 O2 1.46 3.45 2.17 1.82 1.78 0.08 0.22 1.77 0.93 原煤瓦斯含量 (m3/t) 12.84 9.76 9.53 8.38 8.46 10.87 9.95 10.23 8.73 -305m水平西翼胶带运输巷 -305m水平西翼胶带运输巷(二3煤) 东回风大巷距回风石门中线135.3m 东轨道大巷炸药库口以里87.5m 东轨道大巷距回风联络巷口52.3m 11011工作面轨道上山距东轨大巷19.4m 东轨道大巷距回风联络巷口150m 11011面轨道顺槽开口向里11m 东回风大巷距11011面回风石门51m 67.29 29.26 85.28 12.55 90.26 90.56 99.11 98.70 7.92 7.66 0.81 1.08 85.84 12.39 85.37 13.70 2.2 矿井瓦斯储量

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，应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。矿井瓦斯储量计算公式如下：

8

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

W = W1 + W2 + W3 式中 W—矿井瓦斯储量，万m3；

??????????????（2-1）

W1—可采煤层的瓦斯储量总和，万m3；

W1??A1i?X1ii?1

n ??????????????（2-2）

1i

A—矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；

X1i—矿井每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；

W2—受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，万m3；

W2?

?Ai?1m2i?X2i ??????????????（2-3）

A2i—受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的不可采煤层的地质储量，万

t；

X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯储量，m3/t； W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，万m3，实测或按下式计算：

W3=K（W1+W2） ???????????????（2-4） K—围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05～0.20。

考虑到新义煤矿主采煤层为二1煤，其它煤层皆不可采，故纳入矿井瓦斯储量计算为二1煤层和围岩（含煤线）的瓦斯储量，可按如下公式计算：

Wk?C?A?X ??????????????（2-5）

式中 Wk—矿井瓦斯储量，万m3；

C—围岩瓦斯储量系数 ，取C = 1.1； A—二1煤工业储量， A=22729万t； X—二1煤平均瓦斯含量，X=12.84 m3/t。

由此可得，新义矿的矿井瓦斯储量为291840.36万m3。

2.3 矿井瓦斯可抽量

为计算矿井的瓦斯可抽量，需首选确定矿井的瓦斯抽采率。瓦斯抽采率可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的瓦斯抽采方法等因素综合确定，

9

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

也可参照邻近矿井或条件类似矿井数值选取。

根据《矿井瓦斯抽采管理规范》（煤安字[1997]第189号）第28条、《矿井瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）第8.6.3条规定，以本煤层预抽为主的矿井，工作面抽采率不小于25%，矿井抽采率不小于20%。根据《煤矿安全规程》（2006）第190条，采用预抽煤层瓦斯作为防突措施时，煤层瓦斯预抽率大于30%。根据河南省煤炭工业管理局文件（豫煤安[2007]1号），高、突采面采前瓦斯预抽率不得低于30%。

根据新义矿二1煤层的实际情况，采煤工作面瓦斯预抽率设计为30%，矿井瓦斯抽采率设计为30%。

矿井瓦斯可抽量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，由下式计算：

W??k?Wk kc ??????????????（2-6） 式中：

Wkc—矿井瓦斯可抽量，万m3；

ηk—矿井瓦斯抽采率，按照义马矿区生产矿井和新义煤矿的现状预计，ηk =25～35%，取平均值ηk = 30%； Wk—矿井瓦斯储量，万m3。

由此可得新义矿的瓦斯可抽量为87552.1万m3。

2.4 矿井瓦斯涌出量预测

2.4.1回采工作面相对瓦斯涌出量计算

1、开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量

mq1?k1?k2?k30??X0?X1? （2-7）

m1式中 q1——开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；

k1——围岩瓦斯涌出系数，对于陷落法顶板管理的工作面，取k1=1.3； k2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，工作面回采率按85%，则k2=1.18；

k3——顺槽掘进预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：

10

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

k3?L?2h （2-8） LL——回采工作面长度，m；

h——巷道瓦斯预排等值宽度，m，取h=10m； m0——煤层厚度，m； m1——煤层采高，m；

X0——煤层原始瓦斯含量，m3/t； X1——煤的残存瓦斯含量，m3/t。

根据新义矿防治煤与瓦斯突出总体设计提供的资料，新义矿二

1

煤的挥

发分含量为13.56%，水分为1.3%，灰分为13.3%。根据表2-3，利用插值法计算纯煤的残存瓦斯含量Xc'为3.74m3/t，由于表2-4中Xc'值为每一吨（即可燃基）的瓦斯残存瓦斯含量，所以需要按公式（2-9）换算成原煤的残存瓦斯含量：

