煤礦礦井瓦斯抽放設計說明書礦井設計生產(chǎn)能力15萬t/a礦井設計服務年限12.5a第一章礦井概況第一節(jié)地理位子赫章縣媽姑黃家山煤礦位于貴州省赫章縣媽姑鎮(zhèn)，地理坐標：東經(jīng)104°32′41″—104°33′40″，北緯26°57′27″—26°59′13″。礦山位于赫章縣西南，直線平距約24公里，有326國道經(jīng)過礦區(qū)。第二節(jié)礦井基本情況一、設計生產(chǎn)能力黃家山煤礦屬整合技改礦井，整合后設計生產(chǎn)能力為15萬噸/年，設計服務年限為12.5年。礦井保有儲量517萬噸，設計開采儲量261萬噸。二、設計主采煤層及開采范圍設計主采煤層自下而上有C201、C202、C205三層，礦井內(nèi)地質(zhì)構造相對簡單，煤層傾角8°—25°。C201平均厚度3.5米、C202平均厚度2.2米、C205平距厚度1.07米。煤種為主焦煤。礦區(qū)面積1.497Km2，設計開采深度+1600米—+2000米；設計首采煤層為C205，現(xiàn)在井底標高為+1836米。設計采煤方法為長壁式，采煤工藝為炮采。媽姑礦區(qū)早年小煤窯遍布繁多，C202、C205煤層在標高+1980米以上已經(jīng)全部采空；C201煤層因煤質(zhì)好，厚度大，在+1836米以上已全部采完。三、礦井通風系統(tǒng)礦井前期有四條井筒，三進一出；后期有五條井筒，三進二出。礦井通風方式為分列式，通風方法為抽出式。地面安裝二臺軸流式抽風機。主扇型號FBCZ-NO13，配套電機YBF250M-4-30，額定風量20-46m3/s，額定電流103.3/59.6A，額定轉(zhuǎn)速1450r/min，安全標志編號MDA070129。掘進工作面用安裝在地面的FBD-NO5.6-2*11Kw型局扇供風，風量280-460m3/min，全壓880-3400Pa。四、供電、排水系統(tǒng)一趟10KV的高壓線路從媽姑變電所架至礦區(qū)，一趟10KV的高壓線路從珠市河變電所架至礦區(qū)。經(jīng)地面變壓器變成380V低壓供井下局扇用。地面有一臺320KW的發(fā)電機組作井下備用電源，一臺250KW的發(fā)電機組作地面?zhèn)溆秒娫?。礦井正常涌水量15m3/h，最大涌水量45m3/h。井底設置主、副水倉各一個。水泵房安裝三臺型號為MD55—30型多級離心水泵，一臺工作，一臺備用，一臺檢修。其流量為55m3/h，揚程為238m，配套電機功率45kw。礦井水經(jīng)行人斜井排水管排至地面污水處理池。五、地質(zhì)構造礦區(qū)地層呈北東傾斜的單斜構造產(chǎn)出。界內(nèi)北東部邊緣有一斷層F2,中部有兩條斷裂構造F9、F10。F2斷層：走向北西至南東，傾向北東，傾角70°左右。將礦區(qū)煤層錯斷，錯距30m左右，為一橫向斷裂，對礦區(qū)開采影響不大。F9斷層：走向南北，傾向東，將礦區(qū)煤層錯斷，錯距30m左右，為一橫向斷裂，對礦區(qū)開采影響大。F10斷層：走向南東，傾向北西，將礦區(qū)煤層錯斷，錯距30—50米，為橫向平移斷裂，對礦區(qū)開采無影響。因此，礦區(qū)內(nèi)地質(zhì)構造為中等復雜型。六、煤層賦存條件煤層自下而上有C201、C202、C205三層，礦井內(nèi)地質(zhì)構造相對簡單，煤層傾角8°—25°。C201平均厚度3.5米、C202平均厚度2.2米、C205平距厚度1.07米。主采煤層煤質(zhì)指標表煤層編號灰分（%）水分（%）揮發(fā)分（%）全硫（%）C20514.832.949.080.32C20214.040.5720.530.24C20115.540.6220.90.21可采煤層特征表煤層編號煤層厚度層間距穩(wěn)定性傾角煤種頂?shù)装鍘r性最大最小平均頂板底板C2051.420.191.0714～3525不穩(wěn)定8～25°焦煤泥巖、粉砂巖泥巖、粉砂巖C2027.010.672.9穩(wěn)定8～25°焦煤泥巖、粉砂巖泥巖、粉砂巖C2027.010.672.912～2015C2011.828.334.56穩(wěn)定8～25°焦煤泥巖、粉砂巖泥巖、粉砂巖七、煤炭儲量2007年6月貴州省有色地質(zhì)勘查局二總隊提交的《貴州省赫章縣媽姑黃家山煤礦（整合）資源/儲量核實報告》顯示：通過計算，截至2007年3月底黃家山煤礦（整合）共獲得開采標高（2100m——1800m）以上C205、C202、C201三層煤（122b+333）保有資源/儲量為517萬t，其中（包括122b資源/儲量為218萬t，占保有資源/儲量總量的42.2%；333資源量為299萬t，占保有資源/儲量總量的57.8%）。同時核實算重礦區(qū)范圍內(nèi)歷年采動量（111b）為271萬t（其中2002年底以前采動量為235萬t，2002年底以后采動量為36萬t）。斷層煤柱26萬t。1、工業(yè)儲量工業(yè)儲量=332+（333）×可信度系數(shù)本勘探區(qū)范圍，勘探程度高，所以可信度系數(shù)取0.85。工業(yè)儲量=218+299×0.85=472.15萬噸2、設計利用儲量礦井設計利用儲量=工業(yè)儲量―永久煤柱損失（1）永久煤柱損失計算：根據(jù)本礦井實際情況，永久煤柱為斷層煤柱、井田邊界煤柱、地面村寨煤柱。井田邊界、斷層煤柱留設20m；地面村寨煤柱根據(jù)《“三下”開采及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》計算量扣除。（2）煤柱損失計算：各塊斷煤柱按下式計算：Q＝（S·h·r/cosa）÷10000式中：Q－煤柱損失量（萬t）；S－各塊段平面積（m2）；h－煤層厚度（m）；r－煤層容重（t/m3），；a－煤層傾角（°）。永久煤柱損失=斷層煤柱＋井田邊界煤柱＋地面村寨煤柱A、斷層煤柱：C205煤層＝S斷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=（11526/cos25°×0.81×1.4×10-4）+（10896/cos25°×1.18×1.4×10-4=4.0萬tC202煤層＝S斷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=（12523/cos25°×1.28×1.4×10-4）+（9135/cos25°×3.56×1.4×10-4=7.0萬tC201煤層＝S斷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=（13509/cos25°×3.10×1.4×10-4）+（11228/cos25°×4.68×1.4×10-4=15.0萬t小計：斷層煤柱26×0.85=22.1萬噸。B、井田邊界煤柱：C205煤層＝S邊/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=15600/cos25°×1.18×1.4×10-4=2.84萬t122b資源量：=5400/cos25°×1.18×1.4×10-4=1.50萬tC202煤層＝S邊/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=22000/cos25°×3.56×1.4×10-4=12.10萬t122b資源量：=5600/cos25°×3.56×1.4×10-4=3.08萬tC201煤層＝S邊/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=18000/cos25°×3.10×1.4×10-4=8.62萬t122b資源量：=5400/cos25°×4.28×1.4×10-4=3.57萬t小計：邊界煤柱8.15+23.56×0.85=28.18萬噸。C、村寨煤柱：C205煤層＝S村/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=4000/cos25°×1.18×1.4×10-4=0.73萬t122b資源量：=5400/cos25°×1.18×1.4×10-4=1.50萬tC202煤層＝S村/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=8800/cos25°×3.56×1.4×10-4=4.84萬t122b資源量：=5600/cos25°×3.56×1.4×10-4=3.08萬tC201煤層＝S村/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=10000/cos25°×3.10×1.4×10-4=4.80萬t122b資源量：=6600/cos25°×4.28×1.4×10-4=4.36萬t小計：村寨煤柱8.94+10.37×0.85=17.76萬噸。