煤矿350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计

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精选资料.盘县陆中德煤矿1350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计编制:总工程师:生产副矿长:安全副矿长:机电副矿长:矿长:编制日期：二0一四年九月二十一日可修改编辑53/53

1精选资料.盘县陆中德煤矿措施会审表通风科机电科安监科调度室技术科施工队通防副总机电矿长安全矿长生产矿长会审日期会审意见总工程师批示矿长批示可修改编辑53/53

2精选资料.贵州德佳投资有限公司重大安全技术措施、作业规程审批意见送审单位陆中德煤矿送审时间2014年9月1日送审文件名称11201采煤工作面专项防突设计会审部门会审人员会审日期总工办安环部生产部（调度）机电部会审意见可修改编辑53/53

3精选资料.总工程师批示1350瓦斯抽放巷瓦斯抽放设计矿为了保证防治煤与瓦斯突出工作安全有序地开展，达到抽、采、掘平衡，保证煤矿健康、稳定地发展，确保1350瓦斯抽放巷充分发挥瓦斯抽采工作效能，特编制1350瓦斯抽放巷抽放设计。一、设计依据1、《中华人民共和国安全生产法》2、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027—2006）3、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026—2006）4、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018—2006）5、《煤矿安全规程》（2011）6、《防治煤与瓦斯突出规定》7、1350瓦斯抽放巷作业规程8、陆中德煤矿《采掘进工程平面图》9、贵州天设项目咨询有限公司2012年1月编制《盘县陆中德煤矿安全设施设计（变更）》10、《盘县陆中德煤矿防治煤与瓦斯突出方案设计》可修改编辑53/53

4精选资料.11、《盘县陆中德煤矿瓦斯抽采设计》二、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，且符合矿井实际情况。三、存在的主要问题及建议根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局黔安监管办字〔2007〕345号文件精神，本矿为国家划定的煤与瓦斯突出矿区，本矿2#、5#鉴定为突出煤层，其余煤层未进行煤与瓦斯突出鉴定及未对瓦斯基础数据进行测试（未取得煤层抽放所需的瓦斯含量、瓦斯压力、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数等数据），建议尽快找有资质的部门进行测定，为今后的瓦斯抽放提供必要的依据。由于目前所获得的资料不够全面，因此本设计未涉及到的内容有待于今后在生产过程中进一步补充和完善。可修改编辑53/53

5精选资料.第一章矿井概况第一节地理概况一、交通位置1、矿井位置及交通情况陆中德煤矿位于贵州省六盘水市盘县西部的柏果镇，地理坐标为：东经104°29′47″—104°30′32″，北纬25°58′26″—25°58′52″；陆中德煤矿隶属盘县煤炭局管辖，井田东南部有盘西铁路支线和盘（县）水（城）公路穿过，距柏果火车站5km。距盘县县城48km，交通条件好。煤矿为生产矿井，经济类型为：私营合资企业；生产规模：21万吨/年；矿区范围由6个拐点圈定：面积0.5548平方公里，开采深度由+1500米到+1300米。详见煤矿交通位置图。2、地形地貌可修改编辑53/53

6精选资料.矿区范围内的地貌特征受大地构造所控制，以后期侵蚀为辅助作用的明显博识构造特点，地形陡峻、高差较大，最高点为矿区东南角，标高1750m，最低点位于拖长江河床，标高1475m，最大相对高差300m。3、气象矿区属亚热带季风温湿气候，据县气象资料：年平均气温13.7℃，月平均气温最高24.4℃（8月份），月平均气温最低-5.2℃（1月份）。年平均降雨量1429.7mm，每年5月中旬—10月中旬为大雨、暴雨季节,常有冰雹，其降雨量占年降雨量的75%。1月份多为凌冻期。年平均蒸发量950.7mm(1990年—2000年)，年平均日照时数1290小时。矿区属亚热带季风气候区，年平均气温为13.7℃，年平均降雨量1382.90mm，多集中在5—10月，相对湿度79%，全年无霜期240天，主导风多为ESE向，平均风速2.3m/s，另外区内还有春旱、倒春寒、凝冻、冰雹等灾害天气。可修改编辑53/53

7精选资料.4、地震根据《中国地震动参数区划图》（GB18306－2001），矿区地震烈度为Ⅵ度。可修改编辑53/53

8精选资料.第二节矿井开拓与开采一、地质构造及特征1、地层矿区及附近出露的地层有：二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）、龙潭组（P3l）；三叠系下统飞仙关组（T1f）和第四系（Q）。现从老至新叙述如下：1）二叠系上统峨眉山玄武岩组（P3β）：为灰绿色、暗绿色致密具有杏仁结构的玄武岩，顶部为紫色、灰绿色凝灰岩，厚度900～1000m，出露于向斜翼部。2）二叠系上统龙潭组（P3l）：根据岩性的差异，分三段，分述如下：（1）龙潭组第一段（P3l1）：岩性黑灰～黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。（2）龙潭组第二段（P3l2）：为矿区内主要含煤段，岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩。（3）龙潭组第三段（P3l3）：岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩。3）三叠系下统飞仙关组（T1f）：上部为紫红色砂质泥岩，偶夹灰岩薄层。下部为灰绿色砂质泥岩，厚度550～600m出露于向斜构造翼部。可修改编辑53/53

9精选资料.4）第四系（Q）：以堆积、残积、坡积、冲积、洪积物的砂、砾及亚粘土组成。一般厚度为0～40m。2、煤系地层及含煤性1）煤系地层本区煤系地层为上二叠统龙潭组（P3l），总厚度220～230m，平均229m，含煤37层之多，根据岩性和含煤情况分为三段：（1）一段（P3l1）岩性为黑灰～黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。含24～30号煤，计7个煤层，可采煤层2层。岩煤层总厚42.92m，煤层总厚5.15m，可采煤层总厚2.40m。（2）二段（P3l2）岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩，含12～23下号煤，计14个煤层，可采煤层10层。岩煤层总厚105.75m，煤层总厚16.13m，可采煤层总厚14.03m。（3）三段（P3l3）岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩，含1～10号煤，计16个煤层，区域可采煤层7层，矿区可采煤层4层。岩煤层总厚76.31m，煤层总厚10.54m，可采煤层总厚7.05m。2）含煤性矿区内含煤地层为龙潭组（P3可修改编辑53/53

