瓦斯抽放设计.docx
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瓦斯抽放设计
曙光煤业1208瓦斯抽放设计
第一节概述
一、瓦斯抽放工程设计理念及简介
曙光煤业1208瓦斯抽放设计编制是在全集团公司理念根本转变，即执行“三个转变”：
由“局部治理”向“区域治理”、由“过程治理”向“超前治理”、由“经管措施型”向“技术工程型”转变，总结起来就是从设计开始治理瓦斯，建立完善的治理瓦斯体系，建立高规范的瓦斯综合治理示范矿井的前题下组织编制的。
二、矿井简况
1、地理简况
山西汾西矿业（集团）有限责任公司曙光煤业（其井田范围以下简称本井田）位于山西省中部，井田北距吕梁孝义市14km，东距晋中介休市16km，南距灵石县城18km，跨越吕梁孝义市、晋中介休市、灵石县，井田中心位置约在孝义市西铺头、道陆庄一带，地理坐标为东经111°37′46″至111°45′45″,北纬36°58′34″至37°03′24″。
矿区交通便利，南同蒲铁路干线由井田南侧通过，介休至阳泉曲支线由井田西侧约8㎞处通过，孝西车站距井田10㎞，由此可达全国各地。
另外，与南同蒲铁路并行的大运国家二级高速公路南北向全国延伸，东北部有孝义至介休三级公路经过，另外本区与邻近各县皆有公路相通，交通方便。
2、井田境界
根据中华人民共和国国土资源部国土资矿函[2008]81号《关于汾西矿业集团曙光煤矿等三个煤矿资源调整有关问题的复函》，调整后曙光煤矿井田范围包括原水峪煤矿宜兴区东南部51.8340km2、两渡煤矿河溪沟扩区北部6.3950km2、原曙光煤矿井田2.5km2，由下列21个拐点坐标圈定，面积共计60.7290km2。
调整后井田拐点坐标
点号
X坐标
Y坐标
1
4103000
19564625
2
4102217
19564150
3
4101387
19565575
4
4100437
19567845
5
4100000
19567845
6
4100000
19567550
7
4096000
19567480
8
4096000
19565600
9
4095120
19565600
10
4095120
19565195
11
4094110
19565195
12
4094110
19562000
13
4096000
19562000
14
4096000
19561000
15
4097000
19561000
16
4097000
19560000
17
4098000
19560000
18
4098000
19556000
19
4100000
19556000
20
4100000
19560000
21
4103000
19560000
标高：
从+850m至100m
3、自然地理
（1）地形地貌
本区地处黄土高原，属低山丘陵及梁状黄土台塬地貌，海拔高度856-1174m之间，相对高差318m总的地势南高北低，东高西低，最低处在师家河村东沟内。
井田内沟谷十分发达，沟坡陡峭，除沟底有基岩出露外，大部分为黄土覆盖，地表植被较少，水土流失严重属侵蚀剥蚀区。
（2）水文
本区属汾河水系，区内除柱濮河外主要沟谷有乐沟河﹑三交河等，沟谷多为季节性河流，雨季有水，平时干涸。
区内沟谷多为下游河流发地，当地居民在沟谷中用土石筑坝堵水形成了小水库，以解决人畜用水。
（3）煤田开发情况
在井田西部及西北部有汾西矿业集团的新峪矿﹑新柳矿﹑新阳矿。
东部有晋中地区的义棠矿等生产矿井，西南处有宜兴矿。
4﹑矿井基础资料
（1）地质构造及含煤地层及煤层
本井田可采煤层为四层，分别为山西组2#、3#煤层，石炭系太原组9#、10#煤层，目前开采2#煤层，2#煤层顶板岩性为伪顶泥岩，直接顶页岩、沙质页岩薄层砂岩组成，老顶砂岩，砂质页岩组成，底板为页岩、砂质页岩。
（2）矿井开拓布置和顶板经管
我矿井田开拓方式为主斜副立综合开拓方式，采煤方法为走向长壁式综合机械化一次采全高，全部跨落法经管顶板。
