矿井瓦斯设计说明书 邓堪

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矿井瓦斯抽采设计 矿业学院 专 业： 安全工程 邓 堪 学 号： 1108010050 2011级 任课教师： 江泽标 2015年 1月 12日

目 录

第一章 概述 ......................................................................................................................................................1

1.1矿井概况 .............................................................................................................................................1

1.1.1地理概况 .................................................................................................................................1 1.1.2地形地貌 .................................................................................................................................1 1.1.3气象 .........................................................................................................................................1 1.1.4河流 .........................................................................................................................................1 1.1.5地震 .........................................................................................................................................1 1.1.6地温 .........................................................................................................................................1 1.1.7冲击地压 .................................................................................................................................1 1.1.8水文地质条件 .........................................................................................................................1 1.1.9环境状况 .................................................................................................................................1 1.1.10井下通信 ...............................................................................................................................1 1.1.11供水水源 ...............................................................................................................................1 1.1.12矿井电源 ...............................................................................................................................2 1.1.13煤层自燃倾向性 ...................................................................................................................2 1.2矿井基础资料 .....................................................................................................................................2

1.2.1井田范围及地质储量 .............................................................................................................2 1.3.含煤地层及煤层 ................................................................................................................................2

1.3.1含煤性 .....................................................................................................................................3 1.3.2可采煤层 .................................................................................................................................3 1.3.3煤层顶、底板情况 .................................................................................................................4 1.3.4煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性 ..........................................................................................4 1.3.5煤层瓦斯压力 .........................................................................................................................5 1.3.6矿井瓦斯等级 .........................................................................................................................5 1.3.7矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性 ..................................................................5 1.4矿井开拓、开采概况 .........................................................................................................................5

1.4.1井田开拓方式 .........................................................................................................................5 1.5采煤工艺及主要设备 .........................................................................................................................6

1.5.1采煤方法 .................................................................................................................................6 1.5.2采场支护及顶板管理 .............................................................................................................6 1.6开采顺序 .............................................................................................................................................6 第二章 矿井瓦斯储量及可抽量预测 ..............................................................................................................7

2.1矿井瓦斯储量计算 .............................................................................................................................7

2.1.1煤层瓦斯含量 .........................................................................................................................7 2.2可采煤层的瓦斯储量总和 .................................................................................................................9

2.2.1矿井每一个可采煤层的煤炭储量 ..........................................................................................9 2.2.2矿井每一个可采煤层的瓦斯含量 ..........................................................................................9 2.2.3各可采煤层的瓦斯储量及其总和 ..........................................................................................9 2.3可抽瓦斯量预测 ...............................................................................................................................10

2.3.1可抽瓦斯量 ...........................................................................................................................10 2.3.2抽放率指标 ........................................................................................................................... 11 2.3.3抽放率判定 ........................................................................................................................... 11

第三章 瓦斯涌出量预测计算 ........................................................................................................................12

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3.1煤层瓦斯主要参数 ...........................................................................................................................12

3.1.1煤的孔隙率 ...........................................................................................................................12 3.1.2瓦斯含量分布梯度 ...............................................................................................................12 3.1.3煤层透气性系数 ...................................................................................................................12 3.1.4瓦斯放散初速度 ...................................................................................................................12 3.2矿井瓦斯涌出量预测计算（采用分源预测法计算） ....................................................................12

3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测计算 ........................................................................................12 3.2.2开采层相对瓦斯涌出量 .......................................................................................................12 3.2.3邻近层相对瓦斯涌出量: .....................................................................................................13 3.2.4掘进工作面瓦斯涌出量预测计算 ........................................................................................14 3.2.4.3掘进工作面绝对瓦斯涌出量............................................................................................15 3.2.5生产采区瓦斯涌出量预测计算............................................................................................15 3.3矿井瓦斯涌出量预测计算 .......................................................................................................16

第四章 矿井抽放瓦斯的必要性和可行性分析 ............................................................................................17

4.1矿井瓦斯来源分析 ...........................................................................................................................17

4.1.1矿井瓦斯来源及涌出构成 ...................................................................................................17 4.1.2回采工作面瓦斯来源及涌出构成 ........................................................................................17 4.2抽放瓦斯的必要性 ...........................................................................................................................17

4.2.1回采工作面抽放瓦斯必要性分析 ........................................................................................17 4.2.2掘进工作面抽放瓦斯必要性分析 ........................................................................................17 4.3抽放瓦斯的可行性分析 ...................................................................................................................17 4.4抽放瓦斯效果预计 ...........................................................................................................................17

4.4.1回采工作面瓦斯抽放量 .......................................................................................................17 4.4.2掘进工作面瓦斯抽放量 .......................................................................................................18 4.4.3采空区瓦斯抽放量 ...............................................................................................................18 4.5矿井瓦斯抽放量 ...............................................................................................................................18 第五章 矿井抽放瓦斯方法的选择 ................................................................................................................19

5.1矿井瓦斯抽放方法的选择 ...............................................................................................................19

5.1.1回采工作面瓦斯来源及构成................................................................................................19 5.1.2 本煤层瓦斯抽放方法 ..........................................................................................................19 5.1.3邻近层瓦斯抽放方法 ...........................................................................................................19 5.1.4采空区瓦斯抽放方法 ...........................................................................................................19 5.1.5其它情况 ...............................................................................................................................19 5.2矿井瓦斯抽放系统选择 ...................................................................................................................20 5.3瓦斯抽放参数的确定 .......................................................................................................................20

5.3.1钻场布置 ...............................................................................................................................20 5.3.2本层瓦斯抽放钻孔参数 .......................................................................................................21 5.3.3邻近层瓦斯抽放钻孔参数 ...................................................................................................21 5.3.4采空区瓦斯抽放布置原则和参数 ........................................................................................21 5.4钻场钻孔布置的要求 .......................................................................................................................21 5.5封孔方式、材料及工艺 ...................................................................................................................21

5.5.1 邻近层封孔工艺 ..................................................................................................................21 5.5.2 本煤层封孔工艺 ..................................................................................................................21 5.5.3 预抽煤层瓦斯的钻孔量 ......................................................................................................21

第六章 瓦斯抽放系统管路和设备布置及选型 ............................................................................................22

6.1抽放管路布置及选型计算 ...............................................................................................................22

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6.1.1井下敷设抽放管路的要求 ...................................................................................................22 6.1.2抽放管路的附属装置 ...........................................................................................................22 6.1.3抽放管路的布置及选型如图示。 ........................................................................................22 6.1.4抽放管路的布置 ...................................................................................................................22 6.2瓦斯抽放管路计算 ...........................................................................................................................22 6.3抽放设备布置及选型 .......................................................................................................................24

6.3.1抽放设备布置及选型要求 ...................................................................................................24 6.4瓦斯抽放泵选型计算 .......................................................................................................................24

6.4.1瓦斯抽放泵的选型原则 .......................................................................................................25 6.4.2瓦斯抽放泵流量计算 ...........................................................................................................25 6.4.3瓦斯抽放泵压力计算 ...........................................................................................................25 6.5瓦斯泵选型 .......................................................................................................................................25 6.6抽放管路、设备的安装要求 ...........................................................................................................25 第七章 瓦斯抽放安全技术措施 ....................................................................................................................27

7.1抽放系统安全措施 ...........................................................................................................................27

7.1.1抽放钻场、钻孔施工防治瓦斯措施 ....................................................................................27 7.1.2管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓措施 ................27 7.1.3立井(立眼)、斜井(斜巷)管路防滑措施 ............................................................................27 7.1.4地面管路防冻措施 ...............................................................................................................27 7.2抽放瓦斯站安全措施的要求 ...........................................................................................................27 第八章 瓦斯的综合利用及瓦斯抽放的配套设施 ......................................................................................28

8.1抽放瓦斯的综合利用及评价 ...........................................................................................................28

8.1.1瓦斯的综合利用 ...................................................................................................................28 8.1.2瓦斯利用的评价 ...................................................................................................................28 8.2给排水、采暖及供热（地面抽放瓦斯时） ....................................................................................28

8.2.1给排水 ...................................................................................................................................28 8.2.2采暖及供热 ...........................................................................................................................29 8.3供电及通信 .......................................................................................................................................29 8.4监测监控系统 ...................................................................................................................................29

8.4.1监测监控参数的确定及设置地点 ........................................................................................29 8.4.2监测监控系统的自动化程度及设备选型 ............................................................................29 8.4.3检测仪器仪表的配备 ...........................................................................................................29

参考文献 ..........................................................................................................................................................30

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摘要：通过理论分析，进行了瓦斯综合抽放技术研究。分析了瓦斯赋存及流动规律、抽放方

法、引起事故危险因素等进行了分析，为合理确定工作面瓦斯抽放方法提供了理论依据。论文针对矿井瓦斯地质影响因素，探讨了其对煤层瓦斯含量的影响，并从瓦斯安全管理、火源安全管理等方面给出了瓦斯事故防治措施。

关键词：煤矿安全 瓦斯赋存状态 瓦斯抽放方法 瓦斯地质影响因素

ABSTRACT: Through theoretical analysis, has carried on the comprehensive gas

drainage technology research. Analyzed, drainage method and flow law of gas occurrence and cause accident risk factors are analyzed, and reasonable to determine the gas drainage method provides a theoretical basis. Paper in view of the mine gas geological influence factors, discusses its influence on coal seam gas content, and from the gas safety management, fire safety management of gas accident prevention measures are given.

