煤矿底板巷瓦斯抽采设计文档格式.docx

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2、FD11断层位于工作面东北部，倾向300°

，落差0～33m，延展长度500m，其南部穿入25071工作面。

25051上底板抽放巷设计布置在距煤层底板10～22m处（垂距），该巷道位于25采区东翼，根据三维地震资料和25轨道下山和25回风下山掘进期间收集的资料，本巷道地质构造较少，无陷落柱等复杂地质构造。

4、底板巷水文情况

（1）.主要含水层奥陶系灰岩含水层：

为煤系地层的基底，厚度大于400m，上距二1煤底板约150m，在矿区的南部和西部山区广泛出露。

该灰岩含水层厚度大而稳定，含丰富的裂隙、岩溶承压水，地下水补给来源充足，水位稳定，富水性强，对坑道充水的危害程度较大，泉水出露标高+136.30～+140.75m，泉水单位涌水量为2.97～179.41L/s·

m，水量稳定，水质良好，属低矿化度的HCO3—Ca—Mg型水，但距离巷道较远，隔水层厚，对巷道掘进影响不大。

太原组灰岩岩溶裂隙含水层：

太原组厚55.53～57.94m，水位埋深3.20～11.45m，标高+130.95～+176.34m。

主要含水层是L2和L8两层灰岩，含裂隙岩溶承压水，其顶部的L8灰岩含水层厚1.3～7.3m，上距二1煤底板约8.70～58.52m，其含水量不均匀，水质为HCO3—K+Na及SO4—HCO3—Ca型水，单位涌水量为0.00218L/s·

m，渗透系数为0.0159m/d。

该含水层为二1煤底部重要的充水水源，裂隙发育，但多被方解石脉充填，含水性降低，对生产影响不大。

二叠系山西组含水层：

山西组厚7.11～69.35m，水位埋深3.12～38.20m，标高+134.74～+175.01m。

山西组由砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中S1—S2砂岩含弱的孔隙裂隙承压水，S2砂岩最厚达38.27m，一般在20m以上，勘探中部分钻孔CK10、CK13、CK14、CK22等有漏水现象，水质为HCO3—K+Na及HCO3—Ca型水，单位涌水量为0.0145L/s·

m，渗透系数为0.0297m/d。

该含水层为矿井直接充水含水层，裂隙承压水以孔隙淋水、渗水为主，含水量较小，预计对巷道掘进影响不大。

下石盒子组含水层：

下石盒子组厚35.83～128.01m，水位埋深0.00～24.77m，标高+154.48～+224.14m。

下石盒子由粗砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中含S3—S9七层细～粗粒砂岩，各砂岩层间无水力联系。

与上覆地层之间有厚9.45～34.36m的泥岩相隔，亦无水力联系。

受大气降水的直接或间接补给，其水质为HCO3—Ca及HCO3—K+Na—Ca型水，单位涌水量为0.00869L/s.m，渗透系数为0.0146m/d，对巷道掘进无影响。

上石盒子组含水层：

上石盒子组厚52.11～126.07m，水位埋深0.00～16.12m，标高+141.56～+203.27m。

上石盒子由中粒砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中含S10—S15六层粗～砂砾岩，含弱的孔隙裂隙承压水，CK31、CK27孔发生涌水现象，各砂岩层间有14.48～61.00m的泥岩、砂质泥岩相隔，一般无水力联系。