10精选资料.l）一、二、三段，为黑灰～黑色泥岩、粉砂质泥岩，灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩，灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩。产2、5、8、10、12、15、17、19、24号煤层，含煤地层平均厚229m，共含煤37层，一般含煤8～12层，煤层平均总厚度31.82m，含煤系数14.13％。可采煤层22.72m，可采煤层含煤系数9.92%。3、煤系地层走向、倾向、倾角及其变化规律矿区位于杨梅向斜西翼即发耳勘探区北盘江以西块段，构造形态单一，煤系地层走向北西—南东，倾向北东，倾角25～45°，一般30～35°左右。煤层产状与地层产状一致。宣威组(P3x)为矿区内主要含煤地层，为一套陆相沉积。岩性主要为灰色、深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、粉砂岩、泥岩、泥质灰岩及煤层组成，具水平层理、波状层理、交错层理，厚350～430米，平均厚390米。4、断层、褶曲、陷落柱、剥蚀带发育情况及其分布规律1）断层属于井田内部的断层仅有28#、29#，属井田边界的断层有3条，21#、22#、24#，井田界外的4条，23#、25#、26#、27#。9条断层中21#、23#、24#、29#可靠程度较高，其余较低，其中21#、22#、23#为正断层，24#为逆断层。22#正断层，倾向近南，倾角37°；23#正断层，倾向近西，倾角近直立87°，水平断距90～110m；27#正断层，倾向南西，倾角50°；24#逆断层，倾向南东，倾角近直立为86°，水平断可修改编辑53/53

11精选资料.矿区位于盘关向斜西翼北端的大田坝井田范围内，大田坝向斜构成井田的主体，呈北西～南东向不对称的向斜，北翼岩层倾向大于南西翼，倾角26°～48°，向南西倾斜。南西翼岩层倾向较缓，为单斜构造，地距220～230m。2）褶曲层倾角一般10～20°，仅西南边缘陡至50～60°。斜切高角度15°～28°，向北东倾斜。向斜轴向南东方向倾没，倾角15°左右，向深部开扩，北西、南东两端被24#、21#、23#断层切割，轴向北移。毛寨背斜已被断层切割成非完整背斜，但仍见背斜的踪影。毛寨背斜的轴向与向斜轴向近一致，向南东倾没，背斜两翼产状近似一致，倾向相反，倾角40°左右，呈对称背斜。3）陷落柱目前区内未发现陷落柱。4）剥蚀带5、火成岩侵入情况及对煤层和煤层顶底板的影响本矿区无火成岩。6、构造类型贵州省盘县陆中德煤矿位于盘关向斜西翼北端的大田坝井田范围内，矿区的西部发育有24#断层，矿区的西部界外发育有23#、27#断层，矿区的北界外发育有22#断层、毛寨小背斜，矿山生产中揭露F1断层。对矿山生产影响较大的是24#和F1断层，24#可修改编辑53/53

12精选资料.为逆断层，倾向南东，倾角近直立为86°，水平断距220～230m，垂直断距尚不清楚，但已经造成24#断层和0、5号拐点之间矿界范围内无矿。F1为正断层，位于矿区西南范围，倾向北东，倾角60°，垂直断距15m，由于倾向与煤层相反，因此，F1断层错断矿区范围内的所有煤层，给矿山生产造成较大影响。矿区范围内还零星分布几条小构造裂隙，对矿山生产影响很小。区内地层为一单斜岩层，倾向南西，倾角为30°～36°。平均倾角为34°。构造复杂程度属中等类型。二、煤层及煤质1、煤层赋存情况（包括可采煤层层数、厚度、倾角、．结构、节理、层理发育情况等）本区煤系地层为上二叠统龙潭组（P3l），总厚度220～230m，平均229m，含煤37层之多，根据岩性和含煤情况分为三段：1）一段（P3l1）岩性为黑灰～黑色泥岩、粉砂质泥岩组成。含24～30号煤，计7个煤层，可采煤层2层。岩煤层总厚42.92m，煤层总厚5.15m，可采煤层总厚2.40m。2）二段（P3l2）岩性为灰、褐灰色泥岩、砂质泥岩为主，夹有薄层粉砂岩，含12～23下号煤，计14个煤层，可采煤层10层。岩煤层总厚105.75m，煤层总厚16.13m，可采煤层总厚14.03m。3）三段（P3l3）可修改编辑53/53

13精选资料.岩性以灰白、灰色粉砂岩、细砂岩夹薄层砂质泥岩、泥岩，含1～10号煤，计16个煤层，区域可采煤层7层，矿区可采煤层4层。岩煤层总厚76.31m，煤层总厚10.54m，可采煤层总厚7.05m。井田内各主要煤层的顶底板多为泥岩、粉砂质泥岩，局部地区为粉砂岩，但7中、10、15、16、21、24号煤层以粉砂岩为主。煤层的底板几乎全部为粘土质泥岩和粉砂质泥岩，较松软遇水具可塑性。由此可见煤系地层以粉砂岩、泥岩、细砂岩夹煤层为主。早期属于近海冲积平原滨海泻湖盆地环境，晚期属于沼泽、泥炭沼泽环境。2、可采煤层矿区主要可采煤层为2、5、8、10、12、15、17、19、24共9个煤层，其煤层特征如下：2号煤层：位于龙潭组三段上部，距飞仙关组底部（标1）绿岩层8.96m，距5号煤层17.54m。煤层厚1.16～1.93m，平均1.69m。含夹矸0～1层，夹矸厚0.04～0.30m，夹矸岩性为泥质细砂岩。伪顶为厚0.15m左右的泥岩，间接顶板为粉砂岩，底板为粉砂质粘土岩。煤层结构简单、厚度稳定。5号煤层：位于龙潭组三段中部，距2号煤层17.54m。煤层厚0.69～1.82m，平均1.50m。含夹矸1～2层，夹矸厚一般0.20m左右，夹矸岩性为泥质粉砂岩。伪顶为厚0.20m左右的泥岩，间接顶板、底板为灰色粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。可修改编辑53/53

