煤矿瓦斯抽放设计毕业论文初稿.doc

XX县XX镇XX煤矿瓦斯抽放设计说 明 书目 录概 述31 矿井概况41.1交通位置41.2 井田地形与气候51.3 井田地质构造情况61.4煤层赋存情况61.5矿井开拓方式71.6矿井通风方式及邻近矿井瓦斯涌出72 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性82.1XX煤矿瓦斯治理现状92.2矿井通风及瓦斯管理情况92.3瓦斯最大涌出来源与构成112.4 瓦斯抽放的必要性112.4.1 相关法规的要求112.4.2 采掘工作面瓦斯治理的需要122.5瓦斯抽放的可行性122.6矿井瓦斯储量与可抽量133 矿井瓦斯抽放方案初步设计143.1 抽放方法选择的原则143.2 抽放瓦斯方法选择153.3 矿井瓦斯抽放量预计153.4 抽放服务年限153.5 抽放参数的确定153.6 瓦斯抽放参数监测154 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算及设备选型164.1 矿井瓦斯抽放设计参数164.2 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算164.2.1 瓦斯抽放管网系统164.2.2 瓦斯抽放管管径计算及管材选择164.2.3 管网阻力计算174.2.4 瓦斯抽放管路敷设184.2.5瓦斯抽放管道的附属装置194.3 瓦斯抽放泵选型计算214.3.1 瓦斯抽放泵流量计算方法214.3.2 瓦斯泵压力计算方法214.3.3 瓦斯抽放泵选型计算224.3.4 瓦斯抽放泵选型225 瓦斯抽放泵站布置235.1 瓦斯抽放泵235.2瓦斯抽放泵站供电245.3 瓦斯抽放泵给排水265.4 防雷设施265.5 瓦斯抽放泵站照明265.6 瓦斯抽放泵站通讯265.7 抽放系统实时监测275.8 泵房采暖, 通风276. 瓦斯抽放系统的安装276.1瓦斯抽放系统安装的基本要求276.2 瓦斯抽放泵的安装276.3 瓦斯抽放, 排放管路及附属设施安装277 环境保护277.1 抽放瓦斯工程对环境的影响277.2 污染防治措施287.3 抽放站绿化288 瓦斯抽放组织管理及主要安全技术措施288.1 组织管理288.2 瓦斯抽放组织机构管理298.3 瓦斯抽放钻场管理298.4 采空区抽放管道的拆装318.5 瓦斯抽放管路管理318.6 主要安全技术措施318.7 钻机操作规程328.8 瓦斯抽放泵司机作业操作规程338.9 瓦斯抽放报表管理359 瓦斯抽放工程技术经济指标359.1 劳动定员359.2 投资概算369.3 矿井瓦斯利用36概 述XX县XX镇XX煤矿1983年建矿，2002年建成投产,2007年被山东华恒矿业有限责任公司收购，改名为云南XX公司XX县XX煤矿，设计生产能力为150kt/年，核定生产能力100kt/年。根据XX县XX煤矿矿提供的矿井设计和矿井瓦斯涌出资料(2010年鉴定报告), 矿井绝对瓦斯涌出量为17.33m3/t, 相对瓦斯涌出量为3.463 m3/min, 属于高瓦斯矿井. 随矿井产量的增加和开采范围的扩大, 该矿今后主采煤层采掘工作面和采空区的瓦斯涌出量都将进一步增大. 为贯彻执行党和国家的”安全第一, 预防为主”的安全生产方针和国家安全生产监督管理局制定的”先抽后采, 以风定产, 监测监控”的煤矿安全生产管理方针, XX县XX煤矿已在井上安装了一套为矿井工作面服务的永久式瓦斯抽放泵站和与其相配套的瓦斯抽放系统，抽出的瓦斯直接排放到空气中。根据行业管理部门要求, 高瓦斯矿井需要建设高低压两套抽放设施。为此特编写XX煤矿瓦斯抽放系统方案设计说明书.一. 编制本设计方案的依据1. 矿井抽放瓦斯工程设计规范(MT95018-96),中华人民共和国煤炭工业部,1997年. 2. 