矿井瓦斯抽放设计说明书.doc

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1、贵州省监狱管理局XX煤矿矿井瓦斯抽放设计说明书XX煤矿炭设计院前 言XX煤矿位于毕节市XX乡北东10km处，矿井年设计生产能力30，服务年限32年，井田面积21.9 km2。矿井为一对立井开拓，中央并列抽出式通风方式。 矿井主扇为两台BDK-8-24对旋风机， 主要大巷为一进两回。矿井前期设计通风能力为85m3/s，后期通风能力为125 m3/s。 一、设计的基础条件矿井2007年8月投产至今，先后开采了33101和33103两个采煤工作面。在两面的开采过程中，经常由于瓦斯超限，使工作面时采时停不能正常生产。经实际测定，矿井绝对瓦斯涌出量为40.3m3/min，综采工作面绝对瓦斯涌出量为18.

2、85 m3/min，掘进工作面绝对瓦斯涌出量为6 m3/min，属高瓦斯矿井。与精查地质报告提供的矿井相对瓦斯涌出量为5.54 m3/t（属低瓦斯矿井）比较相差较远。为解决瓦斯问题采取了多种治理措施和方法，即在33101回采时，先后采取了加大矿井总进风量、局扇抽下隅角瓦斯、支架间安设局扇吹下隅角瓦斯、开区均压和“U+L”通风系统等一系列措施，初步总结出采面采用”U+L”通风方法（即U型通风加一条尾巷的方法）可勉强维持生产，并在33103回采工作面得到进一步验证。但总体来说，此法虽见一定效果，但不能从根本上解决瓦斯问题。现矿井有一个正在生产的回采工作面（33104），一个正在准备的回采工作面（3

3、3203），四个煤巷掘进工作面，一个岩巷掘进工作面。现运行的2#主扇的叶片角度平均为42.5，负压为190mmH2O，矿井总进风量5700 m3/min,为主扇最大能力。在生产过程中，矿井总回风瓦斯浓度为0.75%左右，基本达到了规程允许浓度的上限，且33104胶带顺槽及集中胶带巷瓦斯超限问题严重地制约着采面生产，再加上33203工作面的投产，矿井瓦斯总的涌出量必将增大，瓦斯问题将是影响矿井安全生产的瓶颈。2002年11月，为了彻底解决矿井瓦斯问题，也为了使正常的生产行为符合规程的有关规定，集团公司上下一致认为必须建立矿井瓦斯抽放系统进行抽放，因此委托抚顺分院对XX二矿进行矿井瓦斯抽放的初步设

4、计及资金估算。煤炭科学研究总院抚顺分院在2002年4月受XX集团XX矿业有限公司的委托对XX二矿进行了矿井瓦斯基础参数测试及抽放瓦斯可行性研究，在此基础上，又受其委托（委托书附后）进行了该矿的抽放瓦斯工程初步设计。在可行性报告的基础上，经过周密细致的现场调研、资料收集、实地踏勘以及充分论证、分析比较后，现提出本抽放瓦斯工程初步设计。二、设计的主要依据1矿井瓦斯基础参数测试及抽放瓦斯可行性研究报告 煤炭科学研究总院抚顺分院；2 XX二矿提供的其它地质资料和生产实测资料；3XX二矿矿井优化初步设计及相关设计、施工图 北京煤矿设计研究院；4 XX井田精查地质报告；5 矿井抽放瓦斯工程设计规范 （MT

5、5018-96） 中华人民共和国煤炭工业部；6 委托书 XX集团XX矿业有限公司。三、设计的指导思想1 在符合规范要求、满足使用的前提下，尽可能降低造价、节省投资；2 利用原有巷道、已有土地，不另外征购地，不增加开拓费用；3 地面泵站尽量集中建设，便于后期利用；4 设备、管材选型留有余地，便于系统的改扩建和今后进行瓦斯利用；5 采用工艺先进、符合实际。四、本次设计的主要内容1 对XX二矿矿井瓦斯赋存情况、抽放的必要性及可行性、抽放方法的确定、抽放效果的预计等进行阐述；2 井下瓦斯抽放管网与主管路敷设及管路选择、钻孔布置及钻进设备选型；3 地面抽放泵站设计，包括设备选型、土建工程、总平面布置及给

6、排水、供电、供暖、通信及安全监测等辅助环节；4 抽放瓦斯管理及安全措施；5 技术经济分析和工程投资概算。第一章 矿井概况第一节 井田概况及地质特征一、交通位置XX二号井田位于贵州省张家口地区宣化县北东，距宣化城约10km，大部分地区隶属宣化县顾家营乡所辖，部分位于毕节市下花园区辛庄子乡，其地理坐标为东经 11507181151116,北纬403120403452。本井田交通十分方便，XX公路由井田西南部通过；北部约距东西方向的杨（武）通（化）铁路3.5km；新修的110国道东段已修通至本矿井工业广场，其余未修段将从井田中部通过。二、气象及地震情况本区属寒亚热带半湿闰季风性气候，夏季凉爽短促，冬