14精选资料.8号煤层：位于龙潭组三段下部，距5号煤层16.25m。煤层厚0.65～0.95m，平均0.85m。无夹矸。伪顶为厚0.10m左右黑色含油页岩，间接顶板为粉砂岩，底板为灰色粉砂质泥岩。煤层结构简单、厚度稳定。10号煤层：位于龙潭组三段近底部，距8号煤层9.82m。煤层厚1.30～1.93m，平均1.74m。无夹矸。顶板为粉砂岩夹细砂岩、底板为粉砂岩。煤层结构简单、厚度稳定。12号煤层：位于龙潭组二段顶部，距10号煤层14.87m。煤层厚1.76～2.53m，平均2.12m。无夹矸。顶板为粉砂岩，底板为粉砂质泥岩、粉砂岩。煤层结构简单、厚度较稳定。15号煤层：位于龙潭组二段顶部，距12号煤层11.79m。煤层厚1.35～1.62m，平均1.46m。无夹矸。顶板为灰色粉砂岩夹细砂岩，底板为灰色细砂岩、粉砂质。煤层结构简单、厚度较稳定。17号煤层：位于龙潭组二段中部，距15号煤层24.19m。煤层厚0.81～3.12m，平均2.69m。无夹矸。顶板为灰色粉砂岩、细砂岩，具鲕状，底板为灰色泥岩，具鲕状。煤层结构简单、厚度较稳定。可修改编辑53/53

15精选资料.19号煤层：位于龙潭组二段中下部，距17号煤层22.35m。煤层厚1.13～2.57m，平均2.18m。夹矸0～3层，夹矸厚度0.04～0.47m，夹矸岩性为砂质泥岩。顶板为灰色细砂岩、粉砂岩，底板为泥质粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。24号煤层：位于龙潭组一段上部，距19号煤层33.65m，距龙潭组底部、峨眉山玄武岩组顶部38.14m。煤层厚0.70～1.39m，平均1.05m。夹矸0～3层，夹矸厚度0.03～0.60m，夹矸岩性为砂质泥岩。顶板为灰绿色粉砂岩、细砂岩，底板为泥质粉砂岩、粉砂岩。煤层结构较复杂、厚度较稳定。各可采煤特征见表2-1-1。表2-1-1可采煤层特征表煤层编号最小厚度(m)最大厚度(m)煤层平均厚度(m)煤层倾角(°)煤层平均间距(m)煤层结构煤层稳定性顶底板岩性顶板底板可修改编辑53/53

16精选资料.21.161.931.693417.54单一稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩50.691.821.5034较复杂较稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩16.2580.650.950.8534单一稳定泥岩、粉砂岩泥岩泥岩9.82101.301.931.7434单一稳定粉砂岩粘土岩、泥岩14.87121.762.532.1234单一稳定粉砂岩、泥岩粉砂质泥岩11.79151.351.621.4634单一稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩24.19170.813.122.6934单一较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩22.35191.132.572.1834较复杂较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩33.65240.701.391.0529较复杂较稳定粉砂岩夹泥岩粘土岩3、煤层顶、底板岩性特征、物理力学性质、结构及变化规律2号煤层可修改编辑53/53

17精选资料.位于龙潭组顶部，顶板为浅灰至灰绿色粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰色泥质粉砂岩，含植物化石及碎片，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。5号煤层位于龙潭组上部，顶板为灰色泥质粉砂岩，含较多的炭化植物碎片力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰白色泥质粉砂岩，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。8号煤层位于龙潭组上部，直接顶板为粉砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。10号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。12号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。可修改编辑53/53

18精选资料.15号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。17号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。19号煤层位于龙潭组中下部，直接顶板为粉砂岩、细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。24号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。综上所述，含煤地层局部地段存在粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤、小型断层破碎带等软弱层，2、5、8、10、12、15、17、19、24可修改编辑53/53

19精选资料.煤层顶板力学强度中等，煤层底板力学强度很低，可采煤层的顶、底板稳定性不很好，如果支护不良，可能出现顶板跨塌、片帮、底鼓、支架下陷等工程地质问题，故本矿山工程地质条件为中等，在开采过程中应加强巷道顶、底、帮的支护管理工作，预防不良事故发生。第三节矿井瓦斯一、矿井瓦斯根据贵州省能源局文件（黔能源发[2010]802号）“关六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，盘县陆中德煤矿矿井绝对瓦斯涌出量2.26m3/min，相对瓦斯涌出量18.18m3/t；绝对二氧化碳涌出量0.96m3/min，相对二氧化碳涌出量7.72m3/min，鉴定结果为突出矿井。结合《采矿工程设计手册》及《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）预测矿井瓦斯涌出量，经计算，矿井通风困难时期矿井相对瓦斯涌出量56.49m3/t。绝对瓦斯涌出量24.95m3/min。根据预测瓦斯涌出量情况判断为高瓦斯矿井。因此，矿井在今后的生产过程中，应注意收集并整理瓦斯资料，坚持一年一度的瓦斯等级鉴定工作，以便制定有效的、有针对性的排放瓦斯措施，确保矿井安全生产。可修改编辑53/53

20精选资料.根据贵州省安全生产监督局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字[2007]345号）的关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，陆中德煤矿属于国家划定的突出矿区范围内矿井，故盘县陆中德煤矿按煤与瓦斯突出矿井设计。1、矿井瓦斯赋存及规律煤层瓦斯含量包括游离瓦斯含量和吸附瓦斯含量两部分，其中游离瓦斯含量占总瓦斯含量的10%—20%，吸附瓦斯含量占总瓦斯含量的80%—90%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。瓦斯存在状态有二种：一种叫游离状态，一种叫吸附状态。2、煤层中瓦斯垂直分带形成原因：当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时，由于煤层中瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透，使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。四带：CO2-N2带、N2带、N2—CH4带、CH4带。瓦斯垂直分带表名称气带成因瓦斯成分%N2CO2CH4CO2—N2带生物化学—空气20～8020～80<10N2带空气＞80<10～20<20N2—CH4带空气—变质20～80<10～2020～80CH4带变质<20<10＞80可修改编辑53/53

