【9A文】瓦斯抽采达标工艺方案设计

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1、前言1、概况白坪煤业公司隶属于郑州煤电股份有限公司，属国有企业。矿井设计生产能力180万吨/年，核定生产能力180万吨/年。主要开采二1煤层，随着矿井向深部资源的开采，煤层瓦斯压力及瓦斯含量较大不断增加，矿井瓦斯涌出量也呈现逐渐增大的趋势，瓦斯问题已对安全生产构成威胁，仅靠通风无法解决回采工作面的瓦斯问题。针对白坪煤业公司瓦斯地质条件复杂的特点，为实现抽采达标，确保矿井安全、高效生产，特编制白坪煤业公司抽采达标工艺方案设计。通过对本煤层、邻近层及采空区瓦斯进行综合抽采，降低工作面回风流及上隅角瓦斯涌出量，确保矿井安全生产。2、任务来源根据煤矿瓦斯抽采达标暂行规定第四章第十八条，通过对矿井通风瓦

2、斯资料的收集、现场调研、实地考察及对矿井生产实际情况进行分析和方案比较，编制抽采达标工艺方案设计。3、设计的主要依据编制本设计方案的依据主要有：(1)煤矿安全规程(2)煤矿瓦斯抽采达标暂行规定(3)矿井抽采瓦斯管理规范(4)煤矿瓦斯抽采基本指标(5)矿井抽采瓦斯工程设计规范(6)防治煤与瓦斯突出规定(7)“三软”突出煤层顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突技术标准(8)“三软”突出煤层掘进工作面综合防突措施执行细则(9)白坪煤业公司生产、通风、瓦斯、地质等相关资料。4、设计指导思想(1)在符合有关规程、规范及设计标准且满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资；(2)尽量利用原有的巷道，减

3、少工程施工和开拓费用；(3)设备、管材选型留有余地，能满足矿井达到设计能力时抽采瓦斯量的需求；(4)采用的工艺技术具有先进性，且符合矿井实际。5、设计主要内容(1)白坪煤业公司瓦斯赋存情况、抽采瓦斯的可行性及必要性、抽采瓦斯方法的确定、抽采瓦斯量预计等；(2)瓦斯抽采管网、抽采瓦斯钻场与钻孔参数设计；(3)矿井抽采瓦斯管理及安全措施。第一章矿井概况1、位置与交通白坪煤业公司隶属于郑州煤电股份有限公司，属国有企业。矿井设计生产能力180万吨/年，核定生产能力180万吨/年。位于河南省登封煤田西部，东与新登井田相邻，西与新新井田接壤，与千年名刹少林寺相邻，与五岳之尊嵩山相依，与九朝古都洛阳相望。东

4、与京广线相连，西与焦枝线相通，北与陇海线相接。郑少高速公路、许登高速公路穿插其中，交通十分便利。地理位置为：东经11300001130904；北纬341805342304。井田东西长10km，南北宽25km，矿区面积为18.4km2。高龙镇鲁庄镇涉村镇府店镇嵩山登封市大金店镇少林水库颖阳镇君召石道东金店平顶山市大峪汝州市尚庄陵头夏店庙下鸠山徐庄白坪白沙水库告成镇卢店镇核桃园镇尖山李湾水库唐庄方山镇佛光夹津口镇王堂半坡白坪煤矿白坪煤业公司交通位置示意图2、矿井生产现状矿井采用立斜井混合开拓,井筒数目6个，即主斜井、副立井、中央采区风井、东翼风井，其中主斜井、副立井进风，中央采区风井、东翼风井、西

5、翼风井（在建项目）三个立井回风。矿井采用走向长壁放顶煤一次采全高后退式采煤方法，全部陷落法管理顶板。目前开采水平为-175m，现有生产采区三个：11采区、13采区、21采区；开拓采区一个：23采区。11采区布置三条上山，两进一回，设有专用回风巷，布置一个回收工作面：11201工作面；21采区布置三条上山，两进一回，设有专用回风巷，布置有1个综采工作面：21001工作面；2个煤巷掘进工作面：21021下顺槽、21031下顺槽及21011上顺槽；1个岩巷掘进工作面：21031上底抽巷；13采区布置三条上山，两进一回，设有专用回风巷，布置1个综采工作面：13051工作面、1个备用工作面13101工作

6、面；4个煤巷掘进工作面：13101上、下顺槽、13071下顺槽、13091上顺槽；2个岩巷掘进工作面：13采区第一、第二中部车场。3、煤田地质特征及煤层赋存情况(1)含煤地层区域地层划分属华北区嵩箕小区，井田内出露地层由老到新有寒武系、奥陶系、石炭系、二叠系、三叠系、第三系和第四系。其中石炭系和二叠系为主要含煤地层，总厚665m，共计含煤33层。太原组：厚37.7788.14m，平均57m。由深灰色厚层状灰岩、泥岩、细、中粒砂岩及煤组成，含灰岩9层，煤9层。按岩性组合特征可划分为三个段:（1）下部灰岩段，厚10.8927.98m，平均17m，区内西薄东厚，主要由深灰色厚层状灰岩（L1L4）和煤

7、（一1一4）组成，其中一3煤局部可采；（2）中部砂泥岩段，厚14.6453.37m，平均24m；（3）上部灰岩段，厚7.3724.17m，平均16m，主要由深灰色灰岩（L6L9）组成。山西组：为主要含煤地层。厚59.78103.94m，平均76m，岩性由深灰、黑灰色泥岩、砂质岩及细、中粒砂岩和煤层组成，含煤5层，其中下部的二1煤层为主要可采煤层。依其岩性组合特征自下而上划分为四个段：（1）二1煤段，平均厚11m，煤层底板以细粒砂岩、粉砂岩夹泥质条带为主，局部伪底为泥岩、炭质泥岩；（2）大占砂岩段，平均厚27m，主要为灰浅灰色中粒砂岩、泥岩、砂质泥岩，含煤2层；（3）香炭砂岩段，平均厚18m；（