7、季寒冷漫长，干燥而少雨，多风沙，年大风（17m/s）日数为40天左右，并多发生在35月份，最大风速达28m/s，本区气温变化较大，年平均气温7.6，最低气温-25.4，最高气温39.1，年平均降雨量390.07mm，最大降雨量为675.6mm，最小为238.1mm，且多集中在78月份。年平均蒸发量为1964.7mm，最大为2327.1mm，最小为1669.5mm，早霜期始于9月下旬，晚霜期终于翌年4月中旬，无霜期为135天，最大冻土深度为1.52m。根据宣化地震办公室资料，本地区地震烈度为8度。三、地质特征1 地层、地质构造井田内钻孔揭露及地表出露的地层由老至新有：上元古界青白口系下马岭组、长

8、龙山组；中生界侏罗系中、下统下花园组、中统九龙山组，髫髻山组；新生界第四系。本井田位于XX向斜的西北翼，为一NE走向，SE倾向的单斜构造，地层平缓，倾角515。有一条方向性较好的挠曲，称之为南滩挠曲。井田内构造较简单，断层稀少，落差在30m以上的断层仅有一条（F2）,且为井田边界；落差1030m的断层有2条，落差210m的正断层点4个。总之，井田构造属简单类型，但煤层仍有小的波状起伏和小断层分布，这些小构造均使煤层发生上、下错动或使煤层断薄、断失及破碎成叶片状。从XX一号井在开采过程中小断层的发现，也进一步证实本区小断层的发育。这些小构造均呈NE走向，SE倾向，且均分布在井田的9勘探线以东的南

9、滩挠曲的两翼，故对9勘探线以东的水文地质及开采技术条件有一定的影响，特别是给综合机械化采煤带来一定的影响。主要断层特征表见表1-1。XX煤矿井田精查断层一览表 表1-12 煤层及煤质井田内含煤地层为侏罗系中下统下花园组。上覆侏罗系中统九龙山组、髫髻山组和第四系。下花园组含可采及局部可采煤层五层，平均厚度10.8m。3煤层位于上部，为主要可采煤层，厚度在0.856.96m，平均2.38m；2煤层平均厚度为2.43m，属较稳定型，也是主要可采煤层，其余1、2、3为不稳定型，是局部可采煤层。煤质以中灰、特低磷、低硫、中高发热量的弱粘煤为主，约占总储量的59.6%，次为气煤及1/3焦煤。各煤层的稳定性

10、及可采煤层特征见表1-2，煤质特征见表1-3。可采煤层厚度及层间距表 表1-2 四、煤层瓦斯含量根据贵州煤田地质勘探公司对XX一号井1991、1992年测定资料，该井相对瓦斯涌出量均在6.0 m3/t以下，鉴定结果为低瓦斯矿井。XX二号井精查地质报告对28个地勘钻孔采取了瓦斯样74个，其中3煤18个，CH4成分为48.26%，CH4含量为1.47m3/t；1煤样2个，CH4成分为44.53%，CH4含量为2.53m3/t；2煤样8个，CH4成分为58.36%，CH4含量为1.93m3/t；2煤样6个，CH4成分为58.40%，CH4含量为2.72m3/t。根据矿井的开拓布置、初期采区的位置，经

11、计算矿井瓦斯相对涌出量为5.54m3/t，属低瓦斯矿井。但矿井自投产以来，瓦斯涌出量一直较大，与预测的低瓦斯矿井的瓦斯涌出量有较大的出入。根据对XX二矿3煤层瓦斯含量的实测以及由典型回采工作面瓦斯涌出量的计算可知，XX二矿煤层瓦斯含量在走向上的变化规律是随着向NE的延伸瓦斯含量有增大的趋势；在倾向上的变化规律是瓦斯含量随采深的增加而增大。根据对XX二矿矿井瓦斯基础参数的测定结果知，3煤层瓦斯含量为5.447.57m3/t，平均为7.20 m3/t。由于主采煤层2以及其它局部可采煤层尚未揭露，无任何实测资料可供参考，因此其瓦斯含量参照3煤层的平均瓦斯含量取7.20 m3/t。五、水文地质本井田按