21精选资料.3、瓦斯赋存状态煤体之所以能够保存一定数量的瓦斯，主要与煤的结构状态有密切关系。煤是一种复杂的孔隙性介质，有着十分发达的、大小不同的孔隙和裂隙，具有巨大的自由空间和孔隙内表面积(煤体孔隙的内表面积，每克煤可达150-200m2。因此，成煤过程中生成的瓦斯就能以不同状态存在于这些裂隙和孔隙内。煤矿矿井瓦斯通常是以如下两种状态存在于煤体之中：1）游离状态(也称自由状态)这种瓦斯以完全自由的气体状态存在于煤体或围岩的较大裂缝.孔隙或空洞之中.游离瓦斯可以自由运动或从煤(岩)层的裂隙中散出来，因此表现出一定压力，煤体内游离瓦斯的多少取决于储存空间的大小，瓦斯压力及围岩温度等因素。2）吸附状态(也称结合状态)按其结合形式的不同，分为吸着和吸收两种状态。吸着状态是瓦斯气体分子在其与煤粒固体分子间的引力作用下，而被吸着在煤体孔隙的内表面上所呈现的状态，其形成一层很薄的吸附层，吸收状态是瓦斯分子进入煤体胶粒结构内部与煤分子结合而呈现的一种状态，以吸附状态存在的瓦斯量的多少，取决于煤的结构物质、炭化程度等。可修改编辑53/53

22精选资料.游离状态与吸附状态的瓦斯并不是固定不变的，而是处于不断变换的动平衡状态，当条件发生变化，这一平衡就会遭到破坏。在压力降低.温度升高或煤体结构受到破坏时。部分吸附状态的瓦斯就转化为游离状态，这种现象叫解吸；反之，当压力增大或温度降低时，部分游离的瓦斯也会转化为吸附状态，这种现象叫吸附。4、瓦斯压力、煤层瓦斯含量及梯度由于本矿井勘探程度较低，资源储量核实报告没有提供瓦斯赋存、瓦斯涌出量、瓦斯梯度等相关资料。根据贵州省煤炭科学研究所和盘江矿务局1995年进行的《盘江矿区瓦斯赋存规律及防治措施的研究》省级科研项目的结论，铅垂方向上，随着煤层瓦斯埋深的增加，瓦斯含量逐渐增大，瓦斯含量梯度为0.0352-0.0844m³/t/m。在相同标高的不同煤层，下覆煤层的瓦斯含量一般比上覆煤层瓦斯含量大，在地质构造带附件，煤层瓦斯含量变化较大，不成规律性分布。另外，1998年贵州省煤炭科学研究院和盘江煤电（集团）有限责任公司土城煤矿进行了“土城矿煤层瓦斯赋存基本参数测试”，主要对煤层原始瓦斯压力、煤层原始瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、煤层百米钻孔瓦斯涌出初速度进行测试，其测试结果见表1。表1土城矿煤层瓦斯赋存基本参数汇总表煤层编号测试点数瓦斯压力（MPa）瓦斯含量（m³/t）透气性系数（m2/MPa2.d）百米钻孔瓦斯涌出初速度（m2/（min.100m））钻孔瓦斯流量衰减系数可修改编辑53/53

23精选资料.110.1311.2810.3563.485×10-4520.42-1.084.135-5.988.86×10-4-2.465×10-40.1470.832611.7611.86718.1211.5761.078911.039.4321.74330.3790.2941240.62-1.448.153-10.5180.227-62.710.244-2.3510.0083-1.5311511.8512.5645.818×10-40.1330.7591810.54.08597.61.9140.0126由于土城矿瓦斯资料无法分析该矿井瓦斯梯度等内容，本次对盘县陆中德煤矿瓦斯预测采用1995年进行的《盘江矿区瓦斯赋存规律及防治措施的研究》中的瓦斯梯度。参考邻近矿井瓦斯资料，从该矿瓦斯赋存以及安全角度出发，本次设计选取0.06m³/t/m作为陆中德煤矿瓦斯梯度，利用瓦斯梯度和垂深预计陆中德煤矿在采矿许可最低开采标高+1300m水平各煤层瓦斯含量见表2。表2+1300m水平各煤层瓦斯含量表煤层垂深（m）瓦斯梯度（m³/t/m）瓦斯含量（m3/t）煤层垂深（m）瓦斯梯度（m³/t/m）瓦斯含量（m3/t）22320.0613.92153200.0619.2052540.0615.24173210.0619.2682740.0616.44193320.0619.92可修改编辑53/53

24精选资料.102860.0617.16243490.0620.94123040.0618.245、矿井瓦斯等级根据贵州省能源局2010年12月21日（黔能源发[2010]802号）“关于六盘水市煤矿2010年度瓦斯等级鉴定报告的批复”：鉴定结果为突出矿井。矿井近三年瓦斯等级鉴定见表3。表3陆中德煤矿近三年瓦斯等级鉴定结果表6、矿井瓦斯涌出量根据贵州省能源局文件（黔能源发[2010]802号）“关六盘水市煤矿2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”，盘县陆中德煤矿矿井绝对瓦斯涌出量2.26m3/min，相对瓦斯涌出量18.18m3/t；绝对二氧化碳涌出量0.96m3/min，相对二氧化碳涌出量7.72m3/min，鉴定结果为突出矿井。可修改编辑53/53

25精选资料.结合《采矿工程设计手册》及《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）预测矿井瓦斯涌出量。本设计采用矿山统计法预测矿井瓦斯涌出量时，得：矿井相对瓦斯涌出量为39.75m3/t，为高瓦斯矿井；采用分源法预测矿井瓦斯涌出量时，得：矿井相对瓦斯涌出量为：56.49m3/t，绝对瓦斯涌出量为：24.95m3/min，为高瓦斯矿井。本设计以采用分源法预测的矿井瓦斯涌出量（相对56.49m³/t；绝对24.95m³/min）作为配风、抽采的依据。矿井瓦斯含量预测，瓦斯涌出量计算详见第一章，第三节。二、煤层自燃倾向性根据贵州省煤田地质局实验室对该矿的2、5、8、10、12、15、16（现为17）、18（现为19）、20（现为24）煤层进行煤层自然发火倾向等级鉴定，结果为2、5、8、10、12、15、17、19、24煤层自然发火倾向性为Ⅲ级，即不易自燃。本专篇按不易自燃煤层的矿井设计管理。但矿井在以后生产管理中要注意观察自燃发火征兆，加强管理，同时要加强外因火灾的防治工作。三、煤尘爆炸危险性贵州省煤田地质局实验室2004年8月提供的盘县陆中德煤矿2、5、8、10、12、15、16（现为17）、18（现为19）、20（现为24）煤层煤尘爆炸性鉴定报告，鉴定结果：鉴定煤层煤均为煤尘有爆炸性。本专篇按煤层有爆炸性设计管理。可修改编辑53/53

