新安矿瓦斯抽采设计

发布于:2021-09-29 00:49:22

1 1.1 工作面位置范围

14151 工作面概况

14151 工作面位于新安煤矿 14 采区下山东翼上部, 上邻 14 采区运输大巷保护 煤柱,下邻 14171 工作面,东邻 14 与 12 采区保护煤柱,西邻 14 采区皮带下山保 护煤柱,地面无建筑物和水体。 14151 工作面走向长度 655m,里段倾向长度 80m,外段倾向长度 120m,地面 标高+520~+600m,工作面标高+21~+48m,回采面积 76600m2。工作面地质储量 50.83 万吨,可采储量 47.27 万吨。 该工作面于 2007 年 3 月掘进完毕,计划于 2007 年 5 月开始回采。回采时采 用走向长壁采煤方法,顶板采用全部垮落法管理。 1.2 煤层瓦斯情况 14151 工作面煤层厚度变化较大,厚度在 0~14.5m 之间,*均厚度 4.5m,煤 层倾角 6~11° 。煤层原生结构受构造作用,煤层破坏,层理不清,结构紊乱。煤层 结构简单,偶见夹矸,含 FeS2 结核。煤质为贫瘦煤。 表 2-1 序号 1 2 3 4 5 孔号 瓦斯孔 4 瓦斯孔 5 瓦斯孔 6 1007 1107 新安矿 14 下山采区煤层瓦斯参数 埋深(m) 478.47 478.47 516.31 554.14 560.19 瓦斯含量(m3/t) 9.84 9.84 10.05 9.23 10.48 瓦斯压力(MPa) 0.86 0.92 1.00 0.86 1.19

工作面煤层构造软煤普遍发育,绝大多数属于典型的Ⅲ ~Ⅴ类构造软煤。硬煤 分布仅局部可见, 根据现场取样测定结果, 坚固性系数 f 为 0.19~0.42, *均为 0.25, 瓦斯放散初速度 ΔP 为 6.95~26.51,*均为 13.27。 根据河南理工大学 2003 年 12 月提交的 《豫西-义煤集团新安煤矿二 1 煤瓦斯 赋存规律及矿井瓦斯防治技术研究》 ,新安矿 14 下山采区煤层底板标高在+25m 以 深,实际控制的瓦斯参数测点有 5 个,瓦斯参数见表 2-1。14 下山采区为突出危险 采区,14151 工作面位于 14 下山采区内,为突出危险工作面。 1.3 工作面掘进过程中的防突措施 1.3.1 突出危险性预测(检验) 根据对 14151 工作面巷道煤壁构造软煤跟踪观测的结果,该工作面煤层构造 软煤普遍发育,绝大多数属于典型的Ⅲ ~Ⅴ类构造软煤,硬煤分布仅局部可见,据 此判定 14151 工作面煤层全部为构造软煤,这些构造软煤分层在大多数情况下整 层发育,软煤的瓦斯突出参数都大大超出《煤矿安全规程》和《防治煤与瓦斯突

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出细则》规定的临界值,说明该工作面煤层已经具备了发生煤与瓦斯突出的煤层 条件。 在 14151 工作面上、下巷及切眼掘进期间,突出危险性预测和防治突出措施 的效果检验采用最大钻屑量指标(S)、瓦斯解吸指标(Δh2)和钻孔瓦斯涌出初速度(q) 三项指标,各指标预测(效果检验)瓦斯突出危险性临界值如表 2-2 所示。 表 2-2 最大钻屑量 S (kg) ≥5 <5 瓦斯突出危险性预测(效果检验)临界值 钻孔瓦斯涌出初速度 q (L/min) ≥4 <4 (Pa) ≥180 <180 突出危险性 有突出危险 无突出危险 瓦斯解吸指标 Δh2

当上述三项指标有一个及一个以上指标超限时,预测(效验)工作面有突出 危险性或防治突出措施无效;当上述三项指标均不超限时,预测(效验)工作面 无突出危险性或防治突出措施有效。 1.3.2 防突措施 14151 上、 下巷在掘进过程中, 局部巷道上部掉碴, 放炮瞬间瓦斯涌出量较大。 此外,由于该工作面大部分煤层较厚,掘进过程中瓦斯涌出量较大。在掘进期间 主要采取了掘进前先打瓦斯释放钻孔和煤层注水的消突措施,采用放小炮处理上 部伪顶碴,下部煤层采用手镐掘进,同时加强顶板和煤壁管理,防止片帮、冒顶 造成瓦斯超限,并加强了通风系统的管理。 14151 上、下巷在掘进前先打 9 个孔深不小于 10m 的排放钻孔,经效果检验, 指标小于临界值时方可掘进, 预留措施孔超前距不小于 5m。 排放钻孔布置如图 2-1 所示。

2

图 2-1

排放钻孔布置示意图

此外,加强对掘进工作面迎头煤壁的注水工作,为防止煤体片落造成瓦斯超 限,在注水时以煤壁渗水为宜。在打钻及注水期间,派专人观察正头瓦斯探头, 发现瓦斯浓度达 0.6%时,及时通知打钻或注水人员停止作业。 1.4 工作面突出危险性分析 (1)14151 上巷 14151 上巷于 2006 年 2 月开始掘进,2006 年 12 月掘进完毕。 图 2-2 是根据上巷掘进过程中措施效果检验实测指标值绘制的最大钻屑量 (S) 、瓦斯解吸指标(Δh2)和钻孔瓦斯涌出初速度(q)沿巷道长度变化曲线。 由图 2-2 中可以看出,在上巷掘进期间所统计的 146 次效果检验中,有 29 次 指标超标,占预测和效果检验总数的 19.9%,最大钻屑量 S 最大值为 5.5kg,瓦斯 解吸指标 Δh2 最大值为 372Pa,钻孔瓦斯涌出初速度 q 最大值为 25.54L/min。 下巷在掘进到距皮带口 132m 处发生过一次瓦斯动力现象,压出煤量 2t,瓦斯 涌出量 53m3。

40 30 20 10 0 0 100 200 300 400 q(L/min) 500 600 700 △h2(10xPa) S(kg/m)

图 2-2 14151 上巷预测检验指标随巷道长度的变化

(2)14151 下巷 14151 下巷 2006 年 1 月开始掘进,2006 年 12 月掘进完毕。 图 2-3 是根据下巷掘进过程中措施效果检验实测指标值绘制的最大钻屑量 (S) 、瓦斯解吸指标(Δh2)和钻孔瓦斯涌出初速度(q)沿巷道长度变化曲线。 由图 2-3 中可以看出,在下巷掘进期间所统计的 117 次效果检验中,有 23 次 指标超标,占预测和效果检验总数的 19.7%,最大钻屑量 S 最大值为 5.6kg,瓦斯 解吸指标 Δh2 最大值为 294Pa,

