煤矿瓦斯抽放设计方案

*****煤矿瓦斯抽放设计方案编写：审核：项目负责：*****煤矿有限责任公司年月日目录前言 1第一章矿井概况 4第一节井田概况 4第二节矿井地质构造及煤层特征 4第三节井田范围及煤炭储量 10第四节矿井开拓与开采 10第五节矿井瓦斯状况与通风情况 11第二章瓦斯抽放的目的和意义 18第一节抽放的必要性 18第二节抽放的可行性 18第三章抽放方法与工艺 20第一节瓦斯来源分析 20第二节抽放方法选择 20第三节抽放瓦斯工艺设计 25第四章抽放参数的确定 33第一节瓦斯压力的确定 33第二节抽放浓度、时间和负压 33第三节瓦斯涌出量计算 34第四节瓦斯抽放率计算 34第五章抽放钻孔施工及设备选型 35第一节打钻设备的选择 35第二节钻孔施工安全技术措施 35第三节钻孔封孔技术 39第六章抽放系统及设备选型 44第一节抽放管路系统布置 44第二节抽放管路系统计算 44第三节瓦斯抽放管路的联接与敷设 47第四节抽放管路的附属装置 50第五节瓦斯泵选择 54第六节瓦斯泵的附属安全装置 56第七章瓦斯抽放泵站 58第一节抽放泵站 58第二节防避雷 59第三节泵站给排水 62第四节抽放泵站供电 62第五节抽放站照明 63第六节抽放泵站通讯 64第七节抽放实时监测 64第八节泵房采风、通风 65第八章抽放系统的安装 66第一节基本要求 66第二节瓦斯抽放泵的安装 66第三节抽、排放管路及附属设施安装 66第九章环境保护 68第一节抽放瓦斯工程对环境的影响 68第二节污染防治措施 68第三节抽放站绿化 68第十章抽放的组织管理 69第一节组织管理 69第二节组织机构 69第十一章技术经济指标 71第一节劳动定员 71第二节投资预算 71第十二章瓦斯利用 73第十三章附件 73一、 预算表（见附表） 73二、附图（见设计图） 73三、瓦斯抽放的报表、相关制度、措施、操作规程 73●抽放钻场管理 83●抽放过程中对采空区的撤、装管路时的管理 86●报表管理 86●瓦斯抽放管路管理 88前言一、设计来源****煤矿位于*******境内，矿区总体为一单斜构造。但由于煤矿位于**断层附近，因而矿区内断层发育，褶曲及小断层较发育。由F4断层分割为东、西两区。东区：为一简单的向北西向倾斜的单斜构造，但受F3正断层、**向斜轴部断层F1及F3走向断层的影响，地层倾角较大，在38～65°之间，一般55°。西区：为一向北西向倾斜单斜构造，中部受F2逆断层的影响，地层倾角相对平缓，在0～15°之间，一般5°。在3线和4线之间，根据巷道揭露，12号煤层地层倾角变化较大，有明显的起伏现象。在1121运输巷和1121回风巷之间的第二联络巷上部约10米，见一条落差小于5米的正断层，断层倾向第二联络巷地层倾角由F2逆断层向F1走向断层方向逐步变陡，达50°以上。本矿区的矿界沿走向长1.07～2.00公里，倾向宽0.34～0.92公里，面积约1.40平方公里。该煤矿设计规模为15万吨/年，矿井服务年限16.3年，矿区含煤面积1.4511km2，该矿可采煤层为4层，由上至下依次编号为12、17、18、26煤层，主要可采煤层为12和17号煤层，倾角0°－17°之间，煤种为肥煤、主焦煤。矿井2008年度绝对瓦斯涌出量为4.14m3/min，相对瓦斯涌出量为67.06m3/t，属高瓦斯矿井。随着矿井生产水平的延深，*****煤矿今后回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量都会不断增加，为解决今后的瓦斯超限及预防煤与瓦斯突出，从根本上减轻生产过程中通风和安全方面的压力。受****煤矿的委托，******科技有限责任公司承担该矿矿井瓦斯抽放系统方案设计。相关人员在对该矿煤层赋存、开拓开采、通风瓦斯等基本资料进行现场收集、认真研究分析后，进行了本瓦斯抽放设计。******煤矿属高瓦斯矿井，属多煤层开采矿井，煤层间距较短，随着开采深度增加，瓦斯涌出量增大，本设计综合各方面的因素考虑，决定建立地面固定式瓦斯抽放系统来治理瓦斯。二、设计的主要依据1、《矿井瓦斯抽放工程设计规范》（MT95018-96）（1997）中华人民共和国煤炭工业部2、《矿井瓦斯抽放管理规范》（1997）中华人民共和国煤炭工业部3、《煤矿安全规程》（2004）国家煤矿安全监察局4、《防治煤与瓦斯突出细则》（1995）中华人民共和国煤炭工业部5、******设计研究院设计的《******煤矿开采方案设计》6、*****煤矿提供的和*****科技有限责任公司相关人员现场收集的通风、生产、瓦斯、地质等相关资料三、设计的主要技术指标设计矿井瓦斯抽放量：8m3/min。1）抽放纯量：8.0m3/min（其中：高负压5.0m3/min，低负压2）抽放瓦斯浓度：高负压为35％、低负压为21％；3）孔口负压：高负压20kPa、低负压8kPa；4）抽放管路的最远距离（后期）：1200m。四、设计的指导思想1、在符合规范要求、满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要；3、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际。五、存在的主要问题及建议1、*****煤矿在煤层瓦斯基本参数方面（煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数、瓦斯涌出衰减系数、各煤层储量等）缺乏必要的基础数据，建议今后加强此方面的工作，不断完善，为今后的瓦斯抽放提供必要的依据。*****煤矿地质资料不全，建议加强矿井的基础工作。3、要妥善保存相关瓦斯数据，以备查阅。六、设计的主要内容1、矿井瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、瓦斯涌出量；2、瓦斯抽放方法及抽放工艺设计，抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；3、地面抽放泵房布置、供电、供水、通讯等设计；4、工程中所需设备、仪器、仪表及附属装置等选型及安装设计；5、抽放泵站及井下管路的布置；6、抽放瓦斯管理措施及安全措施；7、抽放所需主要设备、材料及工程投资概算；8、安装及施工图纸的绘制。第一章矿井概况第一节井田概况一、位置与交通******煤矿位于*******境内，距***镇约3.5km，距****关镇约7.5km，距***火车站51km，距******火车站25km，****镇（***火车站）50km，交通运输方便。二、地形、地貌及河流***煤矿位于***向斜轴部附近，总体为山地地貌，属中低山地形。地面多被坡积物覆盖，小冲沟较多，并呈树枝状展布。全矿区被F4断层分割成东、西两个片区。东（东冲）片区（以下简称东区）地形相对较陡，为一南、北两端高中部低的狭长谷地，地层倾角较大；西（李子冲）片区（以下简称西区）地形相对平缓，地形为一中间高四周低的山地地貌。矿区内最高点位于煤矿西区中部陈家湾山顶,标高1523.5米，最低点为煤矿西区拐点F处，标高1410米左右，相对高差为113.5米。矿区北西部边界附近为***河，流向自南西向北东。该河属于珠江水系****上游支流，流量变化幅度大，雨季暴涨，枯季流量较小。