26精选资料.四、煤层顶、底板情况1、2号煤层位于龙潭组顶部，顶板为浅灰至灰绿色粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰色泥质粉砂岩，含植物化石及碎片，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。2、5号煤层位于龙潭组上部，顶板为灰色泥质粉砂岩，含较多的炭化植物碎片力学强度中等，局部会发生顶板跨塌；底板为灰白色泥质粉砂岩，力学强度中等，局部会发生支柱下陷。3、8号煤层位于龙潭组上部，直接顶板为粉砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。4、10号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。5、12号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。6、15号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为泥质粉砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，部分会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能会发生底鼓及支柱下陷。7、17号煤层位于龙潭组中部，直接顶板为细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。8、19号煤层可修改编辑53/53

27精选资料.位于龙潭组中下部，直接顶板为粉砂岩、细砂岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。9、24号煤层位于龙潭组中上部，直接顶板为泥质粉砂岩、细砂岩、粉砂质泥岩，力学强度中等，局部会发生顶板跨塌，直接底板为泥岩，力学强度低，可能发生底鼓及支柱下陷。五、冲击地压危险性地质资料中未提供冲击地压的相关资料，该矿井及周围矿井尚未有冲击地压情况的发生，陆中德煤矿在一采区开采时按没有冲击地压危险考虑。六、地温情况矿内平均地温梯度1.97～2.90℃/100m，均在3℃/100m以下，属正常地温梯度。当开采深度增大时地温相应会增大。七、邻近矿井瓦斯、煤尘、煤的自燃、煤与瓦斯突出、地温等实际情况本矿近年的瓦斯等级鉴定结果均为高瓦斯矿井，煤尘鉴定结果为有爆炸危险性，煤层自燃倾向鉴定结果为III类不易自燃煤层，除2#、5#煤层外，其他煤层未作煤与瓦斯突出危险鉴定，但该区属于国家划定的突出危险矿区。矿井实际生产过程中未发生过瓦斯煤尘爆炸事故、未发生过煤层自燃现象、未发生过煤与瓦斯突出现象，地温正常。第四节矿井瓦斯抽采可修改编辑53/53

28精选资料.1、矿井瓦斯抽采的可行性衡量煤层可行性的指标主要有三项：煤层的透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数、钻孔瓦斯极限抽放量。由于本矿瓦斯资料欠缺，未能获得煤的孔隙率、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等资料，无法定量分析瓦斯抽采难易程度，但据以前的抽采经验，盘县煤矿矿区瓦斯抽采效果较好，分析认为该矿进行瓦斯抽采是可行的。2、矿井瓦斯抽采的必要性根据《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》（AQ1055-2008）第3.4.4.1条规定，矿井必须进行瓦斯抽采。有下列情况之一的矿井必须进行瓦斯抽采：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；高瓦斯或煤（岩）与瓦斯（二氧化碳）突出的。根据黔府办发［2008］83号文件，瓦斯含量达到或超过8.0立方米/吨的煤层（区域）、瓦斯压力达到或超过0.74MPa煤层（区域）必须预抽煤层瓦斯，消除瓦斯隐患后，再安排采掘作业。根据预测结果，可采煤层最小瓦斯含量：13.92m3/t，最大瓦斯含量：20.94m3/t，可修改编辑53/53

29精选资料.对矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井瓦斯涌出量的预测结果看出，在不进行抽采的情况下，矿井回采工作面、掘进工作面以及矿井的瓦斯涌出量较大，如果不对煤层瓦斯进行预抽，单采用通风的手段难以解决瓦斯超限问题，难以保证矿井的安全生产；矿井按有煤与瓦斯突出危险进行设计，从防突的角度，必须进行瓦斯抽采。第五节矿井瓦斯抽采设备1、瓦斯抽放率该矿按煤与瓦斯突出矿井设计，设计建立地面永久性瓦斯抽放站。根据AQ1026-2006《煤矿瓦斯抽采基本指标》，矿井瓦斯抽采率应达到的指标为≥35%(矿井绝对瓦斯涌出量Q，当20＜Q≤40时，本矿24.95)，采煤工作面瓦斯抽采率应达到的指标为≥30%(采煤工作面绝对瓦斯涌出量Q，当10≤Q＜20时，本矿14.26)。因此本设计取回采工作面瓦斯抽采率54.12%、掘进工作面瓦斯抽放率按49.43%，采空区瓦斯抽放率按40.47%，则矿井瓦斯抽放率为48.90%。见表4。2、抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与PVC煤矿井下用聚氯乙烯管。可修改编辑53/53

30精选资料.3、瓦斯抽采泵瓦斯抽放泵房已安装2台高负压2BEA－303型水环式真空泵，功率75kw，抽气量53m3/min，极限真空度3000Pa。结合上面瓦斯泵选型计算结果，分析认为，现已安装的瓦斯泵流量只能满足采区高负压抽采要求。矿井选择2台低负压2BEC40型水环式真空泵，功率75kw，抽气量42m3/min，极限真空度30hPa。瓦斯抽放设备冷却：采用循环水冷却方式，电控设备：选用隔爆馈电开关KBZ-400/380，三台；隔爆启动器QBZ-200/380，四台，对瓦斯泵进行控制。抽放泵站附属设施与安全保护装置齐全，第二章抽放巷道工程概况1350瓦斯抽放巷布置在1350二石门（标高为+1350米）西翼，在M17煤层顶板物稳定岩层中，距M17煤层的水平距离达18-24.19米，距M12煤层11.79-16.79米。1350瓦斯抽放巷为净宽3.2米，净高2.2米的梯形断面，净断面积6.16㎡。巷道采工字钢梯形棚支护。该巷道设计长度为460米。1350瓦斯抽放巷的作用有四个：一是区域性预测；二是区域措施效果检验；三是主要为采区各煤层煤巷条带瓦斯服务，施工瓦斯抽放钻孔采用穿层钻孔预抽各煤层瓦斯；四作为采区1350石门水平的集中运输巷。可修改编辑53/53