钻孔瓦斯涌出初速度 q 最大值为 14.31L/min。 下巷在掘进到距皮带口 300m 处发生过一次瓦斯动力现象,压出煤量 9t,瓦斯 涌出量 216m3。

40 30 20 10 0 0 100 200 300 400 q(L/min) 500 600 700 △h2(10xPa) S(kg/m)

图 2-3 14151 下巷预测检验指标随巷道长度的变化

(3)14151 切眼 在切眼掘进期间所统计的 33 次效果检验中,只有 1 次指标超标,占预测和效 果检验总数的 3.0%,最大钻屑量 S 最大值为 4.1kg,瓦斯解吸指标 Δh2 最大值为 156Pa,钻孔瓦斯涌出初速度 q 最大值为 13.07L/min。 从 14151 工作面上、下巷及切眼掘进过程中效果检验指标 53 次超限情况及掘 进过程中发生的瓦斯动力现象来看,14151 工作面煤层具有较大的瓦斯突出危险 性。 1.5 矿井通风 目前,矿井采用中央并列式通风系统,原副井进风,原主井回风。安装风机 为 2KDB55-18#轴流式通风机两台,风机风量 20~75m3/s,风机静压 490~2448Pa, 服务于当前 21 采区生产。 改扩建后拟采用中央分列式通风系统,原主、副井进风, 新打主井回风。矿 井通风量 94m3/s,矿井通风负压初期为 1776.8Pa,后期为 2326.6Pa。选择二台 GAF23.7-11.8-1 型轴流风机,风机转数 n=990r/min,服务于将来的双采区同时生 产。

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2 矿井瓦斯抽放的必要性和可行性 2.1 瓦斯涌出量预测 新建矿井或生产矿井新水*,都必须进行瓦斯涌出量预测,以确定新矿井、 新水*、新采区投产后瓦斯涌出量大小,作为矿井和采区通风设计、瓦斯抽放及 瓦斯管理的依据。矿井瓦斯涌出量预测应包括以下资料: (1)矿井采掘设计说明书 ①开拓、开采系统图,采掘接替计划; ②采煤方法、通风方式; ③掘进巷道参数、煤巷*均掘进速度; ④矿井、采区、回采工作面及掘进工作面产量。 (2)矿井地质报告 ①地层剖面图、柱状图等; ②各煤层和煤夹层的厚度、煤层间距离及顶、底板岩性。 (3)煤层瓦斯含量测定成果、风化带深度及瓦斯含量等值线图; (4)邻*矿井和本矿井已采水*、采区(盘区)以及采掘工作面瓦斯涌出测 定结果; (5)煤的工业分析指标(水分、灰分、挥发分和密度)以及煤质牌号。 鉴于主焦矿-350m 水*以深为新开拓水*,矿井瓦斯涌出量预测采用分源预 测法。 2.1.1 分源预测法 2.1.1.1 回采工作面瓦斯涌出量预测 回采工作面瓦斯涌出来源主要包括开采层和邻*层。回采工作面瓦斯涌出量 预测用相对瓦斯涌出量表示,以 24h 为一个预测圆班,由开采层(包括围岩) 、邻 *层瓦斯涌出量两部分组成,其计算公式为:

q采 ? q1 ? q2
式中:
q采 ——回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;
q 1 ——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t;

(2-1)

q 2 ——邻*层相对瓦斯涌出量,m3/t;

(1)开采层瓦斯涌出量 2

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薄及中厚煤层不分层开采时,开采层瓦斯涌出量可由下式计算:
q1 ? K1 ? K 2 ? K 3 ? m0 ? (W0 ? Wc ) M

(2-2)

式中:
q 1 ——开采层(包括围岩)相对瓦斯涌出量,m3/t;

K1 ——围岩瓦斯涌出系数; K1 值选取范围为 1.1~1.3;全部陷落法管理顶板,

碳质组分较多的围岩, K1 取 1.3;局部充填法管理顶板 K1 取 1.2;全 部充填法管理顶板 K1 取 1.1;砂质泥岩等致密性围岩 K1 取值可偏小;
K 2 ——工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算;

K 3 ——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,采用长壁后退

式回采时, K 3 按下式计算:

K 3 ? ( L ? 2h) L

L ——工作面长度,m;

h ——掘进巷道预排等值宽度,m;如无实测值可按表 2-1 选取;
m0 ——开采层厚度,m;

M ——工作面采高,m;
W0 ——煤层原始瓦斯含量,m3/t; W0 ——煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wc ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t。

(2)邻*层瓦斯涌出量 邻*层瓦斯涌出量采用下式计算:
q 2 ? ? (W0i ? Wci ) ?
i ?1 n

mi ?? i M

(2-3)

式中:
q 2 ——邻*层相对瓦斯涌出量,m3/t;

W0i ——第 i 个邻*层煤层原始瓦斯含量,m3/t,如无实测值可参照开采层选

3

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取;
Wci ——第 i 个邻*层煤层残存瓦斯含量,m3/t,如无实测值可参照开采层选

取;
mi ——第 i 个邻*层煤层厚度,m;

M ——工作面采高,m;

? i ——第 i 个邻*层瓦斯排放率,%。
当邻*层位于冒落带中时, ? i ? 1 。 当采高小于 4.5m 时,? i 按下式计算或按图 2-1 选取。

?i ? 1 ?
式中:

hi hp

(2-4)

hi ——第 i 邻*层与开采层垂直距离,m;

h p ——受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙,邻*层向工作面释放卸压瓦斯

的岩层破坏范围,m。 开采层顶、底板的破坏影响范围 h p 按《建筑物、水体、铁路及主要井巷煤柱 留设于压煤开采规程》中附录六的方法计算。 当采高大于 4.5m 时,? i 按下式计算:

? i ? 100 ? 0.047
式中:

hi h ? 84.04 i M L

(2-5)

hi ——第 i 邻*层与开采层垂直距离,m;

M ——工作面采高,m;
L ——工作面长度,m。
2.1.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测 掘进工作面瓦斯涌出来源主要有两类:掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进巷道 落煤瓦斯涌出量。掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表示,用下式计 算: 4

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q掘 ? q 3 ? q 4
式中:
q掘 ——掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min; q 3 ——掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量,m3/min;
q 4 ——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量,m3/min。

(2-6)

(1) 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量由下式计算:
? L ? q3 ? D ? v ? q0 ? ? 2 ? 1? ? v ? ? ?