矿井抽放瓦斯管理规范,中华人民共和国煤炭工业部,1997年.3. 煤矿安全规程,国家煤矿安全监察局,2011年.4. 防治煤与瓦斯突出规定, 国家煤矿安监总局,2009年.5. XX县XX煤矿的通风、生产、瓦斯地质等相关资料.二. 设计的主要技术经济指标1. 矿井绝对瓦斯涌出量: 10.29m3/min（最大时期）2. 矿井相对瓦斯涌出量: 17.33m3/t;3. 矿井瓦斯抽放量: 3.1 m3/min（最大抽放量）。 三. 矿井煤层瓦斯基础参数测定结果：XX县XX煤矿已经对矿井开采煤层瓦斯基础参数进行了测定。其测定结果如下：煤层瓦斯压力（MPa）瓦斯含量(m3/t)钻孔瓦斯流量衰减系数（d-1）煤层透气系数（m2/MPa2d）C90.575.8350.03680.109C130.656.8280.02880.1941 矿井概况云南XX公司XX县XX煤矿1983年建矿，2002年建成投产,2007年被山东华恒矿业有限责任公司收购，改名为云南XX公司XX县XX煤矿，设计生产能力为150kt/年。1.1交通位置云南XX公司XX县XX煤矿位于XX县东南165方向，直距约16公里处。地理极值座标：东经10420031042057，北纬252714252823，行政区划属XX县XX镇所辖。矿区范围呈不规则多边形，面积3.3099 平方公里。其矿界拐点坐标见表1.21。云南XX公司XX县XX煤矿矿区范围拐点坐标表 表1.21拐点编号北京54坐标（3度带）西安80坐标（3度带）东经北纬XYXY矿110420482528232818685.035434300.02818626.73535424220.276矿210420572527472817590.035434555.02817531.72935434475.283矿310420562527142816560.035434520.02816501.72135424440.288矿410420432526562815999.035434145.02815940.71535434065.289矿510420402526422815565.0035434056.002815506.71135433976.290矿610419592527072816350.0035432915.002816291.71135432835.277矿710420202527382817300.0035433500.002817241.72135423420.277矿810420032527582817915.0035433050.002817856.72335432970.270矿910420232528202818582.0035433600.002818523.73135433520.271开采标高：17251500m 矿区面积：3.3099km2矿区东侧有XX主干公路经过，现矿山有简易公路与之相通，公路里程约4公里，北至XX县城约38公里，由XX县到曲靖市为73公里，交通方便（见交通位置图1）。1.2 井田地形与气候1). 地形地貌特征矿区位于云南省东部，属构造剥蚀、侵蚀低中山地貌。山脉走向呈南东北西向展布。地势总体为北西高南东低。最高处为矿区西南无名山包，海拔高程+1865.0米，最低点为矿区东南块择河河床，海拔高程为+1628.45米，最大相对高差221.55米，一般为100米左右。地形坡度1545之间，植被覆盖率较低，约20%左右。2). 气候区内属北亚热带山地季风气候，四季温差变化不大，最低气温-5，最高气温34.9，年均气温13.8。3). 降水量每年11月至次年2月为冬季，常出现冰雪天气。雨量充沛，最大日降雨量143.7毫米，年平均降雨量为1098.6毫米，降雨多集中在59月，占年降雨量的79%。