生产采区为一采区。
（3）矿井通风情况
通风方式目前采用中央并列抽出式，其中主斜井、副立井进风，回风立井回风，安装两台BDK618-10-№.28型对旋轴流式通风机（一台备用），电机型号为YBF450-10-10.6KV，功率为2×250KW。
（4）矿井煤层瓦斯含量情况、瓦斯等级
根据煤炭科学研究总院沈阳研究院2010年5月矿井瓦斯涌出量预测，通过对曙光矿开采2号煤层实测资料分析研究年生产能力90万吨时，矿井相对瓦斯涌出量为4.41m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量11.97m3/min，为低瓦斯矿井。
矿井近几年瓦斯鉴定结果：
年 度
2007年
2008年
2009年
相对瓦斯涌出量
m3/t
1.169
2.52
3.69
绝对瓦斯涌出量
m3/min
2.52
5.4
8.46
5﹑钻孔自然瓦斯流量衰减系数
钻孔瓦斯流量衰减系数的具体测定方法是：
选择具有代表性地区，打钻孔先测定初始流量q0，经时间t后（流量达到稳定），再测其瓦斯流量qt，然后用下式计算衰减系数a：
a=lnq0—lnqt/t 式中a——钻孔瓦斯流量衰减系数，d-1；q0——钻孔初始瓦斯流量，m3/min；qt——经t时间后的钻孔瓦斯流量，m3/min；t——时间，d。
煤层钻孔自然瓦斯流量衰减系数测定结果
天数
1
2
3
4
5
6
7
8
9
自然瓦斯流量衰减系数
流量
12.2
0.7
0.66
0.6
0.55
0.46
0.48
0.4
0.38
0.38545
6﹑煤层抽放瓦斯难以程度分析
抽放难以
程度指标
钻孔瓦斯流量衰减系数a
百M钻孔瓦
斯抽放量Q
煤层透气性系数
容易抽放
<0.003
>14400
>10
可以抽放
0.003---0.05
14400---2880
10---0.1
较难抽放
>0.05
<2880
<0.1
以上计算结果表明：
2#煤层透气性系数为0.725538（㎡/Mpa2d）,2#煤层钻孔自然瓦斯流量衰减系数0.38545d—1，综合分析两个数据的结果：
2#煤层属于较难抽放煤层。
2010年曙光煤矿瓦斯基础参数测定结果
煤层
编号
密度r
（t/m）
瓦斯压力
（MPa）
吸附常数
工业分析
瓦斯含量
（m3/t）
a
b
Mad
Aad
Vdaf
1
1.32
0.63
21.642
0.72
0.52
9.93
31.58
5.35
2
1.54
0.11
21.642
0.72
0.58
26.68
17.67
5.30
3
1.44
0.12
21.642
0.72
0.52
16.13
28.03
1.34
4
1.32
0.63
21.642
0.72
0.52
9.93
31.58
5.35
5
1.32
0.63
21.642
0.72
0.52
9.93
31.58
5.35
5上
1.32
0.63
21.642
0.72
0.52
9.93
31.58
5.35
7
1.49
0.63
21.642
0.72
0.52
23.64
26.57
1.53
8
1.32
0.63
21.642
0.72
0.52
9.93
31.58
5.35
9
1.38
0.63
21.642
0.72
0.88
9.61
21.76
7.92
第二节瓦斯抽采方法
一、1208工作面简况
1、1208工作面井上大部分为第三、四系黄土覆盖，工作面东部为道陆庄村庄，工作面最西部为井田边界。
2、井下位置工作面东邻集中轨道巷,北接曙光矿正在准备回采的1210工作面,南部为已开采的1206工作面。
二、煤层顶底板情况
煤层顶底板情况表
煤
层
顶
底
板
情
况
顶板名称
岩石名称
厚度
岩性
老顶
砂岩
6-8
灰白色细砂岩，长石为主含水性弱
直接顶
砂质页岩
1-4
呈灰色时有时无,厚易跨落f=4。
伪顶
泥质页岩