XC =式中：

XC —原煤残余瓦斯含量，m3/t；

Aad—原煤中灰分含量，%；

Wad—原煤中水分含量，%。

根据公式（2-9）将纯煤的残存瓦斯含量Xc'转换为原煤的残存瓦斯含量Xk＝3.19m3/t。

表2-4 纯煤的残存瓦斯含量

煤的挥发分（%） 纯煤残存瓦斯含9～6 量（m3/t.r） 6～4 4～3 3～2 2 2 2 6～8 8～12 12～18 18～26 26～35 35～42 42～50 100?Aad?Wad?Xc'm3/t?????????????? (2-9)

100根据开采层瓦斯涌出量计算公式（2-7）预测新义矿回采工作面开采层瓦斯涌出量，经计算，11011工作面开采煤层瓦斯涌出量为9.82m3/t，12011工作面开采煤层瓦斯涌出量为3.69 m3/t。

2、邻近层瓦斯涌出量按下式进行计算：

11

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

q2＝?hi mi（Xi－Xki）（1－）????????????(2－10)

hpme式中 mi—第i邻近层厚度，m；

me—开采层开采厚度，m；

Xi—第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t； Xki—第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t； hi—第i个邻近层至开采层的距离，m； hp—受采动影响的瓦斯排放带范围,取hp＝40m。 二

1

煤层开采后，对其有影响的上邻近层二

3

煤层，它到二

1

煤层的距

离为15m。二3层平均厚度为0.44m, 11011和12011工作面的二1煤层开采高度分别为4.57m和4.63m。

根据公式（2-10），则： 11011工作面邻近层瓦斯涌出量为：

q2＝

0.4415(9.76?3.19)(1?)＝0.40m3/t； 4.57400.4415(9.76?3.19)(1?)＝0.39m3/t。 4.634012011工作面邻近层瓦斯涌出量为：

q2＝

3、回采工作面瓦斯涌出量

回采工作面瓦斯涌出量按照下式计算：

Q1＝q1＋q2 （2-11） 回采工作面的瓦斯涌出量计算结果如下： 11011回采工作面的Q1=9.82+0.40=10.22m3/t； 12011回采工作面的Q1=3.69+0.39=4.08 m3/t。

2.4.2 掘进工作面瓦斯涌出量计算

掘进工作面绝对瓦斯涌出量按下式计算：

q掘＝q煤＋q壁 （2-12）

式中：

q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

12

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

q煤——落煤瓦斯涌出量，m3/min； q壁——煤壁瓦斯涌出量，m3/min； 落煤瓦斯涌出量由下式计算：

q煤＝SVγ(X－Xc) （2-13） 式中：

S——煤巷掘进断面积，新义矿掘进巷道断面积为11.73m2； V——掘进速度，m/min，V取0.0046m/min； γ——煤的密度，t/m3，取1.46 t/m3。

有上式可得，11011工作面上、下顺槽落煤瓦斯涌出量为0.76 m3/min，12011工作面上、下顺槽落煤瓦斯涌出量为0.22m3/min。

煤壁瓦斯涌出量由下式计算： Q1-1=D·V·q0(2L式中：

Q1-1—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

D—巷道断面内暴露煤面的周边长度，m,对于薄及中厚以上煤层，

D=2m0, m0为煤层厚度。

V—巷道平均掘进速度，m/min； L—巷道长度，m；

q0—暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/min·m2 ，按下式计算： Q0＝0.026[0.0004(Vr)2＋0.16]X （2-15） 式中：

Vr——煤的挥发份，%。

则11011掘进巷道煤壁瓦斯涌出量为2.18 m3/min，落煤瓦斯涌出量为0.76 m3/min，煤巷掘进工作面瓦斯涌出量约为2.94m3/min；12011掘进巷道煤壁瓦斯涌出量为1.00m3/min，落煤瓦斯涌出量为0.22 m3/min，煤巷掘进工作面瓦斯涌出量约为1.22m3/min。

V-1) （2-14）

13

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

2.4.3 生产采区瓦斯涌出量

生产采区瓦斯涌出量系指采区内所有回采工作面，掘进工作面（巷道）和生产采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算：

Q3＝K(?q2i?Ai?1440?q1i)/A0i （2-16）

i?1i?1nn式中：

Q3 —生产采区瓦斯涌出量，m3/t；

K—生产采区采空区瓦斯涌出系数， K值为1.20； q2i—第i个回采工作面的瓦斯量，m3/t； Ai—第i个回采工作面的平均日产量，t/d；

q1i—第i个掘进工作面（巷道）的瓦斯涌出量，m3/min；

A0i—生产采区回采煤量和掘进煤量之总和，t/d；

按照新义矿初步设计资料，11采区布置一个工作面，设计生产能力为0.36Mt/a，12采区布置一个工作面，设计生产能力为0.86Mt/a，新义矿11采区和12采区的瓦斯涌出量为：

11采区：相对瓦斯涌出量为18.8 m3 /t，绝对瓦斯涌出量为17.23 m3 /min； 12采区：相对瓦斯涌出量为5.79 m3 /t，绝对瓦斯涌出量为12.7m3 /min；