一年中的34月为风季，年最大风速23米/秒，年平均风速3.4米/秒，以西南风为主。年相对湿度75%。1.3 井田地质构造情况矿区大地构造位处扬子准地台（I）、滇东台褶带（I2）、曲靖台褶束（I34）之XX凹褶（I343）的次级构造恩洪复向斜中段的西部边缘。是滇东煤田的重要组成部分之一。区域出露地层由老到新主要有二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）、龙潭组（P2l）；三叠系下统卡以头组（T1k）、飞仙关组（T1f）及第四系（Q）。1.4煤层赋存情况矿区煤层赋存于二叠系上统龙潭组（P2l）中，地层平均总厚243.93m，含煤2756层。其矿区内含可采煤层5层，平均可采总厚9.54m，平均可采含煤系数3.91%。煤层倾角314为近水平产出。各可采煤层特征如下：1、C7煤层位于龙潭组三段（P2l3）中部，下距C9b煤层32.5米。煤层厚度在0.34-2.27米，平均1.20米。结构简单，局部夹0.10-0.17米灰色隐晶质高岭石粘土岩夹矸。属大部可采较稳定型煤层。煤层顶底板为薄层状泥质粉砂岩。2、C9b煤层位于龙潭组二段（P2l2）顶部，下距C13煤层28-30米。煤层厚1.27-3.85米，平均2.28米。结构较简单，局部含1-2层粘土岩夹矸。属全区可采较稳定型煤层。煤层顶板为砂岩，底板泥岩中常含鲕状菱铁矿，是识别该煤层的良好标志。3、C13煤层位于龙潭组二段（P2l2）中部，下距C16煤层约30米。煤层厚度0.47-2.78米，平均厚1.31米。为单一结构煤层，大部可采。煤层顶底板均为泥岩。4、C16煤层位于龙潭组一段（P2l1）顶部，下距C19煤层25米左右。煤两极厚度0-1.95米，平均1.06米。常含1-2层高岭石粘土夹矸，属局部可采不稳定型煤层。煤层顶板为细砂岩，底板为粉砂岩。5、C19煤层位于龙潭组一段（P2l1）中上部，下距C21煤层40米左右。煤两极厚0.10-1.30米，平均0.75米，以单一煤层为主，局部含夹矸一层，不稳定。煤层顶板为灰绿色细砂岩，底板为粉砂岩。属局部可采不稳定薄煤层。6、C21煤层位于龙潭组一段（P2l1）中下部，下距C23煤7.20米。两极厚0-2.38米,平均厚0.89米。结构较复杂，含1-4层粘土岩夹矸。煤层顶、底板皆为粉砂岩。煤层厚度不稳定,矿区内大多为厚度小于0.70米的不可采区。7、C23煤层位于龙潭组一段（P2l1）下部，下距C24煤8.30米。两极厚0.3-3.75米，平均厚0.79米。大部为单一结构，偶含1-4层粘土岩夹矸。煤层顶、底板皆为粉砂岩。属局部可采不稳定薄煤层。8、C24煤层位于龙潭组一段（P2l1）底部，下距玄武岩基底约10米。两极厚0-3.25米，平均厚1.26米。此煤为复杂结构煤层，含1-3层稳定粘土岩夹矸。煤层顶、底板皆为粉砂岩。属局部可采较稳定煤层。1.5矿井开拓方式XX煤矿采用斜井开拓方式，工作面采用走向长壁式开采, 一次采全高, 全部陷落法管理顶板。 2009年, 矿井的生产能力达到100kt/年，矿井服务年限大约为16年。 1.6矿井通风方式及邻近矿井瓦斯涌出XX煤矿目前开采九煤和十三煤。采用分区对角式抽出式通风，主井和副井进风，一采风井和二采风井回风。一采风井安装两台FBCZ-6-NO.19型轴流式风机,二采风井安装两台FBCDZ-4-NO.14型轴流式对旋风机， 风量为2890m3/min。2 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性根据国家煤矿安全监察局2011年颁布的煤矿安全规程第145条规定, 如果矿井绝对瓦斯涌出量超过40.0m3/min, 无论井型大小, 也不管煤层有无煤与瓦斯突出危险性, 必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。 