0.2
时有时无，随采随落。
直接底
砂质页岩
4-6
粉砂岩透镜状水平层理，具有裂隙。
老底
砂质页岩
2-4
水平层理裂隙发育坚硬f=5左右。
三、地质构造
1208运输巷600M处一个背斜和一个向斜构成，320M和400处分别有2条20M长的无炭柱。
工作面局部伪顶、直接顶缺失，只有白砂岩老顶，在350--500m段范围内局部直接顶裂隙发育，不易经管，须加强顶班支护。
巷道共有2处断层。
四、煤尘、瓦斯情况
本煤层属2#III类不易自然煤层，由于煤在开采和长期堆放过程中，会改变自然属性及物理化学性质，根据邻近矿井生产资料2#煤层仍按有自然发火倾向对待。
瓦斯成分以N2、CH4为主，属大气～沼气带，处于瓦斯风化带，含量在0.23～1.25毫升/克.可燃质。
2#煤层具有煤尘爆炸危险。
根据邻近矿井生产资料，建议工作面在掘进过程中按高瓦斯矿井考虑，加强通风、防尘工作，防止事故发生。
五、瓦斯来源和通风方式
1.瓦斯来源：
1208运巷瓦斯来源为本煤层和邻近层及构造裂隙带，区域性瓦斯增高。
2.通风方式：
1208工作面采用“U”型通风，风量为900立方M/min。
六、1208工作面区域性抽采设计
1、本煤层抽采钻孔设计
在1208运巷进行瓦斯抽放，煤层钻孔布置在1208运巷前进方向的左帮，本煤层钻孔施工用Φ94mm钻头，钻孔间距6m，开孔高度为距底板1.2m-1.5m，腰渣以上。
根据煤层倾角及煤层确定开孔角度进行钻孔施工，1208运巷距1206运巷163M，留保安煤柱30M，1208切眼预计长度130M，钻孔斜长设计为100M。
由于1208材巷还未掘进，1208运巷本煤层倾角参照1206运巷计算：
倾角的正切=1206运巷与1208运巷的距离/1206运巷标高-1208运巷标高
1208运巷本煤层钻孔设计参数列出如下
钻孔编号
倾角（°）
方位角（°）
钻孔间距（m）
孔深（m）
01#-36#
1°
180
6
100
37#-50#
2°
180
6
100
51#-62#
4°
180
6
100
63#-77#
3°
180
6
100
78#-94#
3°
180
6
100
95#-116#
4°
180
6
100
116#-128#
5°
180
6
100
129#-149#
5°
180
6
100
150#-165#
1°
180
6
100
166#-186#
0°
180
6
100
187#-193#
1°
180
6
100
194#-215#
4°
180
6
100
215#-244#
3°
180
6
100
2、由于1208材巷还未掘进，1208高位穿孔及裂隙带孔今后将做后续设计。
七、孔的验收
1、每一钻孔施工结束后，由当班瓦检员、安全员、当班带班长退钻杆验收，并填写钻孔验收记录表，原则规定：
钻孔的深度误差不得超过±1m，角度误差不得超过±1度，否则应补孔。
2、钻孔在施工完后必须及时进行封孔，安装阀门。
3、施工过程中遇到岩石或者无炭柱，无法钻进时，按实际进尺验收，封孔。
八、钻孔封孔
气动注入聚氨脂进行封孔，先将封孔管里端缠裹毛巾，将送液管绑至毛巾里端100cm处，再将送液管另一端与封孔器连接，封孔管伸入钻孔，封孔管外留200mm，检查封孔器与压风和送液管连接完好后，将A.B液分别倒入封孔器里，慢慢打开压风，将封孔液注入进行封孔，封孔长度达7M以上。
九、抽放设计图（附页）
十、通风系统图（附页）
第三节抽放管路系统及抽放设备
一、抽放管路系统
从1208运巷铺设一趟Φ200mm钢骨架纤维树脂抽放管路到集中回风巷内，集中回风巷主管路采用Φ300mm的钢骨架纤维树脂抽放管进入1209抽放泵站，变头处安设蝶阀控制瓦斯抽放浓度及抽放负压，根据情况随时调节，支管路每6M处留三通一个，三通和钻孔位置距离不超过±2M，未使用的三通必须用挡板封堵，管路位置低洼处要安设负压自动放水器或人工放水器，钻孔采用PE管封孔，钢丝编织瓦斯抽放软管与管路连接。