三、水源及电源情况矿区水源较为丰富，生产生活用水直接取于矿区山谷内涌出的泉水，铺设输水管路至矿蓄水池。矿井已经实现双回路供电，一回引至城关变电所盘木10kV电源线路，另一回引至珠东10kV电源线路。矿井建设的电源条件可靠。第二节矿井地质构造及煤层特征一、地层、地质构造区内出露的地层为上二叠统龙潭组（P2L）、二叠系上统峨眉山玄武岩组(P3β)、二叠系中统茅口组(P2m)及下三叠统飞仙关组（T1f）、永宁镇组（T1yn）和第四系（Q）。*****煤矿矿区总体为一单斜构造。但由于煤矿位于***断层附近，因而矿区内断层发育，褶曲及小断层较发育。构造复杂程度属中等。由F4断层分割为东、西两区。东区：为一简单的向北西向倾斜的单斜构造，但受F3正断层、水塘向斜轴部断层F1及F3走向断层的影响，地层倾角较大，在38～65°之间，一般55°；西区：为一向北西向倾斜单斜构造，中部受F2逆断层的影响，地层倾角相对平缓，在0～15°之间，一般5°。在3线和4线之间，根据巷道揭露，12号煤层地层倾角变化较大，有明显的起伏现象。在1121运输巷和1121回风巷之间的第二联络巷上部约10米，见一条落差小于5米的正断层，断层倾向第二联络巷地层倾角由F2逆断层向F1走向断层方向逐步变陡，达50°以上。矿区中部陈家湾、鸭子塘、小冲头一带伴生有一明显的隆起褶曲构造。矿区内本次地质工作发现落差大于30米断层有5条：矿区北界见水塘向斜轴部断层F1；中部见F2走向逆断层；南界见F3走向正断层；东、西区之间见F4倾向正断层；西界附近见F5倾向正断层。现将断层分述如下：F1**向斜轴部走向正断层矿区北部边界断层，走向北东，倾向北西，倾角60～70度，为一走向正断层。F2走向逆断层位于矿区西区中部。走向北东，倾向北西，倾角60°左右。地面上***组上段1～5号煤层重复，在***与F4断层相交。落差0～30米。该断层后经巷道揭露在12号煤层顶部已尖灭。对矿区内煤炭的开采有一定的影响。F3走向正断层地表露头基本平行于F2走向逆断层，近似于煤矿的南东界，走向北东东，倾向北西，倾角60°左右。F4倾向正断层位于矿区中部，将矿区分割成东、西两大块。断层***地层倾角变化明显，对矿区内煤炭开采影响较大。走向北西，倾向南西，倾角60度左右。落差50～100米。F5倾向正断层位于矿区西南边界外缘，基本平行于F4倾向正断层，走向近南北，倾向近西，倾角70°左右。落差不清。二、煤层及煤质1、煤层矿区内煤系地层属龙潭组。含煤30余层，可采煤层10层。可采煤层总厚约25米左右，可采煤层含煤系数为9%。上段含煤6层，主要可采煤层1层3号，局部可采3层，其编号为5、7、9号煤层。中段含煤4～7层，一般5层，主要可采煤层2层，其编号为12、17号煤层，根据现有巷道112运输上山、112回风上山、1121机巷及1121回风巷揭露，12号煤层厚度在3米左右。下段含煤12层，主要可采煤层3层，其编号为26、28、30号煤层。详见可采煤层特征表1-2-1。矿区内煤层稳定程度为：12、17号煤层为稳定煤层；5、9、17、28、30号煤层为较稳定煤层，7号煤层为不稳定煤层。2、煤质表1-2-1可采煤层特征表煤层编号全层厚度/米可采厚度/米煤层间距(米)煤层结构煤层稳定程度煤层顶板岩性煤层底板岩性最小–最大平均最小–最大平均12.392.392.392.3918.24简单稳定粉砂岩泥岩30.65-4.503.040.65-4.503.0414.5012.82简单较稳定粉砂质泥岩泥岩50.30-2.081.050.30-2.081.05简单较稳定粉砂质泥岩粉砂岩70.25-3.091.220.25-3.091.2213.1624.9015.7519.9950.1016.5617.03简单不稳定粉砂质泥岩粉砂岩90.50-3.972.590.50-3.972.59简单较稳定泥质粉砂岩粉砂岩122.84-5.024.452.84-5.024.45简单较稳定粉砂质泥岩泥质粉砂岩173.98-6.905.383.77-6.575.08复杂较稳定粉砂质泥岩泥岩泥岩粉砂岩261.06-1.941.461.06-1.771.35较简单较稳定泥质粉砂岩泥岩粉砂质泥岩\粉砂岩281.08-2.822.061.08-2.822.06简单较稳定粉砂质泥岩泥岩泥岩粉砂岩301.12-1.561.321.12-1.561.32简单较稳定粉砂质泥岩泥岩泥岩铝质泥岩1、物理性质和煤岩特征本矿区内煤层为黑色和灰黑色，弱玻璃光泽、玻璃光泽及金属光泽，条带状及线理状结构，以参差状断口为主，为碎块状、块状、粉状，裂隙中可见方解石薄膜、粘土矿物及黄铁矿充填物，高硫分煤层中多含透镜状、瘤状、侵染状黄铁矿，低硫分中多含散晶状黄铁矿。宏观煤岩类型为光亮型、半亮型及半暗型。煤岩成分为亮煤、镜煤、暗煤、少量丝炭。各层的真密度、视密度见表1-2-2。表1-2-2各层煤TRD、ARD、粘结指数实测值煤层号35791217262830TRD（实测）1.511.431.40ARD（实测）1.381.351.471.371.321.341.731.611.84粘结指数86919087848078922、化学性质、工艺性能及煤类（1）、化学性质水分（Mad）：3号煤层：原煤为0.88～1.19%，精煤为0.87～1.05%；7号煤层：原煤为1.30%，精煤为1.00%；9号煤层：原煤为1.02～1.22%，精煤为1.10～0.75%；12号煤层：原煤为1.05～1.19%，精煤为1.07～0.86%；17号煤层：原煤为0.75～1.29%，精煤为0.87～0.71%；18号煤层：原煤为1.02～1.80%，精煤为0.95～0.85%；26号煤层：原煤为1.41%，精煤为0.86%；28号煤层：原煤为0.69%，精煤为0.88%；30号煤层：原煤为0.97%，精煤为0.61%。挥发分：原煤两极值为12.62～26.41%，平均值为18.45～21.77%；精煤平均值为18.40～27.93%。发热量：各层煤发热量（Qnet,d）25.26～31.467MJ/Kg之间，最高为31.467MJ/Kg，各层煤均属中高发热量，灰分对发热量有很大的影响，灰分增高，发热量降低的规律明显。灰分：原煤灰分为10.64～39.67%，精煤灰分为6.51～11.57%，其中24、28号煤为富灰，5、7、12为低灰，其余均为中灰。硫分：原煤硫分为0.16～6.55%，精煤为0.19～0.61，从原煤来看，5、7、9、12号煤层为特低硫煤，17号煤层为中硫煤，26、28、30号煤层为高硫煤。各煤层中硫酸盐硫的含量均很低，特低硫煤中以有机硫为主，中、高硫中以硫铁矿硫为主，一般随硫分增高硫铁矿硫亦增高。特低硫与低硫煤脱硫效果一般较差，这主要是特低硫以有机硫为主，经洗选后有机硫较原煤有所增加。中、高硫脱硫效果较好。煤灰成分：SiO2含量为43.49～54.73%，Al2O3含量为26.00～32.12%，Fe2O3含量为4.84～15.80%，其中23号煤层大于11.59，为15.80%，其余均较低（≤8.5%）。磷、砷：所有煤层磷、砷的含量均属特低，用常规方法未检出其含量。（2）、煤的工艺性能a、粘结指数各层煤粘结指数为78～92，见表1-2-2。b、煤的气化指标热稳定性(TS+6)试验了3层，热稳定性均好（属一级）。