(2-7)

式中:
q 3 ——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量,m3/min;

m; D ——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度, 对于薄及中厚煤层,D ? 2m0 ,
m0 为开采层厚度;对于厚煤层, D ? 2h ? b , h 及 b 分别为巷道的高

度及宽度;

v ——巷道*均掘进速度,m/min;

L ——巷道长度,m;
q 0 ——煤壁瓦斯涌出强度,m3/m2.min,如无实测值可参考下式计算:

q0 ? 0.026 0.0004V r ) 2 ? 0.16] ?W0 [ (
式中:
Vdaf ——煤中挥发分含量,%;
W0 ——煤层原始瓦斯含量,m3/t。

(2-8)

(2)掘进巷道落煤瓦斯涌出量 掘进巷道落煤瓦斯涌出量由下式计算:

q4 ? S ? v ? ? ? ?W0 ? Wc ?
式中:
q 4 ——掘进巷道落煤瓦斯涌出量,m3/min;

(2-9)

S ——掘进巷道断面积,m2;
5

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v ——巷道*均掘进速度,m/min;

? ——煤的视相对密度,t/m3;
W0 ——煤层原始瓦斯含量,m3/t; Wc ——运出矿井后煤的残存瓦斯含量,m3/t。

2.1.1.3 生产采区瓦斯涌出量预测 生产采区瓦斯涌出量指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌 出量之和,由下式计算:
n ? n ? K ? ? ? ? q采i Ai ? 1 4 4? q掘i ? 0 i ?1 ? i ?1 ? q区 ? A0

(2-10)

式中:
q区 ——生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;

K ? ——生产采区内采空区瓦斯涌出系数;对于单一煤层, K ? ? 1.20 ~ 1.35 ,
对于*距离煤层群, K ? ? 1.25 ~ 1.45 ;
q 采i ——第 i 个回采工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;
Ai ——第 i 个回采工作面的日产量,t; q 掘i ——第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min; A0 ——生产采区*均日产量,t。

2.1.1.4 矿井瓦斯涌出量预测 矿井瓦斯涌出量为矿井内全部生产采区和已采采空区瓦斯涌出量之和,由下 式计算:

? n ? K ?? ? ? ? q区i A0i ? ? i ?1 ? q井 ? n ? A0i
i ?1

(2-11)

式中:
q井 ——矿井相对瓦斯涌出量,m3/t;
q区i ——第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量,m3/t;

6

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A0i ——第 i 个生产采区*均日产量,t;

K ?? ——已采采空区瓦斯涌出系数;对于单一煤层, K ?? ? 1.15 ~ 1.25 ,对于*
距离煤层群, K ?? ? 1.25 ~ 1.45 。 2.1.2 瓦斯涌出量预测基础数据 根据新安煤矿二 1 煤层瓦斯基础参数,结合采掘工艺,预测将来为满足 60 万 t/a 产量 21 采区和 22 采区同时生产、21 采区结束后 22 采区和 23 采区同时生产、 22 采区结束后 23 采区和 31 采区同时生产的矿井瓦斯涌出量。 2.1.2.1 瓦斯基础参数 根据河南理工大学 2003 年 12 月提交的 《豫西-义煤集团新安煤矿二 1 煤瓦斯 赋存规律及矿井瓦斯防治技术研究》可知: (1) 应用 M-Ⅱ型胶囊—压力粘液封孔、速凝膨胀水泥封孔测定煤层瓦斯压力 技术,在-350-350 消防库、-350 水仓绞车房处施工了 2 个测压孔,测得二 1 煤层瓦 斯压力,见表 2-2。 (2) 测定了二 1 煤层煤样的瓦斯吸附常数 a、 值, b 并测算了二 1 煤层的瓦斯含 量,结果见 2-3、表 2-4。 (3) 测定了二 1 煤层煤样的孔隙率,测定结果见表 2-5。 根据新安井田附*地勘钻孔二 1 煤层瓦斯含量(见表 1-5)有:煤层标高界于 -77.97~-433.80m,沼气含量为 2.68~9.16 ml/g· r,*均沼气含量为 6.29 ml/g· r。 综合已知数据预计二
1

煤层今后开采范围内二

1

煤层*均原始瓦斯含量为 煤层工业分析结果取

7m3/t。 根据河南理工大学 2003 年 12 月提交的 《豫西-义煤集团新安煤矿二 1 煤瓦 斯赋存规律及矿井瓦斯防治技术研究》 ,新安煤矿二 Mad=0.85%,Aad=12.62%,Vdaf=18.48%。 表 2-3 -350 消防库处二 1 煤样吸附常数 a,b 值 不考虑灰分水 取样 地点 1/a 1/ab 水分 Mad(%) 灰分 Aad(% ) a值 (m /t)
3 1

分 b值 (MPa-1 ) 1.08

考虑灰分水分 a值 (m /t)
3

b值 (MPa-1 ) 1.08

-350 消防 库二 1 煤 层煤样

0.042 9

0.3980

0.85

12.62

23.31

26.94

7

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表 2-4 煤样编号 -350 消防库二
1 煤层处

二 1 煤层含量测算结果表 吸附量(m3/t) 游离量(m3/t) 总含量(m3/t) 6.65 0.09 6.74

绝对瓦斯 压力(MPa) 0.39

表 2-5 取样地点 -350 消防库 (1#测压孔) -350 水仓绞车房

二 1 煤层煤样真、视比重和孔隙率测试结果 煤层编号 真比重 (g/cm3) 1.4301 1.4356 视比重 (g/cm3) 1.3725 1.3745 孔隙率 (%) 4.03 4.26

二 1 煤层 二 1 煤层

2.1.2.2 煤层基础参数 二 1 煤层是新安煤矿的主要可采煤层, 区内钻孔和矿井采掘工程揭露该煤层厚 度为 3.1~7.4m,*均 6.2m,煤层厚度较稳定。根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》 AQ1024-2006 规定的残存瓦斯含量计算公式可推算新安煤矿的煤在标准大气压下 的残存瓦斯含量为 1.83 m3/t 2.1.2.3 采掘工作面参数 矿井以 2 个采区 2 个回采工作面、4 个掘进工作面保证矿井的设计生产能力。 煤巷掘进工作面断面为梯形, 采用金属支架支护, 净断面 6.3m2, 掘进断面 7.7 m2。采用放炮落煤掘进工艺,月进尺 150m,日产量 51t。 回采工作面斜长 120m,日产量 1000t,炮采放顶煤工艺,采高 6.2m,回采率 85%。巷道瓦斯排放带宽度 10.5m。 2.1.2.4 采空区瓦斯涌出系数 生产采区采空区瓦斯涌出系数 K ? 、已采采区采空区瓦斯涌出系数 K ?? 均取 1.25。 2.2 矿井瓦斯抽放的必要性 根据 《煤矿安全规程》 (2006) 第一百四十五条、 《矿井瓦斯抽采管理规范》 (煤 安字[1997]第 189 号)第 9 条、 《煤矿瓦斯抽放规范》 (AQ1027—2006)第 4.1 条、 《煤矿瓦斯抽采基本指标》 (AQ1026—2006)第 3 条的有关规定,有下列情况之 一的矿井,必须建立地面永久抽采瓦斯系统或井下临时抽采瓦斯系统: 8