總計:永久煤柱為22.1+28.18+17.76=68.04萬噸。設計利用儲量=工業(yè)儲量―永久煤柱損失=472.15―68.04=404.11(萬噸)2、設計可采儲量設計可采儲量＝（設計利用儲量－保護煤柱損失）×采區(qū)回采率根據(jù)本礦具體情況，保護煤柱損失為工業(yè)場地煤柱、井筒煤柱、主要巷道煤柱。根據(jù)《“三下”開采及主要井巷煤柱留設與壓煤開采規(guī)程》計算量扣除。保護煤柱損失=工業(yè)場地煤柱＋井筒、主巷煤柱A、工業(yè)場地煤柱：C205煤層＝S工/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=3500/cos25°×1.18×1.4×10-4=0.64萬t122b資源量：=13600/cos25°×1.18×1.4×10-4=2.48萬tC202煤層＝S工/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=5000/cos25°×3.56×1.4×10-4=2.75萬t122b資源量：=15800/cos25°×3.56×1.4×10-4=8.69萬tC201煤層＝S工/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=6000/cos25°×3.10×1.4×10-4=2.87萬t122b資源量：=18000/cos25°×4.28×1.4×10-4=11.90萬t小計：工業(yè)場地煤柱23.07+6.26×0.85=28.39萬噸。B、井筒、大巷煤柱C205煤層＝S井巷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=4600/cos25°×1.18×1.4×10-4=0.84萬t122b資源量：=31600/cos25°×1.18×1.4×10-4=5.76萬tC202煤層＝S井巷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=5000/cos25°×3.56×1.4×10-4=2.75萬t122b資源量：=36800/cos25°×3.56×1.4×10-4=20.24萬tC201煤層＝S井巷/Cosβ×M×D×10-4333資源量：=12000/cos25°×3.10×1.4×10-4=5.75萬t122b資源量：=33000/cos25°×4.28×1.4×10-4=21.82萬t小計：井筒、大巷煤柱57.8+9.34×0.85=65.74萬噸。由以上計算，保護煤柱損失合計為94.13萬噸。設計可采儲量＝（設計利用儲量－保護煤柱損失）×采區(qū)回采率按《煤礦工業(yè)小型煤礦設計規(guī)范》，C201煤層為厚煤層，采區(qū)回采率取75%；C202煤層為中厚煤層,采區(qū)回采率取80%。；C205煤層為薄煤層,三煤層采區(qū)回采率取85%。分煤層計算如下：C201煤層：（200.74－40.05）×75%=120.53萬噸C202煤層：（150.98－33.61）×80%=93.90萬噸C205煤層：（63.86－8.48）×85%=47.07萬噸設計可采儲量合計：120.53＋93.90＋47.07=261.5（萬t）開拓開采一、井田開拓方式礦井采用斜井開拓，設計生產(chǎn)能力15萬t/a。主斜井X=2984188.6，Y=35455678.1，Z=+2003.5m,α=321,β=30°；行人斜井X=2984168.2，Y=35455654.3，Z=+2003.5m,α=321,β=28°；回風斜井X=2983461.7，Y=35455689.2，Z=+2053.8m,α=194°35′,β=23°47′；副斜井X=2983442.4，Y=35455714.1，Z=+2053.9m,α=194°35′,β=24°26′；二采區(qū)回風斜井X=2984276.7，Y=35455623.4，Z=+1995.0m,α=186,β=30°；工業(yè)場地以原順達煤礦場地為主，通過填平現(xiàn)場地，擴大工業(yè)場地。該礦劃分為一個水平，水平標高為井底標高+1836m，兩個采區(qū)，一采區(qū)上山開采，二采區(qū)下山開采。利用原順達煤礦主斜井作新設計的主斜井，利用原順達煤礦回風斜井作新設計的行人斜井，主斜井以30o坡度反穿C201煤層底板，行人斜井以28o坡度反穿C201煤層底板，回風斜井、一采區(qū)運輸上山、副斜井沿C201煤層底板布置。二采區(qū)在井田西部邊界沿201煤層底板布置三條下山，布置二采區(qū)運輸大巷、二軌道大巷與主斜井井底相連，因回風路線長，利用原順達煤礦3改6萬噸/年主斜井作二采區(qū)回風斜井，縮短回風路線。由于三煤層距離較近，本設計采用聯(lián)合開采C201、C202、C205煤層。通風方式為邊界抽出式通風。系統(tǒng)形成后，布置120501首采面，同時掘進120502采面運輸、回風巷。在井底布置水倉，管子道與行人斜井聯(lián)通。礦井以一個炮采工作面，兩個掘進頭滿足15萬噸/a設計能力，采煤方法采用走向長壁式后退采煤法，礦井工業(yè)場地設在井口附近。二、井口數(shù)目及位置井筒數(shù)目為5個(主斜井、行人斜井、回風斜井、副斜井、二采區(qū)回風斜井)，井筒特征見表2-3-1，表2-3-1井筒位置及特征表井筒名稱井口座標井口標高(m)井筒方位角(°)井筒傾角(°)井筒斜長（m）斷面形狀支護形式井筒斷面X(m)Y(m)凈(m2)掘(m2)主斜井2984188.635455678.1+2003.532130345半圓拱錨噴5.86.1回風斜井2983461.735455689.22053.8194°35′23°47′488半圓拱錨噴6.386.7行人斜井2984168.235455654.3+2003.532128°337半圓拱錨噴5.86.1副斜井2983442.435455714.1+2053.9194°35′24°26′501半圓拱錨噴5.86.1二采區(qū)回風斜井2984276.735455623.4+1995.018630°270半圓拱錨噴5.86.1二采區(qū)行人斜井2984229.035455591.8.2003.86330°237半圓拱錨噴6.386.7三、水平劃分及標高本井田在+1836m標高設置開采水平。四、大巷布置該礦后期二采區(qū)在C201底板布置兩條大巷，運輸大巷和軌道大巷。五、采煤方法采煤方法為走向長壁式。采煤工藝為炮采。第二章礦井瓦斯第一節(jié)礦井瓦斯儲量一、瓦斯儲量及可抽量1、各煤層平均瓦斯含量根據(jù)儲量核實報告提供的資料，換算為各煤層原煤平均瓦斯含量如表3-4-1。表3-4-1礦井各煤層的平均瓦斯含量表煤層煤層瓦斯含量平均值（m3/t）保有資源儲量（萬t）C20514.2582C20222.42194C20121.742412、礦井瓦斯儲量及可抽量礦井瓦斯儲量是指在煤田開發(fā)過程中能夠向礦井排放瓦斯的煤層及圍巖所賦存的瓦斯總量。瓦斯儲量可按下式計算：Wc=（K1·K2）ΣAi·W0式中：Wc—礦井瓦斯儲量，萬m3；K1—圍巖瓦斯儲量系數(shù)，取1.15；K2—不可采鄰近層瓦斯儲量系數(shù)，取1.08；Ai—第i個可采煤層地質(zhì)儲量，萬t；W0—第i個可采煤層平均瓦斯含量,m3/t；瓦斯可抽量是指在瓦斯儲量中能被抽出的最大瓦斯量，其計算公式為：W抽=Wc·K可式中：W抽—可抽瓦斯量，萬m3；K可—可抽放系數(shù)；K可=K3·K4·K5；則K可C205=0.394737×1.2×0.9=0.426316K可C202=0.578858×1.2×0.9=0.625167K可C201=0.568813×1.2×0.9=0.614318K3—煤層的瓦斯排放系數(shù)；K3=K5（W0—W殘）/W0;K3C205=0.9×（14.25-8）/14.25=0.394737K3C202=0.9×（22.42-8）/22.42=0.578858K3C201=0.9×（21.74-8）/21.74=0.568813K4—負壓抽放時的抽放作用系數(shù)，K4=1.2；K5—瓦斯涌出程度系數(shù)，取0.9；W殘—運到地表煤的殘余瓦斯含量，m3/t；取8m3/t。