（3）、煤类确定煤类的指标主要用精煤挥发份与粘结指数。矿区内5、7、9、26、30号煤层为肥煤，12、17、28号煤层为焦煤，9号煤层为焦煤、肥煤。本矿区肥煤适用于炼焦或配煤炼焦、动力用煤、民用。三、瓦斯、煤尘、煤的自燃根据****煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]514号《****市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》**煤矿绝对瓦斯涌出量1.72m3/min，相对瓦斯涌出量19.7m3/t，为煤与瓦斯突出矿井。根据地质资料，矿区内可采煤层具有煤尘爆炸性;该矿9、12、17号煤层均为Ⅰ级，容易自燃。第三节井田范围及煤炭储量*******煤矿位于*************境内，****煤矿矿区范围为一不规则的多边形，倾向宽0.34～0.92公里，走向长1.07～2.00公里，面积约1.4511平方公里，开采标高+1500米～+1200米。其拐点坐标（北京坐标系）见表1-2-3表1-坐标点号XYA284368235462140B284291535462655C284426535464000D284458535464000E284425535463035F284446535462800矿区面积：1.4511km2;准采标高：+1500m～+1200m根据***省煤田地质局159队2008年9月提供的《*****李煤矿生产地质报告》，***煤矿矿区范围内参加计算储量有3、5、7、9、12、17号煤层，共6层煤。根据地矿管理部门限定的矿区范围计算，地质资源储量1828万吨，可采储量343.4万吨。第四节矿井开拓与开采一、开拓方式矿井采用斜井开拓方式。二、矿井巷道布置情况矿井有6层可采煤层，3、5、7、9、12、17号煤层。在建井期间，通过对3号、5号、7号、9号的揭露，发现该四层煤不可采，在一采区可采煤层只有12号、17号二层。采取分组布置，各煤层分别布置上山。主斜井、副斜井和回风斜井三对井筒从煤系顶板穿至12号煤层底板，已布置到位，在+1300m水平已形成井底车场、水仓等。另外，12号煤运输、回风二条上山沿12号煤层已布置至+1386m标高，并贯通；12煤轨道上山布置在12号煤层底板（已掘进236m，还差65m至+1386m标高），12煤轨道上山在+1386m标高布置绞车硐室、上部车场等，并与12号煤运输、回风二条上山联系，形成采区生产系统。再沿12号煤层走向+1386m、+1350m布置1121回风巷和1121运输巷至采区边界并贯通，形成首采工作面，同时布置西翼1122运输、回风巷二个掘进工作面作为接替，形成完整的井下生产系统。根据采掘开采接替，矿井投产时，在一采区西翼17号煤层底岩层布置瓦斯抽放巷。西翼底板瓦斯抽放巷从井底布置石门进入17号煤层底板，然后沿西翼布置瓦斯抽放巷，西翼底板瓦斯抽放巷负责+1300m至+1386m标高之间西翼12、17号煤层瓦斯预抽。矿井投产后，在一采区东翼布置底板瓦斯抽放巷，负责+1300m至+1350m标高之间东翼12、17号煤层瓦斯预抽。三、采煤方法与顶板管理采煤方法选择走向长壁采煤法。采用全部垮落法管理顶板。第五节矿井瓦斯状况与通风情况一、矿井瓦斯1、根据**省煤炭管理局文件黔煤行管字[2007]514号《***市煤矿2007年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》***煤矿绝对瓦斯涌出量1.72m3/min，相对瓦斯涌出量19.72、煤矿瓦斯预测设计以一个采区、一个炮采工作面达到设计生产能力，工作面布置在12号煤层，除12号煤层瓦斯涌出外，其相邻煤层亦有瓦斯涌向开采层工作面，影响范围内有上邻近层的3、5、7、9号煤层，下邻近层的26、28、30号煤层。按照AQ1018-2006标准，本设计采用分源预测方法进行瓦斯预测，采用如下的预测步骤：矿井瓦斯涌出构成关系如图1-5-1所示。图1-5-1矿井瓦斯涌出构成关系图（1）、回采工作面瓦斯涌出量式中：q采——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t。q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。①开采层瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24h为一个预测圆班，采用下式计算：式中：q1——开采层相对瓦斯涌出量，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。K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算。K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，参照AQ1018-2006标准附录D选取。（采用长壁后退式回采时，K3按式（D.1）计算。K3=(L-2h)/L…………(D.1)式中：L——工作面长度，m。h——掘进巷道预排等值宽度，m，参照AQ1018-2006标准表D.1取值。AQ1018-2006表D.1巷道预排瓦斯带宽度值m——开采层厚度，m。M——工作面采高，m。W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t，采用表6-1-Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，参照AQ1018-2006标准附录C选取。②邻近层瓦斯涌出量式中：q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。mi——第i个邻近层煤层厚度，m。M——工作面采高，m。ηi——第i个邻近层瓦斯排放率，%,参照AQ1018-2006标准附录D选取。(AQ1018-2006标准附录D.3：邻近层受采动影响瓦斯排放率ηi)本矿采高小于4.5m，ηi按AQ1018-2006标准图D.1选取。W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t,参照开采层选取。Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，参照开采层选取。（2）、掘进工作面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达，采用下式计算。式中：q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min。q3——掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min。q4——掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min。①掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量按下式计算式中：q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min。