主管路与支管路均安设能够测定流量负压等的在线监测系统，能够随时观察管路内瓦斯、负压等情况。
二、抽放设备
1、1208运巷施工期间采用SGZ-ⅢA（ZL300HA）型钻机进行施工，钻杆全部使用Φ50×1500mm，钻头使用Φ94mm的三翼合金钢钻头。
2、抽放泵采用型号为2BEC40-110/160型水环式真空泵。
最大抽气量为110m3/min，共两台一台使用，一台备用。
3、泵站设备布置图（附页）
三、排水、供水、供电部分
抽放钻孔施工的供水由各钻孔施工附近静压水管直接供水，抽放钻孔施工所剩余的水由电泵或风泵排往各钻孔施工附近水仓；移动泵使用供水由泵站附近静压水管供给，移动泵循环水排往固定水池再由潜水泵排往指定水仓，移动泵使用部分循环水。
钻机供电在各钻孔施工附近取660V电源供给，移动抽放泵采用专用开关专用电缆由采区2号变电所采用两条线路供电，一条使用，一条备用，电压为660V。
第四节劳动组织
序号
名称
零点班
八点班
四点班
轮休/天
合计
1
跟班副队长
1
1
1
2
5
2
泵站司机
1
1
1
2
5
3
测瓦斯
0
2
0
1
3
4
打钻工
5
5
5
9
24
5
井下电钳工
0
1
1
1
3
6
钻孔经管工
1
1
1
1
4
7
管路工
5
5
5
9
24
8
电焊工
0
1
0
0
1
9
合计
13
17
14
25
69
说明：
1、各工种必须持证上岗；
2、劳动组织按“三八制”工作制
第五节安全技术措施
一、打钻
1、开始工作前首先检查工作地点巷道顶、底板及煤帮情况及瓦斯情况，在保证顶、帮支护安全，瓦斯浓度小于0.5%的情况下，方可开工作业。
严禁拆除帮部支护的锚杆托板。
严格执行“敲帮问顶”制度，发现问题应及时处理。
2、钻机运输时，必须捆牢、绑紧，待跟班副队长检查后无安全隐患后方可进行运输否则不允许运输，运输过程中严格遵守《煤矿安全规程》及矿井运输安全规定，绞车司机必须持证上岗否则不允许开绞车。
3、装卸车时，不得翻车猛扔，现场人员相互配合，搬迁物品时要同起同放，相互照应，跟班副队长现场指挥。
需起吊钻机等重物时，严禁在原支护顶锚杆锚索及托梁上起吊，必须打专用起吊锚杆或搭设起吊三角架。
4、钻机安装必须牢固稳定可靠，安装好后必须由班长全面检查一次，一切正常后方可开钻，钻机移动、安装前要做好新钻场的清理工作，将钻场顶帮的浮矸、浮煤清理干净，必须保证实底实帮。
5、本施工所涉及到的机电设备及线路不得出现失爆现象。
6、打钻工必须经过培训，考试合格，持证上岗，并熟练掌握钻机操作方法及简单故障处理。
开钻前，应做送电实验，待钻机运转正常后方可给压工作，打钻时应先给水待水从孔中流出后方可钻进，严禁干打钻，钻机运行过程中，钻机司机对钻进M数做好详细记录，并要随时掌握阻力变化情况，操作位置能直视钻机，及时调整给进压力和钻进速度，保证钻机平稳运转，钻机运行过程中一旦发现异常问题应立即停机进行处理，严禁钻机带病作业。
7、打钻过程中工人不得用手去摸钻杆，工作服要整齐、精干、袖口扎紧，以防发生意外。
要检查钻杆的磨损程度，杜绝使用磨损严重、有滑丝的钻杆，以防发生断杆现象。
8、钻机施工完后，要继续送水两分钟，以冲洗孔内的煤、岩渣子。
9、钻机在新钻孔位置安装时，必须根据设计角度稳定牢固钻机，待跟班副队长检查后无安全隐患后方可进行施工否则不允许施工，跟班副队长必须对每一施工的钻孔严把质量关，杜绝弄虚作假。
10、抽放钻孔定位，离地高度在1.2m--1.5m之间，必须由跟班副队长指挥，钻孔施工进度要班班填写在钻孔施工记录牌上。
11、一个钻孔施工完后应立即封孔，打钻地点要准备3-5个锥形木楔和足够的棉纱、铅油，遇有泄露瓦斯的钻孔，要及时封堵，棉纱、铅油要分开妥善保管，不得乱扔，要装在铁制容器内。
12、打钻地点跟班副队长必须携带便携式瓦检仪，随时检查瓦斯浓度，当瓦斯浓度超过0.5%时，立即停止钻进，切断电源，撤出人员并汇报队领导及通风调度。