31精选资料.第三章抽放方法与工艺本矿为煤与瓦斯突出矿井，严格执行先抽后掘，在1350瓦斯抽放巷预抽煤层瓦斯的同时，还必须按防突规定要求落实“四位一体”的综合防突措施：进行区域性突出危险预测；防治突出措施；防治突出措施的效果检验，并经措施效果检验无煤与瓦斯突出危险后，方可在该区域的消突范围内开展煤巷掘进施工。在煤巷掘进施工时必须进行区域验证及开展局部防突工作。一、抽采方式：顶、底板抽采巷穿层抽采在1350瓦斯抽放巷内向巷道顶板打穿层钻孔抽采2、5、8、10、12、15煤层瓦斯预抽，同时按顶板抽采巷向巷道底板打穿层钻孔对17、19、24煤层进行瓦斯预抽，即对抽采保护层2#煤的同时，又抽采被保护层5#、8#、10#、12#、15#煤的瓦斯。由抽采巷向工作面区域施工密集穿层钻孔预抽掘进巷道条带瓦斯，掘进条带内钻孔终孔点间距按4m布置钻孔，确保在掘进施工前，能有效地预抽控制掘进条带内瓦斯抽采率达到规范的要求。穿层钻孔终孔点必须达到煤层顶、底板岩石内不小于0.5m，采用聚氨脂封孔或水泥注浆泵封孔。图1　　　顶、底板抽放巷布置钻孔预抽瓦斯示意图可修改编辑53/53

32精选资料.图1顶、底板穿层抽放示意图二、钻孔布置及参数一）、钻孔布置：1350瓦斯抽放巷为净宽3.2米，净高2.2米的梯形断面，净断面积6.16㎡。巷道采工字钢梯形棚支护。该巷道设计长度为460米。在巷道右帮按间隔4米布置一组穿层抽放孔，钻孔抽放半径暂按2米考虑，钻孔必须打穿过17#煤层进入底板岩石不少于0.5米，每组钻孔设计7个，控制11704运输巷掘进条带上帮20米，下帮10米范围。见1350瓦斯抽放巷穿层钻孔设计图。1、钻孔直径采用ZDY-750钻机打眼，钻孔直径Ø75mm。2、钻孔长度可修改编辑53/53

33精选资料.钻孔从巷道两帮开孔后穿透各可采煤层打入煤层顶底板，进入17#等煤层底板不少于0.5米，各抽放钻孔必须在施工设计时，根据地层产状与控制范围等参数计算出钻孔倾角、方位、长度等参数。3、钻孔布置及封孔材料钻孔布置：钻孔必须在巷帮腰线上下位置设计时均匀布置，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。封孔材料：采用聚氨酯及水泥浆封孔泵封孔，封孔材料采用矿井允用的工程塑料管，采用425水泥与水搅拌制成，水灰比1：1，钻孔封孔长度为8m。抽放钻孔的封孔设备选用KFB型封孔泵，其额定压力1.2MPa，流量为0.5m3/h。二）、设备选型及主要检测仪表1、钻机采用型号为ZDY-750的防爆液压钻机4台，其钻进深度可达150m，其中3台使用，1台备用。2、主要检测仪表①孔板式流量计2台安装在管道的直线段内，孔板前后最好有5m以上的直线段，孔板圆孔与管路要同一圆心，端面与管路轴线垂直。孔板式流量计安装在抽放总管、分管和支管上。②AFJ－3-150U型急倾斜压差计3台③AFP系列皮托管4支④光干涉瓦斯检定器AQJ—2型0～100%2台根据矿井的开拓布置和瓦斯抽采强度，配置了如表5可修改编辑53/53

34精选资料.所示的设备和仪器。表5瓦斯抽采主要装备表序号设备名称设备型号单位数量1液压钻机ZDY-750型台42封孔泵KFB型台13空盒气压计DYM台24急倾斜压差计AFJ－3-150U台35孔板流量计台26皮托管支47气体负压取氧管支28钻杆m200四、测定相关区域的煤层原始瓦斯参数通过1350瓦斯抽放巷施工穿层钻孔测定各煤层瓦斯压力。五、瓦斯抽采应达到的指标突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t（6m3/t）以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（0.6MPa）以下。六、封孔方法和技术要求可修改编辑53/53

35精选资料.抽放钻孔封孔方式主要有水泥注浆泵封孔、聚胺脂封孔等，设计使用聚胺脂封孔方法，但煤矿也可结合本矿的实际情况采用其它合理有效的封孔方法。封孔长度：封孔长度5m，。现将几种封孔方式介绍如下：1、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。可采用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。图3-3-1封孔泵结构图KFB型矿用风封孔泵其主要由（图3-3-1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。封孔管采用抗静电的煤矿抽放专用PVC管或金属管。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，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。可修改编辑53/53

36精选资料.1——注浆泵2——封堵材料3——连接管图3-3-2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图3-3-2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（ф40mm，长度10m）；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8m的孔一般是用一包水泥，水泥：水=1：0.4（重量比）；d.封孔泵直接将配比好的水泥浆注送入钻孔内封住孔口。2、聚氨酯封孔（推荐采用）聚氨酯封孔就是用异氰酸酯和聚醚并添加几种助剂反应而生成硬质泡沫体进行密封钻孔。聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀、细小，孔隙可修改编辑53/53

37精选资料.又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽放瓦斯负压60～80KPa、正压2MPa下，钻孔密封严实不漏气。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。钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。可选用聚氨酯封孔材料，在钻孔内6.4～7.5m深度封孔，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。聚氨酯封孔（见图3-3-4）即是在孔内抽放管的前端套上铁档板、木塞和橡胶垫圈，在距抽放花孔端的橡胶垫圈1m处，再套上木塞和铁档板，并用铁线缠紧固定，在间距1m内的抽放管上固定一块毛巾布（1m×0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，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卷缠毛巾布，并把卷缠好药液的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1Kg左右。钻孔与管路的连接：聚氨酯封孔1小时后，便可与抽放管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽放管路的连接（见图3-3-5）所示。连接管采用胶管。可修改编辑53/53

38精选资料.图3-3-41-铁挡板.2-木塞.3-橡胶垫圈.4-毛巾布.5-铁线.6-抽放管.7-钻孔.8-聚氨酯密封段.9-水泥沙浆.7-钻孔第四章抽放管道安装一、抽放管材的选择和管径矿井高负压抽放主管管径为300mm；高负压抽放支管选择管径为200mm；低负压抽放主管管径为300mm，低负压抽放支管管径为200mm。管材选择无缝钢管与PVC煤矿井下用聚氯乙烯管。二、瓦斯抽放管路与抽放孔的联接可修改编辑53/53