根據(jù)各煤層的瓦斯含量、煤炭儲量及可抽系數(shù)計算各煤層的可抽瓦斯量見表3-4-2。表3-4-2礦井瓦斯儲量及可開發(fā)量表序號煤層瓦斯含量（m3/t）保有資源儲量（萬t）瓦斯儲量(萬m3)可抽放系數(shù)瓦斯可開發(fā)量(萬m3)1C20514.25821451.2770.426316618.70232C20222.421945402.0540.6251673377.185C20121.742416507.260.6143183997.529合計7993.416從計算結果看，礦井瓦斯可抽量為7993.4160萬m3，這為礦井瓦斯開發(fā)利用提供了一定的資源條件。二、瓦斯涌出量計算本礦瓦斯涌出量預測采用《礦井瓦斯涌出量預測方法》（AQ1018-2006）中的分源預測法進行預測。1、煤層瓦斯含量計算煤層瓦斯絕對涌出量計算經(jīng)驗公式如下：Wx=Wy=Wh=Wx+Wy式中：Wx――煤的瓦斯吸附量，m3/t；、――煤的水分、灰分、揮發(fā)分，％,見表3-1-5；P――瓦斯壓力，MPa；P=(2.03~10.13)H；式中P――距地表垂深H處煤層瓦斯壓力，kPa；H—開采垂深，C205煤層（困難時期：190m；容易時期：84m）；H—開采垂深，C202煤層（困難時期：210m；容易時期：90m）H—開采垂深，C201煤層（困難時期：320m；容易時期：95m）；en――溫度系數(shù)，n=a――瓦斯含量系數(shù)，aM73=2.4+0.21Vr；aM7=2.4+0.21Vr；b――瓦斯含量系數(shù)，bM73=1-0.004Vr；bM7=1-0.004Vr；Wy――游離瓦斯量，m3/t；fn――煤的孔隙率，％；煤為焦煤，查《設計手冊》表8-7-10為6-11.4，取10；γ――煤的容重，t/m3；均為1.4t/m3；KY――相對煤層瓦斯壓力下的瓦斯壓縮系數(shù)，查《設計手冊》表8-7-14取1.06；T――溫度，℃，取20。各參數(shù)計算結果匯總表3-1-6煤層編號瓦斯壓力P溫度指數(shù)en瓦斯含量系數(shù)a瓦斯含量系數(shù)bMpaC2050.221.504.310.96易C2020.401.496.710.92易C2010.421.496.790.92易C2050.881.494.310.96難C2020.961.496.710.92難C2011.541.496.790.92難使用上述公式計算，計算結果見表3-1-7?？刹擅簩油咚购坑嬎憬Y果表表3-1-7煤層編號吸附瓦斯量WX游離瓦斯量WY瓦斯總含量Wh開采深度m3/tm3/tm3/tmC20514.100.1514.2550.00易C20222.150.2722.4290.00易C20121.450.2921.7495.00易C20514.180.6014.78198.00難C20222.270.6622.93218.00難C20121.611.0622.67348.00難2、礦井瓦斯涌出量（1）回采工作面瓦斯涌出量由于該礦可采煤層為三層，故回采工作面的瓦斯涌出量按下列公式計算：①qf=qb+qn②qb＝KwKdKzKs③qn＝∑biKsWi式中：qf――回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；qb――開采層瓦斯涌出量；qn――鄰近層瓦斯涌出量；Kw――圍巖瓦斯涌出系數(shù)，一般取1.2；Kd――丟煤損失系數(shù)；Kd＝1/采區(qū)回采率；中厚煤層采區(qū)回采率0.95；薄煤層采區(qū)回采率0.97Kz――掘進回采巷道瓦斯預排系數(shù)④Kz＝L-工作面長度，取80m；h－掘進預排寬度，焦煤取10m；Ks――瓦斯涌出程度系數(shù)，一般取0.8；m――開采煤層厚度，m；m0――開采分層厚度；Wh――本煤層瓦斯含量，m3/t，（見表3-1-7）mi――鄰近煤層厚度，m；bi――鄰近煤層瓦斯涌出程度系數(shù)⑤bI=式中：Wi――第i鄰近層瓦斯含量，m3/t（見表3-1-7）；Wci――i鄰近層殘余瓦斯含量，m3/t，查《設計手冊》表8-7-1得Wci=8m3/t；Li――i鄰近層的瓦斯排放寬度，m；⑥Li=+L式中：Hi――第i煤層與開采層的間距，m；δ――卸壓角，（°），查《設計手冊》表8-7-19得δ=75°；L――回采工作面的長度，取80m。⑦qb＝KwKdKzKs⑧qn＝∑biKsWi⑨qf=qb+qn本礦按年產(chǎn)15萬噸，330天計算，日產(chǎn)原煤Ad＝1.2×=545.45噸，則回采工作面的瓦斯涌出量為：回采工作面瓦斯涌出量表3-1-8煤層編號qbqn相對瓦斯涌出量qf（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）通風容易時期C20510.5713.4724.049.10C20217.0012.0929.0911.02C20126.370.0026.379.99通風困難時期C20510.9613.9424.919.43C20217.3812.9230.3011.48C20127.500.0027.5010.42（2）掘進工作面瓦斯涌出量qj=qm+qLqm=n·m·V·qV(2)qL=s·V·γ(Wh-Wc)式中：qj――掘進工作面瓦斯涌出量，m3/min；qm――掘進巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；qL――落煤瓦斯涌出量，m3/min；n――暴露煤面?zhèn)€數(shù)，單巷掘進時n=2；m――煤層厚度，m；V――平均掘進速度，m/min,按120m/月進度掘進，V=0.0033m/min；qV――煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min；qV=0.026[0.0004(Vr)2+0.16]·WhVr――煤的揮發(fā)分，%，見表3-1-5；Wh――煤層瓦斯含量，m3/t，見表3-1-7；L0――巷道瓦斯涌出量達到最大穩(wěn)定值時的巷道長度，m，L0=500m；S――掘進端頭見煤面積，m2；γ――煤的容重，t/m3,γ=1.40t/m3；Wc――煤層殘余瓦斯含量，m3/t，查《設計手冊》表8-7-1得Wc=8m3/t。qm=n·m·V·qV(2)則掘進相對瓦斯涌出量為qj′=qj×1440/(2×3×3×S×γ)則掘進工作面的瓦斯涌出量為：掘進工作面瓦斯涌出量表3-1-9煤層編號掘進巷道煤壁瓦斯涌出量qm（m3/min）落煤瓦斯涌出量qL(m3/min)掘進工作面絕對瓦斯涌出量qj（m3/min）掘進工作面相對瓦斯涌出量qj（m3/t）通風容易時期C2050.392666570.114380.515.79C2022.850268010.714783.5740.74C2014.426601680.53544.9656.71通風困難時期C2050.407234230.124050.536.07C2022.915079470.740053.6641.77C2014.616667520.571775.1959.30（3）采空區(qū)瓦斯涌出量(qk)qK=K(qf＋qj′)式中：qK――采空區(qū)瓦斯涌出量，m3/t；K――采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，一般為0.15～0.25;取K＝0.20;qf――采出煤的瓦斯涌出量，m3/min；qj′――掘進煤的瓦斯涌出量，m3/t。qK=K(qf相＋qj相′)則qK絕對=K(qf絕＋qj絕′)則采空區(qū)的瓦斯涌出量為：采空區(qū)瓦斯涌出量表3-1-10煤層編號采空區(qū)絕對瓦斯涌出量qkx(m3/min)通風容易時期C2050.10C2020.71C2010.99通風困難時期C2050.11C2020.73C2011.04④采區(qū)瓦斯涌出量(qa)qa=則qa絕對=qa×A÷(24×60)式中：qa――采區(qū)瓦斯涌出量，m3/t；Σqf――采區(qū)采煤工作面瓦斯涌出量總和，m3/d；Σqj――采區(qū)掘進工作面瓦斯涌出量總和，m3/d；qk――采區(qū)采空區(qū)瓦斯涌出量，m3/d；A――采區(qū)日產(chǎn)量，t/d。