KEYWORDS: Coal mine safety Gas occurrence state Gas drainage method

Gas geology factor

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第一章 概 述

1.1矿井概况 1.1.1地理概况

金沙县4号煤矿位于金沙县东南部，矿区地理坐标为：东经106°22?38?-106°23?48?，北纬27°16?19?-27°17?28?。矿区距金沙县城直线距离约40km，交通较为便利。

1.1.2地形地貌

金沙县4号煤矿地形总体上受区域性地质构造和岩性控制，矿区地貌属中低山地貌。矿区最高点位于矿区南部边界外，其海拔标高+1612.00m，最低点位于矿区东北部一落水洞附近，其海拔标高+1155.00m，相对高差为457.00m。矿区内地势总趋势为南部高、北部低。

1.1.3气象

区内多年平均气温14.5℃，年降水量900～1100mm，平均降雨量1048mm，属亚热带湿润季风气候，冬无严寒，夏无酷暑，雨量充沛，无霜期260～280天。年均总日照时数为1112小时，年平均温度15℃。主要灾害性气候有干旱、秋风、倒春寒、秋绵雨、冰雹、暴雨等。总的气候特点是：春迟夏短，秋早冬长，水热同季，干湿异期，四季分明。

1.1.4河流

矿区范围内无大的河流经过，区内地表水主要为沟谷季节性小溪流。溪沟水随季节变化而变化，无较大的地表水体。

1.1.5地震

根据国家地震局、建设部1992年颁发的《中国地震烈度区划图(1990)》及贵州省建设厅“黔城设通发1992〔230〕号”文件，场地地震基本烈度为Ⅵ度。据《建设抗震设计规范》(GB50011—2001)抗震设防烈度为6度。

1.1.6地温

根据提交的《贵州省大方县某矿资源储量核实报告》。井田内地温最大值23.76°C，地温变化梯度1.55～1.61°C/100 m，未见地温异常。属地温正常矿井。

1.1.7冲击地压

地质资料及矿方提供的资料中均没有提及关于冲击地压的资料，本矿区内也无冲击地压的历史记录，矿井暂按无冲击地压矿井考虑。

1.1.8水文地质条件

本矿最低开采标高为+1000m，最底侵蚀基准面标高+1140m。直接充水水源为含煤岩系的龙潭组基岩裂隙水、小煤窑采空区积水，属于以裂隙充水为主的矿床，区域承压水对井田采矿范围无较大影响。矿井水文地质条件属中等类型。

1.1.9环境状况

本矿井地处山区，环境容量较大，设计对生产过程中产生的废水、废气、噪声、矸石等污染物（源）采取控制处理后排放或临时堆弃，并对环保工程列有专款。

1.1.10井下通信

矿井行政电话和调度电话共用一台程控调度机，设备选用DHK-1型矿用调度总机，电话站设在矿办公楼内。井下用户话机为按键话机，型号为HAK-1本安型。电话站至井下选用MHYV 1×4×7/0.37型矿用电话电缆，用户话机线选用MHYV 1×4×7/0.28软电缆，以完成矿井的内部通讯。井下电话设置地点是绞车房、绞车下部摘钩处、采掘工作面、局部通风机等。

1.1.11供水水源

生活用水水源：取自矿井附近的山泉水，水源地距地面工业场地约0.5km。涌水量10-15m/h。水质较好，通过工业场地水池蓄水后，用管道引至矿区生活及生产水池，可满足矿井生活用水需要。

生产用水：矿井生产用水主要来源于经污水处理系统处理后的矿井水，不足时由山泉水补充。

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该矿井生产、生活消防最高日用水量约1439m/d，其中生活用水量约297m/d，生产用水量约33

640.2m/d，，井下防尘洒水用水量约501.8m/d。

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1.1.12矿井电源

矿井设计为双电源供电，在工业场地新建1座10kV变电站，双回路供电电源均引自110kV大方县新铺变电站不同母线段，电压等级为10kV，电源线路为LGJ-185/30型架空线路，线路长度为5km；矿井用电有保障。

该矿一回路电源已引到矿上，过渡期暂时采用单电源供电，矿井建成投产前必须将双回路电源建成并完善。

矿井电源高压为10kv，地面电源低压为380v、220v；井下高压为10kv，低压为660v、127v。

1.1.13煤层自燃倾向性

根据贵州省煤田地质局实验室提供的金沙县金沙县4号煤矿C5、C6、C7、C8、C9、C15煤层《煤炭自燃倾向等级鉴定报告》，本矿井C5、C6、C7、C8、C9、C15煤层自燃倾向分类均为Ⅲ级，即不易自燃煤层。

在开采过程中必须采取必要的防灭火措施，合理确定工作面推进速度，并注意外因火灾的防治。

1.2矿井基础资料

1.2.1井田范围及地质储量

金沙县4号煤矿于2011年2月取得贵州省国土资源厅换发的采矿许可证（证号：

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C5200002009101120041143），矿井生产规模30万t/a。其矿区范围由8个拐点圈定，矿区面积为3.3029 km，开采深度由+1450m～+1050m标高。矿区范围拐点坐标（西安80坐标）如下：

表1-4-1 矿界拐点坐标表

拐点号 1 2 3 4 5 6 7 8 X 3018536.45 3019286.44 3019646.26 3020634.24 3020633.78 3019885.8 3019885.73 3018535.75 准采标高：+1450m～+1050m 2矿区面积：3.3029km

地质资源量：

根据贵州省林东矿业集团有限责任公司2008年12月提交的《贵州省金沙县4号煤矿扩界勘查及资源储量核实报告》和贵州省国土资源厅文件《关于<贵州省金沙县4号煤矿扩界勘查及资源储量核实报告>矿产资源储量评审备案的证明》（黔国土资储备字[2009]45号），评审备案的煤矿（建议开采标高+1450～+1050）保有资源量（332+333+334？）1957万t。其中：（332）为220万t、（333）695万t、（334？）1042万t。

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根据矿方实际揭露，矿区内可采煤层倾角为9°。二盘区C5块段平面积为1250594m，C6块段平面积

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为1276598m，C7块段平面积为1318777m，C8块段平面积为1335544m，C9块段平面积为1533344m，C5煤层厚度为0.93m，C6煤层厚度为0.85m，C7煤层厚度为1.47m，C8煤层厚度为0.83m，C9煤层厚度为1.08m，

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各煤层容重均为1.45 t/m：故采用平面投影地质块段法估算资源量。估算公式:

Q＝S×M×D/cosα

式中：Q——煤炭资源量（t）；

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S——块段平面积（m）； α——平均倾角（ °）； M——平均厚度（m）；

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Y 35636313.1 35636313.38 35636773.5 35636773.86 35638018.84 35638018.56 35638213.56 35638213.06 矿井瓦斯防治课程设计 金沙县4号煤矿

D——平均体重（t/m）。

则C5：Q＝S×M×D/cosα=1250594×0.93×1.45/cos9°＝1707939t=170.79万t C6：Q＝S×M×D/cosα=1276598×0.85×1.45/cos9°＝1593019t=159.31万t C7：Q＝S×M×D/cosα=1318777×1.47×1.45/cos9°＝2846012t=284.61万t C8：Q＝S×M×D/cosα=1335544×0.83×1.45/cos9°＝1627363t=162.74万t C9：Q＝S×M×D/cosα=1533344×1.08×1.45/cos9°＝2431149t=243.12万t

所以二盘区保有资源储量=170.79+159.31+284.61+162.74+243.12=1020.57万t，二盘区设计以此数据做为依据。

由于二盘区首采面已形成，所以首采面的资源/储量级别为332；三条井筒、区段轨道斜巷和区段回风斜巷均为穿层布置，揭露煤层后发现煤层赋存稳定，煤层厚度、倾角与地质报告中基本一致，所以二盘区内除首采面以外的资源/储量级别为333。二盘区保有资源储量为：1020.57万t，其中332为7.8万t，333为1012.77万t（详见表1-4-2）。二盘区设计以此数据做为依据。

表1－4－2 金沙县4号煤矿二盘区资源量估算汇总表 类别 总资源量 保有资源/储量煤层 （万t） 332（万t） 333（万t） 编号 C5 C6 C7 C8 C9 合计 7.8 7.8 162.99 159.31 284.61 162.74 243.12 1012.77 170.79 159.31 284.61 162.74 243.12 1020.57 3

1.3.含煤地层及煤层 1.3.1含煤性

含煤岩系为二叠系上统龙潭组(P3l)，龙潭组系海陆交互相含煤建造，主要由陆源碎屑岩及煤组成,厚度148.19m,。含煤10～26层，煤层总厚9.88m，含煤系数6.72％；其中可采煤层6层，平均总厚6.46m，含煤系数4.40％；其中C7、C9、C15号煤层厚度、层位均较稳定，全矿区可采，C5、C6、C8号煤层层位均较稳定，矿区内局部可采。

1.3.2可采煤层

矿区内含煤地层含可采及局部可采煤层6层，编号为C5、C6、C7、C8、C9、C15。其分布特征见表2-1-2。

表2-1-2 可采煤层特征表 煤 层 夹 石 全层厚度(m) 间 距(m) 煤层 最小～最大 最小～最大 煤层平标志结构 稳定性 可采性 均倾角 层数 主要岩石 平均 平均 层 （°） 实际揭露地质报告数数据 据 P3c 0.55-1.30 全区 C5 简单 较稳定 9 2.80-4.56 2.80-4.56 可采 0.93 0.75-0.95 4 3.68 全区 C6 简单 较稳定 9 16-20 9.1-11.3 可采 0.85 1.30-1.63 18 10.2 全区 C7 简单 较稳定 9 12-14 5.81-6.99 可采 1.47 0.40-1.25 13 6.47 局部 C8 简单 较稳定 9 20-25 5.86-9.53 可采 0.83

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矿井瓦斯防治课程设计 金沙县4号煤矿 C9 C15 P2m 0.96-1.20 1.08 0.82-3.12 1.97 简单 较稳定 简单 较稳定 全区 可采 全区 可采 9 9 23 56-62 59 7.7 76.6-85 80.9 0～1 炭质泥岩 2.62-4.35 3.49 说明：本次设计层间距、可采性均采用实际揭露。

C5煤层:位于龙潭组（P3l）上部，上距长兴组（P3c）底界29.80m，距L3灰岩8.98～15.03m；下距C6煤层2.80～4.56m，平均4m。厚度0.55～1.30m，平均厚度0.93m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、炭质泥岩为主，并富产植物化石。该煤层在+1340m以上已大部揭露或开采，煤层稳定全区可采煤层。

C6煤层:位于龙潭组（P3l）上部，上距5号煤层2.80～4.56m，平均4m；下距C7煤层16-20m，平均18m。厚度0.75～0.95m，平均厚度0.85m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、炭质泥岩为主，并富产植物化石。该煤层有2个工程点控制，为较稳定全区可采煤层。

C7煤层:位于龙潭组（P3l）上部，上距C6煤层16-20m，平均18m；下距C8煤层12-14m，平均13m。厚度1.30～1.63m，平均厚度1.47m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、炭质泥岩为主，并富产植物化石。该煤层有2个工程点控制，为较稳定全区可采煤层。

C8煤层:位于龙潭组（P3l）上部，上距C7煤层12-14m，平均13m；下距C9煤层20-25m，平均23m。厚度0.40～125m，平均厚度0.83m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、炭质泥岩为主，并富产植物化石。该煤层有3个工程点控制，为较稳定局部可采煤层。

C9煤层:位于龙潭组（P3l）中上部，上距C8煤层20-25m，平均23m；下距L4灰岩10.44～11.94m，平均11.19m。厚度0.96～1.20m，平均厚度1.08m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、炭质泥岩为主，并富产植物化石。该煤层在+1315m以上已部分揭露，为稳定全区可采煤层。

C15煤层:位于龙潭组（P3l）底部，上距C9煤层56-62m，平均59m；下距茅口组灰岩2.62～4.35m，平均3.49m。厚度0.82～3.12m，平均厚度1.97m。煤层结构简单。顶板岩性以粉砂质泥岩、泥灰岩为主。直接顶板为泥岩。底板以粘土岩、铝土质泥岩为主。该煤层在+1255m以上已大部开采，为较稳定全区可采煤层。