D——巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2mo，mo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。υ——巷道平均掘进速度，m/min。L——巷道长度，m。q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2·min)，参考下式计算。q0=0.026ω0[0.0004(Vr)2+0.16]式中：q0——巷道煤壁瓦斯涌出量初速度，m3/(m2·min)：Vr——煤中挥发分含量，%；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t,参照表6-1-②掘进巷道落煤的瓦斯涌出量采用下式计算式中：q4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min：S——掘进巷道断面积，m2。υ——巷道平均掘进速度，m/min。γ——煤的密度，t/m3。W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t,参照表6-1-1Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。（3）、生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量采用下式计算。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。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。Ao——生产采区平均日产量，t。（4）、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量采用下式计算。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。Aoi——第i个生产采区平均日产量，t。K'——已采采空区瓦斯涌出系数。(采空区瓦斯涌出系数K′、K″采空区瓦斯涌出系数K′、K″按表D.4选取。参照AQ1018-2006标准表D.4采空区瓦斯涌出系数K′、K″值AQ1018-2006标准表D.4采空区瓦斯涌出系数K′、K″值（5）、矿井瓦斯涌出量预测结果①q采——回采面瓦斯涌出量见下表1-表1-5-1开采12煤层回采面瓦斯涌出量预测表煤层瓦斯涌出量（m3/t）绝对涌出量（m3/min）本煤层邻近层合计涌出比（本煤层/邻近层）123.6120.6524.2715/857.7②q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量经计算，一个掘进工作面瓦斯涌出量为1.03m3/min。③生产采区瓦斯涌出量及矿井瓦斯涌出量经计算，矿井达产时布置一个采区、一个回采面、二个炮掘头，经计算采区及矿井相对瓦斯涌出量为44.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为14.1m3/min。二、矿井通风矿井通风方式为中央并列式，《开采方案》设计选用的FBCDZ（原BDK）54-6-No15型防爆抽出式对旋轴流式风机两台，其中一台工作、一台备用。风量30.7～47.5m3/s，负压891～2261Pa，主扇配套选用防爆电机型号为YBFe225M-6，功率为55×2kW；矿井总进风量为42m3/s。局部通风机选用型号为DBKJ-7.5×2，风量136～270m3/min，全风压350～3500Pa，配套功率15kW的电机。本设计建立矿井通风机配电房变压器，选用315KVA的变压器（2台），设计瓦斯抽放系统按高负压为5m3/min、低负压为3m3/min,纯抽放量共为8m3/min设计。第二章瓦斯抽放的目的和意义第一节抽放的必要性瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时或采用通风方法不合理时，就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如采面上隅角等处），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施。根据国家安全生产监督管理局和国家煤矿安全监察局第5号令第十条，高瓦斯矿井应有瓦斯抽放措施，并装备安全监控系统；并根据贵州省煤安局关于高瓦斯、突出矿井必须建立瓦斯抽放系统的规定，所以，****煤矿建立瓦斯抽放系统十分必要。第二节抽放的可行性钻孔抽放煤层瓦斯是防治煤与瓦斯突出的主要方法之一，钻孔抽放煤层瓦斯减弱直至消除煤层突出危险性的实质在于：向煤层内打一定数量的钻孔，造成煤层局部卸压，并抽排煤层中的瓦斯，使煤层中瓦斯的潜能得到释放，同时降低了煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的地应力下降，透气性增大，地应力和瓦斯压力梯度减小，煤体的强度增大，这样就从减弱煤层突出的主动力和增强抵抗突出的阻力两个方面起到消除或消弱煤层突出危险性的效果。开采未卸压层瓦斯抽放的可行性是指在原始透气性条件进行预抽的可能性。最常用的衡量瓦斯抽放难易程度的指标是煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数。抽放瓦斯的可能性衡量煤层可抽性的指标主要有下列三项：（1）、煤层的透气性系数(λ)（2）、钻孔瓦斯流量衰减系数(p)（3）、百米钻孔瓦斯极限抽放量(Qj)煤层抽放瓦斯难易程度分类：煤层预抽瓦斯难易程度分类表指标难易程度p（d-1）Qj（m3）λ（m2/Mpa2.d）容易抽放〈0.005〉14400〉10可以抽放0.005～0.0514400～280010～0.1较难抽放〉0.05〈2880〈0.1由于本矿在地质勘查阶段未做相应的工作，故建议在今后必须进行这项工作，以确定煤层进行预抽的可能性。**煤矿为防患于未然，有效、可靠地防治煤与瓦斯突出灾害，应进行必要的钻孔瓦斯抽放，特别在今后深部煤层的掘进时更显得重要。第三章抽放方法与工艺第一节瓦斯来源分析矿井瓦斯来源及涌出构成：矿井瓦斯分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。1、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围、之内邻近层煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层及围岩瓦斯，影响范围一般上邻近层约80m，下邻近层约40m。2、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。3、采区瓦斯涌出量是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。