8、4）小紫泥岩段，平均厚20m。下石盒子组：划分为三、四、五、六煤段，含煤13层。厚293.00356.22m，平均308m。三煤段，厚47.8183.66m，平均71m，自下而上划分为三个岩性段：下部砂锅窑砂岩段、中部大紫泥岩段及上部含煤段。四煤段，厚60.9493.99m，平均75m，由灰色中、细粒砂岩，灰绿、深灰色泥岩、砂质泥岩组成；五煤段，厚60.36101.93m，平均79m，由浅灰色中粒砂岩、深灰色砂质泥岩、泥岩组成；六煤段，厚70.98103.74m，平均83m，由灰白浅灰色中、粗粒砂岩，深灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩组成。上石盒子组：厚212.30242.78m，平均224m。划分为

9、七、八、九煤段，含煤6层。七煤段，厚63.69100.01m，平均85m，由灰白浅灰色中粒砂岩，深灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩组成；八煤段，厚71.52m96.69m，平均87m，由浅灰灰白色中粒砂岩，深灰、灰绿色泥岩、砂质泥岩组成；九煤段，厚41.0076.80m，平均56m，由灰白浅灰色中粒砂岩，深灰、绿灰色泥岩、砂质泥岩组成。（2）煤层与煤质井田含煤地层主要为太原组、山西组、下石盒子组及上石盒子组，可划分为9个煤段，常见21层，各含煤段含煤简况见表3-1。煤层总厚度11.72m，含煤系数1.76%。其中，山西组所含二1煤层，为本井田主要可采煤层。表2-1含煤地层含煤特征一览表含煤地层煤组编号

10、煤层编号可采煤层煤厚（m）极值/一般可采点（个）见煤点（个）穿过点（个）可采情况煤层间距上石盒子组九无五30.1.26/0.60.93196126局部可采24852八八1-2七七1-5下石盒子组六六1-2五五1-5四四1-6三无山西组二二1-5二1026.79/38173189196二1煤大部可采太原组一一1-9一30.01.32/0.350.95267478一3煤局部可采根据统计，二1煤层的主要特点是煤厚大、煤厚变化大、全层构造煤发育。煤厚大、煤厚变化大。据井田内196个勘探钻孔揭露的煤厚资料统计，煤厚变化在026.79m之间，平均煤厚5.30m（表2-2）。煤厚局部呈突变关系，煤层整体上呈

11、似层状、藕节状或透镜状。表2-2白坪井田煤层厚度分级统计表级别厚度（m）频数（%）频率累计频率（%）薄煤层0.800.801.3023811.74.111.715.8中厚煤层1.313.55427.643.3厚煤层3.5187035.779特厚煤层8.004120.9100全层构造煤发育。根据现场实际观测，构造煤的宏观煤体结构、构造特点主要是：煤体以粉片状为主，光泽暗淡，无层理、强度低，手试松软，可捻成星片状或粉末状、磨擦镜面发育，镜面上可见大量的擦痕，具有揉皱现象。煤的原生结构和构造已遭到严重破坏，煤体中偶夹粉煤压固而成的块煤，强度很低，指压易碎，属全层构造煤。平均容重1.38t/m3，比重

12、为1.49，孔隙度为7.38%，镜煤最大反射率2.38%。实验室测试煤的坚固性系数f值变化在0.090.41之间,平均0.16；P变化在10.4531之间,平均22.2。图2-1构造煤中片状叠置现象 图2-2 构造煤粒表面擦痕电子显微镜下观察，构造煤微观结构的主要特点是：破碎的煤粒呈透镜状或片状（图2-2、2-3），透镜状煤粒粒径一般500m(短轴)，定向性明显，在微透镜体表面具有大量的擦痕，而且只显示一个方向的擦痕，擦痕顺透镜体的长轴方向发育，透镜体内煤体结构均一，一般不具有进一步构造破坏的特点，有时一个大的透镜体内又有多个小的透镜体组成等。片状煤粒厚度有时不到10m，层层叠置，煤粒表面镜面

13、发育，也常见有大量擦痕等。总体上看，煤体的剪切脆性变形特征明显，未见及韧性变形特点，构造煤粒呈定向排列。按照构造煤破碎程度分类，应属于-类构造煤，是脆性剪裂变形的结果。根据分析，构造煤的演化过程是：原生结构煤透镜状构造煤-片状构造煤-鳞片状构造煤-粉片状构造煤。（3）矿井地质构造本井田属于登封煤田颖阳芦店向斜的南翼东段，井田整体为向北倾斜的单斜构造，构造形迹以正断层为主。从全井田的构造分布来看，可以将整个井田分为两个瓦斯地质单元，即地质条件简单、构造不发育的西区和地质条件复杂、断层发育的东区（图2-3）。图2-3白坪井田构造纲要图矿井西区：大约以102线为界，或以箕F31和箕F19断层为界，整

14、体上为一单斜构造，地质条件简单。本区地层倾角较大，一般在2530之间。勘探期间仅在本区中部查明1条规模较大的北西向正断层F41，产状25070，落差2030m，走向延伸长1.8km，未出露地表，仅错断下部地层。矿井东区：自西向东，地层走向逐渐向北东偏转，倾向北西，倾角1015，正断层较多，并发育宽缓褶皱，地质条件复杂。褶皱构造：褶皱跨度大、波幅小，轴向60左右，被北东向断层错开。其中新峰背斜为一宽缓的短轴背斜，井田内延伸长6km，在郭家门被F94断层错开。由寒武系、奥陶系、石炭系及二叠系地层组成，在二1煤层底板等高线图上其鞍部位于110113勘探线之间。轴部地层倾角平缓，一般10；北翼保存较好

15、，地层产状3401020；南翼被箕F7、箕F10、箕F59等断层切割，地层产状变化较大，倾角15左右。鏊面山向斜位于井田北东部，向北东仰起，井田内延伸长2.5km，并被箕F32、箕F21断层错开。轴部出露有二叠系和三叠系地层，北翼被芦F1、郜F2等断层切割，地层倾向230左右，倾角1520；南翼倾向340，倾角15左右。断裂构造：按其展布方向可分为近东西和北东向两组。近东西向断层平行排列，规模较大，延伸较长，走向5090，多呈西段近东西，东段向北偏转，断层面舒缓波状，倾角5070，具有多期活动性；北东向断层雁行状或平行排列，带有左行平移性质，规模相对较小，旁侧常伴有羽状小断层，线性特征明显，走