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(1)1 个采煤工作面的瓦斯涌出量大于 5m3/min 或 1 个掘进工作面瓦斯涌出 量大于 3m3/min,用通风方法解决瓦斯问题不合理的。 (2)矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的: ① 大于或等于 40m3/min; ② 年产量 1.0~1.5Mt 的矿井,大于 30m3/min; ③ 年产量 0.6~1.0Mt 的矿井,大于 25m3/min; ④ 年产量 0.4~0.6Mt 的矿井,大于 20m3/min; ⑤ 年产量小于或等于 0.4Mt 的矿井,大于 15m3/min。 (3)开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 目前,新安煤矿鉴定为高瓦斯矿井,矿井瓦斯涌出量还没达到 25m3/min,单 个 采 煤 工作 面 和单 个掘 进 工 作面 的 的瓦 斯涌 出 量 也还 没 有达到 5m3/min 和 3m3/min。但是,随着新安煤矿技术改造的*缶拷嵩黾樱缮疃冉 会加深,瓦斯含量将会增大。按照分源预测法预测双采区(2 个采煤工作面、4 个掘 进工作面)同时生产时,单个掘进工作面绝对瓦斯涌出量达到 1.87m3/min,单个回 采工作面的绝对瓦斯涌出量将达到 6.86m3/min, 单个采区瓦斯涌出量 13.25m3/min, 矿井绝对瓦斯涌出量将达到 33.13m3/min。因此,新安煤矿建立地面固定抽采瓦斯 系统是必要的。 2.3 矿井瓦斯抽放的可行性 根据《矿井瓦斯抽采管理规范》 (煤安字[1997]第 189 号)第 19 条、 《煤矿瓦斯 抽放规范》 (AQ1027—2006)第 7.2.1 条的有关规定,衡量未卸压的原始煤层瓦斯 抽放可行性指标有 2 个:煤层透气性系数(λ ),钻孔瓦斯流量衰减系数(α) 。按 λ 、α 判定本煤层瓦斯抽放可行性标准如表 2-7 示。 目前,新安煤矿没有测定过钻孔瓦斯流量衰减系数。根据中国矿业大学提供 的《新安煤业有限责任公司-350 以上水*二 1煤层瓦斯参数研究报告》 ,实测二 1 煤层透气性 系数λ 结果为:31.78 m2/(MPa2.d);为容易抽放煤层。 因此,新安煤矿瓦斯抽放是可行的。从抽放效果的角度考虑,建议矿方进一步 对钻孔瓦斯流量衰减系数(α)进行测试,或者利用现有的条件进行试抽放和抽放 考察,确定出一套行之有效的抽放技术,达到不但可行、而且高效的抽放瓦斯。 表 2-7 抽放难易程 度 容易抽放 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表 钻孔瓦斯流量衰减系 数 α(d ) <0.003 9
-1

煤层透气系数 λ (m2/MPa2· d) >10

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可以抽放 较难抽放

0.003~0.05 >0.05 3 瓦斯抽采设计参数

10~0.1 <0.1

3.1 矿井瓦斯储量 矿井瓦斯储量是指矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间 排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。其计算公式为:

W ? W1 ? W2 ? W3
式中: W——矿井瓦斯储量,Mm3; W1——可采煤层的瓦斯储量,Mm3;

(式 3-1)

W2——受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量,Mm3; W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量,Mm3;实测或按 下式计算:

W3 ? K ? (W1 ? W2 )
式中:

(式 3-2)

K——围岩瓦斯储量系数,一般取 K=0.05~0.10;当围岩瓦斯很小时,W3=0; 若含瓦斯量较多时,可按经验取之或实测确定。 新安煤矿主采煤层属于华北型石炭系,采动影响范围内无邻*煤层即 W2=0, 围岩瓦斯含量很小即 W3=0,则新安煤矿矿井瓦斯储量为主采煤层的瓦斯储量总 和,即 W=W1。 截止 2006 年年底,新安煤矿二 1 煤层可采煤炭储量 2590 万 t,2007 年年产量 约为 40 万 t。目前,取该矿可采煤炭储量为 2006 年年底的可采煤炭储量减去 2007 年 的 采 出 量 , 即 2550 万 t , * 均 瓦 斯 含 量 7m3/t , 则 矿 井 瓦 斯 储 量 为 W=W1=178.50Mm3。 3.2 瓦斯抽采率 瓦斯抽采率可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的瓦斯抽采 方法等因素综合确定,也可参照邻*矿井或条件类似矿井数值选取。 根据《矿井瓦斯抽采管理规范》 (煤安字[1997]第 189 号)第 28 条、 《矿井瓦 斯抽放规范》 (AQ1027—2006)第 8.6.3 条规定,以本煤层预抽为主的矿井,工作 面抽采率不小于 25%,矿井抽采率不小于 20%。根据《煤矿安全规程》 (2006)第 10

矿井瓦斯抽采课程设计

190 条,采用预测煤层瓦斯作为防突措施时,煤层瓦斯预抽率大于 30%。根据河南 省煤炭工业管理局文件(豫煤安[2007]1 号) ,高、突采面采前瓦斯预抽率不得低于 30%。 根据《矿井瓦斯抽采工程设计规范》 (送审稿)第 4.3 条规定,工作面绝对瓦 斯涌出量为 5~10m3/min,工作面抽采率不小于 20%;矿井绝对瓦斯涌出量为 5~10m3/min,矿井抽采率不小于 20%。 根据新安煤矿二 1 煤层的实际情况,采煤工作面瓦斯预抽率设计为 30%,矿井 瓦斯抽采率设计为 30%。 3.3 瓦斯可抽量 瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中在当前技术条件下能被抽出来的最大瓦斯量。 其计算公式是:

W抽 ? W ? K
式中: W 抽——矿井可抽瓦斯量,Mm3; K 可——可抽系数。

(式 3-3)

K可 ? K1 ? K 2 ? K g
式中: K1——煤层瓦斯排放系数; K2——负压抽采时抽采作用系数,K2=1.1~1.2; Kg——矿井瓦斯抽采率,%。

(式 3-4)

根据《矿井瓦斯抽采管理规范》 (煤安字[1997]第 189 号)第 28 条、 《矿井瓦 斯抽放规范》 (AQ1027—2006)第 8.6.3 条规定,以本煤层预抽为主的矿井,工作 面抽采率不小于 25%,矿井抽采率不小于 20%。根据《煤矿安全规程》 (2006)第 190 条,采用预测煤层瓦斯作为防突措施时,煤层瓦斯预抽率大于 30%。根据河南 省煤炭工业管理局文件(豫煤安[2007]1 号) ,高、突采面采前瓦斯预抽率不得低于 30%。 根据新安煤矿二 1 煤层的实际情况,取 W=17850 万 m3,K 可=0.3,则新安煤矿 二 1 煤层的可抽瓦斯量为 W 抽=5355 万 m3。 3.4 瓦斯抽采规模 根据矿井生产能力和采掘接替安排,新安煤矿瓦斯抽采规模设计为 2 个回采 工作面和 4 个掘进工作面同时进行瓦斯抽采。 11

矿井瓦斯抽采课程设计

根据矿井瓦斯涌出量和矿井瓦斯预抽率确定矿井瓦斯抽采量,预计新安煤矿 瓦斯抽采量为 8.99m3/min。 3.5 瓦斯年抽采量 矿井瓦斯年抽采量根据下式计算:

QN ? 1440? 365? Q 1000000
式中: QN——矿井瓦斯年抽采量,Mm3; Q——瓦斯抽采规模,m3/min。 预计新安煤矿瓦斯年抽采量为 4.72M 4 瓦斯抽采方法 4.1 抽采方法选择依据

(式 3-5)

选择瓦斯抽采方法,应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、时间配合、 瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列要求: (1)尽可能利用开采巷道抽采瓦斯,必要时可设专用布置钻场、钻孔的瓦斯 抽采巷道。 (2)适应煤层的赋存条件及开采技术条件。 (3)有利于提高瓦斯抽采率。 (4)抽采效果好,抽采的浓度尽可能满足利用要求。 (5)尽量采用综合瓦斯抽采方法。 (6)抽采瓦斯工程系统简单,有利于维护和安全生产,建设投资省,抽采成 本低。 新安煤矿二 1 煤层为较难抽采的单一煤层,是矿井瓦斯的主要来源,目前该矿 属于高瓦斯矿井,随着开采深度的增加可能转为具有突出危险的煤层,据此选择 开采层预抽方法作为主焦煤矿的主要抽采方法。 开采层瓦斯抽采方法可按下列要求选择: (1)容易抽采和可以抽采的煤层,宜采用本层预先抽采方法,可采用沿层或 穿层布孔方式。 (2)可以抽采及较难抽采的煤层,宜采用边采边抽方法。 (3)单一较难抽采的高瓦斯煤层,可选用密集网格穿层钻孔、交叉钻孔、水 力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制预裂爆破、高压水射流扩孔等方法强化 抽采。对煤与瓦斯突出严重的煤层,宜选择穿层网格布孔方式。 12

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(4)煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层,可采用边掘边抽或先抽后掘的抽采方 法。 根据新安煤矿二 1 煤层赋存条件、瓦斯来源、煤层瓦斯含量等瓦斯抽采基础参 数及巷道布置方式,回采工作面采用开采层预抽、边采边抽和采空区抽采相结合 的抽采方式,掘进工作面采用隔断式抽放、超前抽放等抽采方法。 4.2 回采工作面抽放方法 根据新安煤矿二 1 煤层赋存条件、瓦斯来源、煤层瓦斯含量等瓦斯抽采基础参 数及巷道布置方式,回采工作面采用开采层*行钻孔预抽、边采边抽和采空区上 隅角埋管抽采相 结合的抽采方式,如图 4-1 所示。 在瓦斯抽放巷道,工作面顺槽均按一定的间距和形式布置有瓦斯抽放场,钻 场,钻场的支护方式与所在布置巷道的支护方式相同,在巷道掘进的过程中同时 准备好。

埋管抽放 边采边抽 *行钻孔 回风巷

浅孔抽放

进风巷

图 4-1 4.2.1 *行钻孔预抽 (1)钻孔布置方式

回采工作面综合抽放示意图

根据回采工作面的煤层地质条件和机风两巷的断面大小,决定采用顺煤层* 行布孔方式,如图 4-2 所示。由工作面机巷施工上行钻孔,钻孔轴线*行于回采工 作面煤壁。 (2)钻孔布置参数 钻孔为上行钻孔,由回采工作面机巷施工,钻孔间距 1.5m。自距离工作面切 13

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眼 5m 起,沿机巷每 1.5m 布置一个钻孔,直至工作面停采线为止。 (3)钻孔参数 钻孔直径 75mm,设计长度 80m。 4.2.2 采面浅孔抽放 采面浅孔预抽主要采用沿回采*较*行布置抽放钻孔,每 2m 一个钻孔, 深 10m。打一个,封一个,联网抽一个,实现采面动压超前卸压抽放 4.2.3 迎向钻孔抽放 由回采工作面机风两巷向工作面施工迎向钻孔,实行动压区卸压抽放,如图 4-4 所示。 (1)钻场间距 回采工作面机风两巷钻场间距 50m。 (2)钻场尺寸 钻场尺寸宽× 深=2.5m× 高× 2m× 2m,视钻孔布置施工需要可将钻场深度加深到 3m。 (3)钻场支护 采用工字钢支护,棚距 500mm,棚与棚之间打连锁,严防倒棚,顶部用木板 背紧背实,严防顶煤跨落。 (4)钻孔布置方式 每个钻场设计布置 10 个钻孔,分上下 2 排布置,孔底设计间距为 5m,控制 范围为回采工作面斜长的一半以上,即不少于 50m。 (5)钻孔直径 钻孔直径设计为 75mm。 (6)钻孔长度 钻孔长度设计为 60m 以上。 4.2.4 采空区埋管抽放 在工作面顶板冒落之前,把抽放瓦斯管直接插入采空区进行抽放,瓦斯管的 末端约 2m 长的一段要有孔眼, 同时要尽量靠*煤层顶板, 使其处于高浓度瓦斯带。 实测结果表明,采空区瓦斯最佳抽放位置在距工作面 30~60m 的范围内,如图 4-5 所示。

14

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采面风巷

采面机巷 说明: 图中全部为顺煤层钻孔, 钻孔间距一般为 1.5m 左右, 钻孔深度一般为 80m。

图 4-2 *行钻孔布置示意图

15

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采面风巷 连接软管 抽放管

抽 放 管

抽 放 钻 孔

采面机巷 连接软管 顶板

钻孔

煤层

抽放管

封孔段

底板

说明: 采面浅孔抽放钻孔间距一般为 2m 左右, 钻孔深度一般 为 10m,宜根据煤层地质条件和抽放效果进行恰当调节。

回风巷

50m

进风巷

图 4-4

采面迎向钻孔抽放示意图

16

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抽放管

挡风帘

铠装软管

图 4-5 4.3 掘进工作面抽放方法

回风巷隅角埋管抽放示意图

根据掘进工作面突出危险性程度和瓦斯涌出量情况,掘进工作面可以采用隔 断式抽放、超前抽放等抽采方法。 4.3.1 隔断式抽放 根据掘进工作面突出危险性程度和瓦斯涌出量大小,可以采用深孔隔断抽放、 浅孔隔断抽放等方法。 (1)深孔隔断抽放 对瓦斯涌出量大、*俣瓤斓木蚪ぷ髅媸凳┥羁赘衾胧匠榉牛梢杂行 隔断巷道两侧卸压带瓦斯向巷道空间的涌出,减少巷道两侧卸压带瓦斯涌出量, 同时对前方的煤体起到预抽作用,消除工作面前方的突出危险性,减少工作面前 方破坏煤体向工作面空间的涌出。深孔隔断式抽放钻孔布置如图 4-6 所示。