1.3.3煤层顶、底板情况

C5煤层：顶板为灰色含泥质粉砂岩、细砂岩夹页岩。底板为粉砂岩、泥质页岩，含黄铁矿结核。 C6煤层：顶板为灰色粉砂岩、泥岩。底板为粉砂岩、泥岩。

C7煤层:顶板为灰色含泥质粉砂岩、粉砂质泥岩。底板为炭质泥岩、泥岩 C8煤层:顶板为灰色含泥质粉砂岩、炭质泥岩。底板为粉砂岩、泥岩。 C9煤层：顶板为黑色炭质页岩。底板为粉砂岩、炭质页岩。

C15煤层:顶板为深灰色页岩、粉砂岩。底板为灰白色铝土质泥岩、炭质页岩，含黄铁矿结核。 各煤层的顶板多为不稳定至中等稳定岩层，底板多为软弱至半坚硬岩层。

综上所述，C5、C6、C7、C8、C9、C15煤层顶、底板局部可能出现跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题。本矿区工程地质条件为中等。在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。

1.3.4煤尘爆炸指数及煤尘爆炸危险性

根据贵州省煤炭管理局文件《关于<关于请求审批金沙县水井湾等10处煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告>的批复》（黔煤生产字[2008]556号）结论 :金沙县4号煤矿C9煤层在开采+1280m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层。根据贵州省能源局文件《关于对<关于请求审批金沙县4号煤矿C15煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告>的批复》（黔能源发[2009]79号）结论：金沙县4号煤矿C15煤层+1180m标高以上区域不具有突出危险性。

本设计主采煤层为C5、C6、C7、C8、C9煤层，设计开采最低标高为+1305m，由于C5、C6、C7、C8没

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矿井瓦斯防治课程设计 金沙县4号煤矿

有做煤与瓦斯突出鉴定，根据（黔安监管办字[2007]345号）文件金沙县4号煤矿所在区域为贵州省划定突出区域，故本设计按煤与瓦斯突出矿井设计。

建议矿方尽快请有资质的单位对矿区所有可采煤层做煤与瓦斯突出危险性鉴定。

1.3.5煤层瓦斯压力

井田地质勘探阶段没有对压力进行测试。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的《金沙县金沙县4号煤矿C9、C13煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》（批文号：黔煤生产字[2008]556号）结论 :金沙县4号煤矿C9煤层在开采+1280m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层，C9煤层最大瓦斯压力为0.28MPa。

无瓦斯压力测试参数的煤层瓦斯压力（P）通常按照以下经验公式预测计算，或者由专业人员用标准瓦斯压力测量仪器在井下以实际测量为准。

P＝（2.03～10.13）×H/1000（MPa），H为垂深。 二盘区第一区段埋深较小（146m），即为二盘区容易时期，开采二盘区最后一个区段时埋深大（194m），即为二盘区困难时期。

基于安全考虑，容易时期P＝10.13×146/1000=1.48（MPa），困难时期P＝10.13×194/1000=1.97（MPa）

1.3.6矿井瓦斯等级

金沙县高坪乡金桥煤矿和金沙县4号煤矿矿区相邻，矿区边界紧紧相邻，主采C5、C6、C7、C8、C9、C15煤层，与金沙县4号煤矿属同一煤系。

33

瓦斯：金桥煤矿2010年矿井相对瓦斯涌出量为55.14m/t，绝对瓦斯涌出量为18.38m/t，为高瓦斯矿井。按煤与瓦斯突出矿井设计。

1.3.7矿井煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出危险性

根据贵州省煤炭管理局文件《关于<关于请求审批金沙县水井湾等10处煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定报告>的批复》（黔煤生产字[2008]556号）结论 :金沙县4号煤矿C9煤层在开采+1280m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层。根据贵州省能源局文件《关于对<关于请求审批金沙县4号煤矿C15煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告>的批复》（黔能源发[2009]79号）结论：金沙县4号煤矿C15煤层+1180m标高以上区域不具有突出危险性。

本设计主采煤层为C5、C6、C7、C8、C9煤层，设计开采最低标高为+1305m，由于C5、C6、C7、C8没有做煤与瓦斯突出鉴定，根据（黔安监管办字[2007]345号）文件金沙县4号煤矿所在区域为贵州省划定突出区域，故本设计按煤与瓦斯突出矿井设计。

建议矿方尽快请有资质的单位对矿区所有可采煤层做煤与瓦斯突出危险性鉴定。

1.4矿井开拓、开采概况 1.4.1井田开拓方式

采用斜井开拓，利用已建成的主斜井、副斜井和回风斜井作为本次设计的主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井从C5煤层顶板+1446m标高处按172°的方位角、-22°的坡度掘进穿层到C15煤层底板+1206m标高；副斜井从C5煤层顶板+1445m标高处按178°的方位角、-25°的坡度掘进到C15煤层+1253m标高处后再沿C15煤层倾斜方向掘到+1234m标高；回风斜井从C5煤层顶板+1444m标高处按173°的方位角、-26°的坡度掘进到C15煤层底板+1250m标高处后再沿C15煤层倾斜方向掘到+1225m标高。利用原在+1234m标高处沿C15煤层走向+3?的坡度布置的C15运输大巷的一部分作为本次设计的运输平巷；利用原在+1241m标高处沿C15煤层走向+3?的坡度布置的C15轨道大巷的一部分作为本次设计的轨道平巷；利用原在+1225m标高处沿C15煤层走向+3?的坡度布置的C15回风大巷的一部分作为本次设计的回风平巷。区段轨道斜巷从轨道平巷处按148°的方位角、15°的坡度掘进到C5煤层+1305m标高；区段运输斜巷从运输平巷处按137°的方位角、15°的坡度掘进到C5煤层+1305m标高；利用已形成布置在C5煤层中按148°方位角、9°的坡度布置的运输上山作为本设计的运输上山；利用已形成布置在C5煤层中按148°方位角、9°的坡度布置的轨道上山作为本设计的轨道上山；利用已形成布置在C5煤层中按148°方位角、9°的坡度布置的回风上山作为本设计的回风上山；运输上山、轨道上山和回风上山在＋1280m标高处经联络巷连通，构成开拓、准备系统，形成负压通风。

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在各区段间运输上山、轨道上山和回风上山分别采用平巷和反向石门与各煤层联系，在C5煤层北东翼布置20501工作面作为首采工作面（已形成），在C5煤层南西翼布置20502回风巷和20502运输巷两个掘进工作面。

通风方式：并列式。 通风方法：机械抽出式。

1.5采煤工艺及主要设备 1.5.1采煤方法

根据煤层的倾角和现在巷道情况，设计采用走向长壁后退式采煤法。工作面通风方式为全负压“U”型通风。

1.5.2采场支护及顶板管理

该矿采用走向长壁后退式采煤法，工作面选用DW25－25/100型单体液压支柱和HDJA-1200型金属铰接顶梁支护，错梁齐柱式布置方式，支柱排距0.6m，柱距0.7m，“三、四”排控顶，最大控顶距3.8m（机道宽度1.7m，四排柱子宽度1.8m，切顶柱与切顶线之间宽度0.3m），最小控顶距3.2m（机道宽度1.7m，三排柱子宽度1.2m，切顶柱与切顶线之间宽度0.3m），放顶步距为0.6m，全部垮落法管理顶板。工作面切顶线每隔0.7m打一棵戗柱支护，煤壁落煤后及时挂梁支护，若顶板压力较大，可增设木垛。支护时可在支柱底部加垫板，防止支柱插入底板。放顶时为防止矸石窜入作业空间，在靠采空区一侧设置挡矸帘。

采面上下出口采用工字钢(3.6米长)四对八根交替迈步前移支护，上、下安全出口巷道超前支护为20米，采用DW25-25/100型外注式单体液压支柱打成托梁支护。回采后采用全部垮落法管理顶板。

1.6开采顺序

1.6.1煤层间开采顺序

本次设计可采煤层5层，即C5、C6、C7、C8、C9煤层，煤层间开采顺序为：C5→C6→C7→C8→C9。 1.6.2盘区内的开采顺序

盘区内开采顺序为：一盘区（已开采完毕）→二盘区→三盘区→四盘区。 1.6.3盘区内区段间开采顺序 区段遵循自上而下的开采顺序。 1.6.4区段内的开采顺序

区段内开采顺序为：先开采北东翼，再开采南西翼

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第二章 矿井瓦斯储量及可抽量预测

2.1矿井瓦斯储量计算 2.1.1煤层瓦斯含量

常用的煤层瓦斯含量测算法是：取煤样送实验室做煤的吸附性能实验，求出吸附常数a、b值，并在井下相应地点测定煤层的瓦斯压力，以公式3-1-1计算瓦斯含量：

X?abP100?Aad?Mad110KP ???1?bp1001?0.31Mad?式中X——煤层瓦斯含量，m3/t；

a——吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/t，一般为15—55m3/t，本矿取35m3/t； b——吸附常数，MPa-1，一般为0.5—5MPa-1，本矿取3MPa-1； P——煤层绝对瓦斯压力，MPa；

Aad——煤的灰分，%；

Mad——煤的水分，%；

K——煤的孔隙体积，m3/t，本矿各煤层均为无烟煤，煤的孔隙体积大约为0.088m3/t；

?——煤的视密度，t/m3，本矿煤质均为无烟煤，无烟煤的视密度为1.40 ~1.70 t/m3，所以本矿煤

的视密度均取1.55t/m3；

又由煤炭自燃倾向等级鉴定表知：

表2—1 煤炭自燃倾向等级鉴定汇总表

工业分析 （%） 煤号 水分 Mad C5 C6 C7 C8 C9

又P??H,?—瓦斯梯度，本矿取0.00393MPa/m；通常，H取煤层埋深的最大值，

2.18 2.29 2.93 2.71 0.89 灰分 Ad 10.08 17.12 15.56 22.88 27.81 挥发分 Vdaf 4.98 6.69 6.27 8.66 7.32 焦渣特征 真相对密度 TRDd 1.64 1.67 1.55 1.63 1.65 全硫 煤吸氧量 cm3/g干煤 1.13 1.08 0.95 1.22 1.32 自燃倾向 分类 St,d 1.75 0.39 0.35 1.59 0.78 2 2 2 2 2 Ⅲ级 Ⅲ级 Ⅲ级 Ⅲ级 Ⅲ级 H?煤层底板等高线?水平标高，m；

由矿井的煤层地质地形图知：

H(C5)=1750-1200=550m、H(C6)=550+24=574m、H(C7)=574+20=594m、H(C8)=594+101=695m、H(C9)=750+24=774m；则：

P(C5)=0.00393*550=2.162MPa、P(C6)=0.00393*574=2.256MPa、P(C7)=0.00393*594=2.334MPa、

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P(C8)=0.00393*695=2.731MPa、P(C8)=0.00393*774=3.042MPa