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放措施。XX煤矿一号井历年来瓦斯等级鉴定情况表 表2-1鉴定时间相对瓦斯涌出量绝对瓦斯涌出量鉴定结果2006年7月25.19m3/t5.83m3/min高瓦斯矿井2007年7月28.55m3/t6.01m3/min高瓦斯矿井2008年7月16.4m3/t3.28m3/min高瓦斯矿井2009年7月16.55m3/t3.46m3/min高瓦斯矿井2010年7月17.33m3/t3.46m3/min高瓦斯矿井 本设计中XX煤矿三采区（原XX煤矿二号井）历年瓦斯鉴定结果均为低瓦斯矿井。2010年11月XX煤矿委托中国矿业大学和云南方圆中正工贸有限公司，对XX煤矿煤层瓦斯基础参数进行测定工作，测定煤层为9煤、13煤。 表2-2序号名称9煤 13煤 抽放标准1瓦斯压力（MPa）0.53 0.650.742瓦斯含量（m3/t）5.8356.8288按此测定结果，可不进行抽放。根据以上分析，XX煤矿全矿井瓦斯绝对涌出量仅为3.46m3/min（如表2-1），且瓦斯参数测定结果表明不需要进行抽放。因此根据煤矿安全规程建立瓦斯抽放系统的相关要求，可以不建设瓦斯抽放系统。 2.1XX煤矿瓦斯治理现状2.1.1矿井通风及瓦斯管理情况 矿井采用分区对角式通风方式，机械抽出式通风方法，主井、副井两个进风斜井，一采区风井、二采区风井两个回风斜井。一采风井安装两台FBCZ-6-19主要通风机(一台备用），一采风井的风量为1350m3/min，瓦斯浓度为0.02%，二氧化碳浓度为0.04%。二采风井安装两台FBCDZ-4-14主要通风机（一台备用），二采风井的风量为1732m3/min，瓦斯浓度为0.18%，二氧化碳浓度为0.06%。2.1.2工作面供风及瓦斯情况 110907工作面供风及瓦斯情况副井九煤提料上山集中运输皮带道110907工作面下巷110907工作面110907工作面上巷一采区回风巷一采风井110907工作面的需风量为357m3/min，实际配风量为480m3/min，工作面上隅角瓦斯浓度为0.05%，工作面回风巷瓦斯浓度为0.03%。121303东工作面供风及瓦斯情况主、副井1580大巷北翼二部皮带道121303工作面下巷121303工作面121303工作面回风巷（尾巷 ）二采区回风巷二采风井121303工作面的需风量为629m3/min，实际配风量为780m3/min，工作面上隅角瓦斯浓度为0.10%，工作面尾巷瓦斯浓度为0.56%，工作面回风巷瓦斯浓度为0.20%。根据XX煤矿2007-2011年瓦斯治理现场实际情况，XX已总结了一套有效的瓦斯治理工作经验，建设科学合理的通风系统，利用风排瓦斯结合工作面尾巷排瓦斯，已完全可以治理好XX煤矿瓦斯问题。但根据行业管理部门的相关要求，高瓦斯矿井必须建设地面高低负压抽放设施，本设计不再进行必要性和可行性分析。根据行业管理部门的要求，XX煤矿2006年已经在井上建立了一套永久抽放瓦斯泵站(两台44 m3/min抽放泵)为XX煤矿回采工作面抽放瓦斯服务。本设计将现有抽放系统作为高压抽放设施使用，只进行低压抽放系统设计。 2.2 矿井煤层瓦斯涌出量预测结果表23至表2-5是九煤和十三煤煤层开采时，对应于不同生产时期的回采工作面、掘进工作面、采区及矿井瓦斯涌出量鉴定结果表21给出了回采工作面瓦斯涌出量预测(或鉴定)结果。瓦斯含量是根据21303工作面的瓦斯涌出统计。由于现场的煤层瓦斯含量及瓦斯压力的实测数据有限, 表2-3中的数据只作为设计参考。建议XX县XX镇XX煤矿在矿井开采中期及后期持续开展这方面的实测工作，以实测参数作为指导瓦斯抽放的依据。