則采區(qū)的瓦斯涌出量為：采區(qū)瓦斯涌出量表3-1-11煤層編號采區(qū)絕對瓦斯涌出量qkx(m3/min)采區(qū)相對瓦斯涌出量qkj(m3/t)通風容易時期C20510.2226.98C20218.8649.80C20120.9055.19通風困難時期C20510.6027.99C20219.5251.53C20121.8357.63⑤礦井瓦斯涌出量全礦井劃分為兩個采區(qū)，由于礦井生產(chǎn)規(guī)模為15萬t/a，根據(jù)相關政策、法律、法規(guī)，只能一個采區(qū)進行生產(chǎn)，按“一采兩掘”的原則組織。礦井瓦斯涌出量按下式進行計算：q礦井=式中：q礦井—礦井相對瓦斯涌出量，m3/t；Q區(qū)i—第i個生產(chǎn)采區(qū)相對瓦斯涌出量總和，m3/t；Aai—第i個生產(chǎn)采區(qū)平均日產(chǎn)量，t；k″—已采采區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，取1.25q礦井相對=則q礦井絕對=q礦井相對×A÷(24×60)礦井瓦涌出量計算見表3-1-12。表3-1-12礦井瓦斯涌出量表煤層編號礦井絕對瓦斯涌出量qkx(m3/min)礦井相對瓦斯涌出量qkj(m3/t)通風容易時期C20512.7833.73C20223.5862.25C20126.1368.98通風困難時期C20513.2534.99C20224.4064.41C20127.2972.04經(jīng)過計算比較開采煤層時容易時期、困難時期采煤工作面、掘進工作面、采空區(qū)、礦井瓦斯涌出量匯總見表3-1-13表3-1-13各類礦井瓦斯涌出量匯總表序號預測地點通風容易時期通風困難時期絕對瓦斯涌出量（m3/min）相對瓦斯涌出量（m3/t）絕對瓦斯涌出量（m3/min）相對瓦斯涌出量（m3/t）1回采工作面9.1024.0411.4830.302掘進工作面0.515.795.1959.303采空區(qū)0.10.164采區(qū)10.2226.9820.955.195礦井12.7833.7327.2947.04隨著礦井開采深度的增加深部瓦斯涌出量可能會增高。需要采取防治瓦斯積聚與超限的措施，嚴格瓦斯管理和監(jiān)測。開采深部煤炭時，風路長，風阻大，瓦斯涌出量會相應增大，更應加強礦井的通風管理工作，保證通風設施、設備隨著生產(chǎn)的發(fā)展而及時安裝或拆除，保證通風系統(tǒng)可靠、有效。加強礦井瓦斯壓力、含量、梯度等參數(shù)資料的收集和測定工作，嚴格執(zhí)行《煤礦安全規(guī)程》（2011版）的相關規(guī)定。三、煤層抽放瓦斯難易程度煤層瓦斯抽放難易程度可從瓦斯壓力大小、煤層堅硬程度、鉆孔流量衰減系數(shù)、煤層透氣性系數(shù)等分析。黃家山煤礦沒有鉆孔流量衰減系數(shù)、煤層透氣性系數(shù)，普查報告上有煤層瓦斯壓力和煤層堅固性系數(shù)參數(shù)，煤層瓦斯壓力為0.22-1.54Mpa，煤層堅固性系數(shù)為0.58，煤層瓦斯壓力大，煤層松軟。煤層瓦斯壓力，也就是瓦斯從煤層向外釋放的能力，煤層壓力越大，抽放瓦斯也越容易；煤層松軟程度，煤層越松軟，瓦斯通過煤層的阻力越小，透氣性越大，抽放瓦斯就越容易。綜上，該礦C205煤層是可以抽放的。由于礦井在地勘階段及建設階段并未做相應的工作，因此在今后開采過程中進行這項工作，以對煤層進行抽放提供可靠的基礎資料，瓦斯抽放難易程度可參照表3-4-3。表3-4-3煤層預抽瓦斯難易程度分類表指標難易程度鉆孔流量衰減系數(shù)（d-1）煤層透氣性系數(shù)λ(m2/Mpa2.d)容易抽放＜0.003＞10可以抽放0.003～0.0510～0.1較難抽放＞0.05＜0.1第二節(jié)抽放瓦斯的必要性和可能性一、抽放瓦斯的必要性根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第145條規(guī)定，“有下列情況之一的礦井，必須建立地面永久抽放瓦斯系統(tǒng)或井下臨時瓦斯抽放系統(tǒng)：1、一個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一個掘進工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通風方法解決瓦斯問題不合理時。2、礦井絕對瓦斯涌出量達到以下條件的：◆大于或等于40m3/min；◆年產(chǎn)量1.0~1.5Mt的礦井，大于30m3/min；◆年產(chǎn)量0.6~1.0Mt的礦井，大于25m3/min；◆年產(chǎn)量0.4~0.6Mt的礦井，大于20m3/min；◆年產(chǎn)量小于或等于0.4Mt的礦井，大于15m3/min；3、開采有煤與瓦斯突出危險煤層的。下面從以下四個方面來分析本礦井瓦斯抽放的必要性。①從瓦斯涌出量的計算結果來看。根據(jù)預測結果，礦井相對瓦斯涌出量為13.011m3/min，小于15m3/min。但該礦未作煤與瓦斯突出鑒定，為了減小突出的課能性，該礦考慮建立瓦斯抽放系統(tǒng)，采取瓦斯抽放措施，保證礦井安全生產(chǎn)。②從礦井通風能力來看采掘工作面實行瓦斯抽放的必要性判斷標準是：采掘工作面稀釋瓦斯所需的風量大于設計配風量，即下式成立時，抽放瓦斯才是必要的。Q〈==24.26（m3/s）式中：Q——采掘工作面設計配風量，m3/s；q絕——工作面瓦斯絕對涌出量，m3/min，取9.1m3/min；C——采掘工作面允許的瓦斯?jié)舛壬舷蓿?%；K——瓦斯涌出不均衡系數(shù)，取1.4~1.6，取1.6。據(jù)計算，炮采采煤工作面稀釋瓦斯所需的風量24.26m3/s,而設計根據(jù)煤層通風斷面積、風速等因素綜合確定的配風量15m3/s，不能滿足實際需要。本礦井設計通風能力無法滿足礦井稀釋瓦斯所需風量的要求，不能保證采掘工作面瓦斯不超限，完全具備實現(xiàn)瓦斯抽放的必要條件。③從防止煤與瓦斯突出看根據(jù)貴州省安全生產(chǎn)監(jiān)督管理局、貴州省煤炭管理局、貴州煤礦安全監(jiān)察局聯(lián)合下發(fā)的黔安監(jiān)管辦字[2007]345號－《關于加強煤礦建設項目煤與瓦斯突出防止工作的意見》，該礦具有煤與瓦斯突出危險性，因此，從防止煤與瓦斯突出看，必須進行瓦斯抽放。④從資源利用和環(huán)保的角度看瓦斯是一種優(yōu)質(zhì)潔凈的能源，將抽出的瓦斯加以利用，可以變害為寶，改善能源結構，保護大氣環(huán)境，取得顯著的經(jīng)濟效益和社會效益。從資源利用和環(huán)保的角度看，也有必要建立永久瓦斯抽放系統(tǒng)進行瓦斯抽放，變被動為主動開發(fā)。二、抽放瓦斯的可行性本礦井目前尚無煤層透氣性系數(shù)、鉆孔瓦斯流量衰新途徑系數(shù)等實測資料。參考鄰近礦區(qū)的一般經(jīng)驗，礦井設置高、低負壓雙系統(tǒng)進行瓦斯抽放，高負壓系統(tǒng)用于煤層預抽和解突，低負壓系統(tǒng)用于采空區(qū)卸壓抽放，實踐證明是完全可行的。三、抽放瓦斯效果預計1、工作面瓦斯抽出率及抽出量礦井瓦斯抽放效果，應在取得進一步的瓦斯地質(zhì)資料（如實測瓦斯壓力、瓦斯含量、煤層透氣性系數(shù)及可抽性指標等）的基礎上分析論證，較為符合實際情況。受條件所限，設計僅根普查報告并參照鄰近礦井的情況進行分析。C205煤層平均厚度1.07米。正常開采區(qū)域內(nèi)，采面瓦斯涌出量9.1m3/min；工作面設計配風量15m3/s，風排瓦斯量5.46m3/min左右，需要抽放的瓦斯量3.64m3/min，瓦斯抽出率為40%。工作面掘進期間，瓦斯涌出量>3m3/min時，特別是根據(jù)防突的需要，采用“先抽后掘”等措施進行預抽瓦斯。2、礦井瓦斯抽放量該礦生產(chǎn)能力為15萬t/a，根據(jù)礦井開采規(guī)模和配采關系，設計瓦斯抽放系統(tǒng)的瓦斯抽出量考慮如下:a、低負壓系統(tǒng)：瓦斯抽出量（最大）為1.5m3/min，瓦斯?jié)舛劝?0%計，則混合量為6m3/min；孔口抽放負壓為7.5Kpa。b、高負壓系統(tǒng)：瓦斯抽出量（最大）為2m3/min，瓦斯?jié)舛劝?0%計，則混合量為5m3/min，孔口抽放負壓為15Kpa。3、礦井年抽放量及抽放年限礦井抽放純量約為7993.4160萬m3，抽放年限可服務至礦井結束，即12.5年，年抽放量約為639.47萬m3/a。四、瓦斯抽采應達到的指標抽采控制范圍和應達到的指標，必須符合礦井瓦斯抽采標準的相關規(guī)定。