16、向变化不大，断层面平直，倾角较大。断层带铅垂厚度变化大，影响带比内带厚，上盘影响带一般较厚；断层内带以胶结疏松状角砾岩为主，局部见碎裂岩、糜棱岩，多数断层内带不明显；影响带中砂岩和灰岩地层一般裂隙发育，岩心破碎，常见方解石脉和黄铁矿晶体充填；泥岩类地层有擦痕、滑面，局部见揉皱现象。多孔抽水实验地下水人工流场，东部以付10211主孔为中心形成北东向的椭圆降落漏斗，长轴与箕F31断层方向一致，西部基本保持天然流场特征。地下水径流和排泄主要受地质构造控制，岩溶裂隙发育地段一般与构造带相一致。地下水动态变化亦受岩溶裂隙发育程度的影响，井田西区岩溶裂隙发育程度较差，水位变化幅度较小，富水性较弱，东区则相

17、反，地下水位出现高峰值迟后降雨86108天。以上特征说明，井田内切层断层具有张剪性力学性质，断层上盘变形大于下盘，断层富水性好，但导水性差，断层两盘构成相对独立的水文地质单元。断层的这一特点表明，其导气性也不好，但断层性质及地下水沿断层的运动，使断层两盘一定范围内的瓦斯含量减小，尤其是上盘影响范围比下盘大。滑动构造：横跨井田东西两个分区（井田中部98110勘探线之间），发育有白坪滑动构造，由主滑面箕F27和次滑面箕F28、新F10、新F11、新F12、新F13等6条性质相同、规模不等的低缓角度滑动断层所组成。平面上呈椭园状，长轴方向近东西，短轴方向近南北，剖面上为浅部陡、深部缓的叠瓦状断层组合

18、，面积为6km2。4、矿井瓦斯（1）瓦斯含量煤层瓦斯含量是煤层重要的瓦斯参数之一，是矿井瓦斯涌出量预测、煤与瓦斯突出预测及矿井瓦斯防治的重要依据。白坪矿勘探期间的瓦斯含量测定主要由河南煤田地质勘探公司地质四队完成，瓦斯含量的测定方法有解析法、真空罐法和集气法三种方法。二1煤采样点总共72个，其中合格点60个（含新丰矿、磴槽矿、马池矿和新磴矿各1个，但位置不祥），合格率占83%，采样质量可靠；参考点6个，废点6个。根据60个点76个样品分析，井田瓦斯成分甲烷098.24%，氮气0.1175.85%，二氧化碳1.0653.08%，重烃021.25%。瓦斯含量观测值018.25mL/gr,沿走向和倾

19、向变化比较大，见表2-3。总的特点是：走向上西部高，东部低；倾向上由浅至深西部含量明显增加，东部则与埋深无关，最大瓦斯含量点位于付10302孔、11409孔和11713孔，瓦斯含量分别为5.30mL/g、8.92mL/g和12.11mL/g，而且呈孤立分布。表2-3井田瓦斯含量分布特征一览表分区走向瓦斯含量（mL/gr）极值/均值（点数）倾向瓦斯含量（mL/gr）极值/均值（点数）第一水平第二水平西部018.25/7.0（28）010.65/3.63（20）7.2718.25/14.57（8）东部0.0713.09/2.94（32）0.0713.09/3.2（25）0.555.95/2.07（

20、7）20RR20RR年，郑州祥龙勘探公司对白坪东部瓦斯地质单元深部加密钻孔进行了补充勘探，其中，有10个钻孔采取瓦斯样13个测试了瓦斯含量，测定方法为解析法。测试结果表明，除11309钻孔瓦斯含量较大，达到6.29mL/g，甲烷成分83.54%，其他所有钻孔瓦斯含量均小于5mL/g，而且处在瓦斯风化带。矿井生产期间煤层瓦斯含量普遍采用间接法或直接法测定。直接法测定煤层瓦斯含量即利用煤层钻孔采集原始煤粉样，用解吸法直接测定煤层瓦斯解吸量。直接法测定煤层瓦斯含量的原理是：用解吸法直接测定煤样的瓦斯解吸量，根据煤样瓦斯解吸量及解吸规律，推算煤样从采集开始至装罐解吸测定前的损失瓦斯量，再利用解吸测定煤

21、样中残存瓦斯量，然后计算煤层瓦斯含量（表2-4）。间接法即根据朗格缪尔公式计算煤层瓦斯含量，是我国煤炭行业规定的生产矿井瓦斯含量测定方法。在井下首先测定煤层原始瓦斯压力，并取新鲜煤样送实验室测定其吸附常数和进行煤质工业分析，然后将结果代入朗格缪尔公式即可得到煤层瓦斯含量。表2-4二1煤层瓦斯含量直接法测定的结果取样地点标高/m煤厚/m实测瓦斯含量（m3/t）自然组分（%）工业分析（%）实测瓦斯压力（MPa）计算瓦斯含量（m3/t）CH4N2CO2水分灰份挥发分东风井回风大巷72/0.57.513回风上山上平台变坡点下120m-1067.0373.6112.9813.410.368.52/0.1

22、63.213皮带上山变坡点下360m-772.42.18/0.699.213回风上山二平台抽放硐室向下10m-1102.53.3486.0413.9601.069.56/东轨大巷20#测点-15556.7478.0419.412.550.4214.6/0.456.8东轨大巷34#测点-15554.3146.9044.908.200.607.38/0.264.821采区21021下顺槽距开口以里586m-26035.4452.9231.8315.251.0514.1/1.4712.3521轨道下山距平台向下300m-22035.2314.3985.610.7812.67/0.35.321轨道下山

23、距下坡点30m-19035.4130.6965.534.781.1610.8/0.35.4从测试结果来看：（1）绝大部分瓦斯含量较小，其中5m3/t的数据18个，56m3/t的数据12个，67m3/t的数据4个，全部分布在11211工作面上下付巷开口以里约500m和700m处，7m3/t的数据2个，也是分布在11211工作面上下付巷开口以里约500m和700m处。（2）瓦斯含量比较大的点，甲烷成分一般也比较高。根据统计，18个瓦斯含量5m3/t的点，有9个甲烷成分80%，占50%；77个瓦斯含量5m3/t的点，只有8个甲烷成分80%，占10%。（2）瓦斯压力瓦斯压力是煤层瓦斯的最基本参数之一，