12、其地层层序、岩性及其富水性和煤层的关系可分为6个含水岩组12个含水层。在这12个含水层中除九龙山组二段凝灰岩、凝灰质砾岩含水层和第四系中段砂砾石、卵石含水层为富水性中等的承压含水层外，其余都为富水性较弱的含水层。其中第四系底部砂砾石含水层，在本井田内较大面积基岩呈“天窗”接触，使其与煤系砂岩、辉绿岩、九龙山组各段，髫髻山组等各含水层之间可能发生水力联系。另从水文地质剖面上反映出髫髻山组，九龙山组各段含水层之间均无较稳定的隔水层存在，但在井田内单孔多层次抽水试验中，静止水位的观测资料说明，各含水层间都有水位差存在，表明上述各含水层间水力联系又不密切。井田内构造较为简单，只有几条落差较小的断层，断

13、层的导水性能差或不导水。由于下花园组砂岩裂隙含水层富水性较弱，开采时涌水不会太大，主要是开采后塌陷裂隙连通上覆承压含水层使矿井充水。精查地质报告中根据设计提供的首采区范围，依据各含水层与主要可采煤层的关系，确定下花园组砂岩裂隙含水层，九龙山组1段砂砾岩裂隙含水层、辉绿岩裂隙含水层为直接充水含水层，并采用直线隔水边界和无限隔水边界大井法计算确定出矿井正常涌水量为335m3/h，最大涌水量为500m3/h。第二节 矿井概况一、井田境界北以纬线4494750为界，西南以V2煤层剥蚀线取拐点连线为界，西以F2断层与XX一号井相邻，东北以0-0勘探线为界，北东以13-3、5-6、0-3钻孔连线为界。井田

14、走向长约5.2km，倾斜平均宽5.25km，面积26km2。二、煤层储量参与储量计算的煤层有3、1、2、3和2煤层。煤层最低可采厚度按弱粘煤为0.8m、气煤和1/3焦煤为0.7m计算。由于煤层平缓，倾角为5 15，故储量计算面积采用水平投影面积，计算方法采用块段法。根据以上原则储量计算结果汇总于表1-4。 矿井地质储量表 表1-4（单位：万t）矿井地质储量表（表1-4）单位：万t 三、矿井设计生产能力及服务年限根据矿井储量、煤量赋存情况及开采技术条件，XX二矿设计生产能力为0.90Mt/年，初期以开采3煤层为主。服务年限为64.3年，其中一水平为36.0年。四、井田开拓及采区巷道布置 1井田开

15、拓矿井为一对立井开拓，副立井罐笼提升，主立井箕斗提升并兼作回风井。井筒开凿至-230m标高设立-230m水平井底车场，并以三条长约700m的大巷进入采区，形成矿井的主要开拓系统。矿井工业广场位于京包铁路和XX公路之间，主、副井井口布置在工业广场中部113钻孔附近，主井井口标高为+595m，副井井口标高为+595.3m。2水平划分根据井田可采煤层赋存特点，将距离较近的3、1、2和3煤层划为一个上开采煤组，2煤层为一个下开采煤组。由于各煤层在井田内赋存标高在-100-500m之间，且上、下两个开采煤组相距较远，故全井田共划分为二个水平，其中第一水平标高-230m，利用上、下山开采上煤组，第二水平标

16、高为-350 m，利用上、下山开采下煤组。3大巷布置根据矿井开拓布置，井筒位置偏离井田中央，矿井初期为单翼开采，从有利于安全、稳产、高产、简化管理等角度考虑，同时井田走向长度较短，设计共布置3条大巷，即-230水平轨道运输大巷、-230水平胶带运输大巷和-200总回风大巷。4采区划分及开采顺序根据矿井开拓水平划分及煤层分组情况，本着合理开发、简化开拓系统，减少井巷工程量，有利于矿井通风和回采，保证矿井生产采区正常接替等原则，将全井田两个水平共划分为10个采区，每个水平各5个采区，其中6个上山采区，4个下山采区。现-230水平已形成两个采区，即3一采区和3二采区。一采区为首采区，首采工作面331

17、01综采工作面于2002年6月份结束并予以封闭。全井田采用采区前进式开采，由井筒附近向井田边界依次开采。采区内工作面采用后退式开采。各煤层间采用下行式开采。5采区巷道布置及采煤方法采区上、下山的运输巷和轨道巷均布置在3煤层中，沿煤层顶板掘进，以保持巷道顶板的完整性，改善巷道的维护条件。胶带运输大巷与运输上、下山采用煤仓和进风斜巷联系，轨道大巷与轨道上、下山采用石门和斜巷联接。工作面顺槽采用沿空掘巷方式。采煤方式开始为走向长壁采煤法，冒落法管理顶板，现由于受地质条件的影响改为倾斜长壁冒落式采煤法。五、矿井通风根据矿井精查地质报告，XX二矿属低瓦斯矿井。但自矿井开拓投产以来，矿井瓦斯涌出量一直很大