4、矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区(包括其它辅助巷道)瓦斯涌出量之和。通过对**煤矿务煤层瓦斯涌出情况分析和预测，在开采过程中，矿井12号煤层工作面的瓦斯涌出主要来自本煤层及邻近层。通过以上分析，实施本煤层瓦斯及邻居层瓦斯抽放，是本矿井瓦斯抽放的主要方向。第二节抽放方法选择一、选择抽放方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：为提高瓦斯抽放率，宜选用多种抽放方法相结合的抽放方式。1、当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，只有抽放开采层本身的瓦斯才能解决问题时，应采用开采层瓦斯抽放。2、煤层群条件下首采层开采时，来自邻近层的瓦斯占有很大比例威胁工作面安全生产，应采用邻近层瓦斯抽放，这时可以考虑穿层钻孔抽放。3、工作面后方采空区瓦斯涌出量大，危害工作面安全生产；老采空区瓦斯积聚量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯量多，增大采区和矿井总排瓦斯量，应采取采空区瓦斯抽放。4、对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯，可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法加以解决。5、对于煤层透气性较低，采用预抽方法不易直接抽出瓦斯，掘进时瓦斯涌出不很大而回采时又大量瓦斯涌出的煤层，可采用边采边抽或采用水力割缝松动爆破和水力压裂煤体、注酸等措施人为卸压后抽放瓦斯的方法。6、若煤层赋存较浅（一般600m以内），煤层较厚，或煤层层数较多，每层瓦斯含量较高，地面施工钻孔条件较好，可采用地面钻孔抽放。7、若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高瓦斯并喷出时，应采取围岩瓦斯抽放措施。同时，在考虑瓦斯抽放方法时，还应考虑下列因素：1、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。2、应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。3、巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。4、选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。5、选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。6、抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计、有利于增加钻孔的抽放时间。二、抽放瓦斯方法选择1、开采层抽放开采层瓦斯抽放分未卸压抽放法、采（掘）卸压抽放和人为卸压抽放法。1）、开采层未卸压抽放法开采层未卸压抽放法适用于透气性较高的煤层，煤层透气性系数一般要求大于0.1m2/MPa2d。开采层未卸压抽放法的布孔方式一般可分为穿层式和沿层式两种。采用未卸压抽放法抽放薄及中厚煤层瓦斯时，一般应优先考虑沿层布孔的方式。当煤层特厚或煤层突出危险性大时，可打穿层钻孔。2）、开采层采（掘）卸压抽放该方法除靠煤层天然透气性外，主要靠采掘工作或人为采取措施，对周围煤体的卸压作用来实现抽放瓦斯的目的。3）、采空区抽放抽放采空区瓦斯的方法较多，选择适宜的抽放方法的同时，更应注意合理的钻孔布置方式。采空区瓦斯抽放布孔原则：瓦斯抽放钻孔或插管应布置在采空区回风侧（压能低）位置，以便利用通风压力及采空区内漏风对瓦斯起运移作用，以便提高瓦斯抽放浓度和效果；（1）、向采空区（冒落后）插管或打钻孔抽放瓦斯，并利用瓦斯密度小的特点，钻孔或插管应尽量偏向冒落带上部，以提高瓦斯抽放浓度。（2）、插管式钻孔蕊管周围应封闭严密，尽量减少外部空气漏入，有条件地点（如采空区插管抽放）可设置均压密闭等；（3）、采空区瓦斯抽放的孔口负压要适当，以瓦斯浓度满足要求为前提，并注意防止局部漏风引起煤炭自燃。2、邻近层抽放邻近层瓦斯抽放是国内外应用最广泛的抽放类型，就首采层和邻近层的相互位置来看，通常把邻近层分为上邻近层和下邻近层两种，抽放上邻近层的效果一般较下邻近层为好。邻近层抽放钻孔布孔原则：（1）、钻孔的孔底要位于卸压带内；（2）、钻孔孔口部分要严密不漏气，孔身位于未卸压的非裂隙带内。3、围岩瓦斯抽放某些矿井煤系地层顶底板围岩溶洞和围岩裂隙存有大量瓦斯，这种瓦斯的涌出特点是强度较大而且往往带有突然性，这种形式的瓦斯涌出，持续时间长，对安全生产有较大的威胁。围岩瓦斯几乎全处于游离状态，且溶洞和裂隙对瓦斯流动的阻力很小，所以抽放围岩瓦斯是比较容易的。围岩瓦斯抽放的关键在于对矿井地质构造的准确分析和对围岩裂隙带或溶洞位置的准确预测，然后打钻或插管进行抽放。4、综合抽放矿井瓦斯涌出来源多，分布范围广，任何单一的抽放方式其抽放效果均有限，若遇煤层透气性低，每层赋存条件复杂，难以收到理想的抽放效果。因此，在目前的抽放技术条件下，为较好的解决矿井机械化程度日益提高，采煤工作面产量逐渐增大、绝对瓦斯涌出量大幅度上升，工作面通风困难的矛盾以及目前全国相当一部分矿井瓦斯抽放率普遍较低的弊端，采取多种抽放方式相结合是解决上述矛盾的有效途径。如前所述，矿井抽放瓦斯目的是为了消除和降低瓦斯涌出量，为矿井的开采提供安全生产环境。因此，根据矿井的瓦斯涌出情况、矿井开拓、开采及抽放瓦斯的目的和抽放方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯的方法为开采层瓦斯抽放和邻近层瓦斯抽放，前者包括巷道掘进时边掘边抽，先抽后掘，回采工作面预抽和边采边抽。掘进工作面先抽后掘，边掘边抽的方法主要是用于掘进工作面瓦斯涌出量大，有煤与瓦斯突出危险性的煤巷掘进。掘进工作面先抽后掘影响煤巷的掘进速度，边掘边抽虽不影响掘进速度，但需打钻场增加了工程量，矿井可根据现场的实际情况及抽放效果的好坏，选择其中较好的方式。回采工作面抽放包括大面积预抽和边采边抽，主要降低回采面瓦斯涌出问题。结合**煤矿实际情况，该矿煤层间距较小、有4层可采煤层，瓦斯主要来源于开采层及邻近层，邻近层的瓦斯主要通过采空区涌出到采掘空间，因此东李煤矿采取邻近层抽放、开采层抽放与采空区抽放相结合的方法较为适宜。因该矿煤层具有自燃倾向性，在采用采空区抽放方法抽放瓦斯时，必须要有专门的防止煤炭自燃措施。综合考虑各方面的因素，**煤矿的瓦斯抽放方式选择方案如下：（一）、开采煤层瓦斯涌出较大时：1）、掘进工作面抽放先采用先抽后掘的方法，如果达不到规定效果再采用边掘边抽的方法。2）、回采工作面抽放在开采初期当回采工作面瓦斯涌出量不大时，可采用采空区留管的方法，在开采后期当回采工作面瓦斯涌出量较大，应采用回采工作面预抽或先抽后采的方法。3)、老空区抽放在老空区瓦斯涌出较大时，可采用封闭老空区的方法抽放密闭内的瓦斯。（二）、邻近层瓦斯涌出较大时：当开采层距邻近层较近，邻近层瓦斯涌出量较大时，可采用穿层钻孔抽放邻近层的瓦斯。