（1）根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》第四十九條采取各種方式的預抽煤層瓦斯區(qū)域防突措施時，應當符合下列要求：①穿層鉆孔或順層鉆孔預抽區(qū)段煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應當控制區(qū)段內(nèi)的整個開采塊段、兩側(cè)回采巷道及其外側(cè)一定范圍內(nèi)的煤層。要求鉆孔控制回采巷道外側(cè)的范圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m；其他為巷道兩側(cè)輪廓線外至少各15m。以上所述的鉆孔控制范圍均為沿層面的距離，以下同；②穿層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應當控制整條煤層巷道及其兩側(cè)一定范圍內(nèi)的煤層。該范圍與本條第（一）項中回采巷道外側(cè)的要求相同；③順層鉆孔或穿層鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應當控制整個開采塊段的煤層；④穿層鉆孔預抽石門（含立、斜井等）揭煤區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施應當在揭煤工作面距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鉆孔的最小控制范圍是：石門和立井、斜井揭煤處巷道輪廓線外12m（急傾斜煤層底部或下幫6m），同時還應當保證控制范圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小于5m，且當鉆孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；⑤順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應控制的條帶長度不小于60m，巷道兩側(cè)的控制范圍與本條第（一）項中回采巷道外側(cè)的要求相同；⑥當煤巷掘進和回采工作面在預抽防突效果有效的區(qū)域內(nèi)作業(yè)時，工作面距未預抽或者預抽防突效果無效范圍的前方邊界不得小于20m；⑦厚煤層分層開采時，預抽鉆孔應控制開采的分層及其上部至少20m、下部至少10m（均為法向距離，且僅限于煤層部分）。（2）突出煤層工作面采掘作業(yè)前必須將控制范圍內(nèi)煤層的瓦斯含量降到煤層始突深度的瓦斯含量以下或?qū)⑼咚箟毫档矫簩邮纪簧疃鹊拿簩油咚箟毫σ韵?。若沒能考察出煤層始突深度的煤層瓦斯含量或壓力，則必須將煤層瓦斯含量降到8m3/t以下，或?qū)⒚簩油咚箟毫档?.74Mpa（表壓）以下。（3）瓦斯涌出量主要來自于臨近層或圍巖的采煤工作面瓦斯抽采率應滿足表3-4-4規(guī)定，瓦斯涌出量主要來自于開采層的采煤工作面前方20m以上范圍內(nèi)煤的可解吸瓦斯量應滿足表3-4-4的規(guī)定。（4）采掘工作面風速不得超過4m/s，回風流中瓦斯?jié)舛炔坏贸^1%。（5）礦井瓦斯抽采率應滿足表3-4-6規(guī)定。五、瓦斯抽采指導原則（1）按國家安監(jiān)總煤裝[2007]188號《關于加強煤礦瓦斯先抽后采工作的指導意見》的抽采指導原則：煤礦瓦斯抽采必須落實“先抽后采、監(jiān)測監(jiān)控、以風定產(chǎn)”十二字方針，把實現(xiàn)瓦斯先抽后采與實現(xiàn)礦井瓦斯全方位監(jiān)測監(jiān)控、堅持采掘工作面“以風定產(chǎn)”有機結合起來，實現(xiàn)對瓦斯的綜合防治。同時，煤礦瓦斯先抽后采還必須堅持“多措并舉、應抽盡抽、抽采平衡”的原則，把煤礦瓦斯先抽后采真正落到實處。

①多措并舉就是要緊密結合本企業(yè)的實際，充分利用地面和井下的空間，提前預留抽采時間，采取多種可能采用的有效抽采技術和工程措施，并加大科技創(chuàng)新、政策支撐、嚴格法規(guī)標準和現(xiàn)場管理，全面加強先抽后采，實現(xiàn)抽采達標。

②應抽盡抽就是對應當進行瓦斯抽采的煤層，都必須先抽采瓦斯，達到《基本指標》要求后再安排采掘；在此基礎上，要對煤層瓦斯盡最大能力進行抽采，努力實現(xiàn)煤炭開采前瓦斯抽采的最大化。

③抽采平衡就是在對煤層瓦斯抽采工作超前規(guī)劃、超前設計、超前施工的基礎上，確保煤層預抽時間和瓦斯預抽效果，保持抽采達標煤量和擬安排生產(chǎn)準備及回采的煤量相平衡，也就是礦井采掘活動嚴格控制在瓦斯抽采達標的區(qū)域和煤層內(nèi)。

（2）按國家安監(jiān)總煤裝[2007]188號《關于加強煤礦瓦斯先抽后采工作的指導意見》的抽采平衡具體要求：

①要滿足采掘工作面防止煤與瓦斯突出的要求。突出煤層突出危險區(qū)域的采掘工作面經(jīng)預抽后，瓦斯含量和瓦斯壓力能夠達到《基本指標》規(guī)定要求；

②滿足采掘工作面安全生產(chǎn)的要求。煤層經(jīng)預抽瓦斯后，采掘工作面瓦斯抽采率、煤的可解吸瓦斯含量和回風流瓦斯?jié)舛冗_到《基本指標》的要求；

③逐步實現(xiàn)“抽、掘、采”平衡。煤層經(jīng)預抽瓦斯后，抽采達標煤量能夠滿足安全掘進和安全回采的要求。表3-4-4采煤工作面瓦斯抽采率應達到的指標工作面絕對瓦斯涌出量Q(m3/min)工作面的抽采率（%）備注5≤Q＜10≥2010≤Q＜20≥3020≤Q＜40≥4040≤Q＜70≥5070≤Q＜100≥60100≤Q≥70表3-4-5采煤工作面回采前煤的可解吸瓦斯量應達到的指標工作面日產(chǎn)量（t）可解吸瓦斯量W1備注≤1000≤81001～2500≤72501～4000≤64001～6000≤5.56001～8000≤58001～10000≤4.5＞10000≤4表3-4-6礦井瓦斯抽采率應達到的指標礦井絕對瓦斯涌出量Q(m3/min)礦井的抽采率（%）備注Q＜20≥2520≤Q＜40≥3540≤Q＜80≥4080≤Q＜160≥45160≤Q＜300≥50300≤Q＜500≥55500≤Q≥60因為黃家山煤礦的最大絕對瓦斯涌出量Q=27.29m3/min＜20m3/min，所以確定本礦的抽采率為40%。第三章抽采系統(tǒng)和方法第一節(jié)礦井瓦斯來源分析本礦井采用下行開采程序，工作面開采時瓦斯涌出主要來自開采層、圍巖、下鄰近層煤層及采礦卸壓范圍內(nèi)的不可采煤層、煤線等。從瓦斯涌出來源看，采煤工作面占50%~55%，掘進工作面占19%~29%左右，采空區(qū)占25~35%。第二節(jié)抽放瓦斯方法對于一采區(qū)C202、C205煤層標高在+1831m以上范圍，可按高瓦斯抽放方法實施，對于對于二采區(qū)C202、C205煤層標高在+1831m以下范圍及C201煤層具有突出危險性，抽放方法必須采取區(qū)域預抽，解決預抽鉆孔布置達到《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》要求、控制范圍和抽采指標，消除突出危險。各種預抽方法的順序為：石門揭煤區(qū)域煤層預抽→煤巷掘進區(qū)域條帶煤層瓦斯預抽→回采工作面整個塊段煤層瓦斯預抽→鄰近煤層穿層鉆孔預抽條帶或塊段煤層瓦斯。本煤層開采采取本煤層順層預抽根據(jù)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》第四十九，順層預抽應當符合下列要求：1、順層鉆孔預抽區(qū)段煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應當控制區(qū)段內(nèi)的整個開采塊段、兩側(cè)回采巷道及其外側(cè)一定范圍內(nèi)的煤層。要求鉆孔控制回采巷道外側(cè)的范圍是：傾斜、急傾斜煤層巷道上幫輪廓線外至少20m，下幫至少10m；其他為巷道兩側(cè)輪廓線外至少各15m。以上所述的鉆孔控制范圍均為沿層面的距離，以下同；2、順層鉆孔或穿層鉆孔預抽回采區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應當控制整個開采塊段的煤層；3、順層鉆孔預抽煤巷條帶煤層瓦斯區(qū)域防突措施的鉆孔應控制的條帶長度不小于60m，巷道兩側(cè)的控制范圍與本條第（一）項中回采巷道外側(cè)的要求相同；4、當煤巷掘進和回采工作面在預抽防突效果有效的區(qū)域內(nèi)作業(yè)時，工作面距未預抽或者預抽防突效果無效范圍的前方邊界不得小于20m；5、厚煤層分層開采時，預抽鉆孔應控制開采的分層及其上部至少20m、下部至少10m（均為法向距離，且僅限于煤層部分）。