2.4.4 矿井瓦斯涌出量

矿井瓦斯涌出量依各个时期的矿井配采安排不同而异。为确定矿井最大时期瓦斯涌出量，按《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）预测矿井瓦斯涌出量，其计算式为：

k矿??q采区?Aii?1nnq矿? …… (2-17)

?Ai?1i式中：

q矿——矿井瓦斯涌出量，m3/t； q采区i——第i采区瓦斯涌出量，m3/t；

14

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

A i——第i采区日平均煤炭产量，t；

k矿——矿井内老空区瓦斯涌出系数，一般为1.15～1.25，取1.20。 由此可得，新义矿矿井相对瓦斯涌出量为11.55 m3/t，绝对瓦斯涌出量为35.9m3 /min

2.5 瓦斯抽放的必要性

瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如上隅角等），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施。

根据《煤矿安全规程》（2006）第一百四十五条、《矿井瓦斯抽采管理规范》（煤安字[1997]第189号）第9条、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）第4.1条、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）第3条的有关规定，有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统：

（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的。

（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的。

新义矿主采煤层为二1煤层，矿井设计年产量120万t/a，经河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心鉴定为煤与瓦斯突出矿井，二

1

煤瓦斯含量在

8.38~12.84m3/t之间。位于新义矿浅部的新安矿、与新义矿相邻的孟津矿和义安矿业有限公司的二1煤层都已发生过煤与瓦斯突出煤层，显然，新义矿建立抽放系统是必要的。

根据《矿井瓦斯抽采管理规范》（煤安字[1997]第189号）第10条和《煤矿

15

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

瓦斯抽放规范》（AQ1026-2006）第4.2条规定，建立永久瓦斯抽采系统的矿井，应同时具备下列2个条件：

（1）瓦斯抽采系统的抽采量可稳定在2m3/min以上；

（2）瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽采服务年限在5年以上。 根据河南省煤炭工业管理局文件（豫煤安[2007]1号），高、突矿井以及低瓦斯矿井高瓦斯区域必须健全瓦斯抽采系统，突出矿井和瓦斯绝对涌出量在40m3/min以上的矿井必须建立地面瓦斯抽采系统。

新义矿主采煤层二1煤层为煤与瓦斯突出煤层，矿井为煤与瓦斯突出矿井，因此矿井抽采系统应选择地面固定瓦斯抽采系统。

2.6 瓦斯抽放的可行性

根据《矿井瓦斯抽采管理规范》（煤安字[1997]第189号）第19条、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006）第7.2.1条的有关规定，衡量未卸压的原始煤层瓦斯抽放可行性指标有：煤层透气性系数（λ），钻孔瓦斯流量衰减系数（α）。按λ、α判定本煤层瓦斯抽放可行性标准如表2-5所示。

表2-5 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表

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 煤层透气系数 λ（m2/MPa2·d） >10 10～0.1 <0.1 目前，新义煤矿基本没有测定煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数和百米钻孔瓦斯极限抽放量。临近矿井义安矿测定的透气性系数为0.0052-0.0083m2/(MPa2·d)之间，钻孔瓦斯流量衰减系数为：0.280-0.878d-1之间。结合新义矿煤层特软、煤厚变化大、煤层透气性差的实际情况，可以断定，新义矿二1煤属于较难抽放煤层(表2-5)，需要采取其他辅助技术措施强化瓦斯抽放。

结合新义矿二1煤层为煤与瓦斯突出煤层的实际情况，同时考虑开采过程中采空区和邻近层瓦斯的涌出等因素，综合未卸压区和卸压区两种瓦斯来源，新义矿建立地面固定瓦斯抽采系统是可行的。

16

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3 瓦斯抽采方法

3.1 抽采方法选择

3.1.1 抽采方法选择依据

选择瓦斯抽采方法选择应兼顾合法性、合理性、经济性，根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、时间配合、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：

(1) 抽放方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件； (2) 应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果；

(3) 在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能地利用生产巷道，以减少抽放工程量；

(4) 选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护；

(5) 选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本； (6) 瓦斯抽放应有利于钻场，钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间；

(7) 抽放规模与抽放能力应能适应矿井生产能力和服务年限的需要，并能满足矿井生产期间最大抽放瓦斯量要求；瓦斯泵站选择的地址不仅要满足安全抽放瓦斯，还应考虑瓦斯利用的方便。

开采层瓦斯抽采方法可按下列要求选择：

①容易抽采和可以抽采的煤层，宜采用本层预先抽采方法，可采用沿层或穿层布孔方式。

②可以抽采及较难抽采的煤层，宜采用边采边抽方法。

③单一较难抽采的高瓦斯煤层，可选用密集网格穿层钻孔、交叉钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制预裂爆破、高压水射流扩孔等方法强化抽采。对煤与瓦斯突出严重的煤层，宜选择穿层网格布孔方式。

④煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的抽采方法。

17

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3.1.2 抽放方法选择

依据当前“不掘突出头，不采突出面”的区域性瓦斯治理要求，结合新义矿煤层赋存条件：二

1

煤层赋存于下二迭统山西组（P1s）下部，全区可采，二

3

煤层位于山西组中下部，下距二1煤层15m，二1煤和二3煤都具有突出危险性，给保护层开采带来了难度。因此新义矿应首先选择高、低位巷预抽以掩护突出煤巷掘进实现“不掘突出头”；然后进行本煤层顺层预抽，实现“不采突出面”

由新义矿二1煤层赋存条件、瓦斯来源、瓦斯基础参数等，设计其回采工作面采用开采层预抽、边采边抽和采空区抽采相结合的抽采方式，其掘进工作面工作面采用顶底板巷预抽，隔断式抽放、超前抽放等抽采方法。

3.2 掘进工作面抽放方法

3.2.1 顶板高位巷预抽

顶板高位巷穿层预抽提前沿煤巷的设计位置下错20m，在煤层顶板10m施工高位预抽巷，从高抽巷施工钻孔对煤巷进行预抽，掩护煤巷掘进，如图3-1所示。

高位预抽巷每间隔25m布置一个钻场，每个钻场施工33个钻孔，孔径75～89mm，呈三排扇形布置，上、中、下控制机风巷的全断面，走向控制30m范围。

图3-1 顶板高位巷穿层预抽措施示意图

如果顶板岩石高位巷经济投入太大，也可采用仅施工机巷顶板高位巷掩护机

巷掘进，风巷采用沿空送偏Y巷，在偏Y巷提前采用顺层钻孔预抽风巷瓦斯掩护风巷掘进。

18

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3.2.2 底板低位巷预抽

底板低位巷穿层预抽提前沿煤巷的设计位置下错20m，在煤层底板10m施工低位预抽巷，从低抽巷施工钻孔对煤巷进行预抽，掩护煤巷掘进，如图3-2所示。

低位预抽巷每间隔25m布置一个钻场，每个钻场施工33个钻孔，孔径75～89mm，呈三排扇形布置，上、中、下控制机风巷的全断面，走向控制30m范围。

图3-2 底板低位巷穿层预抽措施示意图

如果底板岩石低位巷经济投入太大，也可采用仅施工机巷底板低位巷掩护机巷掘进，风巷采用沿空送偏Y巷，在偏Y巷提前采用顺层钻孔预抽风巷瓦斯掩护风巷掘进。

3.2.3 隔断式抽放

根据掘进工作面突出危险性程度和瓦斯涌出量大小，可以采用深孔隔断抽放、浅孔隔断抽放等方法。 （1）深孔隔断抽放

对瓦斯涌出量大、推进速度快的掘进工作面实施深孔隔离式抽放，可以有效隔断巷道两侧卸压带瓦斯向巷道空间的涌出，减少巷道两侧卸压带瓦斯涌出量，同时对前方的煤体起到预抽作用，消除工作面前方的突出危险性，减少工作面前方破坏煤体向工作面空间的涌出。深孔隔断式抽放钻孔布置如图3-3所示。

钻场布置参数如下： ①钻场间距

19

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

根据钻孔深度确定钻场间距，保证10~15m的超前抽放距离，两帮钻场交错式布置。

②钻场尺寸

钻场尺寸宽×高×深=2.5m×2m×2m。 ③钻场支护

采用工字钢支护，棚距500mm，棚与棚之间打连锁，严防倒棚，顶部用木板背紧背实，严防顶煤跨落。

④钻场施工

钻场由机巷向底板方向水平掘进，钻场按突出危险工作面对待，施工过程中严格执行“四位一体”防突措施。钻场掘好后，加强通风管理，严防瓦斯积聚。

钻孔布置参数如下： ①钻孔直径

钻孔直径75~90mm。 ②钻孔个数

每个钻场布置3~9个钻孔，控制巷道轮廓线外8m。 ③安全措施

钻孔施工过程中，要严格执行防尘、防瓦斯、防突、防机械电气伤人的安全技术措施，保证钻孔施工安全。

图3-3 掘进工作面深孔隔断式抽放示意图

（2）浅孔隔断抽放

对于瓦斯涌出量大、突出危险性小或无突出危险性的掘进工作面，可以实施

20

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

浅孔隔断抽放，有效隔断巷道两帮煤体瓦斯涌出，减少巷道瓦斯涌出量。浅孔隔断式抽放钻孔布置如图3-4所示。

钻孔布置参数如下： ①钻孔直径 钻孔直径42mm。 ②钻孔间距 钻孔间距2~3m。 ③钻孔深度 钻孔深度8~15m。

图3-4 掘进工作面浅孔隔断式抽放示意图

3.2.4 超前抽放

对于突出危险性严重的掘进工作面，可以在掘进工作面迎头施工钻孔进行超前抽放，消除掘进工作面的突出危险性。超前钻孔布置如图3-5所示。

图3-5 掘进工作面超前抽放示意图

21

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

超前抽放应符合下列要求：

①超前钻孔直径75～120mm，深度25~30m以上，钻孔5~12个，穿过工作面前方的应力集中带；

②巷道轮廓四周的控制范围8m；

③抽放后，掘进工作面前方煤层瓦斯含量应降低至8m3/t以下。

④也可利用超前钻孔进行迎头抽放，按有效排放半径布孔，钻孔深度不小于10m，抽放时间应保证2h以上。

3.3 回采工作面抽放方法

根据新义矿二1煤层赋存条件、瓦斯来源、煤层瓦斯含量等瓦斯抽采基础参数及巷道布置方式，回采工作面采用开采层平行钻孔预抽、边采边抽和采空区上隅角埋管抽采相结合的抽采方式，如图3-6所示。