综上所述，**煤矿瓦斯抽放方法选择见抽放方法汇总表表3-2-1：表3-2-1抽放方法汇总表抽放方法抽放工艺理由备注开采煤层抽放回采工作面抽放采面先抽后采本煤层瓦斯涌出较大，煤层透气性较好需要经过一定的抽放时间并且封孔必须严密掘进工作面抽放掘进巷道钻孔超前抽放掘进巷道瓦斯大或有突出危险需要经过一定的抽放时间并且封孔必须严密掘进巷道先抽后掘开采深部煤层时预防煤与瓦斯突出影响巷道掘进进度采空区抽放上隅角浅部插管上隅角瓦斯浓度较高工艺简单,可解决上隅角附近小范围瓦斯超限问题采空区埋管抽放采空区瓦斯涌出量较大前两种方法无法解决问题时考虑采用.埋入管道难以回收,投资大老空区密闭抽放老空区瓦斯涌出量较大防止老空区瓦斯向外涌出邻近层抽放穿层钻孔抽放煤层距离短煤层倾角大抽放钻孔长度大施工较困难第三节抽放瓦斯工艺设计一、采面先抽后采瓦斯抽放回采面瓦斯抽放主要是在采面运输巷或联络巷打沿煤层倾向的倾斜钻孔和沿煤层走向的顺层钻孔，其施工长度选择主要由工作面倾斜长度及走向长度决定。由于本矿井条件，选择倾斜钻孔抽放，钻孔施工长度定为30～40m，钻场间距15m左右一个。钻孔使用使用钻机施工。建议配备能力100m的液压钻机1～2台，并配备水泥沙浆封孔泵1台。二、巷道掘进边掘边抽瓦斯抽放钻场布置：在煤巷掘进工作面后5m处的巷道两帮各施工一个钻场。钻场的规格应根据巷帮瓦斯抽放钻孔布置的要求、选用钻机的外型尺寸及钻杆长度而定。借鉴已有经验，每组钻场在煤巷两帮错开布置，其规格为：宽×高×深=2m×掘进巷道高度×3m，采用木棚支护，同侧两组钻场之间的间距为30m。钻孔布置：在每一钻场内，沿巷道掘进方向布置3个边掘边抽钻孔（按平巷设计，巷道坡度为0度，倾斜巷道可参照）,孔深40m左右。每个钻场1#、2#、3#钻孔终孔位置在工作面前方煤层中部，距巷道轮廓线的距离分别为2m、4m、6m（距巷道轮廓线夹角分别为3°、6°、9°，钻孔水平倾角为5-10°），开孔位置距巷道轮廓线距离在2m以上。三、巷道掘进时先抽后掘瓦斯抽放随着开采深度的延伸，当矿井具有煤与瓦斯突出时，应加强巷道掘进安全管理是先抽后掘的瓦斯抽放工作。在煤巷掘进工作面迎头向掘进巷道前方煤层施工扇形钻孔，每个循环施工9个钻孔。长钻孔长度40m，每个循环间距30m，钻孔终点分别距离巷道中心线0m、2.5m、4m，进行瓦斯预抽。如图所示。巷道掘进预抽示意图巷道掘进预抽示意图以上钻孔倾角原则上须保证钻孔在煤层内，钻孔倾角与巷道底板平行或根据煤层的厚度略有上、下倾角，方位角指与巷道中线的夹角，当掘进工作面抽放钻孔个数较多时，为扩大抽放区域面积，提高抽放效果，抽放钻孔应以巷道中线为基准，向周围煤体呈放状排列。四、上隅角插管抽放瓦斯上隅角瓦斯抽放的主要原理是在工作面上隅角形成一个负压区，使该区域内瓦斯形成紊流状态与空气充分混合，由抽放管路抽走，这可以避免因工作面上隅角处局部位置因风流不畅（或无风）引起的瓦斯超限，还可解决因漏风使采空区向上隅角涌出瓦斯而造成的瓦斯超限。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用7m长的吸水管与主抽放管路相连接，将吸水管的一端插入上隅角，为保证软管吸入口能处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高）可将抽放软管与木棒绑在一起（避免软管口下耷），用铁丝吊挂在支架上。为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘。随着工作面的推进，逐节回收主抽放管路，移动软管的连接，直至回采结束。抽放软管伸入上隅角的长度及位置应根据实际抽放效果不断调整，得到合理的参数。为确保抽放点的合适位置，在主抽放管路末端可设置一个分流器，分支出几个支管，插入上隅角的不同位置进行抽放。但是，该抽放方法的采用必须是在有严密的组织、安全、施工措施，确保施工安全的前提下进行，否则不推荐采用。五、采空区埋（留）管抽放对于采空区瓦斯涌出量较大的工作面，也可以采取采空区埋（留）管抽放的方式。即预先将抽放管路安接好，在采面推进过后，埋入采空区的管路实施抽放，使上隅角瓦斯流向发生改变。****煤矿由于煤层具有一类自燃发火性，因此应尽量避免采用采空区埋（留）管抽放技术，否则应有防止煤炭自燃的措施。六、老空区密闭抽放对于已采完的老空区如果瓦斯涌出量大，向临近工作场所涌出瓦斯时，可以采用密闭抽放。为提高采空区瓦斯抽放浓度，取得较好的抽放效果，打密闭应注意以下几点：1、密闭采用砖或水泥，密闭最好打两道，两道密闭间距1m，中间用黄土充填。2、密闭位置应选择在顶、帮坚硬的地方，掏槽深度0.3m，见实帮、实底，尽量避免在压力集中区域。3、密闭墙砌筑完毕后，料石要勾缝，砖要抹面，墙四周要抹有不小于100mm的裙边，面要抹平，并打光、压实，无裂缝。4、抽放管要预埋在密闭墙的上部，伸入密闭不小于1m，提高瓦斯抽放浓度。5、要保障密闭墙的密闭性能，派专人定期检查密闭墙的情况，若发现漏气现象，及时进行处理。**煤矿由于煤层具有自燃发火性，因此在采用老空区密闭抽放技术时，更必须慎重，确保密闭的气密性能，并要有专门的人员定期对抽放密闭内进行一氧化碳浓度检测，否则不能采用该抽放方法。七、穿层钻孔抽放由于**煤矿可采4层煤层间距离较近，因此，可以考虑使用穿层钻孔预抽多煤层瓦斯,其钻孔布置如下图：钻孔参数表孔号孔径（mm）坡度(°)水平夹角(°)预计孔深(m)17510左1020-4027510020-4037510右1020-404750左1020-405750020-406750右1020-40775-10左1020-40875-10020-40975-10右1020-40抽放钻孔布置图第四章抽放参数的确定第一节瓦斯压力的确定****矿瓦斯压力由于未查到实测资料，故只能根据《采矿工程设计手册》（2003年5月，煤炭工业出版社）采用经验公式计算。经对国内一些矿区瓦斯压力实测值分析，瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系：P=（2．03～10．13）H式中P——距地表垂深H处煤层瓦斯压力，取6kPa；H——垂深(m)。开采深度平均按780m计算，则？？P=4680kPa第二节抽放浓度、时间和负压一、抽放浓度的确定根据目前矿井的具体情况，设计矿井高负压瓦斯抽放浓度为35%，低负压瓦斯抽放浓度为21%。二、抽放时间设计掘进预抽时间不小于3个月，边掘边抽时间不小于3个月，回采面预抽钻孔可作为边采边抽钻孔，至采面推进该钻孔孔口时，拆除钻孔。据国内抽放经验证明，由于预抽煤体瓦斯，使煤体发生收缩变形，当煤体原占据的空间体积不变时，煤体收缩一方面引起了原有的裂缝加大，另一方面也可产生新的裂缝，最终使煤层的透气性增大。因此，长时间的预抽还可以取得更好的效果，其预抽时间应以达到预计的瓦斯抽放率或预抽防突的有效性指标为准。如果煤层具有煤与瓦斯突出危险性，经预抽后，还必须判断预抽防突的有效性，可参照下列指标确定：A、突出煤层残存瓦斯含量应小于煤层始突深度处的煤层原始瓦斯含量；B、煤层瓦斯预抽率应大于10%，当煤层原始瓦斯含量高时，这一指标应相应增大。