将数据带入上式计算结果经整理后得：

表2-2

?Aad煤层 X（m3/t） a（m3/t） b（Mpa-1） Mad（%） k（m3/t） P（Mpa） （%） （t/m3） C5 C6 C7 C8 C9 14.923 12.641 15.199 14.473 15.179 40 40 40 40 40 3 3 3 3 22.45 10.56 17.22 16.32 2.90 4.19 3.69 4.96 4.78 0.125 0.125 0.125 0.125 0.125 1.6 1.6 1.6 1.6 1.6 2.162 2.256 2.334 2.731 2.385 3 24.05 瓦斯储量计算范围：除井田范围内各可采煤层参与瓦斯储量计算范围以外，还应包括受开采层采动影响的向矿井涌出瓦斯的不可采煤层和围岩。

瓦斯储量是指煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯煤岩层赋存的瓦斯总量，其计算公式：

WK?W1?W2?W3

式中：WK─矿井瓦斯储量，m3；

W1─可采煤层的瓦斯储量总和，m3；

W1??Ai?1n1i?X1i

式中：A1i─矿井每一个可采煤层的煤炭储量，t； n─矿井可采煤煤层数；

X1i─每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t

W2─可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层瓦斯储量总和，m3；

W2??Ai?1n2i?X2i

式中：A2i─可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的煤炭储量，t； n─矿井可采煤层采动影响范围内的不可采煤层数； m3/t；

X2i─每一个可采煤层的瓦斯含量，

可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层的瓦斯储量， W3─采动影响范围内的围岩瓦斯储量，m3；当围岩瓦斯很小时W?0；若含瓦斯量多时，

3可实测或按下式计算：

W3?K(W1?W2)，K─围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05～0.20

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本矿可采煤层5层分别为：C5、C6、C7、C8、C9，开采层为：C5,又由于采动影响范围为：上邻近层取50m～60m，下邻近层取20m～30m；故受C5的采动影响的上部煤层有C6，受采动影响的下部煤层有C7、C8，以及受C5采动影响的围岩的瓦斯涌出。

因C5上部煤层有C6、受采动影响的下部煤层有C7、C8，以及受C5采动影响的围岩的瓦斯涌出都不大，所以可以认为其值为0，即:W2?0、W3?0;。

2.2可采煤层的瓦斯储量总和

根据开拓布局煤由一、二采区进行开采。因为C5、C6、C7、C8、C9全部可采，所以煤层的瓦斯储量为五层煤的瓦斯储量之和。

2.2.1矿井每一个可采煤层的煤炭储量

计算瓦斯储量时，煤层采用工业资源储量，即根据某矿的基础资料中的表2-1-4某矿矿区范围资源量汇总表，可知：

表2-3 工业资工业场主要井公路采区煤层井田边煤柱合源储量地煤柱巷煤柱保护回采编号 界煤柱 计(万t) （万t） （万t） （万t） 煤柱 率 C5 C6 C7 C8 C9 合计 138.192 127.448 227.688 130.192 194.496 818.016 4.7 4.7 13.7 13.7 5.1 4.7 4.6 3.8 3.5 21.7 7.64 6.98 12.08 6.82 8.87 42.39 28.5 26.5 25.5 41.5 26 148 80% 80% 80% 80% 80% 设计可采储量（万t） 77.182 74.938 136.868 78.912 127.776 495.676 2.2.2矿井每一个可采煤层的瓦斯含量 井田地质勘探阶段没有对压力进行测试。根据中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室提交的《金沙县金沙县4号煤矿C9、C13煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》（批文号：黔煤生产字[2008]556号）结论 :金沙县4号煤矿C9煤层在开采+1280m水平以上时不具有突出危险性，属非突出煤层，C9煤层最大瓦斯压力为0.28MPa。

2.2.3各可采煤层的瓦斯储量及其总和

W1??A1i?X1i

i?1n

式中A1i—矿井每一个可采煤层的煤炭储量，t；

n—矿井可采煤煤层数；

X1i—每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；

各可采煤层的瓦斯储量及其总和见表2-4。

煤层的瓦斯储量及其总和 可采煤层 C5号煤层 C6号煤层 C7号煤层 C8号煤层

煤炭储量(万吨) 170.79 159.31 284.61 162.74 瓦斯含量(m3/t) 14.923 12.641 15.199 14.473 瓦斯储量(万m3) 8825.462 6234.541 7914.119 8905.237 第9页

矿井瓦斯防治课程设计 金沙县4号煤矿 C9号煤层 合计 243.12 1020.57 13.456 73.841 6932.721 39879.359

由上表可知本矿可采煤层的总瓦斯储量为：39879.359万m3。 又∵W2?0、W3?0; ∴WK=39879.359万m3

2.3可抽瓦斯量预测 2.3.1可抽瓦斯量

可抽瓦斯量是指瓦斯储量中可能被抽放出来的瓦斯量，可按以下公式概算：

WC?WK*K K?K1*K2*K3

K1?K4(My?Mc)/My

式中：

WC——矿井可抽瓦斯量，m3 ；

WK——矿井瓦斯储量，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，可取1.2；

K3——矿井瓦斯抽放率，%。预抽煤层瓦斯时，可取25%~35%；抽采上下邻近层瓦斯时，可取

35%~45%；本矿取40%；

K4——煤层瓦斯排放率，%；本矿取72%；

My——煤层原始瓦斯含量，m3/t；由上表知

My=14.309m3/t（取4层煤的瓦斯含量的平均值）

Mc——运输到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；

煤中残存瓦斯量可用下式求得：

Wc? 0.1ab100?Aad?Mad1????

1?0.1b1001?0.31Mad?式中Wc—煤中残存瓦斯含量，m3/t；

a—吸附常数，试验温度下的极限吸附量，m3/t，一般为15—55m3/t，本矿取40m3/t；

b—吸附常数，MPa-1，一般为0.5—5MPa-1，本矿取3MPa-1；

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P—煤层绝对瓦斯压力，MPa；

Aad—煤的灰分，%；

Mad—煤的水分，%；

?—煤的孔隙体积，m3/t，本矿各煤层均为无烟煤，煤的孔隙体积大约为0.125m3/t；

?—煤的视密度，t/m3，本矿煤质均为无烟煤，无烟煤的视密度为1.40 ~1.70 t/m3，所以本矿

煤的视密度均取1.6t/m3；

计算结果如表2-5所示：

表2-5煤中残存瓦斯量表 煤层 a（m3/t） b（Mpa-1） C5 C6 C7 C8 C9

∴K1?K4(My?Mc)/My?72%(14.309?3.347)/14.309?0.552； ∴ K?K1*K2*K3?0.552*1.2*40%?0.2648； ∴ WC?WK*K?31879.359万m3*26.48%?8440.42万m3；

40 40 40 40 40 3 3 3 3 3 Aad（%） 22.45 24.05 10.56 17.22 18.32 平均 Mad（%） 2.90 4.19 3.69 4.96 3.78 ?（m3/t） 0.125 0.125 0.125 0.125 0.125 Wc（m3/t）?（t/m3） 1.6 1.6 1.6 1.6 1.6 3.707 2.961 3.606 3.112 3.321 3.347 2.3.2抽放率指标

设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放方法、瓦斯涌出来源等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。

抽放率指标应符合《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027－2006）第.6.3条的有关规定：

——预抽煤层瓦斯的矿井：瓦斯抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；

——领近层和卸压瓦斯抽放的矿井：瓦斯抽出率应不小于36%，回采工作面抽出率应不小于45%； ——采用综合抽放方法的矿井：矿井抽放率应不小于30%；

——煤与瓦斯突出的矿井，预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa以下。

2.3.3抽放率判定

由于本矿采用预抽煤层瓦斯，属于预抽煤层瓦斯的矿井，瓦斯抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%，故本矿瓦斯抽放率为20%<26.48%；故本矿的抽放系数即为瓦斯抽放率26.48%；

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第三章 瓦斯涌出量预测计算

3.1煤层瓦斯主要参数 3.1.1煤的孔隙率

本矿5层煤层，据分析计算，在自然条件下，煤层中吸附状态存在的瓦斯约占90%，而自由状态存在的瓦斯仅占10%，这说明了绝大多数瓦斯是以吸附状态存在的煤体的。

煤的孔隙率=[（0.045m3/t）/（0.69 m3/t）]*100%=6.52%

3.1.2瓦斯含量分布梯度

矿方提供的《贵州省金沙县某矿资源储量核实报告》、《金沙县某矿C5、C6煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》中未提供瓦斯压力梯度相关参数，瓦斯压力梯度根据鉴定报告中表4.2 测压钻孔参数表及结果计算得0.0039286MPa/m即为瓦斯含量分布梯度。

3.1.3煤层透气性系数

煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志。

本矿为改扩建矿井，业主提供的储量核实报告中没有煤层瓦斯压力、瓦斯煤层透气性系数、瓦斯涌出量等相关资料

??K 2?Pn式中?—煤层透气系数，m2／(MPa2·d)

K—煤层参透率，m2，这里取0.3m达西，即3.0×10-16 m2； ?—流体的绝对黏度，Pa·s，对于甲烷?=1.1034 Pa·s；

Pn—标准状况下大气压力，0.101325 MPa 。

故煤层透气性系数为??13.42m/(MPa?d)

223.1.4瓦斯放散初速度

因没有鉴定，而且本矿按照煤与瓦斯突出矿井设计，故需设计中瓦斯放散初速度应该≥10。

3.2矿井瓦斯涌出量预测计算（采用分源预测法计算） 3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预测计算

回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24小时为一个圆班，采用式3-2-1计算：

q采?q1?q2;

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，m3/t； q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；

3.2.2开采层相对瓦斯涌出量

本矿井18、29、51、73号煤层均为中厚煤层，所以开采层相对瓦斯涌出量按照薄及中厚煤层不分层开采设计。开采层瓦斯涌出量公式见式3-2-2。

q0?K1?K2?K3?m?(W0?Wc) M

q0—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；

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K1—围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1—1.3；因本矿采用全部垮落法管理顶板， 故K1取值

为1.3。

K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数计算。本矿的可采煤层的工作面回采率均为95%，故取K2=100/95=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，本矿采用走向长壁后退式采

煤法。K3的计算公式如下：

K3=（L-2h）/L； L—工作面长度，m；

h—掘进巷道预排等值宽度，m；由于M18煤层为无烟煤，煤壁的最大暴露时间为626（工作面长度）/4.8（日推进量）=130天，查AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法中的表D.1可知h取值为10.5m

∴ K3=（L-2h）/L=（626-2×10.5）/626=0.966；

m—开采层厚度，本矿一采区首采工作面为18号煤层，煤层平均厚度为2.21m； M—工作面采高，由上知采高为2.21m；

W0—煤层原始瓦斯含量，m3/t；据第二节算的煤层原始瓦斯含量为14.309m3/t； Wc—运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，18号煤层的瓦斯残存瓦斯含量为3.707m3/t；

q0?1.3?1.05?0.966?2.21?(14.309?3.707)?13.980m3/t。 2.213.2.3邻近层相对瓦斯涌出量:

1－上邻近层；2－缓倾斜煤层下邻近层；3－倾斜、急倾斜煤层下邻近层。

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本矿首采面的下邻近层为18号煤层，无上邻近层，只有下邻近层。由于M18煤层与M29煤层之间的层间距为19.8～27.6m，M29煤层与与M51煤层之间的层间距为15～25m，M51煤层与M73煤层之间的层间距为98~104m，煤层倾角均为22?，为缓倾斜煤层；由上图可知，可算作首采层M18的邻近层的煤层为M29、M51；M73由于距离太远不受18号煤层的采动影响。

邻近层相对瓦斯涌出量用下式计算：

q2??(W0i?Wci)?i?1nmi??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；M29煤厚1.99 、M51煤厚 1.95

M—工作面采高，2.21m；

?i—第i个邻近层瓦斯排放率，%，查AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法中的表D.1可知：

M29可取31%、M51可取7%；

W0i—第i个邻近层煤层原始瓦斯含量； Wci—第i个邻近层煤层残存瓦斯含量；

本矿首采煤层均为C5号煤层，其下邻近层依次为C6、C7、C8、C9号，无上邻近层。则邻近层相对瓦斯涌出量见表3-1。

邻近层相对瓦斯涌出量（m3/t） 邻近层工作面煤层厚采高度M(m) mi(m) 1.99 1.95 2.21 2.21 邻近层瓦斯排放率邻近层煤层原始瓦斯含量邻近层煤层残存瓦斯含量邻近层相对瓦斯涌出量q2 (m3/t) 2.152 0.604 2.756 邻近层 与开采层垂直距离(m) ?i（%） 31 7 W0i (m3/t) 10.797 13.572 Wci(m3/t) 3.088 3.798 下邻近层 29 51 24 44 合计

由上表知本矿邻近层相对瓦斯涌出量为：2.756m3/t.

则回采工作面相对瓦斯涌出量：q采= q1 + q2=13.980+2.756=16.736m3/t。

3.2.4掘进工作面瓦斯涌出量预测计算

掘进工作面瓦斯涌出量用绝对瓦斯涌出量表示，其计算公式如：

Q掘? q3 ? q4

Q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；

q3——掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min； q4——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min；

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3.2.4.1掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量

掘进巷道煤壁瓦斯涌出量按式3-2-6计算。

q3?D?v?q0?(2L?1) vq3 —掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；

D —巷道断面内煤壁暴露面的周边长度，m；本矿为中厚煤层，D=2m0=2×2.21=4.42m； v —巷道平掘进速度，m/min；本矿掘进面推进速度为4.8m/天，即0.0033 m/min； L —巷道长度，本矿掘进巷道长度由采区巷道布置图量得为1106m；

，如无实测值可参考式(B.2)计算 q0 —煤壁瓦斯涌出强度，m3/（㎡·min）

r2 0 ? ???(B.2) 0 式中：

q0——巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3／(m2?min)： Vr——煤中挥发分含量，％；本矿为6.32%；

W0——煤层原始瓦斯含量，m3／t，本矿为14.309m3／t；

q0=0.026(0.004(Vr)2+0.16)W0=0.026×(0.004×0.06322+0.16)×13.148= 0.060 m3/（㎡·min）；

q?0.026[0.0004(V)?0.16]?W则q3?D?v?q0?(2L1106?1)?4.42?0.0033?0.060?(2??1)=1.014m3/min v0.00333.2.4.2掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量

本矿掘进巷道是在C5煤层中掘进，掘进巷道落煤的瓦斯涌出量用式3-2-7计算：

q4 ——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min；

S—掘进巷道断面积，本矿工作面掘进巷道断面为9.4㎡；

V—巷道平掘进速度，本矿掘进面推进速度为4.8m/天，即0.0033 m/min； γ—煤的密度，本矿1号煤层平均密度为1.5 t/m3；

W0 —煤层原始瓦斯含量，m3/t；本矿18号煤层的原始瓦斯含量为14.309m3/t； Wc—煤层残存瓦斯含量，m3/t ；本矿18号煤层的残存瓦斯含量3.707m3/t； 则q4=S×v×γ×(W0-Wc)=9.4×0.0033×1.5×（14.309-3.707）=0.493m3/min。

3.2.4.3掘进工作面绝对瓦斯涌出量

则掘进面绝对瓦斯涌出量为：Q掘= q3 + q4=1.104 +0.493=1.597 m3/min，又掘进出煤量为2.24万t/a,故有掘进面相对瓦斯涌出量为：33.943m3/t(其中，每年的工作日按330天算，掘进出煤量是2.24万t/a)。

3.2.5生产采区瓦斯涌出量预测计算

本矿设计两个采区，现在可采一采区，一采区有一个回采工作面，每个工作满面年产量为47.13万吨。生产采区瓦斯涌出量用式2-3-8表示：

q区?K'(?q采iAi?1440?q掘i)i?1i?1nnA0

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q区—生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；

K'—生产采区内采空区相对瓦斯涌出量系数，查AQ1018取值1.35；

q采i—第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，一个回采工作面首采煤层为18号煤层，所以采面的相对瓦

斯涌出量为15.163m3/t；

Ai—第i个回采工作面日产量，本矿采面的日产量为0.143万t，即1428t/天； q掘i—第i个掘进面绝对瓦斯涌出量，掘进面的绝对瓦斯涌出量为1.597 m3/min； A0—生产采区平均日产量，生产采区的平均日产量为0.157万t，即1571t/天；

则第一采区相对瓦斯涌出量为

q区1?1.35?(16.736?1428?1440?1.597)=20.336m3/t。

15713.3矿井瓦斯涌出量预测计算

矿井瓦斯涌出预测值(生产时期、矿井日产量；矿井瓦斯涌出量含回采、掘进、采空区)。矿井瓦斯涌出量按照式2-4-1计算。

q井?K''(?q区iA0i)n?Ai?1i?1n-9

0iq井—矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；

； K''—已采采空区瓦斯涌出系数，查AQ1018取值1.25；

q区i—第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；一采区相对瓦斯涌出量均为20.336m3/t；

A0i—第i个生产采区平均日产量t；一采区的平均日产量为 0.143万吨，即1428t/天；

则矿井瓦斯涌出量为q井?1.25?20.336?1428=25.664m3/t。

1428由以上计算可知本矿回采工作面瓦斯涌出量为15.163m3/t，掘进工作面瓦斯涌出量为33.943m3/t，生产采区瓦斯涌出量为20.336m3/t，矿井瓦斯涌出量为25.664m3/t。则选择最大的预测值作为矿井瓦斯涌出量设计的依据，即矿井相对瓦斯涌出量为33.943m3/t。

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第四章 矿井抽放瓦斯的必要性和可行性分析

4.1矿井瓦斯来源分析

4.1.1矿井瓦斯来源及涌出构成

矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区(包括其他辅助巷道)瓦斯涌出量之和。矿井瓦斯分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。全矿井瓦斯涌出量为33.943m3/t。

4.1.2回采工作面瓦斯来源及涌出构成

回采工作面瓦斯涌出量主要由开采层和邻近层瓦斯涌出量构成。一采区回采工作面瓦斯涌出量为16.736 m3/t，其中开采层瓦斯涌出量为13.980m3/t，邻近层的瓦斯涌出量为2.756m3/t。

4.2抽放瓦斯的必要性

抽放瓦斯的目的有：预防瓦斯超限、确保矿井安全（采用通风、抽放等措施）。

本矿设计生产能力为30万t/a，从瓦斯涌出量预测结果来看，矿井今后在深部的生产过程中瓦斯涌出量将增加，单纯靠通风系统来稀释瓦斯比较困难,因此，必须建立瓦斯抽放系统。

4.2.1回采工作面抽放瓦斯必要性分析

本矿由于未作煤层的瓦斯鉴定，且建设过程中未发生煤与瓦斯突出；故矿井仍按煤与瓦斯突出矿井进行设计，矿井在今后的建设生产过程中必须按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。对鉴定为不突出的区域按突出矿井的无危险区进行管理。因此，矿井安装抽放系统是必要的。

Q0?1.67?Q?K/C

Q0 ——采掘工作面设计风量, m3/s； Q——采掘工作面瓦斯涌出量, m3/min； K ——瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.5；

C ——《煤矿安全规程》允许的采掘工作面瓦斯浓度，%，取C=1。

对回采工作面而言，虽然单纯靠通风方法可以解决工作面瓦斯超限问题，但由于小矿生产的不稳定性和地质条件的多变性, 必须采取瓦斯抽放措施。

4.2.2掘进工作面抽放瓦斯必要性分析

《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》以及《煤炭工业设计规范》有关条款规定：一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决瓦斯不可能或不合理时应采用瓦斯抽放措施。本矿没有做过煤与瓦斯突出危险性鉴定，故根据黔安监管办字〔2007〕345号文件的规定，对于整个矿井而言仍应按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，对鉴定为不突出的区域按突出矿井的无危险区进行管理。因此，矿井安装抽放系统是必要的。

4.3抽放瓦斯的可行性分析

衡量煤层是否具有可抽性有两个指标：煤层的透气性系数λ和钻孔瓦斯流量衰减系数β。 煤层抽放瓦斯难易程度分类见表4-3-1。

表4-1 煤层预抽瓦斯难易程度分类表

指标 难易程度 容易抽放 勉强抽放 难以抽放 β（d-1） ＜0.005 0.005～0.05 ＞0.05 λ(m2/Mpa2.d) ＞10 10～0.1 ＜0.1 第三章中计算出?=13.42m2／(MPa2·d)，故本矿可按容易抽放煤层设计。

4.4抽放瓦斯效果预计

4.4.1回采工作面瓦斯抽放量

掘进工作面瓦斯来源主要为本煤层及邻近层瓦斯。在瓦斯涌出量预测时，回采工作面的瓦斯涌出量为

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15.163 m3/t。根据经验预测，回采工作面瓦斯涌出量为45%。全矿井瓦斯涌出量为33.943m3/t，乘上45万t/a，即乘上0.947t/min即32.144m3/min。采煤工作面瓦斯涌出量(占52%)为32.144×45%＝14.465m3/min。

采煤工作面抽放瓦斯量：根据预计的煤层钻孔抽放率以及工作面瓦斯涌出量占矿井总涌出量的百分比，预抽煤层瓦斯的矿井：瓦斯抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；则回采工作面抽出率取30%；

预计回采工作面抽放量(瓦斯纯量)为14.465×60％=8.679m3/min。又工作面的瓦斯被瓦斯抽放巷抽放75%，即有8.679*75%=6.510m3/min；被工作面的顺层钻孔抽放的瓦斯为1.855m3/min；