本礦井設置高、低壓各兩套瓦斯抽放系統(tǒng)。其中，高負壓瓦斯抽放系統(tǒng)主要用于預抽解突，采用順層鉆孔預抽、高位鉆孔卸壓抽等相結合的綜合長鉆孔預抽放、超前鉆孔排放等措施預抽解突（詳細論述，見第3.5區(qū)域防治突出措施中“預抽煤層瓦斯”部分）。低負壓瓦斯抽放系統(tǒng)主要用于采空區(qū)抽放，即采用上順槽埋管抽放、采空區(qū)密閉抽放等。具體方法如下：一是，利用高負壓瓦斯抽放系統(tǒng)預抽解突：設計首采C205煤層工作面，采用本煤層預抽瓦斯，本煤層順層鉆孔預抽鉆孔布置，見圖3-4-1。3-4-1本煤層順層鉆孔預抽鉆孔布置示意圖二是，利用高位鉆孔卸壓抽放：在采煤工作面上順槽布置頂板走向鉆孔，用于工作面開采期間抽放工作面上隅角裂隙帶的卸壓瓦斯。高位鉆孔布置方式，見圖3-4-2。三是，利用低負壓瓦斯抽放系統(tǒng)抽放采空區(qū)瓦斯。工作面開采期間，利用上順槽埋管抽放采空區(qū)瓦斯；工作面回采完畢密閉后，插管路抽放采空區(qū)瓦斯。首采煤層瓦斯高、不易自燃；在大氣壓力變動季節(jié)，應加強對采空區(qū)瓦斯的觀測與管理。當老空區(qū)涌出量較大時，為了解決采空區(qū)瓦斯積聚的問題，應進行抽放瓦斯。設計用低負壓瓦斯抽放系統(tǒng)抽放采空區(qū)瓦斯時，必須經(jīng)常測定氣體、溫度、CO濃度，發(fā)現(xiàn)有自燃征兆時，必須立即停止抽放，采取措施，防止煤層自燃發(fā)火。圖3-4-2頂板走向鉆孔抽放布置示意圖二、巷道掘進時先抽后掘瓦斯抽放隨著開采深度的延伸，當?shù)V井具有煤與瓦斯突出危險時，應加強巷道掘進時先抽后掘瓦斯抽放工作。在煤巷掘進工作面迎頭向掘進巷道前方煤層施工扇形鉆孔，每個循環(huán)施工9個鉆孔。長鉆孔長度35m，每個循環(huán)間距50m，鉆孔終孔點分別距離巷道中心線0m、2.5m、4m，進行瓦斯預抽。如圖3-4-3所示。以上鉆孔傾角原則上必須保證鉆孔在煤層內(nèi)，鉆孔傾角與巷道底板平行或根據(jù)煤層的厚度略有上、下傾角，方位角指與巷道中線的夾角，當掘進工作面抽放鉆孔個數(shù)較多時，為擴大抽放區(qū)域面積，提高抽放效果，抽放鉆孔應以巷道中線為基準，向周圍煤體呈放散狀排列。圖3-4-3巷道掘進瓦斯先抽后掘抽放鉆場及鉆孔布置三、穿層鉆孔預抽石門（含立、斜井等）揭煤區(qū)域煤層瓦斯區(qū)域防突措施應當在揭煤工作面距煤層的最小法向距離7m以前實施（在構造破壞帶應適當加大距離）。鉆孔的最小控制范圍是：石門和立井、斜井揭煤處巷道輪廓線外12m（急傾斜煤層底部或下幫6m），同時還應當保證控制范圍的外邊緣到巷道輪廓線（包括預計前方揭煤段巷道的輪廓線）的最小距離不小于5m，且當鉆孔不能一次穿透煤層全厚時，應當保持煤孔最小超前距15m；見圖3-4-4。圖3-4-4石門揭煤預抽控制范圍四、開采保護層必須抽放被保護層（鄰近層）的區(qū)域煤層瓦斯圖3-4-5鄰近煤層穿層鉆孔預抽條帶煤層瓦斯第三節(jié)抽放瓦斯工藝一、鉆場布置、鉆孔參數(shù)確定高位鉆孔抽放：即沿工作面上順槽每隔40~60m布置一個瓦斯鉆場，每個鉆場內(nèi)布置4~6個鉆孔，鉆孔斜長約60~75m，孔底控制層位為頂板的下裂隙帶內(nèi)和工作面的上隅角附近，鉆孔直徑φ65mm。順層鉆孔的布置：即在回采工作面上順槽沿煤層每隔3m布置平形順層鉆孔，一般沿層鉆孔考慮工作面長度的70～90%（本礦首采工作面11801工作面真傾斜長度為75m），不布置鉆場。掘進工作面的布置：采用迎頭長鉆孔預抽放、超前鉆孔排放等措施預抽。即在巷道迎頭正前方施工直徑為75~120mm、深度約50m(兩側(cè)短孔約25~40m)的超前鉆孔，超前鉆孔控制到巷道50m范圍，超前鉆孔施工前必須加強工作面支護。在巷道的兩幫，傾角25°左右布置鉆孔，施工直徑為75~120mm、兩側(cè)短孔約30m的超前鉆孔，控制到巷道兩幫30m范圍進行瓦斯預抽解突，巷道采用“先抽后掘”、“四位一體”的防突措施進行管理。二、封孔方式、材料及工藝采用水泥沙漿或聚胺脂封孔，孔口段圍巖條件好、構造簡單、孔口負壓中等時，封孔長度為，3~5m，高負壓時封孔長度為5~8m；煤層或圍巖較為破碎的巖石鉆孔封孔長度8~10m，視具體條件以不漏氣為準，盡量縮短封孔長度；對煤巖強度不高、封孔深度較長的鉆孔采用充填材料封孔，對巖石致密、服務年限不長的鉆孔采用機械式封孔器封孔。三、設備選型及主要檢測儀表1、鉆機選用ZY-200鉆機2臺，鉆進深度200m，開孔直徑φ87、φ151m，終孔直徑φ65mm，電機功率22kw。選用ZDY－650型煤礦用液壓鉆機2臺，鉆進深度150m，開孔直徑φ65、φ85、φ115mm，終孔直徑φ65mm、φ75mm，電機功率15kw。2、主要檢測儀表見表3-4-7。表3-4-7礦井主要檢測儀表1光學瓦斯檢定器GWJ-1A（0～10%）臺30CH4（0～10%）2光學瓦斯檢定器GWJ-2（0～100%）臺2CH4（0～100%）3瓦斯檢定器校正儀GJX-2臺14便攜式瓦斯檢測報警儀AZJ-91、92臺50礦領導、安檢員、班組長、爆破工、電鉗工以及電機車上配備5充電器CDQ-91、92臺156瓦斯氧氣檢測儀表JJY-1臺57瓦斯報警礦燈KSW10F（A）個508多種氣體檢測器DQJD－1臺39風電瓦斯閉鎖裝置FDZB-1A套3每個掘進面1套且備用20%10礦用隔爆型電纜硫化熱補器BAR2-127/1.4臺111一氧化炭檢定器AT2臺2第四節(jié)抽采管路及其設備一、抽放管路系統(tǒng)的選擇根據(jù)小煤礦安全管理水平、抽放設備價格、開拓開采設計及抽放的瓦斯放空不利用等，確定采用地面永久瓦斯抽放系統(tǒng)。本礦井分別設置高負壓瓦斯抽放管路系統(tǒng)和低負壓瓦斯抽放管路系統(tǒng)各1套。高、低負壓瓦斯抽放管路經(jīng)回風斜井引出地面，在風井場地設置高、低負壓聯(lián)合瓦斯抽放站。地面及回風斜井內(nèi)布置瓦斯主管，采面回風巷、回風聯(lián)絡巷、巷道內(nèi)布置瓦斯支干管，回風上山巷道內(nèi)布置瓦斯主管。由于真空泵的抽氣速率、功率曲線是按標準工況狀態(tài)（進氣溫度20℃，進水溫度15℃，排氣壓力101.3kPa，吸入氣體為飽和空氣）繪制的，還應將實際工況的抽放泵流量換算為標準工況狀態(tài)的流量。表3-4-8礦井瓦斯抽出量資料表項目高負壓低負壓純瓦斯(m3/min)≤2≤1.2瓦斯?jié)舛?%)≤40≤20混合量(m3/min)≤5≤6孔口壓力(kPa)≤13≤5二、抽放管路管徑、材質(zhì)、規(guī)格1、抽放管路管徑D＝0.1457Q—瓦斯管內(nèi)混合瓦斯流量，m3/min；V—瓦斯管內(nèi)流速，m/s，一般取10～15m/s。2、純瓦斯抽放量（1）高負壓抽采瓦斯純量=（回采面瓦斯涌出量+掘進面瓦斯涌出量）×抽采率=（11.48+5.19）×40%=6.668m3/min；①工作面抽放純量=回采面瓦斯涌出量×抽采率=11.48×40%=4.592m3/min；②掘進工作面抽放純量=單個掘進面瓦斯涌出量×抽采率=(5.19/2)×40%=1.038m3/min（2）低負壓抽采瓦斯純量=[礦井瓦斯涌出量－（采面瓦斯涌出量+掘進面瓦斯涌出量）]×抽采率=[27.29－（11.48+5.19）]×40%=4.248m3/min；高負壓抽放瓦斯?jié)舛劝凑?0％、低濃度瓦斯抽放濃度按照40％進行設計。根據(jù)上述公式計算高負壓和低負壓時的管徑結果詳見表3-4-9表3-4-9高負壓和低負壓時的管徑結果類型管路名稱純瓦斯流量(m3/min)瓦斯?jié)舛然旌贤咚沽髁縌混(m3/min)氣體流速V(m/s)計算管徑(mm)管材內(nèi)徑(mm)備注高負壓主管6.66840%16.6710188.1200回風井主管分管14.59240%11.4810156.1200工作面支管分管21.03840%2.601074.289掘進面支管低負壓主管4.24840%10.6210150.1200回風井主管分管11.33440%3.331084.1110采空區(qū)考慮到使用期限及防腐等因素，高負壓抽放瓦斯采用無縫鋼管，主管規(guī)格為φ200×4；支管規(guī)格為φ200×4、φ89×3.5。低負壓抽放瓦斯采用礦用鋼無縫鋼管，主管規(guī)格為φ200×4；支管規(guī)格為φ110×3.5。