24、是煤层瓦斯渗透的动力源泉，是计算瓦斯含量和预测煤层突出危险性的主要评价指标。埋藏深度大，瓦斯压力大，一般情况下，在瓦斯带内瓦斯压力梯度为1Mpa/100m。依据测压方式不同，瓦斯压力测定方法有主动测压法和被动测压法；依据封孔材料不同，有黄泥-水泥封孔测压法法、胶囊-密封黏液封孔测压法法和注浆封孔测压法等。生产中测压采用的是穿层钻孔聚氨酯水泥封孔和胶囊-密封黏液封孔主动测压法，共布置6个测压点（13采区）。测压点钻孔布置在厚煤区。在钻孔穿煤过程中，没有出现顶钻、喷孔等现象，钻孔施工过程中，详细记录了钻孔开孔标高、倾角、钻孔终孔长度、终孔时间等参数，各测压钻孔现场施工参数及测定结果见表2-5。表2

25、-5测压钻孔施工参数及测定结果地点（测压点号）孔号标高（m）封孔时间钻孔参数观测时间（d）岩孔/封孔深度（m）瓦斯压力（MPa）封孔材料备注倾角（）孔深（m）东风井回风大巷1720RR.11.30-5612.1109.90.5胶囊-密封粘液主动测压220RR.11.30-5612.11010.20.113回风上山上平台变坡点下120m1-1020RR.12.10381513130.14聚胺脂膨胀水泥混合封孔220RR.12.10252013160.1613皮带上山变坡点下360m1-7720RR.1.530338280.6220RR.1.530348290.6913回风上山二平台抽放硐室向下1

26、0m1-1102东轨大巷20#测点1-15520RR.12.748357210.19220RR.12.1748207160.45东轨大巷34#测点1-15520RR.12.1545369250.26220RR.12.1530269140.2（注：13回风上山二平台抽放硐室向下10m打3个孔测压，均因裂隙发育，有水，未测出压力。瓦斯压力为表压加0.1。）（3）煤的坚固性系数及瓦斯放散初速度的测定煤的坚固性系数用落锤法来测定，所测结果采用一种假定指标称为f值，是表示煤体抵抗外力破坏能力的一个综合指标，它主要由煤的物理力学性质决定，反映了单位质量的煤破坏所消耗能量大小，即煤体是否容易被破坏而发生突出

27、，f值越小表明煤体破坏程度越严重，则越易发生煤与瓦斯突出。煤样放散瓦斯快慢程度用P值来表示，其大小与煤的微孔隙结构、孔隙表面性质和孔隙大小有关，是反映煤层突出危险性大小的指标之一，随着构造煤破坏类型的增高，P值也增加，瓦斯放散初速度越大，煤层的突出危险性越大。表2-6二1煤的瓦斯放散初速度P、坚固性系数f值序号取样地点坚固性系数（f）瓦斯放散初速度（P）K值1-175水平轨道运输石门0.2223104.55211111工作面回风斜巷0.412765.85311111上付巷170m处-14.4-411151下付巷口以里26m处-17.3-511151下付巷中切巷以西40m-19.05-61108

28、1上付巷130m处-10.45-711111上付巷130m处0.120200.00811111上付巷180m处0.116160.00911081上付巷280m处0.1327207.691011081上付巷150m处0.1325192.3111中央采区变电所回风巷以外20m处0.1423164.291211151下付巷口往下25m处（皮带上山）0.0920222.221311151下付巷中切巷口以外68m处0.1321161.541411151下付巷中切巷口以里270m处0.121210.001511151下付巷有口以里100m处0.1121190.911611151下付巷口往上60m处（皮带上

29、山）0.1115136.361711151下付巷口往上150m处（皮带上山）0.1115136.3618中央采区变电所回风巷口处0.1418128.5719皮带上山距离大井流煤眼以上15m处0.1520133.33由郑煤集团瓦斯防治研究所实验室和河南理工大学瓦斯实验室测试完成的白坪矿的煤的坚固性系数和放散初速度的74组数据显示（表2-6）：f值一般小于0.15，平均0.19；P值一般大于20，平均17.7。同时根据河南省登封煤田白坪井田勘探(精查)地质报告（20RR年9月）在勘探时利用钻孔煤样也测试了煤的坚固性系数和放散初速度（表2-7）。测试结果表明二1煤的坚固性系数f为0.0980.14，

30、瓦斯放散初速度P为2031。两者基本一致。表2-7井田勘探钻孔煤样二1煤层P和f实测结果钻孔号坚固性系数（f）瓦斯放散初速度（P）K值付98050.14/101060.1331238.46101070.09829295.92108020.1129263.64108090.0924266.67109110.1020200（4）瓦斯恒温吸附常数a、b的测定瓦斯恒温吸附常数是利用朗格缈尔方程实现瓦斯压力和瓦斯含量互算的最重要的瓦斯参数，同时，其本身也反映了煤层对瓦斯的吸附能力。利用容量法测定解吸等温线。吸附等温线是在某一温度下，吸附达到平衡时，吸附量与压力关系曲线，可反映出煤的吸附孔隙特征。依据吸附

31、等温曲线，按朗格缪尔方程用最小二乘法回归可以得出吸附常数a、b值。在13回风上山上平台变坡点下120m实测吸附常数1组数据，结果为：a值38.713，b值0.703。5、矿井瓦斯治理现状(1)矿井瓦斯抽采系统矿井建有井下3个和地面2个瓦斯抽放泵站，共7套瓦斯抽放系统14台瓦斯抽放泵，总抽气量为846m3/min。分别为：11采区井下瓦斯抽放系统2套共安装有4台(两用两备）瓦斯抽放泵，型号为2BEA303-0，额定流量为62m3/min,电机功率为110kW，抽放主管路采用300mm的镀锌螺旋管，支管路采用250mm的镀锌螺旋管；13采区井下瓦斯抽放系统2套，共安装有4台(两用两备）瓦斯抽放泵，