受大气降水的直接或间接补给，呈潜水--承压水状态存在，其水质为HCO3—K+Na及HCO3—Ca型水，单位涌水量为0.0397～0.1006L/s·

m，渗透系数为0.0723～0.204m/d，对巷道掘进无影响。

第四系冲积层含水层：

区内第四系覆盖物为冲积坡积物，由亚粘土、亚砂土砂砾石组成，厚度为0.5～25.40m，水位埋深0.00～18.80m，标高+118.57～+173.82m。

分布于天喜镇河谷，含丰富的孔隙水，动态变化受季节变化及地表水影响，水质为HCO3—Ca—K+Na及HCO3—Ca型水。

（2）.主要隔水层本溪组铝土质泥岩隔水层：

该隔水层位于太原组下部灰岩段下部，该层泥岩塑性好，层位稳定，分布广，隔水性强。

在煤层开采过程中起到阻隔奥陶系灰岩与太原组灰岩岩溶裂隙含水层之间水力联系的作用。

太原组中部砂质泥岩隔水层：

该隔水层位于L4～L6灰岩之间，岩性为砂质泥岩、泥岩和薄层灰岩，厚度变化大，一般情况下可起到阻隔太原组上下段灰岩岩溶裂隙含水层之间水力联系的作用。

太原组顶部隔水层：

在太原组顶部的第一层灰岩与二1煤层之间，岩性为粉砂岩及砂泥互岩，沉积稳定，岩性和厚度变不，厚度约45.0m，一般情况下很难阻隔太原组灰岩岩溶裂隙水向二1煤层底板充水。

二叠系泥岩隔水层：

二叠系各煤组之间，均存在泥岩、砂质泥岩相对隔水层，厚度一般为5.0～25.0m，其隔水层岩性透水性差，可塑性强，具有较好的隔水性能。

（3）.采区涌水量根据25051掘进地质说明书资料，25051工作面主要受L8灰岩含水层影响较大，预计巷道掘进期间正常涌水量为0m3/h,最大涌水量为10m3/h。

5、25051上底板巷条带预抽煤层瓦斯赋存情况经河南理工大学测定25轨道下山横贯处煤层瓦斯含量为12.98m3/t。

25051上底板抽放巷及切眼平均走向长度约为699m，预抽条带宽度为35m，平均厚度5.7m，容重1.46t/m3，因此该条带预抽煤层瓦斯储量为：

Q储=L×

H×

M×

γ×

X（公式一）式中：

L—25051上底抽巷及切眼走向长度；

mH—预抽条带宽度；

mM—煤层平均厚度；

mγ—煤的容重；

t／m3X—煤层瓦斯含量；

m3／t根据L=699m；

H=35m；

M=5.7m；

γ=1.46t／m3；

X=12.98m3／t代入公式得：

=699×

35×

5.7×

1.46×

12.98=264.27万m3二、抽放的必要性和可行性1、抽放的必要性根据《煤矿安全规程》第145条、《煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1、4.1.2条的有关规定，凡符合下列情况的必须建立瓦斯抽放系统开展抽放工作：

（1）一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或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问题不合理的。

（2）年产量为0.4Mt-0.6Mt的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于20m3/min的。

（3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。

（4）根据《防治煤与瓦斯突出规定》第53条规定，对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，煤层残存瓦斯含量小于8m³

/t的预抽区域为无突出危险区,根据该条规定和计算结果，25051上底抽巷预抽煤巷条带应抽出的瓦斯量（QY）为：

QY=L×

（X-XY）（公式二）式中：

m3／tXY—残余瓦斯含量；

X=12.98m3／t；

XY=8m3／t代入公式得：

（12.98-8）=101.39万m32、抽放瓦斯的可行性对于未卸压的原始煤层进行瓦斯抽放，其抽采的难易程度一般由以下三个指标确定：

一是煤层钻孔瓦斯涌出量衰减系数，二是煤层透气性系数，三是百米钻孔极限抽放量。

按照《煤矿瓦斯抽放规范》规定，可以将开采层预抽瓦斯难易程度分为三个等级，如下表：

开采煤层预抽瓦斯难易程度分类指标难易程度钻孔瓦斯涌出量衰减系数（a/d-1）百米钻孔瓦斯极限抽放量（Qj/m3）煤层透气性系数λ（m2·

MPa-2·

d-1）容易抽放14400>

10可以抽放0.003-0.0514400-288010-0.1较难抽放>

0.05综合考虑钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数，对采用预抽瓦斯技术来说，该掘进工作面属于较难抽放煤层。

因此，必须加大抽放投入，提前消除突出危险性，通过瓦斯抽放量计算（公式二），进行瓦斯抽放是可行的。

为了增加煤巷掘进安全系数，提高掘进速度，在25051上底板巷施工穿层抽放钻孔，可以有效地减少上顺槽掘进期间的瓦斯涌出量，同时还可以变废为宝，利用洁净的瓦斯资源。

三、25051上底板巷基本抽采指标1、瓦斯抽放量根据《防治煤与瓦斯突出规定》第53条规定，对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，煤层残存瓦斯含量小于8m³