图 4-6

掘进工作面深孔隔断式抽放示意图 17

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钻场布置参数如下: ①钻场间距 根据钻孔深度确定钻场间距,保证 10~15m 的超前抽放距离,两帮钻场交错式 布置。 ②钻场尺寸 钻场尺寸宽× 深=2.5m× 高× 2m× 2m。 ③钻场支护 采用工字钢支护,棚距 500mm,棚与棚之间打连锁,严防倒棚,顶部用木板 背紧背实,严防顶煤跨落。 ④钻场施工 钻场由机巷向底板方向水*掘进,钻场按突出危险工作面对待,施工过程中 严格执行“四位一体”防突措施。钻场掘好后,加强通风管理,严防瓦斯积聚。 钻孔布置参数如下: ①钻孔直径 钻孔直径 75~90mm。 ②钻孔个数 每个钻场布置 3~9 个钻孔,控制巷道轮廓线外 8m。 ③安全措施 钻孔施工过程中,要严格执行防尘、防瓦斯、防突、防机械电气伤人的安全 技术措施,保证钻孔施工安全。 (2)浅孔隔断抽放 对于瓦斯涌出量大、突出危险性小或无突出危险性的掘进工作面,可以实施 浅孔隔断抽放,有效隔断巷道两帮煤体瓦斯涌出,减少巷道瓦斯涌出量。浅孔隔 断式抽放钻孔布置如图 4-7 所示。

图 4-7 钻孔布置参数如下: ①钻孔直径 钻孔直径 42mm。

掘进工作面浅孔隔断式抽放示意图

18

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②钻孔间距 钻孔间距 2~3m。 ③钻孔深度 钻孔深度 8~15m。 4.3.2 超前抽放 对于突出危险性严重的掘进工作面,可以在掘进工作面迎头施工钻孔进行超 前抽放,消除掘进工作面的突出危险性。超前钻孔布置如图 4-8 所示。

图 4-8 掘进工作面超前抽放示意图

超前抽放应符合下列要求: ①超前钻孔直径 75~120mm,深度 25~30m 以上,钻孔 5~12 个,穿过工作面 前方的应力集中带; ②巷道轮廓四周的控制范围 8m; ③抽放后,掘进工作面前方煤层瓦斯含量应降低至 8m3/t 以下。 ④也可利用超前钻孔进行迎头抽放,按有效排放半径布孔,钻孔深度不小于 10m,抽放时间应保证 2h 以上。 4.4 抽放钻孔的密封 4.4.1 封孔深度 根据《矿井瓦斯抽放管理规范》 (煤安字[1997]第 189 号)第 28 条和《矿井 抽采瓦斯工程设计规范》 (MT5018—96) ;第 4.3 条的规定,在煤层中布置的钻孔 19

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其密封深度不小于 5m。 4.4.2 封孔材料 钻孔封孔设计应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的要求。 根据《矿井瓦斯抽放工程设计规范》 (MT5018—96) ;第 4.3 条的规定,采用聚胺 酯材料封孔,每孔用聚胺酯材料 1Kg,封孔深度不小于 5m。 钻孔抽放管采用外径 42mm、壁厚 2.5mm、长度 6m 的热轧无缝钢管。

图 4-9

卷缠药液法抽放管结构

1—铁挡板;2—木塞;3—橡胶垫圈;4—毛巾布;5—铁丝;6——抽放管

4.4.3 封孔工艺 (1)抽放管结构 抽放管结构如图 4-9 所示。钻孔抽放管为外径 42mm、壁厚 2.5mm、长度 6m 的热轧无缝钢管,在管前端焊上铁挡板,套上木塞和橡胶垫圈,距前端橡胶垫圈 0.8m 处,再套上橡胶垫圈和木塞,并用铁丝缠紧固定,并在抽放管的 0.8m 间距内 固定一块毛巾布(长度 0.8m,宽度 0.67m) 。 (2)封孔工序 本封孔工艺为卷缠药液法,其操作程序如图 4-10 所示。先称量出封一个钻孔 的甲、乙两种药液各 0.5Kg,分别装入两个容器,再将药液同时倒入混合桶中,立 即用棒快速搅拌均匀,当药液由黄褐色稍变为乳白色时,停止搅拌,将药液均匀 倒在毛巾布上,边倒药液边向抽放管上缠绕毛巾布,并把卷缠好药液的抽放管迅 速插入钻孔内。大约 5min 后药液开始发泡膨胀,20min 停止发泡,逐渐硬化固结。 为了避免抽放管因碰撞晃动而影响封孔质量,孔口要用水泥沙浆将抽放管固 定牢固,或用木楔楔紧。 卷缠药液法密封钻孔如图 4-11 所示。

20

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图 4-11 卷缠药液法密封钻孔 1—钻孔;2—聚胺酯密封段;3—水泥沙浆

5 抽放管路系统和设备选型 5.1 井下抽放管路系统 5.1.1 抽放管路系统路线 在选择抽放管路井下系统时,应根据抽放钻场的分布、巷道布置形式、利用 瓦斯要求以及发展规划等要求,综合加以考虑,尽量避免和减少以后在主干管系 统上的频繁改动。在瓦斯抽放系统选择中必须满足下列原则: (1)瓦斯抽放管路要敷设在曲线段最少、距离最短的巷道中; (2)瓦斯抽放管路应安装在不易被矿车或其他物体撞坏的巷道或位置上; (3)当抽放设备或管路一旦发生故障时,抽放管路内的瓦斯应不至于进入采 掘工作面或机房内; (4)应考虑运输、安装和维修工作的方便; 根据主焦煤矿地面抽放站位置和井下巷道布置情况,目前其抽放管路系统路 线以 21 采区和 22 采区两个采区设计,确定抽放管路系统路线如图 5-1 所示,井下 管路系统图如图 5-2 所示。 目前,以铺设管道至 21 采区采面入口和 22 采区回风上 山顶部计算,需要 402×9mm 型管道 1165m,需要 299×8mm 型管道 1220m。

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地面泵房

50m 402× 9

新增风井

825m 402× 9

-350 回风石门

120m 299× 8 290m 402× 9

21 采区各采面

22 采区回风上山口

1100m 299× m 8

22 采区回风上山顶部

23 采区各采面 将来 31 采区各采面

23 采区回风下山

31 采区回风下山

说明:箭头上方为路线长度,下方为管道型号(单位 mm)

图 5-1 5.1.2 抽放规模预计

井下抽放管路系统图

根据新安煤矿采区部署和生产要求,每个采区布置 2 个掘进工作面和 1 个回采工 作面。 每个采区的抽放地点按 2 个掘进工作面和 1 个回采工作面考虑。依据设计的抽放 方法预计, 个掘进工作面的抽放系统混合瓦斯流量 8m3/min、 1 混合瓦斯浓度 10%, 1 个回采工作面预抽的系统混合瓦斯流量 7.64m3/min、混合瓦斯浓度 15%,1 个回 采工作面边抽边采的系统混合瓦斯流量 5m3/min、混合瓦斯浓度 15%,1 个回采工 作面采空区抽放的系统混合瓦斯流量 10m3/min、混合瓦斯浓度 10%。则每个采区 的系统混合瓦斯流量 38.64m3/min,混合瓦斯浓度 11.63%,整个矿井的混合抽放量 为 77.28m3/min,混合瓦斯浓度 11.63%,矿井纯瓦斯抽放流量 8.99m3/min。 5.1.3 抽放管路选型 瓦斯抽放管管径按下式计算:

D ? 0.1 4 5 7 / V Q
式中 D—瓦斯抽放管内径,m; Q—抽放管内混合瓦斯流量,m3/min; V—抽放管内瓦斯*均流速,经济流速 V=5-15m/s。 5.1.3.1 采掘工作面管路选型 22

(5-1)

矿井瓦斯抽采课程设计

为了减少采掘工作面内抽放管路频繁改动,并满足采掘工作面最大抽放量的 要求,将掘进工作面边掘边抽、回采工作面预抽、回采工作面采空区抽放统一考 虑。 在掘进工作面掘进期间,机巷的瓦斯抽放量可能最大,包括掘进工作面边掘 边抽抽放量、回采工作面预抽量,系统混合抽放量为 15.64 m3/min,取瓦斯流动速 度 V ? 10 m s ,经计算管径为 183mm。 在回采工作面生产期间,风巷的瓦斯抽放量可能最大,包括回采工作面强化 抽放量、回采工作面采空区抽放量,系统混合抽放量为 15 m3/min,取瓦斯流动速 度 V ? 10 m s ,经计算管径为 178mm。 因此,对于采掘工作面,选用 203× 8mm,质量为 38.47kg/m 的热轧无缝钢管 或螺旋薄壁钢管即满足要求。 5.1.3.2 采区管路选型 在一个采区内,抽放地点有 2 个掘进工作面和 1 个回采工作面,抽放方法有 掘进工作面边抽边掘、回采工作面预抽、回采工作面采空区抽放并存。每个采区 的系统混合瓦斯流量 38.64m3/min,混合瓦斯浓度 11.63%,取瓦斯流动速度 V=10m/s,经计算管径为 286mm。管路选用 299× 8mm,质量为 57.41kg/m 的热轧 无缝钢管或螺旋薄壁钢管即满足要求。 5.1.3.3 矿井主干管路选型 来自各采区的抽放管路经-350 回风石门进入总回风巷汇合后, 进入新打回风立 井井筒至地面泵站。 根据抽放量预计, 每个采区的系统混合瓦斯流量 38.64m3/min, 混合瓦斯浓度 11.63%,整个矿井的混合抽放量为 77.28m3/min,混合瓦斯浓度 11.63%,矿井纯瓦斯抽放流量 8.99 m3/min。取瓦斯流动速度 V=11m/s, ,经计算管 径为 387mm。管路选用 402× 9mm,质量为 87.21kg/m 的热轧无缝钢管或螺旋薄壁 钢管即满足要求。 5.1.4 管路连接 (1)抽放管路 5m 一根,加胶垫法兰连接; (2)管路连接必须可靠,气密性好,不漏气; (3)在巷道转弯处,可用与干管直径匹配的橡胶软管连接,或加工专用的弯 管连接,角度不小于 90°; (4)管径要统一,变径时须设过渡节。

23

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5.1.5 管路敷设 (1)瓦斯管路必须进行防腐处理,外部涂红色以示区别; (2)管路必须与电缆分开敷设,安装管路的一侧不得有电缆和其它带电体; (3)管路敷设要求*直,避免急弯; (4)抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离(间距一般 为 200m~300m,最大不超过 500m)应设置放水器; (5)管路底部应垫木垫,垫起高度不小于 30cm,以防底鼓损坏管路; (6)倾斜巷道的瓦斯管路,应用卡子将管子固定在巷道支护上,以免下滑, 在倾角 28°以下的巷道中,一般应每隔 15~20m 设一个卡子固定; (7)管路吊挂稳定牢固; (8)在管路的最末端安装挡板,将管路密封; 5.1.6 钻孔与管路的连接 钻孔抽放管通过连接胶管与抽放管路连接,连接方式如图 5-3 所示。

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

1 10cm 5cm 10cm

图 5-4 取样装置结构图 1—热轧无缝钢管;2—紫铜管;3—细胶管 2 1

24
1000mm

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各连接部件的规格如下: (1)钻孔抽放管 2,为外径 42mm、壁厚 2.5mm、长度 6m 的热轧无缝钢管或 抗静电阻燃胶管; (2)连接胶管 4,为内径 38mm 的夹布吸水胶管,长度根据需要而定; (3)取样装置 5,由热轧无缝钢管 1、紫铜管 2 和细胶管 3 组成,其结构如 图 5-4 所示; 热轧无缝钢管外径 42mm、 长度 250mm; 紫铜管内径 4mm, 高度 30mm; 细胶管内径 4mm,长度 100~150mm; (4)控制阀门 6,为公称直径 40mm 的截止阀; (5)连接短节 7,其结构如图 5-5 所示; 5.1.7 瓦斯抽放管道的附属装置 为了掌握各抽放地点的瓦斯涌出量, 瓦斯浓度的变化情况, 便于调节管路系 统内的负压和流量, 在管路上应安装阀门、流量计和放水器等附件。 (1)阀门 瓦斯抽放管路和钻场连接管上均应安装阀门, 主要用来调节和控制各抽放点 的抽放量, 抽放浓度和抽放负压等。 (2)放水器 在抽放管路系统最低点安装人工或自动放水器, 及时放空抽放管路中的积水, 提高系统的抽放效率, 在排气端低凹处安装正压放水器。 为减少瓦斯抽放成本, 建议采用人工放水器(如图 5-6, 图 5-7)。 也可以使用 负压自动放水器。 5.2 地面抽放泵站管路和设备系统 地面抽放泵站管路和设备系统比较复杂, 主要由抽放泵房设备和泵房附*管路 设备组成。抽放泵房内设有配电装置、瓦斯泵、气水分离器、管路、阀门等设备; 在泵房附*进出口处设有放水器、防爆防火装置、放空管、压力测定、流量测定 装置、采样孔、阀门等附属装置。 地面抽放泵站管路和设备系统示意图见图 5-8 所示。

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水箱

进气总阀门 供 水 管 路 进水阀门 排气阀门

进气阀门 水泵 进水阀门 气 水 分 离 器 水池

进气阀门 气 水 分 离 器

进气阀门 气 水 分 离 器

排气阀门

回水管路 水环式真空泵 取样及流量计 防回火器 防爆器 来自井下 放水器

5-8 地面抽放泵站设备和管线布置示意图 5.2.1 抽放泵选型 一般情况下,要选择抽放泵,首先要选型,然后是选择容量和压力。需结合 本矿井的具体条件,并结合各种类型抽放泵的特性、优缺点及其适用条件来选择 适合本矿井的瓦斯泵类型。 5.2.1.1 抽放泵类型确定 (1)抽放泵的选型原则 ① 抽放泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽放量的要求; ② 在抽放期间,抽放泵的负压必须能克服管路系统的最大阻力; ③ 抽放泵要具有良好的气密性。 5.2.2 地面泵站的附属装置 地面泵站附属装置主要有放水器、防爆防火装置、放空管、避雷设备、压力 测定、流量测定装置、采样孔、阀门。放水器、压力测定、流量测定装置、采样 26