在突出煤层巷道掘进和采面回采过程中都必须按“防治煤与瓦斯突出细则”要求，对措施效果进行经常性检验。三、抽放负压按其它矿井的瓦斯抽放经验，采煤工作面预抽的孔口负压和掘进工作面抽放的孔口负压应大于13kPa，采空区抽放管口负压为5kPa左右。第三节瓦斯涌出量计算设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行，经预算采区及矿井相对瓦斯涌出量为44.7m3/t，绝对瓦斯涌出量为14.1m3/min。而<开采方案>设计风机选型计算时是按开采12煤（绝对瓦斯涌出量为7.7m3/min,瓦斯抽放率取20%）为依据，因此，有约8m3/min左右的瓦斯需要抽走，其中高负压抽出5m3/min，低负压抽出3m3/min。第四节瓦斯抽放率计算根据以上分析，抽放系统要承担排走8m3/min左右的瓦斯，那么将建立的固定式瓦斯抽放系统的瓦斯抽放率为：Li=（8/14.1）×100%≈56.7%其抽放服务年限应为矿井服务年限。第五章抽放钻孔施工及设备选型第一节打钻设备的选择对于抽放钻孔的打钻设备，推荐选用国产的ZYG—150型钻机。该钻机采用液压传动结构，具有钻进能力大，钻进速度快，操作简单，工作稳定，稳定安装方便等优点。主要用于井下钻探深度为150m的各种角度的瓦斯抽排放孔，煤层放水孔、注浆灭火孔、地质孔等多用途的工程钻孔施工，也可用于地面钻探地质勘探孔及其他用途的各种工程钻孔，其技术特征为：钻孔深度150m，开孔直径87mm，终孔直径65mm，钻杆直径42mm，钻孔角度范围360º,输出转速≥95r/min，输出扭矩≥620N.m，推力30KN，拉力22KN，电动机功率15Kw，主机外形尺寸（mm）2107×380×355，适应煤岩硬度系数f≤8，适应巷道断面S≥4.5m2。第二节钻孔施工安全技术措施为确保施工钻孔的工作顺利进行，制定如下技术安全措施：一、一般要求：1、认真组织贯彻学习安全措施、《煤矿安全规程》相关内容以及《ZYG—150型钻机使用说明书》，人人都必须考试合格后，方可上岗。2、提高班前会质量，每班都要执行手上交接，做到上不清、下不接，当班隐患当班必须处理，遗留问题必须向下一班交代清楚，跟班人员把好三大关：生产、质量、安全三方面。3、施工队注意掌握煤层及顶底板岩性的变化情况，及时反馈信息，地质部门收集各种地质资料，为施工服务。4、在巷道的下帮掏水沟，水沟流水要畅通，确保巷道无积水。5、施工队必须严格按要求的钻孔方位、倾角、开孔位置、孔径施工钻孔，通风部门负责钻孔施工质量验收，每孔必检，对钻孔方位、倾角、长度及见煤、喷孔等参数必须准确收集并作好记录。6、在邻近区域放炮需撤人时，施钻人员必须按要求撤离现场，并将钻机电源停掉。二、施工钻孔的管理和规定：1、钻孔施工前，必须做好施工前的一切准备工作。钻机运输必须严格按运输的有关规定执行。钻机移动注意如下安全：(1)、钻机移动前必须切断电源，严禁钻机带电搬运。(2)、拆、卸安装钻机大型部件时，身体站立的位置必须避免失手的伤害。2、进入现场施工前，必须严格检查现场巷道内的瓦斯情况，只有在瓦斯浓度小于1%以下时，方可进行作业。3、进入现场施工前，班组长必须对工作地点的安全情况进行一次全面检查，确认无危险后，方准其余人员进入作业地点，每个作业人员必须经常认真检查作业地点的顶板、帮壁、支架等情况，当发现情况危险时，必须立即采取措施，进行处理，严格敲帮问顶制度。4、施工前，必须将钻机安设牢固，严禁用钻杆抵钻机，严格按设计参数放线布孔。5、作业人员必须携带便携式瓦斯检测报警仪（2台）和压缩氧自救器。施工作业过程中，将（2台）便携式瓦斯检测报警仪分别悬挂在作业地点的进风侧和回风侧，瓦斯浓度超过1%，必须立即停止作业，撤出人员，切断电源，进行处理，并向调度汇报。待查明超限原因且施钻地点瓦斯降到1%以下时，才准送电开钻。6、开钻前，首先检查钻机固定情况，然后开闸供水，当水从钻孔外返出了后方准开钻，进钻前开空车试车5分钟，严禁不试车就强行钻进。7、操作人员衣帽、毛巾、灯线必须栓绑好，站立在电机另一侧，不能和给进手把呈一直线，钻进过程中不得翻越钻机，如需翻越则必须停止钻机运转，且与操作台人员联系好后方能翻越。8、钻进时要掌握压力，均匀给进，根据钻孔内煤岩软硬程度加压，不能随意加长压力把。9、上下钻具必须用管钳卡紧、背牢方能进行工作，且不得与孔口呈一直线，也不得档住操作人员视线，操作人员精力要集中，行动一致，预防钻具跑出伤人。10、钻孔内排出的钻屑，当班必须采取有效办法处理，以防止堵塞水沟、水道。11、钻进中出现顶钻、喷孔现象时，必须立即停止钻进，关闭供水，让其孔内瓦斯卸压自排，此时观察挂在孔口回风侧附近的瓦斯便携仪，当排出的瓦斯浓度超过1%时，必须切断电源，人员撤离现场。当工作点巷道内瓦斯浓度降到1%以下，方可恢复钻进，并要掌握速度慢进。若再次出现顶钻、喷孔，则再次按上述措施执行。钻进中出现卡钻现象，且在卡钻初期没有喷孔时，钻杆要旋转往外退，让钻孔水将钻宵排完后再进，如果卡钻伴随顶钻，喷孔，则首先采取上面的措施后再按卡钻处理方法处理（一般都不得拔出钻杆），并立即向调度室汇报。12、一个班工作完毕后应关闭电机、并把起动器手把打到零位。13、钻孔施工完毕后，先用黄泥堵孔，防止瓦斯压出。并且在24小时内必须完成封孔作业。三、预防透老空区和积水区或遇其他水害威胁地点的安全技术措施及在钻孔施工过程中发现有透水预兆时应采取的紧急措施。1、预防透老空区及积水区的安全技术措施(1)、矿必须搜集、调查和校对矿区井田内老窑情况及其水文地质情况。(2)、根据老空警戒线留好隔水煤（岩）柱并采取措施，排放积水。(3)、必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，并制订探放水设计与安全措施。(4)、探放水时必须严格按照探水眼的布置和超前距离进行探放水。(5)、探水后应做好准备工作，加强支护，清好浮煤、水沟，安装专用电话等，在预计水压较大地点探水，要预先准备套管，并安装闸阀。开掘躲避洞，规定避灾路线，并向工人贯彻。(6)、打钻时，发现煤岩松软、片邦、来压或在钻孔中水压水量突然增大和顶钻等异常现象时，必须停钻，但不得拔出钻杆。立即报告调度室，并派人监视。如情况紧急时，必须立即撤出所有受威胁区域的人员。(7)、为了防止发生钻孔溢漏有害气体伤人事故，探水工作面应加强通风。必要时应有瓦斯检查员或救护人员在现场值班。2、钻孔施工地点遇到以下情况时，必须停止工作，进行探放水(1)、接近水淹或可能积水的井巷、老空或小煤矿时。(2)、接近水文地质复杂的区域，并有出水征兆时。(3)、接近含水层、导水断层、溶洞和陷落柱时。(4)、打开隔离煤柱放水时。(5)、接近可能同河流、湖泊、水库、蓄水池、水井等相通的断层破碎带时。(6)、接近有出水可能的钻孔时。(7)、接近有水或稀泥的灌浆区时。(8)、底板原始导水裂隙有透水危险时。(9)、接近其他可能出水地区时。3、钻孔施工过程中发现有透水预兆时应采取的紧急措施根据《规程》规定，掘进工作面或其他地点发现有透水预兆（挂红、挂汗、空气变冷、出现雾气、水叫、顶板淋水加大、顶板来压、底板臌起或产生裂隙出现渗水、水色发浑有臭味等异状）时，必须停止作业，采取措施，报告矿井调度室。如果情况危急，必须立即发出警报，撤出所有受水威胁地点的人员。