/t的预抽区域为无突出危险区。

龙山煤矿为煤与瓦斯突出矿井，25051工作面的瓦斯储量为264.27万m3，则该工作面的需要抽放的瓦斯量不低于101.39万m3。

2、钻孔量25051工作面平均煤厚为5.7m，在上顺槽掘进期间为防止瓦斯事故，所以在25051上顺槽下部开掘底板抽放巷，在底板抽放巷内每隔24m掘一钻场，在钻场内布置规定若干钻孔进行抽放，根据钻孔设计要求，则该底板巷的钻孔量应不小于74443m。

四、瓦斯抽放方法设计1、抽放方法选择通过以上分析,根据矿井生产能力要求、煤层赋存条件和工作面巷道布置及煤层瓦斯赋存和涌出特点,该底板巷抽放方法设计为：

穿层钻孔预抽煤层条带区域瓦斯防突措施。

2、抽放钻孔布置

（1）.根据25051煤巷掘进工作面煤层走向和倾向，在25051上底板巷内布置若干钻场，在钻场内布置若干钻孔，并根据地质变化等实际情况设计钻孔施工参数，钻孔终孔点控制25051煤巷掘进工作面巷道上帮不少于20m，下帮不少于10m。

钻场布置及管道布置示意图如下所示。

（2）钻孔布置钻孔施工单位根据地测部门提供的地质构造资料及龙山煤矿《二1煤层钻孔瓦斯抽放半径测试分析报告》，进行确定抽放间距。

根据报告结果，分别取η为20%、30%、40%，则可求得钻孔布置间距与抽放时间的关系如下表：

抽放时间/dη=20%2030506090120钻孔间距/m5.7556.6107.1957.2807.3507.360抽放时间/dη=30%2030506090120钻孔间距/m3.8374.4074.7974.8534.9004.907抽放时间/dη=40%2030506090120钻孔间距/m2.8783.3053.5983.6403.6753.680钻孔施工单位充分设计钻孔参数，制定出针对性的打钻技术措施，保证钻孔施工到位，不留空白带。

根据设计要求，每个钻场布置77个孔（地质构造及特殊情况适当增加或减少钻孔），呈扇形布置，孔底间距5m，钻孔开孔间距为300mm，底排距底板1000mm，开孔布置及剖面

（2）工程总量25051上底板巷和切眼设计长度大约为699m，设计钻场总工程量为28个，钻孔总工程量约为74443m。

（3）瓦斯抽采钻孔施工及封孔方法钻机型号：

ZYJ—270型钻机和1200型煤矿用深孔钻车。

孔径：

75mm；

94mm。

排屑方法：

水力排屑。

封孔材料：

2.0寸PVC封孔管、聚氨酯、封孔剂（注浆）。

封孔工艺：

封孔管总长10m，封孔段8m。

封孔管两端采用封孔袋堵孔，中间利用注浆泵进行注浆封孔。

联网工艺：

每个钻场安装一个集抽箱，单个钻孔封孔完毕后安设导流管连接到集抽箱上，然后将集抽箱主管连接到抽放主管三通上进行集中抽放。

3、抽放效果预测根据相邻的23采区23051和23061工作面的抽放经验，并结合25051上底板巷设计的抽放钻孔，取百米钻孔抽放量为0.01m3/min，取成孔率为90%，结合钻孔分布计算抽放流量如下：

25051上底板巷与切眼共28个钻场累计孔深约为74443m（见煤约为15276.8m，岩孔约为59166.2m），钻孔共约为2156个。

则抽放量为：

Q1=见煤孔深×

成孔率×

百米钻孔抽放量÷

100（公式三）根据参数代入公式：

Q1=15276.8×

90%×

0.01/100=1.38m3/min因为该地区为底板抽放巷，在此公式内封孔段长度不计算在内。

根据25051上底板巷煤层瓦斯储量和瓦斯抽放量的计算结果，应抽出纯瓦斯量1.38m3/min。

根据我矿该地点实际情况，按抽出瓦斯浓度20%计算，则应抽放混合气量6.9m3/min。

五、抽放管路系统设计1、抽放管道的管径选择管径选择采用下式计算：

D=0.145（Qc/v）0.5（公式四）式中：

D—管道内径，m;