18、。据2001和2002年的矿井瓦斯等级鉴定确定为高瓦斯矿井，其中2002年的鉴定结果为矿井绝对瓦斯涌出量为43.05m3/min，相对瓦斯涌出量为32.04m3/t。根据煤样分析，3煤层煤尘有爆炸危险。又根据二00二年四月份对两个采区煤层最短自然发火期测试分析，3煤层易自燃，自燃倾向等级为二类自燃，最短发火期为41天。矿井采用中央并列抽出式通风系统。由副井进风，主井回风。矿井总进风量为5700 m3/min，总回风量为6500 m3/min。主扇风机与备扇风机均为BDK-8-24型对旋式扇风机，配用PBF355S4-8型防爆电机，功率为1602kW，提风量为6450 m3/min。 第二章 矿

19、井年抽放量及抽放年限第一节 矿井瓦斯储量及可抽量一、瓦斯储量计算范围计算范围为整个矿井的所有采区，面积约23km2，瓦斯储量计算的纵向范围为矿井一、二水平。参与瓦斯储量计算的煤层除现开采层3煤层和后期的开采层2煤层外，还包括受开采层采动影响能向矿井涌出瓦斯的邻近层1、2、3、2上煤层以及围岩中的瓦斯。二、瓦斯储量及可抽量瓦斯储量一般是指煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层（包括不可采煤层）及围岩所赋存的瓦斯总量，其计算公式为： 式中：Wk矿井瓦斯储量，Mm3； W1可采煤层的瓦斯储量之和，Mm3； A1i矿井第i个可采煤层的煤炭储量，kt；X1i第i个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；W2可采煤

20、层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量之和，Mm3； A2i可采煤层采动影响范围内第i个不可采邻近煤层的煤炭储量，kt；X2i可采煤层采动影响范围内第i个不可采邻近煤层的瓦斯含量，m3/t；W3受采动影响的围岩瓦斯储量，Mm3； k围岩瓦斯储量系数，计算时将不可采薄煤层及其它煤线在这里一并考虑，取k=0.15。可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，其计算公式为： 式中：Wkc矿井可抽瓦斯量，Mm3；k矿井瓦斯抽放率，%。按照我国目前抽放瓦斯的实际水平，结合本矿抽放所采用的方法（本煤层抽放、邻近层抽放），k取30%。根据上述计算方法和公式，XX二矿瓦斯储量及可抽量的计算结果汇总于表2

21、-1。瓦斯储量及可抽量汇总表 表2-1第二节 矿井年抽放量及抽放年限一、矿井年抽放量1矿井工作制度设计矿井年抽放365天，日工作班数为三班，每班工作八小时，每天抽放24小时。2矿井年抽放量矿井抽放瓦斯量达到设计要求时，瓦斯抽放量为25.26m3/min，即年抽放量为13.28 Mm3。二、矿井抽放年限由于矿井设计采用本煤层预抽、边采边抽、边掘边抽、采空区抽放以及邻近层抽放相结合的综合抽放方法，因此其抽放服务年限将与矿井生产服务年限相当。 第三章 建立瓦斯抽放系统的条件第一节 瓦斯涌出量的计算由于矿井开采后，瓦斯涌出量与矿井优化设计时预测的瓦斯涌出量差异较大，故煤炭科学研究总院抚顺分院受XX集团

22、公司委托对XX二矿的瓦斯基础参数进行重新测定。但由于受矿井煤层揭露情况、施工地点地质条件以及钻机性能等影响，目前瓦斯基础参数还不完整，今后有条件时尚需进行补充测定。一、基础参数XX二矿3煤层瓦斯基本参数实测及参考值如下：煤层原始瓦斯压力 0.78MPa(推算值)煤层平均瓦斯含量 7.20 m3/t平均残存瓦斯含量 2.732 m3/t煤的孔隙体积 0.112 m3/t煤对瓦斯吸附常数 a=26.88,b=0.47煤层透气性系数 =0.129m2/Mpa2d；瓦斯含量梯度 0.009 m3/tm钻孔瓦斯流量衰减系数 0.018 d-1百米钻孔极限自然瓦斯流量 1690.93 m3百米钻孔初始瓦斯

23、流量 0.021 m3/min二、瓦斯涌出量计算XX集团XX二矿的瓦斯涌出来源主要分为两个部分：在开采3煤层时，一部分瓦斯来源于其上、下邻近层，一部分来源于开采层本身；在开采2煤层时，一部分瓦斯来源于上、下邻近层，一部分来源于其本层的瓦斯。根据XX集团XX二矿优化初步设计，一水平3煤层的服务年限为36年，因此本设计中的瓦斯涌出量计算只考虑了一水平3煤层开采时的本煤层、邻近层和围岩瓦斯涌出，二水平瓦斯涌出量将在矿井开采后期扩大抽放中进行计算。1回采工作面瓦斯涌出量计算薄煤层及中厚煤层不分层开采时，回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层（含围岩）和邻近层瓦斯涌出的计算公式为： 式中：q1回采工作面瓦斯涌