三、瓦斯管的連接方式、主管趟數(shù)高負壓和中低負壓抽放瓦斯管主管各為一趟。高、低負壓抽放瓦斯管總管沿回風斜井井筒底板敷設。在保證安全的前提下，主管宜采用焊接方式連接，否則采用法蘭連接；支管宜采用法蘭、快速管接頭等方式連接。管路每70m左右需要進行接地，以防靜電和帶電，在用法蘭方式時，要做好接頭處的電氣連接。1）高負壓抽放管布置路線：為了保證選用的瓦斯抽放泵能滿足抽放系統(tǒng)最困難時期所需抽放負壓，應根據(jù)礦井各生產(chǎn)時期瓦斯抽放系統(tǒng)中管路最長、流量最大、阻力最高的抽放管線來計算礦井抽放系統(tǒng)總阻力。（1）瓦斯泵房（60m）→回風斜井（136m）→回風石門（157m）→采面回風巷（247m）掘進頭：（1）瓦斯泵房（60m）→回風斜井（136m）→回風石門（157m）→掘進面回風巷（100m）（2）瓦斯泵房（60m）→回風斜井（206m）→回風石門（157m）→掘進面回風巷（100m）2）低負壓抽放管布置路線：瓦斯泵房（60m）→回風斜井（136m）→回風石門（157m）→采面回風巷（197m）→采空區(qū)（10m）（4）抽放泵房主要附屬設備電氣防爆措施斯抽放泵站及瓦斯抽放管路所有附屬電氣設備、照明設備、儀器儀表均采用礦用隔爆型或本質(zhì)安全型，并必須為獲得MA標志的生產(chǎn)廠家制造的合格產(chǎn)品。四、抽放管路阻力計算1、管路磨擦阻力瓦斯管路磨擦阻力的計算，采用如下公式：△=1－0.446C式中：△—瓦斯管路中的瓦斯比重；C—瓦斯管路內(nèi)瓦斯?jié)舛?。式中：L—瓦斯管路長度，按服務期內(nèi)最長管線考慮；Q—瓦斯管內(nèi)混合瓦斯流量；K—系數(shù)；D—瓦斯管道內(nèi)徑，cm。2、局部阻力根據(jù)經(jīng)驗，管路局部阻力按摩擦阻力的10%～20%考慮即可。3、管路總阻力根據(jù)上述公式計算管路阻力，計算結果詳見抽放管路直管阻力計算表3-4-10管路直管阻力計算表3-4-10抽放方式管路名稱相對密度△混合瓦斯流量Q混（m3/h）系數(shù)K0管道內(nèi)徑D(cm)瓦斯?jié)舛菴(%)長度L(m)阻力損失H(pa)高負壓主管0.82161000.200.82040%196617.33分管10.8216688.800.752040%354564.04分管20.8216155.700.758.940%2571199.03直管阻力2380.40局部阻力按15%計算357.06總阻力2737.45低負壓主管0.8216637.200.82040%560715.86分管10.8216200.040.751140%5601495.29直管阻力2211.16局部阻力按15%計算331.67總阻力2542.83五、瓦斯泵壓力及流量的計算1、瓦斯泵壓力計算瓦斯泵壓力按下式計算：H泵＝1.2（H摩＋H吸＋H排）式中：H泵—瓦斯泵總負壓，Pa；H吸—要求孔口抽放負壓，高負壓抽方式取15000Pa，低負壓抽方式取5000Pa；H排—瓦斯泵瓦斯排放管出口的正壓，由于瓦斯沒有利用，正壓較小，即取400Pa。2、瓦斯泵流量計算瓦斯泵流量按下式計算：Q泵=∑QK/（Cη）式中：Q泵—瓦斯泵的額定流量，m3/min；∑Q—瓦斯泵在抽放期間內(nèi)，同期最大純CH4抽放量，m3/min；K—綜合備用系數(shù)，一般取1.2；η—泵的機械效率，取0.8；C—瓦斯泵入口處瓦斯?jié)舛?。根?jù)上述公式計算瓦斯泵壓力及流量，計算結果詳見瓦斯泵壓力及流量計算表4-5-7瓦斯泵壓力及流量計算表4-5-7抽放方式H摩H吸H排∑QKCηH泵Q泵PaPaPam3/min備用系數(shù)濃度機械效率Pam3/min高負壓2737.45130004006.671.140%0.819364.9522.92低負壓2542.8350004004.251.140%0.89531.3914.60六、瓦斯泵的選型根據(jù)計算的瓦斯抽放泵流量Q泵及吸氣壓力H吸，考慮有富余的抽放能力，高負壓、低負壓抽放系統(tǒng)設計選用2BEA-253型真空泵4臺（2臺工作、2臺備用），其參數(shù)為：Q=28m3/min，吸入絕壓H=33hPa,電機功率為45kW，電壓380V～660V。瓦斯抽放泵流量、壓力均應有15%的富裕能力：由上表3-4-11可知Q泵max=22.92×（1+15%）=26.358＜28.3（滿足要求）H泵max=19364.95×（1+15%）=22269.69Pa=222.69hPa＜330hPa（滿足要求）七、抽放泵房主要附屬設備電氣防爆措施斯抽放泵站及瓦斯抽放管路所有附屬電氣設備、照明設備、儀器儀表均采用礦用隔爆型或本質(zhì)安全型，并必須為獲得MA標志的生產(chǎn)廠家制造的合格產(chǎn)品。八、管路敷設根據(jù)AQ1027-2006“5.4.1”,抽放管路敷設應根據(jù)井下巷道的布置、抽放地點的分布、瓦斯利用的要求以及礦井的發(fā)展規(guī)劃等因素確定，避免或減少主干管路系統(tǒng)的頻繁改動，確保管道運輸、安裝和維護方便，并應符合下列要求：1、抽放管路通過的巷道曲線段少、距離短，管路安裝應平直，轉(zhuǎn)彎時角度不應大于50；2、抽放管路系統(tǒng)宜沿回風巷道或礦車不經(jīng)常通過的巷道布置；若設于主要運輸巷內(nèi)，在人行道側(cè)其架設高度不應個于1.8m，并固定在巷道壁上，與巷道壁的距離應滿足檢修要求；瓦斯抽放管件的外緣距巷道壁不宜小于O.lm；3、當抽放設備或管路發(fā)生故障時，管路內(nèi)的瓦斯不得流人采掘工作面及機電硐室內(nèi)；4、管徑要統(tǒng)一，變徑時必須設過渡節(jié)。抽放瓦斯管主管沿回風斜井井筒、回風下山底板敷設，抽放瓦斯支管沿回風斜巷、回風巷等巷道底板敷設。主管間隔6~8m設置一個混凝土支承；抽放瓦斯干支管視巷道情況，采用沿巷道底板、懸臂支承、錨桿懸掛等方式敷設。在傾斜巷道中每隔80-100m均設置一個止推支承。管路坡度取≥1‰，管接頭，閥門以及各種零部件須安裝嚴密，應具有良好的氣密性和足夠的機械強度，并應滿足防凍、防腐要求；不得與帶電物體接觸并應有防止砸壞管路的措施。在入井處還設置了防止雷電波及井下的接地裝置。抽采管路與電纜分掛在巷道兩側(cè)并且要吊高或墊高，若吊掛必須吊掛平直，距地高度不小于0.3m、運輸巷道內(nèi)抽放管路與礦車最外緣的間隙必須大于0.7m、地面瓦斯管路不得從地下穿過房屋或其他建筑物。斜井管路應采取設防滑卡措施。九、管路防護措施根據(jù)AQ1027-2006“5.4.9”，抽放管路應有良好的氣密性及采取防腐蝕、防砸壞、防帶電及防凍等措施。同時還應采取防漏氣、電器防爆、防靜電、防底鼓等措施。防腐：管路防腐采用環(huán)氧樹脂漆或環(huán)氧瀝青漆，較小零部件采用熱鍍鋅。防凍：由于本地區(qū)冬天氣溫較高，地面管路無需考慮防凍的問題。防凈電及防帶電：管路及電氣設備金屬外殼均進行接地保護，以防雷電、靜電感應及設備帶電。防爆：各電氣設備的生產(chǎn)廠家必須提供獲得MA標志的合格產(chǎn)品，以防電氣爆炸。防砸壞及漏氣：抽采管路與電纜分掛在巷道兩側(cè)并且要吊高或墊高，避免與尖銳物接觸，以防砸壞或漏氣。防底鼓：管道安設時應墊支架，使其距巷道底板不小于300mm，或吊掛在巷道中。十、附屬裝置瓦斯抽放鉆場處、管路分支處、井底井口處、瓦斯抽放泵站進口處均設控制閥門；管路在抽放鉆場、管路拐彎、低洼、溫度突變處、出口處應設放水器，放水器間距為200~300m，最大500m；出口處還應設取樣孔、進出口排空管，在抽放管路的適當部位應設置除渣裝置和測壓裝置；根據(jù)購買設備要求而決定是否設置止回閥。第五節(jié)抽放瓦斯站的輔助設施瓦斯抽放泵房設置在回風斜井井口附近，離井口大約65m處的平坦地面。排放管路中的瓦斯可經(jīng)放空管排放到大氣中，放空管出口至少高出地面10m，而且高出泵房和周圍20m范圍內(nèi)建筑物3m以上，放空管距泵房墻壁以0.5～1.0m為宜，最遠不得超過10m。其出口應加防護帽，放空管必須接地；警戒設施：在瓦斯抽放泵房周圍必須設置柵欄、懸掛警戒牌等。地面泵房和泵房周圍20m范圍內(nèi)，禁止堆積易燃物和明火。一、抽放瓦斯泵房及附屬設備布置（l）瓦斯抽放泵站選擇位置該礦瓦斯抽放泵站設置在回風斜井井口北面，距井口65m外的山丫平坦處，泵房必須用不燃性材料建筑，并且采用避雷針防止雷電。其距進回風斜井口和主要建筑物不得小于50m，在瓦斯抽放泵房周圍必須設置柵欄、懸掛警戎牌等。柵欄周圍20m的范圍內(nèi)，禁止堆積易燃物和任何帶電、帶火的作業(yè)。