39精选资料.用弹簧软管将每个钻孔瓦斯抽放管与每组钻孔的汇流管相连，汇流管与巷道中的瓦斯抽放支管联接。如图所示。图3-3-5瓦斯抽放钻孔连接示意图1-煤层；2-钻孔；3-封孔材料；4-胶管（弹簧软管）；5-流量计；6、9、10、11-闸门；7-汇流管：8-放水器；12-瓦斯抽放支管当使用煤矿瓦斯抽放金属钢管作为瓦斯抽放主管道时，瓦斯抽放主管道均采用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹像胶密封圈，为安装方便，抽放管路拐弯处也可采用弹簧软管代替铁管。当使用矿用聚氯乙烯PVC-Kw专用煤矿瓦斯抽放管作为瓦斯抽放主管道时，管道连接可采用承插粘接的方法连接，也可采用全塑活套平承法兰连接的方法连接。三、管路敷设1、管路敷设可修改编辑53/53

40精选资料.管路联接是瓦斯抽采管网系统中重要环节，是系统中主要漏气点。法兰联接较焊接具有安装、拆卸方便、安全可靠等优点而广泛应用。本设计选用法兰联接管路。法兰盘在瓦斯管道的两端，井下管路联接时两管路法兰盘间加橡胶密封圈，用螺栓紧固。管路敷设及安装要符合下列要求：1.瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施，在安设之前必须对管路的内外部进行防腐处理（选用煤矿专用抽放镀锌钢管或煤矿专用PVC-Kw瓦斯抽放管的，不受此限）2.管路敷设要求平直，尽量避免急弯抽采管路通过的巷道曲线段少、距离短。若采用无缝钢管则必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别。3.与巷道壁的距离应满足检修要求；抽采瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。4.主管、干管及其与连接处应装设瓦斯计量装置。5.抽采管路低洼、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。6.在抽采管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。7.抽采管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配。8.主管上的阀门应设置在井下主要分区点，确保每点进行撤安管路时，不影响其它区域的正常抽采，并便于人员操作。9.抽采管路应根据巷道保持一定的坡度，一般不小于3‰的流水坡度。10.可修改编辑53/53

41精选资料.凡遇跨越有运输任务的巷道时，抽采管路安装设置门框架；门框架设置要求以不影响行车、行人为准。1.管路要托挂或垫起，吊挂要平直，拐弯处设弯头，不拐急弯。管子的接头接口要拧紧，用法兰盘连接的管子必须加垫圈，做到不漏气、不漏水。2.在倾斜和水平巷道中安设管路时，必须先安管子托，管托间距不大于10m，并把接好的管子用卡子或8～10号铁丝卡在或绑在预先打好的管子托架上。3.在有电缆的巷道内铺设管路时，应铺设在电缆的另一侧，严禁瓦斯管路与电缆同侧吊挂。4.新安装或更换的管路要进行漏气和漏水实验，凡漏气和漏水的不能使用。拆除或更换瓦斯管路时，必须把计划拆除的管路与在使用的管路用闸阀或闸门隔开，瓦斯管路内的瓦斯排除后方可动工拆除。2、管路安装采用巷道侧帮吊挂敷设管路的安装方式。采用巷道侧帮吊挂方式时，其吊挂高度应为：不低于0.3m。3、抽放管路铺设路线抽放管路敷设路线为：1350瓦斯抽放巷抽放支管4、瓦斯管路的附属装置-放水器可修改编辑53/53

42精选资料.放水器采用人工放水器，人工放水器下图所示，其特点是：加工简单、安设容易，但需安排专人放水。多设于井下瓦斯主管系统和积水量较大，负压较高的地点。人工放水器结构图第五章抽放实时监测与检测一、抽放管道实时监测应具备以下功能：1、以分钟、小时、班、天为单位，统计瓦斯抽放混合量和纯量；2、分析瓦斯动态抽放量变化趋势，评价监测点抽放措施的有效性。3、当监测点瓦斯浓度突然下降时，及时发出管道漏风警报。为保证瓦斯抽放系统的安全运行和矿井的安全生产，瓦斯抽放系统设计时必须具备完善的安全监测系统二、计量装置及抽放参数检测可修改编辑53/53

43精选资料.在井下与主管道汇合的抽放支管处安设计量装置，计量支管的瓦斯抽放量。同时在每个组钻孔汇流处设有专职抽放参数检测人员定期检测各组及钻孔的瓦斯抽放参数。第六章钻孔施工技术安全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《ZDY—750型全液压钻机使用说明书》，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：即：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）施工队必须严格按设计的钻孔方位、倾角、开孔位置、孔径施工钻孔，煤矿有关部门（如防突队、通风队等）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，并将钻机电源切断。（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：a、钻机移动前必须切断电源，严禁钻机带电搬运。可修改编辑53/53

44精选资料.b、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，只有在瓦斯浓度低于0.8%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、支护等情况，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和隔离式自救器。施工作业过程中，将便携式瓦斯检测报警仪分别悬挂在作业地点的钻机回风侧，若瓦斯浓度超过0.8%，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0.8%以下时，才准送电开钻作业。（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。可修改编辑53/53

45精选资料.（9）上下钻具必须用管钳卡紧、背牢后方可进行工作，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，严格按照本工种操作规程进行操作，防止钻具跑出伤人。（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。（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0.8%时，必须切断电源，人员撤离现场。只有当工作地点20米范围内瓦斯浓度降到0.8%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电源、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（14）在施钻地点附近安设一组（不少于6个）压风自救系统和一台防爆电话。可修改编辑53/53

46精选资料.（15）若施钻现场发生安全异常情况，则必须立即按避灾路线撤离现场。第七章瓦斯抽放管理第一节组织管理1、建立抽放瓦斯的专门机构，配备专业施工队伍，负责瓦斯抽放工程的施工和日常管理工作。所有人员必须经过培训合格后才能上岗。2、瓦斯泵房的设备和管路系统除日常检查外，应建立定期检查维修制度。3、在各抽放区主管路和分支管路上安设瓦斯流量、浓度、负压等检测装置，同时还配备专人定期进行巡回检测，以便掌握不同地点的抽放状况。此外，还配有专人进行放水和管路维护，处理管路积水和漏气等，以保证管路畅通无阻。4、对抽放方法及其有关参数，需在抽放实践中进一步考察和验证，以便确定合理的综合抽放方法。达到合理布置钻孔，提高抽放效果。5、抽放泵站的司机及值班人员必须经过专门培训，熟悉瓦斯抽放的有关规定，掌握各种安全监控、仪器、仪表和设备的用途及操作程序。6、强化管理。本矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理，应编制防突专项设计，设计必须遵循《煤矿安全规程》、《防治煤与瓦斯突出规定可修改编辑53/53