24、出量，m3/t； k1围岩瓦斯涌出系数，取k1=1.2； k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，取回采率为90%； k3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；利用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定： L回采工作面长度，m, L=125m； h巷道瓦斯预排等值宽度，m。h=15m； m0开采煤层厚度，m； m煤层开采厚度，m； X0开采煤层原始瓦斯含量，m3/t； X1开采煤层煤的残存瓦斯含量，m3/t； mi第i邻近层煤厚，m； X0i第i邻近层原始瓦斯含量，m3/t； Xci第i邻近层残存瓦斯含量，m3/t；ki第i邻近层的瓦斯排放率，ki与邻近层至开采层的间距有关

25、；可按下式确定： hi第i邻近层至开采层垂直距离，m； hp受开采层采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙、邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m；按下式计算： ky取决于顶板管理方式的系数，全部冒落法ky60； 煤层倾角，计算顶板的影响范围时取“+”,计算底板的影响范围时取“”。XX集团XX二矿各采区工作面的瓦斯涌出量计算结果见表3-1。XX煤矿采煤工作面瓦斯涌出量预测值 表3-1 2.掘进巷道瓦斯涌出量掘进巷道瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进落煤的瓦斯涌出量，计算公式如下：式中：q2 掘进巷道瓦斯涌出量，m3/min；n 煤壁暴露面个数， n2；m0 掘进工作面的煤层厚度，m；v

26、巷道平均掘进速度，m/min；l 巷道长度，m；q0 煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2min； Vdaf 煤的挥发份含量，%；S 掘进巷道断面积，m2；S8.5m2； 煤的密度，t/m3,1.41 t/m3； X0开采煤层原始瓦斯含量，m3/t； X1开采煤层煤的残存瓦斯含量，m3/t；XX集团XX二矿掘进工作面瓦斯涌出量计算结果见表3-2。XX煤矿掘进工作面瓦斯涌出量预测值 表3-23.矿井瓦斯涌出量矿井的瓦斯涌出量按下式计算：式中：qk 矿井瓦斯涌出量，m3/t；K1生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取K11.25；K2已采区采空区瓦斯涌出系数，取K2=1.15；q1i第i个回采工作面的瓦斯涌出

27、量，m3/min; q2j第i个掘进工作面的瓦斯涌出量，m3/min;A0 矿井平均日产量，t。按上述式子计算出的XX集团XX二矿瓦斯涌出量预测结果见表3-3。XX煤矿瓦斯涌出量预测值 表3-3第二节 抽放瓦斯的必要性和可能性一、抽放瓦斯的必要性从安全生产的角度考虑，采掘工作面实行瓦斯抽放必要性的判断标准是：采掘工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所允许的瓦斯涌出量，即采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需风量，亦即有下式成立时，抽放瓦斯才是必要的。 式中：Q0采掘工作面设计风量，m3/min； q 采掘工作面瓦斯涌出量，m3/min； K 瓦斯涌出不均衡系数； C 煤矿安全规程允许的工作面瓦斯浓度，%

28、。同时，煤矿安全规程规定，一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5 m3/min,或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min,采用通风方法解决不合理的，必须建立瓦斯抽放系统，开展瓦斯抽放工作。1. 回采工作面抽放瓦斯的必要性分析当回采工作面的瓦斯涌出量高于通风能力所允许的瓦斯涌出量，单靠通风稀释无法达到设计产量时，即有下式成立，瓦斯抽放才是必要的。 式中：A回采工作面设计产量，Mt/a； A0回采工作面通风能力所允许的最大年产量，Mt/a； Q0回采工作面的通风能力，按设计Q0=2030m3/s； C煤矿安全规程允许的工作面瓦斯浓度，%,取C1； K回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，K=1.5；

29、q回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t。根据上式确定的XX集团XX二矿回采工作面抽放瓦斯必要性结果见表3-4。如果不采取抽放瓦斯措施，XX集团XX二矿回采工作面不可能达到设计的产量，因此回采工作面抽放瓦斯是必要的。回采工作面抽放瓦斯必要性判别表 表3-42. 掘进工作面抽放瓦斯的必要性分析在设计的掘进速度下，当掘进工作面通风能力小于稀释瓦斯所需的风量，即下式成立时，抽放是必要的。 式中：Q0掘进工作面设计通风能力，m3/s，一般 Q0=1015m3/s； Q掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/min； K瓦斯涌出不均衡系数，K=1.5； C煤矿安全规程允许的工作面瓦斯浓度，%,取C1；经过计算，XX集团