表23 回采工作面瓦斯涌出量预测(或鉴定)结果 生产时期采区煤厚(m)瓦斯含量(m3/t)日产量(t/d)开采层瓦斯涌出量(m3/t)(m3/min)当前时期九煤层1.817.3316517.330.3十三煤层1.817.3316517.331.5中期九煤层1.817.3333017.330.6十三煤层1.817.3316517.331.5后期九煤层1.817.3350017.330.9十三煤层1.817.3350017.334.5表24 掘进工作面瓦斯涌出量预测结果 生产时期煤层煤厚(m)瓦斯含量(m3/t)巷长(m)掘进速度(m/月)瓦斯涌出量(m3/min)煤壁落煤合计前期九煤1.817.332401800.0750.0250.1十三煤1.817.332201800.2250.0750.3中期九煤1.817.337501800.0750.0250.1十三煤1.817.332801800.2250.0750.3后期九煤1.817.332001800.0750.0250.1十三煤1.817.336001800.2250.0750.3统计表明,自2007年至今， 九煤工作面在回采期间瓦斯绝对涌出量为0.2m3/min，十三煤工作面在回采期间瓦斯绝对涌出量为1.5m3/min；九煤掘进工作面掘进期间的瓦斯绝对涌出量为0.1m3/min，十三煤瓦斯绝对涌出量为0.3m3/min。2007-2011年，年矿井年均产量为9.6万吨，矿井在一号井范围内生产，九煤和十三煤各布置1个回采工作面和2个掘进工作面。初期，即目前在一号井范围内生产，九煤和十三煤各布置1个回采工作面和2个掘进工作面。预计全矿井年产量9.9万吨。全矿瓦斯绝对涌出量为3.46m3/min。中期，矿井整合技改完成，二号井作为一号井的三采区并入一号井范围内生产，原一号井范围内布置1个十三煤回采工作面，2个十三煤掘进工作面；三采区（二号井）范围内布置1个9煤回采工作面，2个9煤掘进工作面矿井年产量将达到15万吨，其中九煤回采工作面为机械化采煤工作面。预计全矿井年产量15万吨。全矿瓦斯绝对涌出量为4.14m3/min。后期，一号井范围内布置1个九煤回采工作面，2个九煤掘进工作面；三采区（二号井）范围内布置1个十三煤回采工作面，2个十三煤掘进工作面矿井年产量将达到30万吨。两个回采工作面均实现机械化采煤。预计全矿井年产量30万吨。全矿瓦斯绝对涌出量为10.29m3/min。表25 矿井瓦斯涌出量预测结果 生产时期开采区域平均产量（t/d）瓦斯涌出量生产采区（m3/min）已采采区（m3/min）合计（m3/min）（m3/t）目前采掘工作面等3302.421.043.4617.33中期采掘工作面等4952.91.244.1417.33后期采掘工作面等10007.23.110.2917.332.3瓦斯最大涌出来源与构成如表2-5，在矿井生产后期，矿井在九煤和十三煤各布置一个机械化采煤工作面的情况下，全矿最大瓦斯涌出量可达到 10.29m3/min。其中回采工作面最大涌出量为7.2 m3/min。具有抽采价值的十三煤回采工作面最大涌出量为4.5 m3/min。2.4 瓦斯抽放的必要性2.4.1 相关法规的要求按照煤矿安全规程、行业管理部门的有关规定及”先抽后采, 以风定产, 监测监控”的十二字方针，XX煤矿必须建立地面永久抽放瓦斯系统或井下临时抽放瓦斯系统。XX县XX镇XX煤矿设计生产能力为15Kt/年, 目前生产能力达到10Kt/年.根据当地XX县煤炭管理局要求，凡是确定为高瓦斯矿井，必须安装瓦斯抽放系统，并实现高低负压两套抽放系统抽放。2.4.2 采掘工作面瓦斯治理的需要煤矿安全规程、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不可能或不合理时应采用瓦斯抽放措施。然而, 后期十三煤回采工作面绝对瓦斯涌出量4.5m3/mi，不超过5m3/min。