四、特殊措施：1、在施钻地点附近安设一组（6个）压风自救器和一台防爆电话。2、调整通风系统，使采面回风不直接流经施钻地点。开钻以前完成该区域通风系统调整。3、采面放炮时，撤出施钻人员，放炮期间，所有人员均不得进入回风系统。4、放炮期间，待施钻现场瓦斯不超限，整个区域无异常，则可保持正常施钻。5、若施钻现场发生安全异常，则立即按避灾路线撤离现场。第三节钻孔封孔技术抽放钻孔封孔方式主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔、人工水泥沙浆封孔等。封孔段长度：如封孔段在煤层，封孔长度大于5m，如封孔段在岩层或穿层钻孔，封孔长度大于3m。1、矿井采用水泥注浆泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，效果好，但操作较为复杂。推荐采用KFB型矿用封孔泵进行封孔。KFB型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽放封孔，同时还广泛应用于煤层注水封孔、注浆封孔及其它各种类型钻孔的封孔。该泵自身具有搅拌功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其额定压力1.2MPa，流量为0.5m3/min。KFB型矿用风孔泵其主要由（如下图所示）电动机（1）、安全离合器（2）、变速系统（3）、搅拌机（4）、离合器（5）、离合器操作手柄（6）、送浆泵（7）及机座（8）组成。封孔泵结构图封孔管采用抗静电的工程塑料管或铁管。回采工作面预抽钻孔封孔长度为5m，掘进工作面边掘边抽钻孔封孔长度为5m（同时将上循环抽放钻孔的残孔封孔8m），封孔材料采用425#硅酸盐水泥，配比为1：0.4；孔内抽放管长度6m，为1.5双抗塑料管或铁管，封孔长度为5m，抽放管在孔内端钻10—20个直径10mm的小孔，并用双层铁筛网扎好。注浆泵与被封钻孔的连接图封孔工艺过程一般在打钻将要结束时就可开始准备水泥沙浆。水泥沙浆一般应加入适量的膨胀剂，以避免凝固后收缩出现裂缝。当钻孔倾角较小时可适当增大浆液的浓度。注浆泵与所封钻孔的连接如上图所示，井下封孔操作方法为：a、检查封孔泵是否完好，封孔所需用的工具，配件等是否带全；b、检查抽放钻孔所需抽放管是否齐全，长度是否达到要求（ф25mm，长度3m）；c、根据井下顺层抽放钻孔的封孔深度，计算所需要的水泥量，在该矿封5m的孔一般是用一包水泥，水泥：水=1：0.4（重量比）；d、直接将井下装水泥的袋子缠绕在抽放管上，送入钻孔内封住孔口，其做法如下（如下图所示）：——将抽放管的一端与注浆管摆放在一起，其重叠处约30cm左右；——准备编织袋（将水泥倒入封孔泵的搅拌器内后，就可空出）；——将袋子开口端向孔口处，如下图所示将抽放管与注浆管缠绕；——用麻绳或麻线等，将抽放管、注浆管及编织袋捆紧；——如图所示送入孔内：——按照泵的操作规程，开动泵绞拌水泥浆，均匀后并开始注浆，如图所示，水泥浆先将编织袋胀大，并封住钻孔，继续注浆直到注完为止，注浆时，孔口可能会漏一些浆，但不会影响整个封孔质量；注完后即可直接将注浆胶管拔出。按以上方法进行下一个孔的注浆封孔；所有要封的钻孔封完后，要对封孔泵进行清洗干净。井下注浆封孔方法示意图2、矿井采用聚氨酯封孔聚氨酯封孔就是由异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体密封钻孔。聚氨酯封孔采用卷缠药液与压注药液2种工艺方法。现主要应用的是卷缠药液法，封孔深度一般为3—6m（见下图）。聚氨酯封孔操作简单，省时省力，气密性好，抽放效果好，但封孔成本略高于水泥封孔。3、人工水泥沙浆封孔人工水泥沙浆封孔就是使用配制好的水泥沙浆或黄泥沙浆通过人工方式封入钻孔，水泥浆凝固，将钻孔与抽放管间的间隙密封。人工水泥沙浆封孔操作简单，封孔成本低，但封孔效率低，气密性差，抽放效果差。聚氨酯封孔示意图第六章抽放系统及设备选型第一节抽放管路系统布置在选择瓦斯抽放管路系统时，抽放管路应尽量选择铺设在巷道曲线段少和距离短的线路中，尽可能避开运输繁忙巷道，首选回风巷内铺设，还要考虑运输、安装、维修、供电供水方便。瓦斯抽放管路系统与抽放泵的位置有很大关系，抽放泵站如果布置在地面，最好选择在回风井附近，泵房20m内严禁明火；抽放泵站如果布置在井下，应靠近抽放地点，安装在进风硐室中。抽放泵站的位置，一般有两种选择，一种是泵站布置在井下靠近抽放地点的进风风流中，这样可以大大减少管路长度，可以根据抽放地点的改变移动抽放泵，可以节省管路投资，前提条件是抽放管路排出的瓦斯必须排放到采区专用回风巷或总回风巷，经稀释使瓦斯浓度不超限。另一种泵站位置选择方案是将泵放在地面，一般是由于矿井总回风巷瓦斯浓度较高或总回风巷行人，抽出的瓦斯不能排放到总回风巷内，必须排放到地面。对于**煤矿而言固定式抽放泵站设在井口附近的平地上，抽放管路铺设：泵房→回风斜井→第一联络巷→112采区回风上山→117通风上山→西底板抽放巷泵房→回风斜井→第一联络巷→112采区回风上山→四联络巷→1121采面第二节抽放管路系统计算一、管路管径计算选择瓦斯抽放管径选择合理与否，对抽放系统的建设投资及系统抽放效果有很大影响。管径太大，投资费用增加；管径过小，管路阻力大。一般采用下列公式计算，并参照抽放泵的实际能力使之留有余量。计算公式：D=0.1457（Q/V）1/2式中D——抽放瓦斯管内径，m；Q——瓦斯管中混合瓦斯的流量，m3/min；V——瓦斯管中混合瓦斯的平均流速，一般V=5～15m/s。根据前述，后期将有8m3/min左右的瓦斯涌出必须由抽放承担，高负压抽放5m3/min,浓度按35%计算，固定瓦斯泵所抽混合瓦斯量应为：Q混=5/35%=15m3则D=0.1457（Q/V）1/2=0.1457（15/15）1/2=0.146m以此为依据，主管路可选用内径为200mm的管子,一般选用无缝钢管,由于矿井规模较小,为节省投资,也可采用焊缝铁管,壁厚3-6mm,如考虑安装及运输方便,也可采用玻璃钢管等取得煤矿矿用安全标志的管材。分支管路从考虑减小管路阻力的角度考虑，可选用内径为150mm的管子。二、管路阻力计算固定式抽放泵站设在回风井口附近的平地上，抽放管路铺设：泵房→回风斜井→第一联络巷→112采区回风上山→117通风上山→西底板抽放巷泵房→回风斜井→第一联络巷→112采区回风上山→四联络巷→1121采面计算管路最大阻力以管路铺设到东翼采区最远一个工作面为准，现以西翼底板抽放巷（至边界煤柱线）为准，根据抽放流量计算和抽放系统的分流原则，越到末端流量越小，且有分支，主管路直径为200mm，回风斜井和回风石门，选择内径为200mm的管子，长度400m（112采区回风上山、选择内径为200mm的管子，长度260m，但不计算管路阻力）通过流量为15m3/min；第一联络巷、西翼选择内径为150mm的管子，长度900m，通过流量为10m3/min（四联络巷、1121采面选择内径为150mm的管子，长度400m，但不计算管路阻力）。管道阻力计算，根据公式hf=9.8L△Q2/K0d5得出摩擦阻力，再用估算法取摩擦阻力的15%作为局部阻力，从而得出总阻力，计算结果如下表6-2-1：表6-2-1管道阻力计算表序