30、XX二矿的掘进工作面在600m3/min的通风能力下，目前无需采取抽放瓦斯措施也勉强可以达到300m/mon的掘进速度。但如果想进一步提高掘进速度以及随着向矿井深部的延伸，瓦斯涌出量必然增大（如前所述一些掘进面已经大于3m3/min），届时为保证矿井的正常生产接续，采取边掘边抽的措施是一条有效的技术措施。综上所述，结合目前33101和33103工作面的实际生产情况，XX集团XX二矿在生产期间为达到设计产量，必须对回采工作面采取抽放瓦斯措施。二、瓦斯抽放的可能性1. 开采层瓦斯抽放的可能性开采层抽放瓦斯的可能性，是指煤层在天然透气性条件下进行预抽的可能性。衡量其可抽性的指标，一个为煤层的透气性系

31、数（）、一个为钻孔瓦斯流量衰减系数（）、另一个为百米钻孔瓦斯极限抽放量（Qj），据此指标将煤层预抽瓦斯的难易程度进行分类，如表3-5所示。开采层预抽瓦斯难易程度分类表 XX集团XX二矿实测的瓦斯可抽性指标为：钻孔瓦斯流量衰减系数 =0.018 d-1煤层透气性系数 =0.129m2/Mpa2d；百米钻孔极限自然瓦斯流量 Qj=1690.93 m3对照表3-5可知，XX集团XX二矿的3煤层从钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数来判定属于可以抽放的煤层，而从百米钻孔极限自然瓦斯流量判定又属于较难抽放的煤层，根据矿井生产过程中的实际情况，可以认为XX集团XX二矿的3煤层属于可以抽放的煤层，具备本煤层

32、瓦斯抽放的条件。2. 邻近层瓦斯抽放的可能性邻近层抽放瓦斯技术是一项成熟的治理瓦斯灾害的技术，我国的阳泉、松藻、铁法、淮南、淮北和北票等许多抽放瓦斯矿区通过几十年的抽放瓦斯实践得出：在中、近距离邻近层赋存条件下，只要钻孔参数设计、施工合理，抽放参数选择适宜，都能取得良好的抽放瓦斯效果，工作面邻近层的瓦斯抽放率一般可以达到4070%。XX集团XX二矿3煤层开采时，其上部的1、2煤组和下部的1、2煤层均属于中近距离邻近层；2煤层开采时，其上部的煤组亦属于近、中距离的邻近层，所以只要抽放方式、钻孔参数和抽放参数设计合理，钻孔的施工工艺达到设计要求，无疑可获得良好的抽放瓦斯效果。3. 采空区瓦斯抽放的

33、可能性目前XX集团XX二矿的回采工作面使用的是综采一次采全高，冒落式管理顶板，综采高度设计的参数为2.444.52m，而3煤层厚度变化较大，因此采空区丢煤较多，瓦斯涌出必然较大，加上存在近距离的上下邻近层，受采动影响向开采层采空区涌出瓦斯，而采空区存在大量的瓦斯又向回采工作面涌出，因此，抽放采空区瓦斯可能性是存在的，而且势在必行。综上所述，XX集团XX二矿瓦斯抽放是可行的。三、建立瓦斯抽放系统的条件XX集团XX二矿绝对瓦斯涌出量达43.05 m3/min(2002年资料)， 高峰期可达50.15 m3/min，相对瓦斯涌出量达24.07 m3/t， 回采工作面绝对瓦斯涌出量远远超过5m3/mi

34、n，部分掘进工作面瓦斯涌出量已经超过了3m3/min，已经具备了建立抽放系统的条件，系统投入抽放后，采取有效的抽放瓦斯方法，矿井稳定抽放量可保持在12.25m3/min左右，抽放系统可与矿井生产系统具有同样的服务年限，具备了建立瓦斯抽放系统的条件。四、抽放站布置1.布置原则抽放瓦斯泵站位置必须符合下列要求： 泵站最好设在回风井工业广场内，站房距井口和主要建筑物以及居民点不得小于50m，并用栅栏或围墙保护； 泵房内和泵房周围20m以内严禁明火； 泵站位置应考虑到便于利用和敷设管路； 泵站位置应选在运输、供水和供电方便的地点； 泵站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

35、碎带及塌陷区等。2. 位置选择根据上述原则，在听取矿方意见后，采用集中布置，抽放泵房建设在矿井的工业广场边上。 第四章 抽放瓦斯方法第一节 矿井瓦斯来源分析一、矿井瓦斯来源及涌出构成XX集团XX二矿在开采期间的瓦斯来源由以下三部分组成：回采工作面的瓦斯涌出、掘进工作面的瓦斯涌出和采空区（包括围岩）的瓦斯涌出。各瓦斯源涌出的瓦斯占矿井瓦斯的涌出比例与矿井的开采深度和矿井的生产接续布局、采掘强度等有关，根据矿井瓦斯涌出量预测结果（表3-3），计算确定的XX集团XX二矿各生产时期的瓦斯涌出构成为：初期：回采工作面瓦斯占51.5%，掘进工作面瓦斯占28.5%，采空区瓦斯占20.0%；后期：回采工作面瓦