因此，本设计以下内容不再对XX煤矿的瓦斯涌出量是否符合抽放标准进行论述。只针对预计瓦斯涌出量及抽放量进行设计。采掘工作面需要采取瓦斯抽放的必要性判断标准是: 在给定的巷道通风断面条件下，采掘工作面设计通风能力小于稀释瓦斯所需的风量,即式(21)成立时, 抽放瓦斯才是必要的。 (21)式中: Q0 - 采掘工作面设计风量, m3/s； Q - 采掘工作面瓦斯涌出量, m3/min； K - 瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.5； C -煤矿安全规程允许的采掘工作面瓦斯浓度，%，取C=1.根据上式计算，全矿井所有采掘工作面均不需要进行瓦斯抽放。2.5瓦斯抽放的可行性本煤层瓦斯抽放的可行性是指在自然透气条件下进行预抽的可能性。衡量本煤层瓦斯预抽可行性指标有三个：煤层透气性系数()，钻孔瓦斯流量衰减系数（）和百米钻孔瓦斯极限抽放量衰减系数(Qj)。按、和Qj判定本煤层瓦斯抽放可行性标准如表26示。表26 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数（d-1）百米钻孔瓦斯极限抽量Qj (m3)煤层透气系数（m2/MPa2d）容易抽放1440010可以抽放0.0030.05144002880100.1较难抽放0.0528800.1目前，XX县XX镇XX煤矿已经测定瓦斯压力、瓦斯含量、分析基固定碳、钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数。XX县XX镇XX煤矿煤层开采瓦斯基础参数测定结果如下：表2-7煤层瓦斯压力（MPa）瓦斯含量(m3/t)分析基固定碳FCad(%)钻孔瓦斯流量衰减系数（d-1）煤层透气系数（m2/MPa2d）C90.575.83569.090.03680.109C130.656.82868.430.02880.194因此，XX县XX镇XX煤矿属于可以抽放煤层(表2-7)。但根据XX煤矿生产现场瓦斯治理风排已经达到要求的实际情况，本设计对本煤层抽放不予设计。2.6矿井瓦斯储量与可抽量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层及围岩所储存的瓦斯量。 开采九煤与十三煤时，应该纳入矿井瓦斯储量计算有九煤与十三煤层和围岩（含煤线）的瓦斯储量，计算公式如下： （22） 式中: Wk 矿井瓦斯储量，万m3； C 围岩瓦斯储量系数 ，取C = 1.05； A 九煤与十三煤工业储量，万吨； X 九煤与十三煤平均瓦斯含量，m3/t. 可抽量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，由下式计算： （23）式中: Wkc -矿井瓦斯可抽量，万m3； k -矿井瓦斯抽放率，取k = 30%。 表28 矿井瓦斯储量及可抽取量计算结果储量类别煤层煤炭工业储量（万吨）平均瓦斯含量（m3/t）瓦斯储量（万m3）可抽量（万m3）开采层C9145.35517.332519755.7C1385.4617.331481444.3围岩合计230.81517.3340001200矿井瓦斯储量和可抽量计算结果如表28所示. 由表可知， 矿井瓦斯储量和可抽取量分别为4000万m3和1200万m3。 矿井的煤炭工业储量是根据2010年的云南滇东煤田XX县XX镇XX煤矿矿井地质报告给出的可采储量进行估算的。 煤炭工业储量 = 九煤工业储量+十三煤工业储量=145.355万吨+85.46 = 230.815 万吨。其中三采区（原二号井）九煤已经穿采完毕，资源消耗量为207.65万吨，按剩余70%计算为145.355万吨。十六煤以下各煤层由于含硫高，暂不开采，未予计算。