32、型号为2BEA355，额定流量为94m3/min,电机功率为160kW，抽放主管路采用325mm的无缝钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管；21采区井下瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2BEA355，额定流量为94m3/min,电机功率为160kW，抽放主管路采用325mm的无缝钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管。中央风井地面瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2BEF4202B3G490瓦斯抽放泵，额定流量120m3/min，电机功率为200kW，抽放主管路采用400mm的镀锌螺旋管，支管采用300mm镀锌螺旋管。东翼风井地面瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2B

33、E062瓦斯抽放泵，额定流量320m3/min，电机功率355kW，抽放主管路采用425mm的钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管。矿井当前最大瓦斯抽采能力达846m3/min。矿井采用综合抽采技术，在二1煤层底板抽采巷布置钻场，对二1煤进行穿层预抽；回采巷道随掘进在进、回风巷打钻进行本煤层顺层抽采；同时在回风巷内布管进行隅角埋管抽采，同时进行顶板岩石钻孔抽采。由于煤层松软，透气性差，局部存在集中应力，造成钻孔施工困难，经常出现塌孔、卡钻现象，钻孔抽采浓度衰减快，抽采效果差；目前虽然采取了水力冲孔、水力压裂等增透卸压措施，但增透效果有待继续考察和提高。6、瓦斯涌出情况目前我公司生产采区为21采区

34、、13采区，20RR年矿井瓦斯等级鉴定结果为：矿井绝对瓦斯涌出量11.4m3/min，相对瓦斯涌出量3.81m3/t。13采区最大瓦斯压力是0.65MPa，21采区测得的最大瓦斯压力是1.47MPa（标高-310m），23采区测得的最大瓦斯压力是0.8MPa。煤层透气性系数0.00520.0616m2/(MPa2d),属难抽采煤层，衰减系数d=7.1267.372d-1,瓦斯放散初速度p=17.7，实测最大煤层瓦斯含量9.29m3/t。矿井从建井以来，未发生过瓦斯突出事故。7、矿井瓦斯抽采的必要性与可行性根据煤矿安全规程第145条规定,开采有煤与瓦斯突出危险性煤层的矿井,必须建立地面永久抽采瓦

35、斯系统或井下临时抽采瓦斯系统。煤矿安全规程、矿井瓦斯抽放管理规范以及煤炭工业设计规范有关条款规定:当一个回采工作面的绝对瓦斯涌出量大于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可能或不合理时应采用瓦斯抽采措施。8、瓦斯抽采必要性(1)相关法规要求按照煤矿安全规程的第145条规定及“先抽后采，监测监控，以风定产”的十二字方针，我公司所采二1煤层具有煤与瓦斯突出危险性，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。(2)采掘工作面瓦斯治理的需要煤矿安全规程、矿井瓦斯抽采管理规范以及煤炭工业设计规范有关条款规定：当一个回采工作面的绝对瓦斯涌出量大于

36、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不可能或不合理时应采用瓦斯抽采措施。随着开采深度增加，采掘工作面瓦斯涌出量是益增大，单纯靠通风方法解决瓦斯问题不科学、不合理、不经济、不安全，工作面瓦斯超限问题只靠通风方法也是不可能解决的。因此，必须建立瓦斯抽采系统。(3)瓦斯抽采的可行性我公司二1煤层透气性差，钻孔瓦斯流量衰减系数大，属较难抽采煤层。但可以通过采取措施提高煤体透气性来进行煤体预抽瓦斯，也可以利用采动影响进行边掘边抽和边采边抽，还可以在回采工作面进行顶板岩石钻孔瓦斯抽采。第二章矿井抽采达标工艺方案第一节抽采目标1、矿井瓦斯预抽采范围界定：矿井主采

37、山西组二1煤层，在二1煤层突出危险区的采掘作业和无突出危险区瓦斯异常区域都必须进行瓦斯抽采。2、瓦斯抽采考核基本指标：根据我公司2015年的生产经营计划及瓦斯治理工程计划，2015年白坪煤业公司瓦斯治理考核基本指标见表7。表72015年白坪煤业公司瓦斯治理考核基本指标瓦斯抽采量（万m3）瓦斯抽采钻孔量（万m）底板抽放巷（m）矿井抽采率（%）瓦斯利用量（万m3）60025.436503603、瓦斯含量及瓦斯压力目标根据防治煤与瓦斯突出规定、瓦斯抽采达标暂行规定要求，各项数据应达到以下目标（表8）。表8瓦斯含量及压力目标参数可解析瓦斯含量（m3/t）煤层残余瓦斯含量（m3/t）煤层瓦斯压力（MPa

38、）目标值650.64、钻孔布置均匀程度目标：钻孔抽采半径为1.5m，钻孔终孔间距不大于3m，采用增透卸压措施的钻孔终孔间距不大于10m，钻孔在控制区域内均匀布置,不留空白带。5、杜绝各类通防、瓦斯事故。6、实现“三零”目标：零爆炸、零突出、零超限。7、巩固国家级质量标准化矿井、五优矿井成果。8、建设成瓦斯治理示范矿井。第二节瓦斯抽采设备1、瓦斯抽采概况矿井建有井下3个和地面2个瓦斯抽放泵站，共7套瓦斯抽放系统14台瓦斯抽放泵，总抽气量为846m3/min。分别为：11采区井下瓦斯抽放系统2套共安装有4台(两用两备）瓦斯抽放泵，型号为2BEA303-0，额定流量为62m3/min,电机功率为11

39、0kW，抽放主管路采用300mm的镀锌螺旋管，支管路采用250mm的镀锌螺旋管；13采区井下瓦斯抽放系统2套，共安装有4台(两用两备）瓦斯抽放泵，型号为2BEA355，额定流量为94m3/min,电机功率为160kW，抽放主管路采用325mm的无缝钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管；21采区井下瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2BEA355，额定流量为94m3/min,电机功率为160kW，抽放主管路采用325mm的无缝钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管。中央风井地面瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2BEF4202B3G490瓦斯抽放泵，额定流量120m3/min，电机