36、斯占47.9%，掘进工作面瓦斯占21.7%，采空区瓦斯占30.4%；可以看出，XX集团XX二矿瓦斯涌出构成中以回采工作面瓦斯涌出为主，占全矿井瓦斯涌出量的二分之一左右，因此矿井的瓦斯治理重点应放在回采工作面上。二、回采工作面的瓦斯来源及涌出构成XX集团XX二矿回采工作面瓦斯来源包括开采层和邻近层（包括围岩）瓦斯两大部分。根据回采工作面瓦斯涌出量预测结果（表3-1），计算确定的XX集团XX二矿各区段回采工作面瓦斯涌出构成为：开采层瓦斯涌出占42.7%；邻近层瓦斯涌出占57.3%，其中上邻近层瓦斯涌出占40.8%，下邻近层瓦斯涌出占59.2%。三、采空区瓦斯涌出及涌出构成XX集团XX二矿为一新建矿

37、井，目前只有一二个工作面投入生产，采空区面积很小。但是随着矿井生产时间的推移和矿井开采范围的扩大，采空区瓦斯涌出量所占的比例势必将会逐渐加大，所以在矿井生产的中后期对于采空区瓦斯涌出的治理也应该予以充分的考虑。综上所述，从瓦斯涌出构成上来看，XX集团XX二矿回采工作面瓦斯涌出以邻近层为主、开采层为辅，中后期采空区也将有一定比例的瓦斯涌出。所以在对回采工作面采取瓦斯抽放措施时，应坚持邻近层抽放为主、开采层抽放为辅、同时还要兼顾采空区的瓦斯治理的原则。第二节 抽放瓦斯方法一、选择抽放瓦斯方法的原则煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径。我国煤矿的瓦斯抽放方法按瓦斯来源大致可以分为以下五类

38、：(1)开采层瓦斯抽放方法；(2)邻近层瓦斯抽放方法；(3)采空区瓦斯抽放方法；(4)围岩瓦斯抽放方法；(5) 综合抽放瓦斯方法。其中综合抽放瓦斯方法是前四类方法中两种或两种以上方法的配合使用。选择抽放瓦斯的方法时应遵循如下的原则：1.选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；2.抽放方法的选取应根据瓦斯来源及涌出构成进行，应尽可能采用综合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；3.选择的抽放瓦斯方法应有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道的结合；4.选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道的布置与维护；5.选择的瓦斯抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低抽放成本；

39、6.选择的瓦斯抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工、抽放系统管网敷设，有利于增加抽放钻孔的瓦斯抽放时间。二、瓦斯抽放方法根据第三章对矿井采、掘工作面瓦斯涌出量的预测、矿井抽放瓦斯必要性的阐述和前面对工作面瓦斯来源和涌出构成的分析，结合XX集团XX二矿开拓开采技术条件，可以采用的抽放瓦斯方法有： 本煤层瓦斯抽放； 邻近层瓦斯抽放； 采空区瓦斯抽放； 本煤层、邻近层和采空区综合瓦斯抽放。按照XX集团XX二矿各区段回采工作面的设计产量、瓦斯涌出量、通风能力以及目前的瓦斯抽放水平，经全面分析计算，XX集团XX二矿为达到设计的产量，无论南翼还是北翼的各回采工作面都必须采取本煤层、邻近层和采空区同时抽放的综合

40、瓦斯抽放方法，否则难以达到设计的生产能力。1.本煤层瓦斯抽放本煤层瓦斯抽放可分为开采层未卸压抽放和卸压抽放两种方法。前已述及，XX二矿3煤层属于可以抽放的煤层，设计在3煤层回采工作面采用未卸压抽放（预抽）和边采边抽方法，利用工作面轨道顺槽向煤层打迎面斜交和平行于工作面的钻孔预抽瓦斯。该预抽钻孔还可随着回采工作面的推进前方煤体产生的卸压作用，实施边采边抽煤层瓦斯，从而提高瓦斯抽放率，减少开采层的瓦斯涌出量。预抽时间在180天以上。依据目前XX二矿实测的瓦斯基础参数，掘进工作面瓦斯涌出量有的已大于3m3/min，建议采用边掘边抽的方法，解决瓦斯涌出量较大的掘进工作面的瓦斯问题，以提高巷道的掘进速度