Qc—混合瓦斯量,m3/min;

v—管内瓦斯流速,m/s取10m/s将数值代入上式则：

D=0.145×

（6.9/10）0.5=0.10m因此，25051底板巷选用内径大于0.1m、外径0.2m的pvc抗静电瓦斯抽放管。

2、管道阻力计算抽放管道沿程阻力计算公式如下：

H=9.81×

L×

r×

Q2/（K×

D5）（公式五）式中：

H—沿程阻力，Pa，L—管道长度m，r─混合瓦斯浓度对空气的密度比，K—系数，Q—混合瓦斯流量，m3/hD—管道内径，将数据代入上式得：

（1）主管道：

H主=9.81×

D5）H主=9.81×

800×

0.866×

（42.6×

60）2/（0.71×

31.55）=2038.9Pa式中：

H—主管道沿程阻力PaL—主管道长度m，L=800mr─混合瓦斯浓度对空气的密度比r=0.866K—系数K=0.71Q—主管道混合瓦斯流量，m3/h，主管道混合流量按底板抽放巷的2.5倍计算，则主管道的混合流量为42.6m3/min.D—主管道内径31.5cm局部阻力按沿程阻力的20%计算，则总阻力为H主总=2038.9×

1.2=2446.7pa

（2）支管道：

H支=9.81×

D5）H支=9.81×

584.5×

（17.03×

195）=2929.7pa式中：

H—支管道沿程阻力PaL—支管道长度m，L=584.5mr─混合瓦斯浓度对空气的密度比r=0.866K—系数K=0.71Q—支管道混合瓦斯流量m3/hD—支管道内径19cm局部阻力按沿程阻力的20%计算，则总阻力为H支总=2929.7×

1.2=3515.6pa则：

管道总阻力为3515.6pa。

（3）抽放管路系统管道总阻力为：

H总=H主总+H支总式中：

H总—抽放系统阻力；

paH主总—主管路阻力；

paH支总—支管道阻力；

pa将参数代入公式得：

H总=H主总+H支总=2446.7+3515.6=5962.3pa3、抽放管路的布置25051上底板抽放巷抽放管路采用管径200mm，并与采区回风巷抽放主管路连接，抽放管路沿巷道靠风筒侧铺设，离开底板1.8m。

用法兰盘连接，保证严密不漏气。

管路铺设至每个钻场时，应留设三通。

管路低洼处安设放水器。

每个钻孔封孔后通过三通与主管路连接。

钻场连接管直径100mm，钻孔连接管直径40mm，封孔管直径40mm。

抽放管路布置图如下：

4、瓦斯抽放管路标准25051上底板巷抽放瓦斯管路要固定在巷道下帮。

敷设管路时必须符合以下要求：

（1）瓦斯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；

在底板巷敷设抽放管道时，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。

（2）瓦斯抽放管路的管径要统一，变径时必须设过渡节。

铺设采用法兰盘结合，在盘中间夹以胶皮垫，胶皮垫厚度不小于5mm，然后用螺丝加金属垫紧固以保证接头严密性。

（3）在25051上底板巷倾斜区段巷道中，抽放管路应设防滑卡，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。

（4）瓦斯抽放管路跨越巷道两帮、或跨越巷道交叉口时，必须采取高架管（龙门架）方式穿过，不得影响所跨越巷道的通风、运输、行人和设备检修等。

采取高架管时，其高度应尽可能接近所跨越巷道的顶板。

（5）抽放管路不得与电缆线铺设在巷道的同一侧，当现场瓦斯抽放管路与电缆交叉通过时，否则必须设绝缘皮带阻隔。

（6）本煤层瓦斯抽放主管路铺设标准：

瓦斯抽放管进入该掘进工作面后，要求吊挂在巷道下帮，吊挂平直靠帮靠顶，但是必须保证距底不少于1.8m。

铺设的瓦斯抽放管必须保证随掘随铺，瓦斯抽放管末端与迎头最大距离不能超过50m。

（7）瓦斯抽放管吊挂时，必须采用直径9.3mm的镀锌钢丝绳，每隔3m在抽放管道上设一吊挂点，吊点不能固定在法兰盘上，钢丝绳不允许吊挂在钢丝网上，必须吊挂在起吊环上，两个绳卡统一固定在抽放管两侧。