40、功率为200kW，抽放主管路采用400mm的镀锌螺旋管，支管采用300mm镀锌螺旋管。东翼风井地面瓦斯抽放系统1套，安装2台（一用一备）型号为2BE062瓦斯抽放泵，额定流量320m3/min，电机功率355kW，抽放主管路采用425mm的钢管，支管采用300mm镀锌螺旋管。2、泵站供电系统均实行“三专”+“两专”供电，即专用变压器、专用开关、专用线路。3、检测、监控系统根据矿井瓦斯抽放管理规范和煤矿瓦斯抽放规范的有关规定，瓦斯抽采监控系统必须对泵站抽采瓦斯管道内的瓦斯浓度、一氧化碳浓度、气体的流量、进气管负压、排气管正压以及抽采泵轴温、循环冷却水温、泵房室内瓦斯浓度进行连续监测。为满足抽采瓦

41、斯系统连续监测的要求，抽采瓦斯监测系统需装备高低浓度瓦斯传感器、一氧化碳传感器、气体的流量传感器、正负压力传感器、温度传感器。4、人工检测仪器、仪表的配备井下管路检测采用人工方法时，检测和计量设备包括标准孔板流量计、瓦斯浓度检定器、U型压差计、高负压取样器，管路系统的控制主要靠截止阀门。泵房监测仪器仪表：瓦斯抽采系统监测分站及各种传感器一套。瓦斯浓度检定器各1台，U型压差计1个。第三节上隅角瓦斯抽采工艺方案上隅角埋管抽采是解决上隅角及采面回风流瓦斯超限的主要手段之一。即在上隅角位置提前预埋抽采管路，采面每推进10-15m续接一次管路。上隅角埋管抽采浓度为515%，抽采浓度的高低取决于对采空区的

42、管理，减少向采空区漏风是提高抽采浓度和抽采效果的有效途径。第四节抽采管路安装及钻孔联网工艺方案1、管路安装规定钻孔施工完毕后，采用50mm的双抗管封孔，孔口留出200mm长度作为联网使用。在工作面打钻前，提前将瓦斯抽放主管路（315mm）敷设到位，要求抽采主管路距巷道底板不小于300mm，在每个抽采钻场口或沿巷道每隔12m安装一个分组集流器，集流器上有612个抽采接口，主管路上进入抽采巷道前安设一个蝶阀和孔板流量计，便于参数测量及调整抽采系统，并在抽采主管路上按200m间距或在低洼点处或“龙门架”安装人工排碴放水器。2、连管规定管路安装时必须严格按照相关标准安装，管路必须吊挂平直并上齐螺栓，不

43、得出现漏气现象，钻孔采用50mm埋线软管联网，并用喉箍规范捆扎，对于涌水较大的钻孔必须加接汽水分离器或放水器后再联接到抽采系统内，并在抽采期间加强对钻孔的放水。(1)钻孔验收退钻，必须及时进行封孔，封孔时间滞后不得超过8小时。(2)注浆时若水泥浆自封孔管内流出时，则必须立即停止注浆。(3)所有工具及材料必须准备充分，以免影响操作时间。(4)根据封孔数量的多少配制封孔材料，严禁浪费。(5)使用矿用封孔胶封孔必须动作迅速，从药剂搅拌至送入钻孔必须在规定时间内完成。(6)注浆管联接必须用正规的U型卡，严禁用铁丝代替U型卡。(7)封孔时必须戴好防护眼镜且严禁站在钻孔正下方操作，以免药品溅入眼睛内。(8

44、)封孔结束必须及时清理孔口，保证封孔质量。及时清理现场卫生，搞好文明生产。矿用封孔胶用完后必须加盖密封，避免与空气长时间接触造成失效；水泥必须存放在干燥无淋水地点的木板上或塑料纸上，上方必须盖好；未用完的材料必须码放整齐。(9)联网封孔后待水泥浆凝固816小时后必须按标准进行联网。第五节抽采达标工程1、区域防突措施的选取原则1.1底板岩巷穿层钻孔增透卸压抽采瓦斯区域防突措施(1)依据采掘面瓦斯地质、煤厚、煤层倾角、支护工艺，结合穿层钻孔工程量最优原则确定底抽巷位置（平距、法距、服务范围）(2)底抽巷距二1煤层法距不小于10m，断面不小于12m2。(3)不得出现5或孔深超过80m的穿层钻孔。(4

45、)底抽巷空间位置确定后，按钻孔工程量最小原则设计穿层钻孔。(5)采用旋切钻进、水力冲孔、水力压裂等增透卸压预抽瓦斯，孔底间距不大于10m。(6)设计水煤沉淀和煤水排放系统。(7)钻孔直径：94mm，孔口间距300mm。(8)钻孔抽采时间不得小于瓦斯抽采半径测定开始至结束的间隔时间。(9)钻孔控制范围：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少控制20m，下帮至少控制10m；近水平、缓倾斜煤层巷道控制两侧轮廓线外至少各15m范围内的煤层（控制范围均为沿层面的距离）。(10)水力冲孔措施或经验证有效的其他增透措施，增加煤层透气性。(11)底抽巷卸煤量：石门揭煤钻孔卸煤量应不小于控制区域地质储量的30，穿

46、层钻孔预抽煤层条带钻孔卸煤量应不小于控制区域地质储量的20，穿层钻孔预抽回采区域钻孔卸煤量应不小于控制区域地质储量的15，确保瓦斯治理措施的均匀、均衡、高效。2、区域瓦斯治理工程为确保安生生产，位于突出危险区的采掘工作面必须依据防治煤与瓦斯突出规定要求严格执行区域综合防突措施，为保证区域防突措施的执行，需施工区域防突工程，其目的是保证实现不掘突出头、不采突出面。根据2015年接替计划，结合我矿20RR5采掘接替计划及巷道布置，区域瓦斯治理重点工程总工程量3650m。其中：21031切巷底抽巷120m，13071上底抽巷联巷60m，21031上底抽巷605m，21011上底抽巷790m，1303