3 矿井瓦斯抽放方案初步设计3.1 抽放方法选择的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件, 瓦斯基本参数, 瓦斯来源, 巷道布置, 抽放瓦斯的目的及瓦斯利用等因素来确定, 并应遵守以下原则:(1).抽放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). 在满足瓦斯抽放的前提下, 应尽可能地利用生产巷道, 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). 瓦斯抽放应有利于抽放系统管网的设计。3.2 抽放瓦斯方法选择XX县XX镇XX煤矿抽放瓦斯的目的是降低回风流的瓦斯浓度，在风排回风流瓦斯浓度符合煤矿安全规程要求的基础上进一步降低其浓度数值。因此, 确定矿井抽放瓦斯的方法为工作面专用排瓦斯尾巷抽放方式。在十三煤煤层开采时，必须对所有的回采工作面进行对工作面尾巷进行瓦斯抽放。 因九煤历史上已全部穿采过，瓦斯涌出量较低，2007-2011年度，正常通风情况下，九煤U型通风回采工作面上隅角瓦斯浓度均为0.1%以下，因此九煤失去抽采价值。3.3 矿井瓦斯抽放量预计当矿井实施工作面尾巷抽放措施时，预计矿井最大瓦斯抽放总量可以达到3.1m3/min.按年抽放365天、日抽放24小时计算，矿井年最大年瓦斯抽放量可以达到162.41万m3。3.4 抽放服务年限由于矿井瓦斯抽放方式为工作面尾巷抽放、边采边抽，瓦斯抽放服务年限与矿井生产服务年限相同.3.5 抽放参数的确定根据目前矿井的具体情况和所选用的抽放瓦斯方法, 设计矿井的瓦斯抽放浓度为10%。3.6 瓦斯抽放参数监测采用孔板或便携式数字钻孔瓦斯参数监测仪尾巷抽放管进行监测很有必要。除此之外, 在抽放巷道口设瓦斯抽放监测传感器, 对抽放管道的负压, 瓦斯浓度, 瓦斯流量, 温度进行监测。 井下抽放支管和地面主管都应装备管道监测系统, 并将其尽可能地将管道监测系统挂靠入矿井环境监测系统。4 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算及设备选型4.1 矿井瓦斯抽放设计参数根据煤矿提供的地质资料和矿井设计资料,XX煤矿的设计瓦斯抽放量按一台抽放泵服务一个十三煤回采工作面, 纯瓦斯抽放量取3.1m3/min. 瓦斯抽放浓度按10%计算。4.2 瓦斯管网系统选择与管网阻力计算4.2.1 瓦斯抽放管网系统在选择瓦斯抽放管路系统时, 主要根据抽放泵站位置, 开拓巷道布置, 管路安装条件等进行确定。 抽放管路应尽量选择敷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, 同时还要考虑供电, 供水, 运输方便。根据矿井采掘工作面的具体位置及开拓布置, 确定将地面永久瓦斯抽放站布置在主井广场东南约100米处，附近无地质灾害和洪水影响的地点。 要求瓦斯抽放泵站房50m范围内无主要建筑及民房, 在泵房周围20m设立围墙或栅栏, 并严禁明火。根据XX煤矿的井下开拓巷道和地表设施的具体情况,考虑以下井下管道布置最长路线：131301工作面顺槽 131301回风巷 三采区回风上山 三采运输大巷 一采风井抽放泵房 放空管;4.2.2 瓦斯抽放管管径计算及管材选择瓦斯抽放管管径按下式计算： （35）式中 D-瓦斯抽放管内径，m； Q-抽放管内混合瓦斯流量，m3/min； V-抽放管内瓦斯平均流速，经济流速V5-15m/s, 取V=7 m/s.约定： 因只对尾巷进行抽放，综采工作面、采区、回风井及地面瓦斯抽放管选统一管径；根据各瓦斯抽放管内预计的瓦斯流量，按式（35）计算选择的瓦斯抽放管管径如表32示。 瓦斯抽放管选用无缝钢管。