（2）抽放瓦斯站構成瓦斯抽放站為單層建筑結構，條形布局。分設泵房、高低壓配電室、值班室等。室內(nèi)安裝瓦斯抽放泵、高低壓供配電設備、控制系統(tǒng)設備、瓦斯參數(shù)監(jiān)測設備、通信設備等，室外設置瓦斯進出口配氣系統(tǒng)、防爆炸、防回火裝置、進出口排空管、補水及冷卻系統(tǒng)、防雷接地系統(tǒng),以及瓦斯計量裝置、測壓裝置和除渣裝置等，供水系統(tǒng)要考慮消防容量。（3）抽放瓦斯泵房的主體設備電氣防爆措施瓦斯抽放泵選用水環(huán)式真空泵，配套礦用防爆型電動機。高低壓配電開關及二次控制系統(tǒng)設備、補水及冷卻系統(tǒng)設備等，全部采用礦用隔爆型或本質(zhì)安全型產(chǎn)品。若選用電動閘閥，也全部為礦用隔爆型。泵房內(nèi)所有管路及電氣設備金屬外殼均進行接地保護，以防雷電、靜電感應及設備帶電。各設備的生產(chǎn)廠家必須提供獲得MA標志的合格產(chǎn)品。（4）抽放瓦斯泵房的主要附屬設備瓦斯進口為高低壓互備式配氣系統(tǒng)，通過閘閥進行控制，其前設置總計量、防爆炸、防回火裝置、進口排空管及總閘閥。瓦斯出口為各泵獨立向空中排出，或經(jīng)計量、防爆炸、防回火裝置、出口排空管及閘閥后匯總進入瓦斯綜合利用系統(tǒng)。補水及冷卻系統(tǒng)為雙泵互為備用循環(huán)系統(tǒng)。照明采用礦用防爆型燈具，雙回路供電。機房內(nèi)設設備檢修用起重梁。抽放瓦斯泵房及附屬設備系統(tǒng)見圖3-4-4。圖3-4-4抽放瓦斯泵安裝示意圖二、抽放瓦斯站場地平面布置瓦斯抽放站必須采用不燃性材料建筑，耐火等級二級。瓦斯抽放站距進回風斜井口和主要建筑物不得小于50m，用圍墻保護，并且圍墻外20m范圍內(nèi)禁止堆積易燃物，禁止有明火。泵房周圍用實體圍墻保護。三、供電與通訊（l）供電電源瓦斯抽放站二回專用高壓電源引自礦井地面10kV變電所不同變壓器，一回工作，一回備用。（2）電力負荷根據(jù)計算的瓦斯抽放泵流量Q泵及吸氣壓力H吸，考慮有富余的抽放能力，高、低負壓抽放系統(tǒng)設計選用2BEA-253型真空泵四臺（兩臺工作、兩臺備用），其參數(shù)為：Q=28.3m3/min，吸入絕壓H=33hPa,電機功率為45kW，電壓380V～660V。（3）防止雷擊瓦斯抽放站及其管路均要設置避雷裝置(避雷針、避雷帶、接地系統(tǒng)等)，防止雷擊并防止雷電波侵入井下。電源線路采用電纜經(jīng)電纜溝或（和）直埋方式供電，在上級變電所10kV母線上各設置一組避雷器吸收電源側(cè)過電壓。（4）通訊抽放瓦斯站設有直通礦井調(diào)度室的電話，電話采用礦用防爆型。四、抽放瓦斯站場地建筑瓦斯抽放站建筑面積約為150m2。五、給排水、采暖及供熱瓦斯泵站的給水主要是供給瓦斯泵的循環(huán)冷卻水，并考慮消防容量，循環(huán)水流量按60m3/h計算。瓦斯泵站不需要采暖。第六節(jié)安全保障措施一、抽放系統(tǒng)及抽放泵站安全措施（1）抽放系統(tǒng)安全措施管路防腐蝕、防漏氣、防砸壞、電氣防爆、防靜電、防帶電、防底鼓措施。管路防腐的論述請見“3.4.3.56）管路防腐及地面管路防凍措施”。管路接頭、閥門以及各種零部件須安裝嚴密，以防漏氣。根據(jù)管路敷設的實際情況在易損部位采取適當措施，如加套管或型鋼防護架，防止管路砸壞，在地面也可采用埋地敷設方式。電氣防爆、防靜電、防帶電的措施斯:抽放泵站及瓦斯抽放管路所有附屬電氣設備、照明設備、儀器儀表均采用礦用隔爆型或本質(zhì)安全型，并必須為獲得MA標志的生產(chǎn)廠家制造的合格產(chǎn)品。斜井（斜巷）管路防滑措施：在傾斜巷道中每隔80~100m即設置一個止推支承防滑。地面管路防凍措施：管路防腐采用環(huán)氧樹脂漆或環(huán)氧瀝青漆，較小零部件采用熱鍍鋅。由于本地區(qū)冬天氣溫較高，地面管路無需考慮防凍的問題。（2）抽放瓦斯站安全措施①瓦斯抽放泵前后防回火、爆炸、電氣防爆、防靜電措施瓦斯抽放管路泵房進氣端與各瓦斯泵出氣端均設置防回火裝置與水封防爆器。電氣設備均采用礦用隔爆型或本質(zhì)安全型產(chǎn)品。泵房內(nèi)所有管路及電氣設備金屬外殼均進行接地保護，以防雷電感應、靜電感應及設備帶電。②瓦斯抽放站防雷電、防火災、防洪澇、防凍措施必須設置防雷擊（根據(jù)《建筑物防雷設計規(guī)范》GB50057的規(guī)定設防）裝置，并制訂嚴格的定期檢查制度，保持性能良好。泵的進出口必須設排空管，其高度應超過泵房房頂3m以上，排空管的防雷采用獨立避雷針，距離排空管凈距不得小于5m。防雷接地系統(tǒng)分作二部分：機房采用避雷帶，進出口排空管采用獨立避雷針，機房防雷及工作接地共用接地網(wǎng)，接地電阻取1歐姆。地面泵房必須開有天窗，并保持泵房內(nèi)良好通風。地面泵房必須用不燃性材料建筑，并必須有當?shù)貧庀蟛块T安設的防雷電裝置。其距井口和主要建筑物不得小于50m，并用柵欄或圍墻保護。地面泵房和泵房周圍20m范圍內(nèi)，禁止堆積易燃物和有明火。瓦斯泵房內(nèi)設置直通調(diào)度電話與溫度、煙霧等監(jiān)測儀表，火災發(fā)生時可及時發(fā)現(xiàn)，及時報警。泵房設置消火栓和滅火器，用于火災時滅火。瓦斯抽放站建在回風斜井場地，場地標高較高，滿足防洪要求。③抽放瓦斯?jié)舛纫?guī)定及在規(guī)定濃度下的防爆措施瓦斯?jié)舛鹊陀?0%時，值班人員必須立即打開放空閥，關閉利用側(cè)的出口總閥，將抽出的瓦斯經(jīng)排空管排出。此后應采取適當措施提高抽放瓦斯的濃度。瓦斯?jié)舛鹊陀?5%時，必須立即停止抽放并向礦調(diào)度室報告。④安全管理措施a.瓦斯泵房值班室內(nèi)必須張貼瓦斯抽放管路操作規(guī)程、崗位職責、應急預案、瓦斯抽放管路系統(tǒng)圖及瓦斯抽放站高低壓電氣系統(tǒng)圖。b.瓦斯泵房必須有專人值班，并經(jīng)常檢測各種參數(shù)，做好紀錄；c.瓦斯泵房值班人員必須經(jīng)過崗位培訓并合格，取得上崗證書。d.瓦斯泵停止運行必須向礦調(diào)度室報告。e.瓦斯利用期間，瓦斯泵停止運轉(zhuǎn)后與恢復運行前，必須通知瓦斯使用單位或個人，取得同意后方可供應瓦斯。二、監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)根據(jù)AQ1027-2006“5.6”：(1)地面永久瓦斯抽放系統(tǒng)必須建立瓦斯抽放參數(shù)監(jiān)控系統(tǒng)。(2)礦井瓦斯抽放系統(tǒng)必須監(jiān)測抽放管道中的瓦斯?jié)舛?、流量、負壓、溫度和一氧化硪等參?shù)，同時監(jiān)測抽放泵站內(nèi)瓦斯泄漏等。當出現(xiàn)瓦斯抽放濃度過低、一氧化碳超限、泵站內(nèi)有瓦斯泄漏等情況時，抽放管道內(nèi)瓦斯?jié)舛取?5％，泵房監(jiān)控瓦斯泄露≥0.5％時，應能報警并使抽放泵主電源斷電。(3)抽放站內(nèi)應配置專用檢測瓦斯抽放參數(shù)的儀器儀表。（1）監(jiān)測監(jiān)控參數(shù)的確定及設置地點泵房內(nèi)需要設置甲烷傳感器監(jiān)測瓦斯泄漏。瓦斯管道中需要監(jiān)測瓦斯?jié)舛?、壓力、流量、溫度及一氧化碳含量。?）監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)的自動化程度及設備選型礦井環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng)采用KJ90NA型綜合監(jiān)控裝置，對礦井環(huán)境安全系統(tǒng)進行自然連續(xù)監(jiān)測。瓦斯泵房內(nèi)設KFD-2型監(jiān)控分站，外接瓦斯抽放多參數(shù)傳感器（監(jiān)測瓦斯?jié)舛?、壓力、流量等參?shù)）瓦斯泵開停傳感器及一氧化碳傳感器，配置相應的控制及顯示設備，構成抽放瓦斯自動監(jiān)測監(jiān)控系統(tǒng)，作為礦井安全監(jiān)測系統(tǒng)的一部分。瓦斯多參數(shù)傳感器設置在瓦斯抽放管上。（3）檢測儀器儀表的配備瓦斯監(jiān)測儀、壓差計、溫度計，流量計。根據(jù)2010年中國礦業(yè)大學開采與安全教育部重點實驗室提出的《貴州省赫章縣媽姑黃家山煤礦C202\C205煤層煤與瓦斯突出危險性鑒定報