1）本煤层瓦斯抽放量

本煤层瓦斯涌出量为13.980m3/t，占回采面瓦斯涌出量的85.53%，本煤层瓦斯抽放量为5.56m3/min。 2）邻近层瓦斯抽放量

邻近层瓦斯涌出量为2.756m3/t，占回采面瓦斯涌出量的16.47%，邻近层瓦斯抽放量为2.081m3/min。

4.4.2掘进工作面瓦斯抽放量

在瓦斯涌出量预测时，掘进工作面的瓦斯涌出量为33.943 m3/t，即1.524m3/min。

根据煤矿瓦斯抽放规范，掘进工作面瓦斯涌出量为30%。掘进工作面瓦斯涌出量(占30%)为32.144×30%＝9.643m3/min。

掘进工作面抽放瓦斯量：根据预计的煤层钻孔抽放率以及掘进工作面瓦斯涌出量占矿井总涌出量的百分比，掘进工作面抽放量(瓦斯纯量)为9.643×30％=2.893m3/min。

4.4.3采空区瓦斯抽放量

本矿按照新建矿井设计，在瓦斯涌出量预测时为做采空区涌出量预测，根据煤矿瓦斯抽放规范，采空区瓦斯涌出量为25%。

采空区瓦斯涌出量(占25%)为32.144×25%＝8.036m3/min。 矿井建设中对采空区同时采取埋管抽放瓦斯，采空区抽放量(瓦斯纯量)为8.036×60％=4.822m3/min。

4.5矿井瓦斯抽放量

矿井瓦斯涌出的主要来源是回采工作面、掘进工作面、采空区，矿井瓦斯抽放主要抽放回采工作面、掘进工作面、采空区中的瓦斯，矿井瓦斯抽放量为回采面、掘进面、采空区的抽放量之和，则预计矿井瓦斯抽放量为12.33m3/min，瓦斯抽放量预测见表4-4-1。

表4-2 瓦斯抽放量预测表 矿井相计算矿井采煤工作面绝对掘工作进面绝对采空区绝对瓦斯采煤工作面抽掘进工作面抽采空区抽放量对涌出绝对涌出瓦斯涌出量瓦斯涌出量涌出量放量(抽放率放量(抽放率(抽放率量量(45％)(m3/min) (30％)(m3/min) (25％)(m3/min) 60％)(m3/min) 60％)(m3/min) 60％)(m3/min) (m3/t) (m3/min) 33.923 32.144

14.465 9.643 8.036 8.679 2.893 4.822

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第五章 矿井抽放瓦斯方法的选择

建立抽放瓦斯系统的矿井必须实施先抽后采或边采边抽，并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。多瓦斯来源的矿井，应采用综合抽放瓦斯方法。

5.1矿井瓦斯抽放方法的选择 5.1.1回采工作面瓦斯来源及构成

3

回采工作面瓦斯涌出量为16.736m/t，主要来源是本开采层和邻近层。其中本开采层瓦斯涌出量为33

13.980m/t，占采面瓦斯涌出量的83.53%；邻近层的瓦斯涌出量为2.756m/t，占采面瓦斯涌出量的16.47%。

5.1.2 本煤层瓦斯抽放方法

未卸压煤层进行预抽，煤层瓦斯抽放的难易程度可划分为三类：

1）煤层透气性较好，容易抽放的煤层，宜采用本层预抽方法，可采用顺层或穿层布孔方式。 2）煤层透气性较差，采用分层开采的厚煤层，可利用先采分层的卸压作用抽放未采分层的瓦斯。 3）单一低透气性高瓦斯煤层，可选用加密钻孔、交叉钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制预裂爆破等方法强化抽放。煤与瓦斯突出危险严重煤层，应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放方法。

结合本矿的实际情况，采用了专用的瓦斯抽放巷对煤层进行采前预抽，采用采区大面积抽放（未卸压抽放）和边采边抽（卸压抽放）相结合方式抽放回采工作面本煤层瓦斯。掘进工作面采用边掘边抽（卸压抽放）方法抽放本煤层瓦斯。

5.1.3邻近层瓦斯抽放方法

1）通常采用从开采层回风巷向邻近层打垂直或斜交穿层钻孔抽放瓦斯的方法。 2）当邻近层瓦斯涌出量大时，可采用顶（底）板瓦斯巷道（高抽巷）抽放。

3）当邻近层或围岩瓦斯涌出量较大时，可在工作面回风侧沿开采层顶板布置迎面水平长钻孔（高位钻孔）抽放上邻近层瓦斯。

C5号煤层的下邻近层C6、C15在可抽放的范围之内，采用从开采层回风巷向邻近层打垂直或斜交穿层钻孔抽放瓦斯的方法和专用的瓦斯抽放巷进行采前预抽煤层瓦斯。

5.1.4采空区瓦斯抽放方法

1）老采空区应选用全封闭式抽放方法。

2）现采空区可根据煤层赋存条件和巷道布置情况，采用顶（底）板钻孔法，有煤柱及无煤柱垂直及斜交钻孔法，插（埋）管法等抽放方法，并应采取措施，提高抽放瓦斯浓度。

3）开采容易自燃或自燃煤层的采空区，必须经常检测抽放管路中C0浓度和气体温度等有关参数的变化。发现有自然发火征兆时，必须采取防止煤自燃的措施。

本矿采取采空区埋管抽放的方式，将老空区加以密闭，插入抽放管进行抽放。为防止漏气，在室外设一均压室，通过均压达到防漏目的。如图5.1所示。

抽放管回风巷AA采空区进风巷A-A剖面回风平巷立管抽放管采空区1.5m

图5.1 采空区埋管抽放瓦斯示意图

5.1.5其它情况

1）煤与瓦斯突出矿井开采保护层时，必须同时抽放被保护煤层的瓦斯。

2）埋藏浅、瓦斯含量高的厚煤层或煤层群，有条件时，可采用地面钻孔预抽开采层瓦斯、抽放卸压邻近层瓦斯或抽放采空区瓦斯的方法。

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3）对矿井瓦斯涌出来源多、分布范围广、煤层赋存条件复杂的矿井，应采用多种抽放方法相结合的综合抽放方法。

本设计除建立完善的通风系统和可靠的瓦斯抽放系统外，还考虑采取如下措施综合防治瓦斯： 1）建立先进的安全生产监控系统，对矿井瓦斯、风速等进行连续自动监测，及时、准确地掌握和了解井下通风、瓦斯等情况。

2）配备个体巡回检测设备等安全仪表，通过巡回检测，随时了解井下瓦斯隐患情况，防患于未然。 3）在生产过程中，严格执行《煤矿安全规程》（2006版）中的有关规定，加强通风瓦斯检查、管理工作。并加强矿井瓦斯地质等基础工作，为矿井通风瓦斯科学管理提供可靠的依据。

4）煤与瓦斯突出矿井开采保护层时，必须同时抽放被保护煤层的瓦斯。

5）埋藏浅、瓦斯含量高的厚煤层或煤层群，有条件时，可采用地面钻孔预抽开采层瓦斯、抽放卸压邻近层瓦斯或抽放采空区瓦斯的方法。

6）对矿井瓦斯涌出来源多、分布范围广、煤层赋存条件复杂的矿井，应采用多种抽放方法相结合的综合抽放方法。

5.2矿井瓦斯抽放系统选择

本矿采用集中抽放瓦斯系统，主要是抽放工作面和掘进面和采空区的瓦斯。设计采用工作面的回风顺槽作为瓦斯抽放巷道，在回风顺槽内向煤层打顺层钻孔，钻孔间距3m，在掘进巷道内每隔30m左右做一个钻场，向煤层布置钻孔，每个钻场内布置3个顺层钻孔,3个穿层钻孔。顺层钻孔抽放瓦斯的主要优点是钻孔施工速度快，钻孔全长均在煤层中，抽放暴露面积大，若封孔质量好，不漏气，并封孔长度超过巷道周围的破碎圈，则能取得较好的抽放效果；掘进巷道主要是采用从底板岩石瓦斯抽放巷向打穿层钻孔对18、29、51煤层进行采前预抽，另外在掘进巷道内打超前钻孔进行预抽煤、围岩的瓦斯抽放；采空区进行封闭埋管抽放。

5.3瓦斯抽放参数的确定 5.3.1钻场布置

钻场尺寸应能满足钻机安装和安全操作的需要，本矿钻场沿钻孔方向长度为5m，宽度2m，高度2m。每个钻场布置6个钻孔。瓦斯抽放巷内的钻场也按这个尺寸设计，又因为瓦斯抽放巷到M18的距离为55m，工作面回风顺槽的巷道宽度为3200mm，又穿层钻孔距离首采层上下两帮的距离为15m，需要进行抽放的宽度增加到15+3.2=18.2m，即一个钻场控制的面积为109.2㎡，又因为采用75mm的瓦斯抽放管，其抽放半径大概取值为2.5m，所以一个钻场需要布置182/(3.14*2.52)=6个，瓦斯内钻孔与瓦斯管联接平面示意图见图5.2。

钻孔瓦斯管封堵材料钻场集中联接器胶管放水器抽放瓦斯支管

图5.2钻场内钻孔与瓦斯管联接平面示意图

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使用不同型号的钻机，钻场宽度不同。一般每个钻场打3～5个孔时，钻场宽度见表5-1。 表5-1 钻场参数表 钻机型号 TUX-150 钻机与支架间距(m) 0.2 钻机宽度(m) 0.6 钻工操作宽度(m) 1.00 钻场总宽度(m) 2.0 钻场间距：钻孔间距10m。 钻场间距为：3×10=30m。

钻场尺寸：钻场长度：5～7m，取6m。 钻场宽度：2-4m,本矿取2.0m。 钻场高度：>2m，取2.0m。

5.3.2本层瓦斯抽放钻孔参数

本开采层瓦斯抽放有关参数为：孔距（10---20m）、孔口负压（6700---10700Pa）、抽放时间（随工作面推进逐一报废）、封孔（可用膨胀水泥，封孔5---8m）。

5.3.3邻近层瓦斯抽放钻孔参数

邻近层瓦斯抽放主要参数是：钻孔（根据煤层倾角及不同陷落角，避开冒落带，打至邻近层）；孔口负压（10700---20000Pa，泄压后可降低）；抽放时间（自下区段顺槽掘出至该顺槽报废为止）；封孔（聚氨酯或膨胀水泥，封深8---10m）。

5.3.4采空区瓦斯抽放布置原则和参数

采空区瓦斯抽放的有关参数为：引射器（KY-50型引射器）；采空区抽放监测系统（采用抚顺煤科分院研制并配套的系统）；抽放负压（7000---11000Pa）；料石密闭厚（各1m，黄泥充填1m）；均压室尺寸（长约7m，容积约42m3）。