在瓦斯抽放巷道，工作面顺槽均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放场，钻场，钻场的支护方式与所在布置巷道的支护方式相同，在巷道掘进的过程中同时准备好。

埋管抽放 边采边抽 平行钻孔

回风巷

浅孔抽放

进风巷

图3-6 回采工作面综合抽放示意图

3.3.1 平行钻孔预抽

（1）钻孔布置方式

根据回采工作面的煤层地质条件和机风两巷的断面大小，采用顺煤层平行布

22

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

孔方式，如图3-7所示。由工作面机巷施工上行钻孔，钻孔轴线平行于回采工作面煤壁。

采面回风巷 采面进风巷 说明：图中全部为顺煤层钻孔，钻孔间距一般为1.5m左右，钻孔深度一般为80m。 图3-7 平行钻孔布置示意图

（2）钻孔布置参数

钻孔为上行钻孔，由回采工作面机巷施工，钻孔间距1.5m。自距离工作面切眼5m起，沿机巷每1.5m布置一个钻孔，直至工作面停采线为止。

（3）钻孔参数

钻孔直径75mm，设计长度80m。

3.3.2 采面浅孔抽放

采面浅孔预抽主要采用沿回采推进方向平行布置抽放钻孔，每2m一个钻孔，深10m。打一个，封一个，联网抽一个，实现采面动压超前卸压抽放，如图3-8所示。

3.3.3 迎向钻孔抽放

由回采工作面机风两巷向工作面施工迎向钻孔，实行动压区卸压抽放，如图3-9所示。

（1）钻场间距

回采工作面机风两巷钻场间距50m。 （2）钻场尺寸

23

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

采面风巷

连接软管

抽放管

抽放管抽放钻孔 钻场尺寸宽×高×深=2.5m×2m×2m，视钻孔布置施工需要可将钻场深度加深到3m。

（3）钻场支护

采用工字钢支护，棚距500mm，棚与棚之间打连锁，严防倒棚，顶部用木板背紧背实，严防顶煤跨落。

（4）钻孔布置方式

每个钻场设计布置10个钻孔，分上下2排布置，孔底设计间距为5m，控制范围为回采工作面斜长的一半以上，即不少于50m。

（5）钻孔直径

钻孔直径设计为75mm。 （6）钻孔长度

钻孔长度设计为60m以上。

3.2.4 采空区埋管抽放

24

采面机巷

连接软管 顶板 钻孔 煤层 抽放管 封孔段 底板 说明：采面浅孔抽放钻孔间距一般为2m左右，钻孔深度一般

为10m，宜根据煤层地质条件和抽放效果进行恰当调节。

图3-8 采面浅孔抽放示意图

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

在工作面顶板冒落之前，把抽放瓦斯管直接插入采空区进行抽放，瓦斯管的末端约2m长的一段要有孔眼，同时要尽量靠近煤层顶板，使其处于高浓度瓦斯带。实测结果表明，采空区瓦斯最佳抽放位置在距工作面30~60m的范围内，如图3-10所示。

回风巷 50m 进风巷

图3-9 采面迎向钻孔抽放示意图

抽放管

挡风帘

铠装软管

图3-10 回风巷隅角埋管抽放示意图

3.4 抽放钻孔的密封

3.4.1 封孔深度

根据《矿井瓦斯抽放管理规范》（煤安字[1997]第189号）第28条和《矿井抽采瓦斯工程设计规范》（MT5018—96）；第4.3条的规定，在煤层中布置的钻孔其密封深度不小于5m。

25

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3.4.2 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。根据《矿井瓦斯抽放工程设计规范》（MT5018—96）；第4.3条的规定，采用聚胺酯材料封孔，每孔用聚胺酯材料1Kg，封孔深度不小于5m。

钻孔抽放管采用外径42mm、壁厚2.5mm、长度6m的热轧无缝钢管。

图3-11 卷缠药液法抽放管结构

1—铁挡板；2—木塞；3—橡胶垫圈；4—毛巾布；5—铁丝；6——抽放管

图3-12 卷缠药液法封孔操作程序

a—原液；b—混合；c—搅拌；d—涂布卷缠；e—插入钻孔

3.4.3 封孔工艺

（1）抽放管结构

抽放管结构如图3-11所示。钻孔抽放管为外径42mm、壁厚2.5mm、长度

26

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

6m的热轧无缝钢管，在管前端焊上铁挡板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈0.8m处，再套上橡胶垫圈和木塞，并用铁丝缠紧固定，并在抽放管的0.8m间距内固定一块毛巾布（长度0.8m，宽度0.67m）。