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孔、阀门都采用 5.1 节所叙述的井下抽放管路系统相同的装置。 5.2.2.1 防爆防火装置 防爆防火装置采用如图 5-11 所示的水封式防爆、 防回火装置,可根据抽放管 型号自行生产或者使用抽放管生产厂家配带产品。

图 5-9 水封式防爆、 防回火装置 1-入口瓦斯管; 2-出口瓦斯管; 3-水封罐;4-橡胶盖(胶皮板); 5-注水管口;6-水位计;7-支承柱;8-放水管。 5.2.2.2 放空管 防空管需要根据泵房附*条件自行设计、焊接、安装。防空管主要由三通和数 根抽放管组成。放空管安装需要注意以下几点: ①放空管安装为软安装, 焊接处要焊实,工整无砂眼; ②放空管基础为 C20 混凝土浇注, 外表用 C10 素混凝土抹*, 抹厚为 15mm; ③放空管拉线为 3 根, 拉线水*夹角为 120?, 与地面成 60? 夹角; ④基础预埋钢板与预埋钢筋先焊接好, 预埋钢板应放置水*后再进行基础的 浇注。 6 瓦斯抽放系统的安装 6.1 瓦斯抽放系统安装的基本要求 瓦斯抽放系统的安装, 调试和运行等必须遵守《煤矿安全规程》和《矿井瓦斯 27

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抽放管理规范》的有关规定。 瓦斯抽放系统安装所使用的材料必须为煤矿井下所允许使用的产品, 并具备 煤矿安全产品标志准用证。 6.2 瓦斯抽放泵的安装 瓦斯抽放泵应安装在专门的瓦斯抽放泵房内, 泵房内必须有足够的照明, 消 防等设施, 严禁堆放易燃物品, 严禁无关人员进入瓦斯抽放泵房内。 6.3 瓦斯抽放、排放管路及附属设施安装 瓦斯抽放、 排放主管路采用无缝钢管, 法兰连接, 安装时采用锚杆吊挂在巷道 顶部, 也可以采用其他支撑方式安装在巷道壁上, 但不能影响车辆和行人. 管路 应尽量避免与电缆安装在同一巷邦上, 管路全程严禁与带电物体接触, 并在管路 *采杩煽康慕拥卮胧 抽放主管路每隔 200-400m 安装一调节闸阀, 在管路的低洼处安装人工或自动 负压放水器, 定期放水. 抽放支管安装阀门, 流量计和放水器等。 瓦斯抽放用所有金属部件均须防腐处理, 管路安装完毕要进行密闭性试验, 并进行吹扫处理, 以免管路漏气和内存杂物. 封闭性能实验使用水试压, 压力为 0.2MPa, 一小时内压降不超过 10%.试压后, 管路涂红色漆。 7 安全监测及安全措施 7.1 安全监测与计量 抽放瓦斯系统的计量与监测,主要包括抽放网络各个部位及抽放站的瓦斯流 量、抽放负压、瓦斯浓度和温度等参数的测定。其目的是研究瓦斯涌出规律和分 析瓦斯抽放效果,指导抽放网路的投产使用,管道延长和钻孔的衔接,调节钻孔 及管网的抽放负压,查明漏气和水堵部位等,保证抽放系统安全合理的抽放。 本设计在地面抽放泵站设有瓦斯抽放站监测系统,能连续监测抽放系统中的 瓦斯浓度、流量、正压、负压、泵房内泄漏瓦斯浓度、泵机的轴温等参数。由计 算机完成测量显示、打印等功能。当任一参数超限时,可发出声光报警信号,并 按给定的程序停止或起动泵机。 该系统除上述功能外,还具有纯瓦斯抽放量累积及显示、日期、时间显示、 数据定时存盘、日报表打印、曲线显示等功能。 设计在抽放管路的各分管、支管及其与钻场连接处安装有瓦斯测量装置,并 配备了便携式数字瓦斯综合参数测示仪,以测定管道内的瓦斯浓度、流速、压力、 28

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温 度 等 参 数 , 指 抽 放 系 统 安 全 可 靠 的 抽 放 。 ①必须采用不燃性材料支护钻场,严禁使用可燃性材料支护钻场; ②在钻机操作台附*,必须配备一定数量的消防器材(灭火器 2 台) ; ③一旦钻场中瓦斯浓度超限,人员应立即撤至钻场的上风侧,等瓦斯浓度降 至 1%以下后,方可继续施工; ④当发现瓦斯燃烧时,必须站在进风侧用水管或灭火器扑火,同时报告矿调 度室处理; ⑤管钳卸钻杆时,必须轻轻搭在钻杆上,避免撞击产生火花; ⑥配备专职电工,因钻机流动性大,必须随时检查电缆开关是否完好。 (2)防止煤与瓦斯突出事故措施 ①打钻过程中,钻场内严禁有人,施工人员位于上风侧新鲜风流中; ②在围岩应力区内打钻时,必须控制钻进速度,每节钻杆的钻进时间不得少 于 5min; ③当出现喷孔、煤炮声等瓦斯动力现象时,必须立即停止钻进,将钻杆从钻 孔中完全退出,当瓦斯动力现象消失后,方可继续缓慢钻进。 (3)防止瓦斯积聚事故措施 ①打钻过程中,必须搞好钻场通风,钻场内不得出现瓦斯超限、积聚现象, 否则,不得施工; ②钻场内及钻场下风侧 5m 处,必须悬挂瓦斯报警仪,当任一处瓦斯超限时, 都必须停止作业; ③打钻过程中,钻场下风侧回风流中的所有电器设备,包括电器设备的开关、 电缆等,都必须处在断电状态; ④机电部门要定期检查电器设备防爆情况,严防电器失爆。 (4)防止煤尘措施 ①干式打眼时,孔口必须安装 3 个雾化喷头,处于完好使用状态; ②在施工地点下风侧 10m、25m 处,安设 2 道雾化水幕,保证封闭巷道全断 面处于完好状态。 8 [1] 参考文献 张昆, 冯立群,余昌钰等. 机器人柔性手腕的球面齿轮设计研究. 清华大学 竺可桢. 物理学. 北京:科学出版社,1973.56-60

学报,1994.34(2) :1-7 [2]

[3] dupont B. Bone marrow transplantation in severe combined immunodeficiency with an
unrelated MLC compatible donor. In: White H J,Smith R,eds.,Proceedings of the Third Annual Meeting of the International Society for Experimental Hematology. Houston:International Society

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for Experimental Hematology, 1974.44-46

[4] 系,1987 [5] [6]

郑开青. 通迅系统模拟及软件:[硕士学位论文]. 北京:清华大学无线电 姜锡洲. 一种温热外敷药制备方法. 中国专利,881056073,1980-07-26 中华人民共和国国家技术监督局. GB3100-3102.中华人民共和国国家标

准—量与单位.北京:中国标准出版社,1994-11-01

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