47精选资料.》、《煤与瓦斯突出鉴定规范》、《煤矿瓦斯基本抽采指标》等防治煤与瓦斯突出的相关规定，并必须设置专门管理机构，建立健全防突管理制度；认真做好地质工作，查明煤岩赋存状况，在突出煤层顶底板岩巷掘进时，必须定期验证地质资料，防止误穿煤层；同时按规定建立防突管理档案。第二节瓦斯抽放组织机构管理为了加强矿井瓦斯抽放管理，矿井应配备工程技术人员和相关的业务人员。这些人员在瓦斯抽放方面大致可分为：管理人员：专门负责瓦斯抽放的人员、现场管理。技术人员：负责抽放方面的技术方案、措施的制定和落实必须到位，提高抽放效果，改进抽放工艺。打钻施工人员：负责井下瓦斯抽放钻孔的施工和其它钻探施工；管线工程施工、维修人员：负责瓦斯管线及抽放系统各种设施的安设、维修、调整、更换等。检测人员：负责对矿井抽放系统、管线、主要设备、设施的日常检查和抽放系统的测试、调整、试验、数据、资料的记录和整理等安全技术性管理工作。电钳工：负责钻机、瓦斯泵及其附属装置和电气设备的日常维护和检修工作。第三节抽放现场管理瓦斯抽放工作是保障矿井安全生产的基本措施之一，预抽煤层瓦斯是抽放瓦斯的主要方法，为实现“长期、稳定、协调”必须加强瓦斯抽放管理。一、现场管理现场管理工作是抽放管理的中心工作，它包括钻孔设计和施工管理、巡回检查、文明生产等。⑴钻孔设计可修改编辑53/53

48精选资料.抽放瓦斯巷道必须保持通风良好，瓦斯不能积聚和超限，并且要便于施工和管理。布置钻孔位置的岩层应完整、不破碎，断面符合施工要求，支护可靠，无空帮，空顶现象，布孔岩壁要平直，以利钻孔施工、封孔和安设瓦斯管路。⑵施工管理a现场必须有瓦斯钻孔设计图版，并标明钻孔数目，位置，间距、方位、角度（仰、俯）、孔径、孔探、封孔长度、封孔材料、注意事项及特殊要求等，并要求施工操作人员在施工中严格遵守。ｂ必须有安全技术措施。针对具体地点提出具体措施，提出操作人员应该注意的安全问题，发生意外时的处理方法，发生灾害时的避灾路线等等。ｃ在钻孔施工中，每班必须有钻孔施工记录，记录内容包括：施工时间（年、月、日、班次）、孔径、进尺、岩性变化及施工中出现的各种问题，以便有关人员和接班人员及时掌握现场情况。ｄ抽放瓦斯钻孔施工过程中必须实行先封孔、后钻进，边钻进、边抽瓦斯的施工工艺，避免孔内瓦斯大量涌入钻场，造成瓦斯积聚和超限。ｅ在单个钻孔施工完后，由质量管理部门进行检查验收，必须经过检查验收合格，钻孔方可正常投入使用。ｆ钻孔验收合格后，必须进行严密封堵，不得泄漏。每组钻孔全部施工验收后，要撤出钻机，将周围的淤泥、积水清理干净，安设好抽放汇流管、放水装置，并使之与抽放系统联网。g所有抽放钻孔必须挂牌管理，认真填写相关参数。抽放负压、测定时间、抽放量（混合量、纯量），瓦斯管内外温度、抽查人员姓名。二、安全管理安全管理是瓦斯抽放的重要环节，目的是及时发现瓦斯抽放过程中出现的安全隐患，并及时进行调整和处理，防止各种事故的发生。⑴抽放管线检查可修改编辑53/53

49精选资料.瓦斯管路安设要求尽可能直，并靠帮、靠顶。有合理的流水坡度，在适宜的地点设置放水装置，插管、孔壁不漏，经常有专人检查维护。ａ检查吊丝、垫墩是否齐全、牢固，发现缺吊丝、少垫墩或不牢固时，应及时补齐或紧固，防止管线塌落。ｂ检查管路是否移动、漏气和水堵（积水），一经发现移动、漏气和水堵要立即处理。ｃ检查安设瓦斯管线的巷道是否安全，发现问题不能正常进行检查时。必须即时报告有关部门处理。（2）钻场检查每组钻孔检查是定期按时测定钻场抽放负压、瓦斯流量、温度、气体成分，随时掌握钻孔与管接（密闭）的抽放状态，及时处理发现的问题。A每组钻孔抽放瓦斯浓度低于10%时，应采取措施进行处理。B每组钻孔抽放必须设置调控阀门，以便及时调整抽放负压和抽放流量。第四节报表管理抽放瓦斯的报表管理是抽放瓦斯管理工作的重要组成部分。通过报表可以反映出抽放瓦斯状态，掌握抽放系统的各种数据、瓦斯工程进度、瓦斯利用情况，平衡抽放瓦斯与采掘关系是抽放瓦斯管理不可缺少的重要手段。抽放瓦斯报表分为钻孔施工工程报表、抽放瓦斯报表及综合报表等（主要的表格形式见附表）。1、钻孔工程逐日进度表，2、钻孔工程累计进度表，3、钻孔原始记录表。4、抽放瓦斯报表5、瓦斯抽放测定记录表可修改编辑53/53

50精选资料.6、瓦斯抽放量累计表附图：1、采掘工程平面图2、瓦斯抽采设计图3、通风系统示意图4、避灾路线示意图可修改编辑53/53

51精选资料.THANKS!!!致力为企业和个人提供合同协议，策划案计划书，学习课件等等打造全网一站式需求欢迎您的下载，资料仅供参考，如有侵权联系删除！可修改编辑53/53

52精选资料.可修改编辑53/53