5.4钻场钻孔布置的要求

1）钻场的布置应免受采动影响，避开地质构造带，便于维护，利于封孔，保证抽放效果。

2）尽量利用现有的开拓、准备和回采巷道布置钻场。

3）对开采层未卸压抽放，除按钻孔抽放半径确定合理的孔间距外，应尽量增大钻孔的见煤长度。 4）邻近层卸压抽放，应将钻孔打在采煤工作面顶板冒落后所形成的裂隙带内，并避开冒落带。 5）强化抽放布孔方式除考虑应取得好的抽放效果外，还应考虑措施施工方便。 6）边采边抽钻孔的方向应与开采推进方向相迎，避免采动首先破坏孔口或钻场。 7）钻孔方向应尽可能正交或斜交煤层层理。

8）穿层钻孔终孔位置，应在穿过煤层顶(底)板0．5m处。

5.5封孔方式、材料及工艺 5.5.1 邻近层封孔工艺

邻近层采用聚氨酯或膨胀水泥封孔，封孔深度为8—10m。本矿封孔材料为膨胀水泥，其配比为：76%硅酸盐水泥，12%矾土水泥，12%石膏粉与水混合搅拌而成。封孔前用水或压风将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，然后放入套管（孔内抽放管）。套管直径25~108mm，封孔长度3m以上。往孔内送泥可用专用工具或将水泥做成圆柱形状分次送入，每送泥0.3~1.0m放入一个木塞，并用力捣实，直至封完钻孔。套管顶端应钻5~10直径为10mm的筛孔，以免煤、岩屑及杂物堵塞。挡盘直径要略小于钻孔直径。

5.5.2 本煤层封孔工艺

本煤层设两道密闭墙封孔。

5.5.3 预抽煤层瓦斯的钻孔量

当采用顺层孔抽放时钻孔量应符合《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ 1027）的要求。采用穿层钻孔抽放时，钻孔见煤点的间距可参照下列数据：容易抽放煤层15-20m；可以抽放煤层10-15m；较难抽放煤层8-l0m。

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第六章 瓦斯抽放系统管路和设备布置及选型

6.1抽放管路布置及选型计算

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。

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％ 一20％。

6.1.1井下敷设抽放管路的要求

1）瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀；

2）管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm；

3）倾斜巷诞的管路，应用卡子将管路固定在巷道支护上，以免下滑； 4）管路敷设要求平直，避免急弯；

5）主要运输巷道中的瓦斯管路架设不得小于1.8m。

6）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； 7）敷设的管路要求进行气密性检查。

8）瓦斯管路不得与带电物体接触并有防止砸坏管路的措施。

9)抽放管路通过的巷道曲线段少，距离短，管理安装应平直，转弯时角度不应大于50°

10）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；瓦斯抽放管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m；

11）管径要统一，变径时必须设过度接。

6.1.2抽放管路的附属装置

管路系统的附属装置有各类阀门、测压嘴、计量装置、钻孔(场)连接装置、放水器、防爆阻火器等。 1）为了便于控制抽放参数和维修管路，在抽放管路中应安设一定数量的阀门，在主管路内应安设阀门，在管路的分岔和汇流地点也应安设阀门。瓦斯泵的入口和出口阀门各一个，要求阻力小，最好使用闸板式阀门。另外在抽放泵入口的主干管路上设置调节阀门；

2）入口负压测量装置—静压管； 3）出口正压测量装置—静压管；

4）瓦斯抽放支管、干管以及各个钻场内设置孔板流量计；

5）在管路中每隔200～300m最长不超过500m的低洼处就安设一只放水器。管路的低、弯、变陡处及其他容易积水的地点，安设足够容量的放水器，并有专人定期检查。

6.1.3抽放管路的布置及选型如图示。 6.1.4抽放管路的布置

本矿井抽放管路从一采区进风井敷设入井，其示意图见附图。

6.2瓦斯抽放管路计算

1.管径计算

根据瓦斯抽放管服务的范围和所负担抽放量的大小，其管径按式计算：

D?0.1457Q/V

D——瓦斯抽放管内径，m；

Q——抽放管内混合瓦斯流量，m3/min；（混合瓦斯浓度按30%计） —抽放管内瓦斯平均流速，m/s，一般取5～15m/s；（取流速为10m/s） 约定：

A.回风井、回风大巷及地面瓦斯抽放管为主管1；

B.一采区回风上山瓦斯抽放管为干管1；一采区回采工作面瓦斯抽放管为支管1；掘进工作面边掘边

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抽瓦斯管为支管2。

负压瓦斯抽放管径

根据各瓦斯抽放管内预计的瓦斯流量，高负压瓦斯抽放管主要是负责采掘工作面，和瓦斯抽放巷的瓦斯抽放；低负压负责采空区的瓦斯抽放。抽按式6-1-1计算选择的高负压瓦斯抽放管管径如表6-1示。

表6-1 高负压瓦斯抽放管管径计算选择结果 纯瓦斯混合瓦斯抽放量瓦斯浓抽放管类别 抽放量(m(m3度(%) 3/min) /min) 高负压主管 11.572 低负压主管 瓦斯抽放巷分管1 瓦斯抽放巷分管2 分管1 分管2 分管3 分管4 分管5 4.822 1.953 4.557 0.928 1.236 1.237 0.927 4.822 30% 30% 30% 30% 30% 30% 30% 30% 30% 38.573 16.073 6.510 15.192 3.093 4.12 4.123 3.09 16.073 抽放管内平计算管均流速(m/s) 内径(m) 10 10 10 10 10 10 10 10 15 0.286 0.185 0.118 0.1796 0.081 0.093 0.093 0.081 0.185 选择管径(mm) 300 200 150 200 100 100 100 100 200

主管：高负压抽放主管选择管径为300mm的矿用焊接钢管、低负压主管选择管径为200mm的矿用焊接钢管。

分管：瓦斯抽放巷分管2和分管5选择管径为200mm的矿用焊接钢管；分管1、分管2、分管3、分管4都选择100mm的矿用焊接钢管；瓦斯抽放巷分管1选择管径为150mm的矿用焊接钢管。

管路阻力

A.摩擦阻力（Hm）计算

9.8L?Q2 HZ?

K0D5Hm——管路摩擦阻力，Pa； L ——管路长度，m；

Q——抽放管内混合瓦斯流量，m3/h；

γ——混合瓦斯对空气的密度比；根据AQ1027-2006，查表D.2得γ=0.862。

K0——与管径有关的系数，根据AQ1027-2006，查表D.1知：管径为100mm时，K0取值0.62；管径超过150mm的，取0.71。

D——抽放管内径，cm。

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最困难抽放管线阻力计算结果如表6-2所示。

表6-2 瓦斯抽放系统最困难管网阻力计算结果

抽放管类别 主管 瓦斯抽放巷分管1 高负压抽放 瓦斯抽放巷分管2 分管1 分管2 分管3 分管4 Q(m3/h) γ L(m) 310.70 1181 2481 715 226 300 653 K 0D（cm） 28.6 11.8 17.96 8.1 9.3 9.3 8.1 Hm(Pa) 1034.79 9370.86 13125.12 9788.13 2702.78 3598.65 8896.64 48524.68 2314.38 0.862 390.6 911.52 185.58 247.38 0.862 0.862 0.862 0.862 0.71 0.71 0.71 0.62 0.62 0.62 0.62 247.38 0.862 185.58 0.862 合计

为了保证选用的瓦斯抽放泵能满足抽放系统最困难时期所需抽放负压，应根据矿井各生产时期瓦斯抽放系统中管路最长、流量最大、阻力最高的抽放管线来计算矿井抽放系统总阻力。本矿井生产时期的瓦斯抽放系统最大阻力按开采二采区最下面一个区段时的管线考虑,即主管还要往下延伸256m，主管的摩擦阻力将增加至2027.198pa，整体将增加1.8倍。所以矿井的总阻力为87344.64pa。

经计算，高负压抽放的最大总摩擦阻力为87344.64Pa。 B.局部阻力（Hj）计算

根据以往工作经验，管路局部阻力按摩擦阻力的10%～20%考虑即可，取15%。则抽放管路系统的局部阻力损失为:

Hj=0.15Hm =0.15×87344.64 Pa=13101.72Pa

C.总阻力（HZ）计算

HZ= Hm+ Hj=87344.64Pa+13101.72Pa=100446.34Pa

6.3抽放设备布置及选型

6.3.1抽放设备布置及选型要求

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：

1）抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直。

2）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。

3）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。 4）尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁。

5）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。

6）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。 7）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。

8）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％。

6.4瓦斯抽放泵选型计算

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6.4.1瓦斯抽放泵的选型原则

瓦斯抽放泵的选型应符合下列原则：

1)泵的流量应满足抽放系统服务期限可能达到的最大瓦斯抽放量； 2)泵的压力能克服最困难路线的管网阻力，使抽放钻孔达到足够的负压，并满足抽放泵出口正压需求。 6.4.2瓦斯抽放泵流量计算 Q?100?Qz?K

X??Q——瓦斯抽放泵所需额定流量，m3/min；

Q z——矿井抽放系统最大瓦斯抽放纯量，m3/min； X——矿井抽放瓦斯浓度，%； K——备用系数，取K=1.20；

η——抽放泵机械效率，一般取η=0.80。

本抽放系统设计抽放纯量为11.572m3/min，则瓦斯抽放泵所需额定流量计算如下：

100?11.572?1.20?57.86m3/min

30?0.806.4.3瓦斯抽放泵压力计算

Q?瓦斯泵压力，必须能克服抽放管网系统总阻力损失和保证钻孔有足够的负压，以及能满足泵出口正压之需求。瓦斯泵压力按下式计算：

H?K?Hzk?Hrm?Hrj?Hc

H——瓦斯抽放泵所需压力，Pa； K——压力备用系数，K=1.20；

Hzk——抽放钻孔所需负压，Pa，取13000Pa； Hrm——井下管网的最大摩擦阻力，Pa； Hrj——井下管网的最大局部阻力，Pa；

Hc——瓦斯泵出口正压，Pa，用户在瓦斯出口处所必须的正压，取500~1000Pa，考虑到瓦斯只是用于矿井本身自用，本矿取1000 Pa。由上知

??Hrm?Hrj?100446.34

抽放系统瓦斯泵压力H=1.20×(13000+100446.34+1000)= 137335.608Pa；

6.5瓦斯泵选型

根据计算的瓦斯泵的Hp和Qp选择SK-60型水环式真空泵三台（一台工作、一台备用、一台检修），最大抽放量60m3/min，电机功率95kW，该瓦斯泵的性能如表6-3所列。

表6-3 SK-60型水环式真空泵性能参数表

型号 SK-60 最大抽气量/m3·min-1 60 极限真空 转速（r/min） hPa 86.6 420 电动机功率/kw 95 供水量L/min 160 整个泵站系统具有瓦斯超限断电声光报警，停水断电,恒水位控制，抗结垢水质磁化，流量，检测，其中供电系统具有过载，过电压及短路保护，电机电缆漏电闭锁功能。

矿方在选购瓦斯抽放泵时，也可选择其它型号的瓦斯抽放泵，但所选瓦斯抽放泵的吸气量和能提供的负压应能够满足计算的瓦斯泵的H和Q。

6.6抽放管路、设备的安装要求

抽放管路附属装置及设施安装应符合以下要求：

1)主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置；

2)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；

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3)在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置；