（2）封孔工序

本封孔工艺为卷缠药液法，其操作程序如图3-12所示。先称量出封一个钻孔的甲、乙两种药液各0.5Kg，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶中，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色稍变为乳白色时，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缠绕毛巾布，并把卷缠好药液的抽放管迅速插入钻孔内。大约5min后药液开始发泡膨胀，20min停止发泡，逐渐硬化固结。

为了避免抽放管因碰撞晃动而影响封孔质量，孔口要用水泥沙浆将抽放管固定牢固，或用木楔楔紧。

卷缠药液法密封钻孔如图3-13所示。

图3-13 卷缠药液法密封钻孔 1—钻孔；2—聚胺酯密封段；3—水泥沙浆 27

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

4 抽放管路系统选型设计

4.1 抽放管路系统路线

在选择抽放管路井下系统时，应根据抽放钻场的分布、巷道布置形式、利用瓦斯要求以及发展规划等要求，综合加以考虑，尽量避免和减少以后在主干管系统上的频繁改动。在瓦斯抽放系统选择中必须满足下列原则：

（1）瓦斯抽放管路要敷设在曲线段最少、距离最短的巷道中；

（2）瓦斯抽放管路应安装在不易被矿车或其他物体撞坏的巷道或位置上； （3）当抽放设备或管路一旦发生故障时，抽放管路内的瓦斯应不至于进入采掘工作面或机房内；

（4）应考虑运输、安装和维修工作的方便；

新义矿为新建矿井，其开采历史不长，管路路线相对简单，当前管路系统比较完善，其管路系统图4-1所示。新义矿具体瓦斯抽放管路布置路线图见附图1。

放空管→地面抽放泵站→中央风井→风井井底→回风石门→西翼回风大巷→西翼回风大巷绕道→12011工作面顺槽

4.2 抽采规模预计

根据新义矿采掘部署和生产要求，按照2个采区同时生产布置4个掘进工作面和2个回采工作面，预测整个矿井最大抽放量。

依据设计的抽放方法预计，1条高（低）位预抽巷的混合瓦斯流量20m3/min、混合瓦斯浓度50%，1个掘进工作面的抽放系统混合瓦斯流量10m3/min、混合瓦斯浓度30%，1个回采工作面预抽的系统混合瓦斯流量10m3/min、混合瓦斯浓度50%，1个回采工作面边抽边采的系统混合瓦斯流量15m3/min、混合瓦斯浓度20%，1个回采工作面采空区抽放的系统混合瓦斯流量15m3/min、混合瓦斯浓度20%。

每个采区按照1条高（低）位预抽巷、2个掘进工作面、1个回采工作面混合同时抽放，那么每个采区的混合流量为70 m3/min，混合瓦斯浓度为34.29%

混合整个矿井最大混合抽放量为140m3/min，混合瓦斯浓度34.29%，矿井

28

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

最大纯瓦斯抽放流量48m3/min。

4.3 抽放管路选型计算 4.3.1 选型计算公式

根据《瓦斯抽放规范》(AQ1027-2006)规定，瓦斯抽放管管径按下式计算：

D?0.1457Q/V （5-1）

式中 D—瓦斯抽放管内径，m；

Q—抽放管内混合瓦斯流量，m3/min； V—抽放管内瓦斯平均流速，经济流速V＝5-15m/s。

4.3.2 采掘工作面管路选型

为了减少采掘工作面内抽放管路频繁改动，并满足采掘工作面最大抽放量的要求，将高（低）位巷预抽、掘进工作面边掘边抽、回采工作面预抽、回采工作面采空区抽放统一考虑。

在掘进工作面掘进期间，高位预抽巷可能最大，系统混合抽放量为20m3/min，取瓦斯流动速度V?12ms，经计算管径为189mm。

在回采工作面生产期间，风巷的瓦斯抽放量可能最大，包括回采工作面强化抽放量、回采工作面采空区抽放量，系统混合抽放量为20m3/min，取瓦斯流动速度V?12ms，经计算管径为189mm。

因此，对于采掘工作面，选用内径200mm的热轧无缝钢管满足要求。

4.3.3 采区管路选型

在一个采区内，抽放地点有2个掘进工作面和1个回采工作面，抽放方法有高（低）位巷预抽、掘进工作面边抽边掘、回采工作面预抽、回采工作面采空区抽放并存。每个采区的系统混合瓦斯流量70m3/min，混合瓦斯浓度34.29%，取瓦斯流动速度V=10m/s，管路选用内径400mm的热轧无缝钢管即满足要求。