41、，缓解矿井采掘接替紧张问题。2.邻近层瓦斯抽放邻近层瓦斯抽放是XX集团XX二矿瓦斯治理的重点。前已述及，XX集团XX二矿的上、下邻近层均为中、近距离的邻近层，瓦斯涌出量占全矿井的六成左右，二采区稍大、一采区稍小。XX集团XX二矿首采3煤层，上覆有1、2煤组，平均间距小于20m;3煤层下距1、2煤层，平均间距为1425m，大部分为局部可采煤层。上邻近层瓦斯抽放国内外对于上邻近层瓦斯的抽放都积累了成熟的经验，可以采用的方法也较多，如顶板巷道、顶板长钻孔、顶板短钻孔等等。针对XX集团XX二矿的实际条件，可以选择的抽放方案有两个：顶板巷道抽放和长钻孔结合短钻孔抽放。方案一：顶板巷道抽放在3煤层的顶板开

42、一条抽放瓦斯的专用巷道，在3煤层中掘岩石巷道，巷道断面45m2左右，长度约1000m，用来抽放上邻近层的瓦斯。详见图4-1。方案二：长钻孔结合短钻孔抽放在工作面的进、回风顺槽开设钻场，钻场间距为70m，在钻场内施工顶板迎面长钻孔，每个钻场内布置长钻孔4个，同时要保证钻孔的搭接距离大于10m；为了保障钻场在接替过程中的瓦斯抽放效果，在每个钻场的两侧布置4组短钻孔，布置的方法为以钻场为基准前2后2,短钻孔组间距10m，每组3个钻孔。详见图4-2。图4-1 上邻近层抽放瓦斯方案一图4-2 上邻近层抽放瓦斯方案二方案一优点： 抽放瓦斯效果好； 顶板岩巷的开掘可与工作面顺槽掘进同步平行作业，抽放与生产间

43、不互相影响；缺点： 另开半煤岩巷或岩巷，增加了抽放成本； 巷道开掘过程中出货、进料困难； 长距离的独头巷道，增加了通风安全管理的难度。方案二优点： 钻场施工可与工作面顺槽掘进同步平行作业； 有利于缓解采掘接续关系，缩短出煤工期，降低抽放成本； 长、短钻孔相结合，抽放效果较好，综合其他抽放方法，可以保证工作面达到设计的产量。缺点： 抽放效果不如方案一； 打钻施工与正常的生产有时会发生影响； 多条短距离独头巷道需局部通风，给通风管理造成一定困难。本着以解决工作面瓦斯问题为前提，并考虑尽量减少抽放的井巷工程量、降低抽放成本、缩短出煤工期等因素，本设计采用方案二，即以顶板迎面长钻孔结合短钻孔代替顶板瓦

44、斯巷抽放上邻近层瓦斯。下邻近层瓦斯抽放针对XX二矿现有的开拓开采条件，结合下邻近层瓦斯的涌出规律，下邻近层的瓦斯抽放拟归结到采空区的抽放上，即利用采空区抽放来抽出随着工作面的推进、卸压范围的扩大而不断涌向采空区的邻近层瓦斯。3.采空区瓦斯抽放XX二矿由于开采时间较短，老采空区面积不大，但随着矿井开采时间的延长与开采范围的扩大，由于是采区前进式的布置，将来采空区涌出的大量瓦斯无疑将加重矿井的通风负担。设计目前对采空区采取上向钻孔抽放法。钻孔法是在回风巷内设钻场，钻场间距30m，每个钻场内布置5个上向钻孔。详见图4-3。同时，如果钻孔施工有困难时也可采用半封闭插管抽放法。但其抽放效果不如上向钻孔抽

45、放法。半封闭插管抽放法详见图4-4。图4-3 采空区上向钻孔抽放法图4-4 采空区半封闭插管抽放法三、抽放巷道布置XX集团XX二矿井下本煤层瓦斯抽放、上下邻近层瓦斯抽放和采空区瓦斯抽放不增设专门的抽放瓦斯巷道，全部利用工作面已有的开拓开采巷道，即利用轨道巷布置回采工作面预抽钻孔（后期用作边采边抽）和顶板长钻孔和短钻孔抽放上邻近层瓦斯，利用-230m大巷抽放一部分下邻近层瓦斯，利用瓦斯尾巷布置采空区插管抽放和施工采空区抽放的引导钻孔。四、钻场、钻孔布置1.钻场的布置位置、间距、钻场尺寸及支护形式设计的抽放方法中，在上邻近层抽放瓦斯和在掘进工作面边掘边抽时需开设钻场。上邻近层抽放瓦斯钻场布置在进风巷一侧的3煤层顶板中，钻场间距为70m。掘进工作面边掘边抽钻场开在巷道两侧（双巷掘进时钻场仅在巷道