47、1上底抽巷245m，13071上底抽巷1215m，13071切巷底抽巷245m，13051上底抽巷245m。2015年度计划回采三个工作面，分别为综采工作面：13011工作面、21001工作面、13101工作面。计划瓦斯抽采钻孔工程量：2015年度全年施工瓦斯抽采钻孔17.5万m，穿层钻孔工程量7.9万m。第六节区域预抽煤层瓦斯抽采工艺方案1、底板穿层钻孔抽采为有效治理煤巷掘进时瓦斯涌出和不影响采掘正常接续，采用在底板抽放巷内施工穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽，主要抽采参数如下：(1)钻场距离：40m。(2)钻孔孔径：不小于94mm。(3)钻孔长度：38m50m。(4)封孔长度：抽采钻孔煤孔段全部

48、花管，注浆封孔至煤岩交界处，穿过岩石破碎带或含水层的钻孔采用定点封孔技术实现带压注浆封堵裂隙。(5)钻孔间距：孔口间距不小于300mm，终孔不大于10m。(6)封孔方式：矿用封孔胶+水泥浆封孔。(7)抽采时间：钻孔预抽时间6月以上。(8)抽采支管管径：不小于300mm。2、本煤层预抽在工作面回采之前分别在上、下付巷巷帮施工顺层钻孔强化抽采回采区域煤层瓦斯钻孔，每隔1-1.5m施工一列钻孔，每列钻孔根据煤层厚度确定钻孔个数，钻孔方位垂直巷帮，钻孔长度根据工作面倾向长度确定，确保上下两巷钻孔交叉重叠不少于10m。钻孔孔径为89mm或94mm，封孔长度15m以上，瓦斯异常地段及地质构造带适当缩小钻孔

49、间距。采煤工作面钻孔设计参数如下：(1)钻孔孔径：不小于89mm。根据煤层条件确定，推广采用大直径钻孔施工。(2)钻孔长度：50m70m。(3)封孔段长度：不小于18m，全煤孔段护孔。(4)钻孔间距：开孔不小于0.4m，终孔间距不大于3m。(5)封孔方式：矿用封孔胶+水泥浆封孔。(6)抽采时间：钻孔预抽时间6月以上。(7)抽采支管管径：不小于250mm。3、石门揭煤预抽在石门揭煤前在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施穿层钻孔预抽煤层瓦斯。钻孔控制在巷道轮廓线外12m范围。钻孔设计参数如下：(1)钻孔布置：根据钻孔控制范围及煤层赋存情况布置24个48个，上仰孔必须采区水力冲孔增透卸压措施

50、。根据揭顶板揭煤或底板揭煤施工顶、底钻孔。(2)钻孔孔径：不小于94。根据岩层硬度确定，尽量采用大直径钻孔。(3)钻孔长度：10m60m。(4)封孔长度：全岩石段封孔（煤孔段下花管）。(5)钻孔间距：开孔0.4m，终孔间距不大于3m（采用水力冲孔增透卸压措施终孔间距不大于10m）。(6)封孔方式：矿用封孔胶+水泥浆封孔。(7)抽采时间：根据钻孔密度、孔径、抽采时间等确定，经效果检验，抽采达标后方可揭煤施工。(8)抽采支管管径：不小于250mm。第七节浅孔抽采工艺方案1、回采工作面浅孔抽采为了解决采煤工作面回采过程中，局部出现预测指标超限、喷孔、回采时回风流瓦斯5m3/min时，必须停止回采，在

51、工作面施工浅孔抽采钻孔。由采煤队沿工作面推进方向施工钻孔对工作面进行浅孔抽采作为局部防突补充措施。浅孔抽采钻孔间排距根据工作面煤厚具体情况合理布置，一般情况下，顶煤小于3m，可布置成三花眼，顶煤大于3m，采用对眼或五花眼方式布置，上（中）、下排孔错开布置，错距为0.75m，钻孔深度在不小于11m。抽采时间不小于8小时后进行效果检验，经检验有效后方能进行进行回采。浅孔抽采钻孔参数如下：(1)钻孔孔径：75mm。(2)钻孔长度：11m15m。(3)钻孔间距：0.75-1.5m。(4)封孔方式：快速封孔器封孔。2、掘进工作面浅孔抽采在区域效检和工作面预测不超限情况下掘进过程中，当回风流瓦斯达到0.5

52、%或掘进工作面瓦斯涌出量3m3/min时，对掘进工作面采取浅孔抽采，对局部瓦斯进行预抽，掘进工作面浅孔抽采参数如下：(1)钻孔布置：根据煤层厚度确定，一般24个30个。(2)钻孔孔径：75mm。(3)钻孔长度：控制巷道前方钻孔长度在12m以上。(4)钻孔间距：开孔不小于0.5m，终孔根据预抽时间不大于3m。(5)封孔设备：快速封孔器。3、抽采达标服务的各项工程3.1底抽巷(1)为不影响开拓掘进进尺，相隔40m施工一个钻场，在钻场施工施工穿层预抽煤巷条带煤层，超前煤巷掘进工作面3个月，穿层钻孔超前煤巷200m。(2)每条底抽巷敷设两趟瓦斯抽放管，一趟用来水力冲孔，一趟是穿层预抽。(3)每个钻场设

53、置水煤沉淀系统，水煤装袋存放，待有关部门验收后在，在清运。(4)根据施工穿层钻孔超前取原始瓦斯含量，原始瓦斯含量及穿层钻孔单孔抽采量，倒算预抽穿层钻孔间距，确保瓦斯抽采达标。3.2本煤层预抽钻孔依据原穿层钻孔超前取原始瓦斯含量，原始瓦斯含量及本煤层预抽钻孔单孔抽采量，倒算本煤层钻孔间距，本煤层预抽有效期按6个月，单孔瓦斯抽采纯量计算，确保瓦斯抽采达标。第八节钻孔封孔工艺方案1、封孔前的材料准备(1)必须在现场提前准备好封孔用的双抗管、毛巾、铁丝、矿用封孔胶、量具、水泥、气动注浆泵、注浆用PVC管、风水管、注浆用大容器等封孔所需材料及器具。(2)注浆用大容器用废旧油筒制作，高度不小于0.5m且必