29

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

4.3.4 矿井管路选型

来自采区的抽放管路经东西翼回风大巷汇合后，进入风井井筒至地面泵站。根据抽放量预计，每个采区的系统混合瓦斯流量70m3/min，混合瓦斯浓度34.29%，整个矿井的混合抽放量为140m3/min，混合瓦斯浓度34.29%，矿井纯瓦斯抽放流量48m3/min。取瓦斯流动速度V=12m/s，，管路选用内径500mm的热轧无缝钢管即满足要求。

4.4 管路连接与敷设要求

（1）管路连接要求

①抽放管路5m一根，加胶垫法兰连接； ②管路连接必须可靠，气密性好，不漏气；

③在巷道转弯处，可用与干管直径匹配的橡胶软管连接，或加工专用的弯管连接，角度不小于90°；

④管径要统一，变径时须设过渡节。

（2）管路敷设要求

①瓦斯管路必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别；

②管路必须与电缆分开敷设，安装管路的一侧不得有电缆和其它带电体； ③管路敷设要求平直，避免急弯；

④抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离（间距一般为200m~300m，最大不超过500m）应设置放水器；

⑤管路底部应垫木垫，垫起高度不小于30cm，以防底鼓损坏管路； ⑥倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管子固定在巷道支护上，以免下滑，在倾角28°以下的巷道中，一般应每隔15~20m设一个卡子固定；

⑦管路吊挂稳定牢固；

⑧在管路的最末端安装挡板，将管路密封；

4.5 钻孔与抽放管路连接

钻孔抽放管通过连接胶管与抽放管路连接，连接方式如图4-2所示。

30

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

3cm 图4-2 钻孔与抽放管路的连接 1—煤层；2—钻孔抽放管；3—封孔材料；4—连接胶管 5—取样装置；6—控制阀门；7—连接短节；8干管

1 3 2 10cm 5cm 10cm 图4-3 取样装置结构图 1—热轧无缝钢管；2—紫铜管；3—细胶管 2 1 1000mm 图4-4 连接短节结构图 1—抽放管；2—控制阀门 各连接部件的规格如下：

（1）钻孔抽放管2，为外径42mm、壁厚2.5mm、长度6m的热轧无缝钢管或抗静电阻燃胶管；

（2）连接胶管4，为内径38mm的夹布吸水胶管，长度根据需要而定； （3）取样装置5，由热轧无缝钢管1、紫铜管2和细胶管3组成，其结构如图5-3所示；热轧无缝钢管外径42mm、长度250mm；紫铜管内径4mm，高度30mm；细胶管内径4mm，长度100～150mm；

31

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

（4）控制阀门6，为公称直径40mm的截止阀； （5）连接短节7，其结构如图4-4所示；

4.6 抽放管路附属装置

为了掌握各抽放地点的瓦斯涌出量, 瓦斯浓度的变化情况, 便于调节管路系统内的负压和流量, 在管路上应安装阀门、流量计和放水器等附件。 （1）阀门

瓦斯抽放管路和钻场连接管上均应安装阀门, 主要用来调节和控制各抽放

点的抽放量, 抽放浓度和抽放负压等。

（2）放水器

在抽放管路系统最低点安装人工或自动放水器, 及时放空抽放管路中的积

水, 提高系统的抽放效率， 在排气端低凹处安装正压放水器。

为减少瓦斯抽放成本, 建议采用人工放水器(如图4-5, 图4-6)。 也可以使用

负压自动放水器。

（3）除渣器

在抽放源头附近，如回采工作面、掘进工作面入口处应安装除渣器，以清除高负所带入管道内的粉尘杂物等残渣。

（4）计量装置及抽放参数测定

井下负压管路系统普遍采用孔板流量计进行计量。在使用孔板流量计时要

注意孔板与瓦斯管道的同心度，不能装偏。在钻场内使用孔板流量计时，应保证孔板前后各1m段平直，不要有阀门和变径管。 在抽放瓦斯管末端安装孔板流量计时，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

用水银计， 抽放管路中的瓦斯浓度可采用负压吸气筒和高浓度瓦斯检定器。

孔板流量计两侧的测压孔使用胶管分别与U形压差计(煤矿自备，长

1000mm)连接。根据水银压差计测定的负压，压差和高浓度瓦斯检测仪监测的抽放管路内的瓦斯浓度就可以通过公式来计算瓦斯抽放量。

32

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

2 1 2 2 1- 钢管； 2-闸阀

图4-5 人工负压放水器(也可以作正压放水器用)

图4-6 高负压人工放水器安装示意图

(a) 卧式，(b) 立式

1-瓦斯管路；2-放水器阀门； 3-空器入口阀门；

4-放水阀门； 5-放水器； 6-法兰盘

5 地面抽放泵站设备选型

5.1 抽放泵的选型

一般情况下，要选择抽放泵，首先要选型，然后是选择容量和压力。需结合本矿井的具体条件，并结合各种类型抽放泵的特性、优缺点及其适用条件来选择

33

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

适合本矿井的瓦斯泵类型。

5.1.1 抽放泵的类型确定

（1）抽放泵的选型原则

①抽放泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽放量的要求； ②在抽放期间，抽放泵的负压必须能克服管路系统的最大阻力； ③抽放泵要具有良好的气密性。 （2）抽放泵的选型依据