4)抽放管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配；

5)地面主管上的阀门应设置在地表下用不燃性材料砌成，不透水的观察井内，其间距为500m～1000m。 6)抽放管路应保持一定的坡度，一般不小于1％。

7)在倾斜巷道中，管路应设防滑卡，其间距可根据巷道坡度确定，对28。以下的斜巷，间距一般取15m-20m。

8)抽放管路应有良好的气密性及采取防腐蚀、防砸坏、防带电及防冻等措施。 9)通往井下的抽放管路应采取防雷措施。

10)抽放瓦斯管路必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别。

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第七章 瓦斯抽放安全技术措施

7.1抽放系统安全措施

7.1.1抽放钻场、钻孔施工防治瓦斯措施

在钻孔施工中应防止瓦斯涌出事故及机械伤人事故。具体措施有： 1）边钻进边抽放瓦斯。

2）钻机配备的电动机及附属电气设备必须是防爆型的。

3）钻孔施工中配备专职瓦斯检查员或设有瓦斯警报器、瓦斯断电仪，配备隔离式自救

器。一旦瓦斯超限，必须立即停钻处理，待瓦斯浓度恢复正常后，再重新开钻。 4）钻场内使用的敲击工具必须用铜制造，以防发生火花，引燃瓦斯。 5）钻工必须衣着整齐利索，以免被机械绞伤。

6）钻机转动部件的防护装置及保护外罩必须完整无缺。

7）扶“给进把”时，身体与“给进把”不能成一直线，应离开一定距离，以免孔内发 生故障，“给进把”打伤人。

8）开动钻机前应做好准备工作，分工要明确，操纵钻机应动作协调，达到准确无误， 勿用手脚拉蹋滚筒上的钢丝绳，以防止被钢丝绳绞伤。

7.1.2管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓措施

1）瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀。

2）管路底部应垫木垫，垫起高度不低于30cm，以防底鼓损坏管路。 3）主要运输巷道中瓦斯管路架设高度不得低于1.5m，以免被砸损坏。 4）管路需进行气密性检查以免漏气。

7.1.3立井(立眼)、斜井(斜巷)管路防滑措施

倾斜巷道中的瓦斯管路，应用卡子固定在巷道的支护上，以免下滑损坏。

7.1.4地面管路防冻措施

地面管路根据气温情况采取防冻措施，如将管路刷保温漆、包裹隔热石棉及涂刷保温沥青等。

7.2抽放瓦斯站安全措施的要求

抽放瓦斯站安全措施，应遵从以下要求：

1）在一个抽放站内，抽放瓦斯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，其备用量可按工作数量的60％计。钻机备用量按工作台数的60％计；

2）抽放站位置应设在不受洪涝威胁且工程地质条件可靠地带，应避开滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区等；宜设在回风井工业场地内，站房距井口和主要建筑物及居住区不得小于50m；

3）站房及站房周围20m范围内禁止有明火； 4）站房应建在靠近公路和有水源的地方；

5）站房应考虑进出管敷设方便：有利瓦斯输送，并尽可能留有扩能的余地； 6）抽放站建筑必须采用不燃性材料，耐火等级为二级； 7）站房周围必须设置栅栏或围墙；

8）站房附近管道应设置放水器及防爆、防回火、防回水装置，设置放空管及压力、流量、浓度测量装置，并应设置采样孔、阀门等附属装置。放空管设置在泵的进、出口，管径应大于或等于泵的进、出口直径，放空管的管口要高出泵房房顶3m以上。

9）泵房内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应采用矿用防爆型； 10）站房必须有直通矿调度室的电话；

11）抽放站应有供水系统。站房设备冷却水一般采用闭路循环。给水管路及水池容积均应考虑消防水量。污水应设置地沟排放。

12）抽放瓦斯泵必须有前后防回火、爆炸、电气防爆、防静电措施。 13）抽放瓦斯站必须有防雷电、防火灾、防洪涝、防冻措施。 14）必须有抽放瓦斯浓度规定及在规定浓度下的防爆措施。

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第八章 瓦斯的综合利用及瓦斯抽放的配套设施

8.1抽放瓦斯的综合利用及评价

8.1.1瓦斯的综合利用

目前，我国瓦斯利用主要有以下途径： 民用燃料——炊事、取暖 燃料 汽车燃料——代替汽油

瓦斯 工业燃料——工业锅炉、发电

化工原料——生产甲烷、甲醛、氨、乙炔、碳黑等

8.1.2瓦斯利用的评价

对煤矿瓦斯进行抽采和利用具有以下三方面的效益：一是减小煤矿瓦斯涌出量，消除灾害和事故的隐患，确保煤矿安全生产；二是有效地减排温室效应中的气体，保护大气环境；三是充分利用瓦斯资源，开发新型清洁能源，改善和优化能源结构，保护和节约国家资源。

8.1.2.1煤矿安全

随着煤矿开采深度的不断增加，机械化程度的不断提高，开采强度也不断增强，瓦斯涌出量还会进一步增大，瓦斯灾害的治理越来越成为煤矿灾害防治的重点。抽采瓦斯可降低瓦斯浓度，为井下提供了安全生产的保障。

8.1.2.2环境污染与人体健康

瓦斯中的甲烷含量很高，甲烷的温室效应在全球气候变暖中的份额为15％，仅次于CO2，且等量甲烷造成的温室效应是二氧化碳的21倍。

另一方面，甲烷浓度增高，会使对流层中的臭氧增加，平流层中的臭氧减少，将使照射到地球上的紫外线增加，从而诱发皮肤癌、皮肤老化、眼疾、色盲等危害人类的疾病。因此，降低瓦斯排放量也有益于人体健康。

8.1.2.3资源经济问题

抽采出来的瓦斯可作为燃料，供矿区居民使用。如果条件达到，还可用瓦斯发电。瓦斯作为一种情结能源越来越受到重视。

瓦斯作为燃料和哇塞发电，使矿区燃料和用电自给，节省了一笔开销，带来了更大的效益。

8.2给排水、采暖及供热（地面抽放瓦斯时） 8.2.1给排水 8.2.1.1给水

瓦斯抽放泵的供水采用地面清洁水（PH值6-8）， 供水压力大于70Kpa， 供水量大于26m3/h。 瓦斯抽放泵房附近，设36m3半地下式钢筋混凝土低位水池一座，18m3半地下式钢筋混凝土高位水池一座。在瓦斯泵房中安装循环水泵2台（一用一备）。

瓦斯抽放泵排出的循环热水进入低位水池后，由循环水泵提升至高位水池，冷却后的静压供给瓦斯抽放泵的冷却用水。补充水由室外生活用水管道引入高、低位水池中，以补充冷却循环水。冷却水水箱与瓦斯泵高差为10m。

瓦斯供水水池注意事项：

1)高低位水池分别位于两个水平面上，高位水池比瓦斯抽放泵进水端至少高8m左右，本矿取10m。低位水池沿口要低于瓦斯抽放泵回水端，施工时低位水池沿口也要高出周围地面200mm；

2)水池底采用C10砼，施工时应按S823技术条件施工； 3)水池采用75#红砖、M5.0水泥砂浆砌筑；

4)水池内壁先用M5.0砂浆抹厚30mm，再用1:2水泥砂浆内掺5%防水剂抹厚20mm； 5)水池外壁用M5.0砂浆抹厚30mm； 6)高位水池也可采用C20砼浇注；

7)水池上口设铁篦子或在水池边设置栅栏，以达到安全目的；

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8)水管可采用2寸管。

8.2.1.2排水

水环式真空泵为循环用水，不向外排放。泵站职工产生的少量生活污水，经污水管道（沟）收集后排入工业场地附近的河沟内。

8.2.2采暖及供热

区内属亚热带季风湿润气候，冬无严寒、夏无酷暑，气候温和，降雨量充沛。年均气温14—16℃，最高38.9℃，最低-5.6℃；年降雨量1300mm左右；6—8月为雨季，12月至次年3月为旱季。所以本矿暂不考虑采暖设计。

若有需要，抽采出来的瓦斯可作为燃料，产生的热量可供采暖及供热使用。

8.3供电及通信

瓦斯抽放泵站供电参照主要通风机的供电管理，要求“三专”，即专用变压器，专用线路和专用开关。根据矿井的实际情况，采用380V/660V供电安排。

根据煤炭工业矿井设计规范GB-5012-94，瓦斯抽放站的电力负荷为一级负荷，必须保证有双回路电源供电，且备用回路应带电备用，当一回路电源发生故障时，另一回路电源可及时投入运行。

在瓦斯抽放泵站应设置有到矿调度室的防爆型电话分机。

8.4监测监控系统

8.4.1监测监控参数的确定及设置地点

抽放瓦斯监测主要包括整个抽放网络各个部位的瓦斯流量、浓度、抽放负压、瓦斯温度等参数，同时监测水位和抽放站内瓦斯泄露等。其目的一是当出现瓦斯浓度过低、瓦斯泄露超限等情况时，应能报警和对抽放泵主电源断电，二是根据监测数据可以研究瓦斯涌出规律和分析效果、指导投放网络的投产使用，管道的延长与钻孔的衔接、调节钻孔的抽放负压、查明漏气和水堵部位。监测地点可设置在抽放站进出管道，亦可设置在井下各主干管道和支管上。

8.4.2监测监控系统的自动化程度及设备选型

本矿装备矿井安全监控系统，主要设置瓦斯泵的开停传感器和馈电传感器、瓦斯抽放泵房室内瓦斯传感器以及抽放泵输入管路中瓦斯抽放多参数MDM传感器(含有瓦斯浓度、负压/正压、温度、压差、瓦斯抽放纯流量和混合流量等参数的检测和计算)。

不利用瓦斯的抽放泵输入管路中瓦斯传感器的报警浓度为≤25%CH4，瓦斯抽放泵房室内瓦斯传感器的报警浓度为≥0.5%CH4。

如果矿井条件允许，在抽放站内可以选择自动化程度较高的AK-3A多参数监控仪，该仪器可按设在抽放泵站的控制室内。能连续监测系统中的浓度、流量、正压、负压、泵房内泄露瓦斯浓度、泵机的轴温等参数。还能累计纯瓦斯量，并以数字方式显示出来，还设有模拟量直流1～5V和数字量BCD代码输出，可与遥控系统相接和供打印用。

8.4.3检测仪器仪表的配备

1)孔板式流量计2台。安装在管道的直线段内，孔板前后最好有5米以上的直线段，孔板圆孔与管路要同一圆心，端面与管路轴线垂直。孔板式流量计安装在抽放总管、分管和支管上。

2)AFJ－3-150U型急倾斜压差计3台。 3)AFP系列皮托管4支。

4)光干涉瓦斯检定器AQJ—2型0~100% 2台。

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参考文献

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