13、钻孔施工中如遇有水或瓦斯大量涌出要立即停机，但不得退出钻杆，要切断电源，撤出人员立即汇报队领导及通风调度。
14、打钻固定钻机的压木、撑木、支柱必须打牢，支柱必须戴帽并打紧，钻进时必须有专人值守，并观察顶、帮及钻机固定情况，发现问题立即停机处理，所使用压木及撑木必须是长方体的，支柱失效严禁使用。
15、钻孔施工完工后要及时封孔，封孔严格按设计要求施工，防止漏气，降低抽放效果。
16.钻孔施工完毕后，派专人对钻孔进行验收，钻孔深度误差不得大于±1m，角度误差不得大于±1°。
17、施工地点若无风时立即停止工作撤除人员，施工工人要自保﹑互保﹑联保。
18、钻孔施工严格执行《煤矿安全规程》及《钻工操作规程》中的有关规定。
19、未提及事项严格执行《煤矿安全规程》和矿有关规定。
二、管路安装及拆除
1、抽放管路必须按设计要求安装，保证质量，做到平、直、稳、密，管路必须安装防回火﹑防爆炸﹑防回气装置。
2、连接管路时必须将管内杂物清理干净，胶垫要垫合适，法兰螺丝要上齐全并达到煤矿安全规程要求，并全部紧固，保证不漏气。
3、每一钻孔处必须留有一个三通，且三通口朝向钻孔，以方便抽放时连接，在未抽放时每个三通口必须用挡板封堵。
4、铺设的管路应与巷道的变化相适应，拐弯处要设弯头，严禁与电缆接触，特殊情况下悬挂保持在0.3m以外。
5、管路用高压胶管穿铁丝套住管路，然后用花栏螺丝进行吊挂。
每节管路至少有两处吊挂点且各点受力均匀，离地高度在1.5m--1.8m之间，距帮应不大于300mm。
6、拆开三通挡板时，必须先关闭总闸阀或停泵，将管内瓦斯排除，待管内、巷内瓦斯浓度降到规定值以下方可拆除。
7、总管路破损漏气时需应先停泵，再处理，连接三通与孔的钢丝编织瓦斯抽放软管漏气时应先关闭阀门然后拆处待孔内瓦斯降到规定值后进行更换，更换管路人员必须携带便携式瓦检仪。
8、抽放管路安装、拆除严格执行《煤矿安全规程》及《管路工操作规程》中的有关规定。
9、未提及事项严格执行《煤矿安全规程》和矿有关规定。
三、泵站司机及钻孔观测
1、泵站司机要进行培训，考试合格后持证上岗。
2、每班必须有一名泵站司机值守泵站，观测泵的运行情况及各种抽放参数；每天必须有两名井下管路工及钻孔抽放参数巡检工，负责井下管路巡检与抽放钻孔参数观测。
各工种必须经培训合格后持证上岗。
3、泵站司机必须严格按照《抽放泵操作规程》操作抽放泵、及时开、关有关阀门，及时巡检抽放泵、管道、安全设施、供水系统等情况。
经常检查各参数，正常情况下每小时做一次记录，异常情况随时记录，观察内容为抽放负压、抽放浓度、出水温度、泵运行情况等。
泵站内瓦斯浓度每班至少检查三次，泵站内风流瓦斯浓度不得超过0.5%,发现问题要立即停泵处理。
4、管路钻孔观测工在抽放投入运行或新接的抽放管路后9小时内应经常处理情况，待确认无问题，以后每班至少巡检观测两次，观察时间为接班后一次，班中一次，观测或处理内容为单孔瓦斯浓度、单孔抽放负压、环境瓦斯、管路安全完好情况、管路积水、放水器完好及工作情况等，并做好相应记录。
5、认真执行管路巡检制度，发现问题及时处理，观测工必须掌握有关抽放原理，仪器仪表原理，并能熟练使用仪器，检测钻孔瓦斯浓度时应从瓦斯抽放软管总成预留测气嘴采样检查。
6、泵站司机、井下观测工严格执行《煤矿安全规程》及《观测工操作规程》。
7、未提及事项严格执行《煤矿安全规程》和矿有关规定。
四、其它
1、抽放队贯彻本设计的同时要贯彻相关的操作规程、规范、瓦斯抽放经管制度，并加强抽放知识培训。
2、工作中严禁使用铁器向内部存有瓦斯的管路及法兰盘直接冲撞。
3、严禁他人损毁抽放设施，一旦发现按矿有关规定处理。
第六节避灾路线
1、遇火、瓦斯：
1208运输（材料）巷→集中轨道巷→副立井或主斜井→地面
2、遇水灾同遇火、瓦斯时走同一避灾路线。
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