54、须完好不漏液。2、封孔管（1）采用“双液材料注浆”封孔工艺，依据“双液”材料性能参数或配比试验确定封孔材料配比参数；（2）根据抽采钻孔孔径、护孔管管径、封孔长度、封孔段煤岩性质等，确定封孔材料用量、注浆压力等参数，现场采用专度量器具配比封孔浆液；（3）抽采钻孔煤孔段全部为花管，注浆封孔至煤岩交界处，穿过岩石破碎带或含水层的钻孔采用定点封孔技术实现带压注浆封堵裂隙。3、封孔材料采用矿用合成树脂材料、水泥浆或两种材料联合封孔，注浆管采用15mm铝塑管。第九节防喷孔装置使用工艺方案高瓦斯区钻孔穿煤或穿层钻孔水力冲孔施工过程中必须正常使用防喷孔装置，严禁甩掉防喷孔装置不用，使用过程中必须按以下要求操作

55、。1、防喷孔装置的安装连接(1)钻孔必须按要求采用113mm的钻头进行开孔，开孔深度不得小于1m,保证引流装置能安装在孔内。(2)钻孔开孔到位后及时撤出钻杆，将引流装置安装在钻孔内，引流装置与孔壁之间的间隙采用棉纱蘸矿用封孔胶进行充填，确保不漏风。(3)引流装置安装后采用100mm的埋线管将其与捕尘箱进气侧进行连接，形成钻孔排碴系统。2、捕尘装置的使用(1)连接捕尘箱前，必须对捕尘箱和喷雾行清理，必须将捕尘箱内的煤碴及时清理干净后方能安装使用。(2)必须检查捕尘箱各部件密封不漏气，并保证喷雾降尘装置完好。(3)捕尘箱的各部件与钢丝软管的连接必须采用双股铁丝进行捆扎，确保连接强度及且不漏气。(4

56、)捕尘箱在使用过程中必须加强检查，必须确保除捕尘箱及管路畅通后方能施工，否则必须停机、停风进行处理。3、捕尘箱使用安全注意事项(1)清理捕尘箱时必须停止钻孔的供风并关闭防尘喷雾，并检查捕尘箱排气畅通无压后方能清理钻碴。(2)清理捕尘箱过程中不得用铁质工具敲打捕尘箱，防止产生火花造成事故。(3)停止对钻孔进行供风时，必须将钻头提离孔底至少2m。(4)如钻孔在施工过程中发生喷孔时，现场必须立即停止向钻孔供压风，然后采用100的软管将捕尘箱上方排气的短接与集流器相连接，打开阀门进行抽采，防止喷孔瓦斯涌出造成瓦斯超限。(5)钻孔施工过程中必须检查钻孔排碴压风的温度，发现气体温度升高或发生明显发火现象时

57、，必须及时汇报调度室和值班人员，并立即用水代替压风对钻孔进行灭火。(6)施工过程中要加强对捕尘箱的排气系统进行检查，确保捕尘箱排气畅通方能施工，否则必须停机处理。(7)捕尘器与防喷孔装置的连接必须采用钢丝管进行连接，连接软管不得出现折曲现象，保证排碴压风流畅通。(8)钻孔内发现有涌水时必须及时停钻，不得采用捕尘箱施工，并及时汇报调度室及相关部门研究确定是否换用水排碴工艺进行施工，并加强现场排水和清淤。(9)钻孔施工过程中排碴介质必须实现风水联动，确保应急情况的处理。第三章安全技术措施、防护措施第一节安全技术措施1、轨道运输及材料堆放(1)装车必须合格，装车不得超高、超宽；采用矿车装车时，材料和

58、物件不得超过矿车边沿，采用平板车装车时，必须采用绳径不小于12.5mm的钢丝绳封车且不得少于3道，装车高度不得超过规定高度。(2)运输前必须对绞车钢丝绳、信号装置、绞车完好情况进行检查，检查设备完好且熟悉运输路线后方能启动绞车，运输时要正常使用三环连和保险绳，矿车之间的连接使用好保险销。(3)信号把钩工、绞车司机必须经过培训合格，做到持证上岗；把钩和开绞车过程中必须集中精力，发现弹绳、绞车异响、负荷增大等异常情况时必须立即打停点停车进行处理。(4)操作对拉绞车时，绞车司机必须密切配合好，听清楚信号后方能开车，并在开车前撤出将绞车运行范围内的全部人员。(5)斜巷运输过程中必须撤出沿线人员，做到“

59、行车不行人、行人不行车”制度，运输过程中严禁不带电放车、放飞车和余绳松车。(6)管路及材料装车时不能太满，不能超高，装车要牢固，要用钢丝绳和废钎子组合封车，并用铁丝进行加固。(7)所有材料及工具等必须提前准备好并运输到安装位置。所有材料运至安装地点后必须按要求摆放整齐，并不得影响运输和行人。(8)堆放的材料距离轨道距离不得小于500mm，保证有足够的安全距离。2、人工运输(1)人工搬运钻机或材料时，要将能拆卸的部件拆卸分开运输，人工抬运时必须使用足够强度的钢丝绳或铁丝捆绑抬运，抬运人员要配合好，防止钻机部件下滑伤人。(2)搬运钻机大件时可以用5t导链捆绑钻机慢慢拉移，拉移过程中必须有专人观察钻

60、机部件，发现问题及时进行处理。(3)钻机运输到位后，必须将钻机放置在不影响其他单位运输或通风的地点，并将钻机放置平稳、牢固。(4)钻机拆卸运输时必须将油管接头包扎好，防止灰尘等进入液压系统内。3、钻机的安装及固定(1)钻机安装前必须将安装地点底板清理平整，放置好钻机机架，并按照要求打设好钻机立柱，钻机立柱必须吃劲有力，立柱与岩面接触位置使用好木垫板。(2)立柱打设接顶后必须拴防倒绳，防倒绳必须拴在顶板锚杆上或牢固的固定吊点上，严禁将防倒绳拴在锚网上。(3)安装过程中如需起吊钻机时，必须采用不小于2t的导链进行起吊，且起吊点必须牢固可靠，严禁利用支护网片作为起吊点进行起吊，起吊过程中必须一人观察一人拉手链，发现问题及时停止起吊并采取措施进行处理。(4)起吊钻机过程中，严禁任何人站在起吊物品下方，防止起吊物件下滑伤人。(5)根据钻孔的设计参数将钻机调