抽放泵的选型计算必须具备下列资料：

①抽放管路所经过的巷道系统图，并标明巷道长度；

②预计的矿井抽放瓦斯总量和各个分区的抽放瓦斯量（纯瓦斯）； ③预计的矿井和各个分区的抽放浓度； ④瓦斯综合利用的特殊要求等。 （3）抽放泵类型确定

目前国内使用的抽放泵大致分为三类：①水环式真空泵，②离心式鼓风机，③回转式鼓风机。新义矿煤层透气性较差、抽放量不稳定的特点，考虑到低瓦斯浓度时的安全性，采用水环式真空泵作为瓦斯抽放泵。该方案的优点是：设备结构简单，运行可靠，工作轮内充满水，起防爆、阻焰作用，安全性高。

5.1.2 抽放泵的容量计算

矿井瓦斯泵容量的计算，包括两项内容：一是流量的计算，二是压力的计算。根据计算出来的流量和压力，可选择所需要的瓦斯泵。

抽放泵的选型计算包括泵的流量和压力计算。 （1）抽放泵流量计算

根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）D3.1条，在计算抽放泵流量时，瓦斯泵流量可按下式计算：

Q?式中：

34

100QZ?K （5-1）

X??义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

Q——瓦斯泵的额定流量，m3/min； QZ——矿井最大瓦斯抽放总量，m3/min；

X——瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，%； ?——瓦斯泵的机械效率，一般取?=0.8；

K——瓦斯抽放的综合系数，取KC=1.2。

根据新义矿抽放规模规划，整个矿井的混合抽放量为140m3/min，混合瓦斯浓度34.29%，矿井纯瓦斯抽放流量48m3/min，则地面泵站的瓦斯抽放泵的流量

Q=209.98m3/min。

（2）抽放泵压力计算 ①瓦斯泵压力计算公式

根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）D3.2条，在计算抽放泵压力时，瓦斯泵压力可按下式计算：

H＝(H入十H出)·K

＝[(h入摩十h入局十h钻负)十(h出摩十h出局十h出正)]·K

＝(h摩十h局十h钻负十h出正)·K （5-2）

式中：

H——瓦斯泵的压力，Pa；

H入——井下负压段管路全部阻力损失，Pa； H出——井上正压段管路全部阻力损失，Pa； K2——备用系数，取K2＝1.2；

h入摩——井下负压段管路摩擦阻力损失，Pa； h入局——井下负压段管路局部阻力损失，Pa；

h钻负——井下抽放钻场或钻孔孔口必须造成的负压，Pa； h出摩——井上正压段管路摩擦阻力损失，Pa； h出局——井上正压段管路局部阻力损失，Pa； h出正——用户在瓦斯出口所需的正压，Pa； h摩——井上、下管路最大总摩擦阻力损失，Pa； h局——井上、下管路最大总局部阻力损失，Pa。

35

义马煤业（集团）有限责任公司新义煤业限公司瓦斯抽放初步设计

②摩擦阻力和局部阻力计算

根据《煤矿瓦斯抽放规范》AQ 1027—2006规定摩擦阻力按下式计算：

9.8L?Q2Hz? 5?0D式中：

HZ—阻力损失，Pa； L—管路长度，m； Q—瓦斯流量，m3/h； D—管道内径，cm；

K0—与管道有关的系数，管道直径大于150mm以上取0.71； γ—混合瓦斯对空气的密度。取0.853。 局部阻力取摩擦阻力的20%进行计算。 ③计算结果

由新义矿采掘工程规划可以看出，11采区上部延伸至矿井最上部边界为抽放管路系统最长，阻力损失最大。

根据预计的抽放量和管路直径，矿井抽放管路系统各部分的阻力如下：h入摩

=3862Pa，h

入局

=833Pa，h

钻负

=13000Pa，h

出摩

=200Pa，h

出局

=40Pa，h

出正

=0Pa。取

K2=1.2，经计算，地面抽放泵压力H=21.52Kpa。

5.1.3 抽放泵能力验证

当前，新义矿地面抽放泵站安装两台2BEC67型水环真空泵，气水分离器为配套设备，2007已经开始运转，其电机功率400KW，额定流量350m3/min，其详细性能参数如下表所示。由表6-1可见，2BEC67型水环式真空泵完全满足209.98m3/min流量和21.88Kpa的压力要求。

表6-1 2BEC67型水环真空泵性能参数

最低吸泵型号 入绝压hpa 吸入绝压200hpa 237 2BEC67 160 285 325 吸入绝压250hpa 262 302 340 吸气量m/min 吸入绝压350hpa 287 331 372 吸入绝压400hpa 295 337 378 吸入绝压550hpa 300 348 385 3最大轴功率（KW） 285 348 412 电机功率（KW） 315 400 450 转速r/min 210 240 270 36

本文来源：https://www.bwwdw.com/article/67b3.html