（8）管路铺设完，必须进行漏风性试验，并组织专人处理漏气。

5、抽放管路的附属装置

（1）用来调节、测量管路中瓦斯浓度、流量和压力装置阀门：

在25051上底板巷回风口瓦斯抽放干管安设一个蝶阀；

在每个钻场4寸抽放管上安设一个阀门。

（2）计量装置：

为了真实反应煤层瓦斯涌出规律和抽放效果，我矿计划安装瓦斯抽采管路在线监测系统，具体布置如下：

在回风口瓦斯抽放管路上安装孔板流量计、安装负压传感器、流量传感器、高浓度甲烷传感器和温度传感器，并与监控系统联网，采用光力科技有限公司瓦斯抽放软件通过计算机直接计算，并打印管道内抽放综合参数。

并在此地点各安装一组直径200mm导流管和旁空管（孔板流量计）。

钻场连接管安装直径100mm导流管，各单孔安装直径40mm导流管，采用GJZ70瓦斯抽放综合参数测定仪直接测定抽放浓度、负压、流量。

（3）瓦斯管路安全装置抽放管路放水器：

在瓦斯抽放钻场集气箱、管路低洼、拐弯及龙门架等易积水处，必须设置放水装置。

常用放水装置有高负压自动放水器，正压端自动放水器只须在排气管最低洼处设置三通并用胶管与放水器上端接口相连。

如图所示：

人工放水器：

在正常抽放时，打开闸门1，关闭闸门2、3，使管内积水流入水箱。

放水时，关闭闸门1，打开闸门2放入空气使水箱内外气压平衡，再打开闸门3放水。

尺寸可根据实际需要自行决定，手动放水器主要用于辅助放水使用。

如图所示在泵站出入口的瓦斯管上，都应设置放空管，当瓦斯泵因故停转时，抽放管路中瓦斯可经负压管上放空管排入回风流中，若排放管路出现故障，可打开排放管路放空管，此时瓦斯泵可正常运转不影响抽放工作。

在抽放系统的正、负压管上，必须装设有“三防”装置，我矿采用水封式防爆防回火器。

该装置装在泵站出入口瓦斯管上，其作用原理是：

在正常抽放时，瓦斯通过水封被排出，而当一旦瓦斯管内发生爆炸或燃烧，由于爆炸和火焰被水封隔绝，爆炸冲击波冲破防爆盖胶板释放了爆炸能量而使抽放系统得到保护，故可保护泵站设备安全。

正压端隔爆器只需将铁篦子压在防爆胶皮之上即可。

负压端隔爆器6、瓦斯抽放管路编号管理标准

（1）瓦斯抽放管必须编号管理，要求编号醒目，挂在每根抽放管正中间。

（2）本煤层瓦斯抽放主管从泵站出口处开始，必须依次进行编号，与泵站连接的瓦斯抽放管为WS-1号（以后依次为WS-2、WS-3……）。

（3）本煤层瓦斯抽放主管从回风巷分支出来进入采掘工作面后必须重新编号，蝶阀后第一节抽放管为wz-1号（以后依次为wz-2、wz-3……），编号必须保证随铺随编。

（4）采空区抽放主管从泵站出口处开始，必须依次进行编号，与泵站连接的瓦斯抽放管为WK-1号（以后依次为WK-2、WK-3……）。

（5）采空区瓦斯抽放主管从回风巷分支出来进入采掘工作面后必须重新编号，蝶阀后第一节抽放管为wkz-1号（以后依次为wkz-2、wkz-3…），瓦斯抽放管路应标明管径、流向。

抽放管路编号管理牌如下：

六、瓦斯抽放泵的选型1、瓦斯泵的抽放负压泵的压力：

H=（H总+H）×

K（公式六）式中：

H—孔口负压，pa，取H=13300pa；

K—备用系数，K=1.2。

所以代入公式得：

H=（5962.3+1