表32 瓦斯抽放管管径计算选择结果抽放管类别纯瓦斯抽放量（m3/min）瓦斯浓度（%）混合瓦斯抽放量（m3/min）计算管内径（m）选择管径（mm）干管3.115210.252275抽放管材均选择无缝钢管, 经过计算得出主管直径D = 0.252m,选择直径为275mm的无缝钢管, 壁厚可选择9mm或10mm。4.2.3 管网阻力计算. 摩擦阻力（Hm）计算 (36)式中: Hm 管路摩擦阻力，Pa；L 负压段管路长度，m；Q 抽放管内混合瓦斯流量，m3/h； 混合瓦斯对空气的密度比；K 与管径有关的系数；D 抽放管内径，cm.为了保证选用的瓦斯抽放泵能满足抽放系统最困难时期所需抽放负压，应根据矿井各生产时期瓦斯抽放系统中管路最长、流量最大、阻力最高的抽放管线来计算矿井抽放系统总阻力。由于矿井的服务年限较长，且中后期开采的采区煤层瓦斯含量高，考虑到瓦斯抽放泵的有效使用年限仅为15年左右，故计算矿井生产时期的瓦斯抽放系统最大阻力。 根据矿井前期采掘接替安排，确定的瓦斯抽放系统最困难管线如下：地面抽放泵站干管(长度为300米)一采风井、1580大巷抽放干管(长度为590米)采区抽放干管(长度为1665m)工作面抽放支管(长度为240m)。最困难抽放管线阻力计算结果如表33示。 表33 瓦斯抽放系统最困难管网阻力计算结果 抽放管类 别Q（m3/min）L（m）KD（cm）Hm（Pa）干管211.127950.7127.54288.08合计.局部阻力（Hj）计算管路局部阻力损失按直管阻力损失的15%计算，则抽放管路系统的局部阻力损失为:Hj =0.15 Hm = 0.15 x4288.08 = 643.21Pa.(3). 总阻力（H）计算H = Hm + Hj= 4288.08 + 643.21 =4931.29Pa4.2.4 瓦斯抽放管路敷设1). 瓦斯抽放管路敷设的一般要求由于煤矿井下的环境条件比较恶劣, 巷道变形较大高低不平, 坡度大小不一, 空气潮湿管路易生锈, 为此对煤矿井下瓦斯抽放管路的敷设有如下要求:(1). 瓦斯抽放管路应采取防腐, 防锈蚀措施;(2). 在倾斜巷道中, 应用卡子把瓦斯抽放管道固定在巷道支架上, 以免下滑;(3). 瓦斯抽放管路敷设要求平直, 尽量避免急弯;(4). 瓦斯抽放管路敷设时要考虑流水坡度, 要求坡度尽量一致, 避免由于高低起伏引起的局部积水. 在低洼处需要安装放水器;(5). 新敷设的管路要进行气密性试验。地面敷设的管道除了满足井下管路的有关要求外, 还需要符合以下要求:(1). 在冬季寒冷地区应采取防冻措施;(2). 瓦斯抽放管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设;(3). 瓦斯抽放管路不允许与自来水管, 暖气管, 下水道管, 动力电缆, 照明电缆和电话线缆等敷设于一个地沟内;(4). 在空旷的地带敷设瓦斯抽放管路时, 应考虑未来的发展规划和建筑物的布置情况;(5). 瓦斯抽放主管路距建筑物的距离大于5m, 距动力电缆大于1m, 距水管和排水沟大于5m, 距铁路大于4m, 距木电线杆大于2m;(6). 瓦斯抽放管路与其他建筑物相交时, 其垂直距离大于0.15m, 与动力电缆, 照明电缆和电话线大于0.5m, 且距相交建筑物2m范围内, 管路不准有接头。2). 管路安装井下瓦斯抽放管路采用吊挂或打支撑墩沿巷道底板敷设。掘进工作面瓦斯抽放管路可采用巷道侧邦吊挂安全方式。 地面瓦斯管路安装采用沿地表架空敷设方式, 架空高度0.5m. 每隔5-6m设置一个支撑架(支撑墩), 必要时在支撑墩上设半圆形管卡固定管路, 以防滑落。3). 管道防腐防锈所有金属管道外表均要进行防锈处理,即在管道外表先涂刷两层樟丹, 在刷一层调和漆。4.2.5瓦斯抽放管道的附属装置为了掌握各抽放地点的瓦斯涌出量, 瓦斯浓度的变化情况, 便于调节管路系统内的负压和流量, 在管路上应安装阀门, 流量计和放水器等附件。除此之外, 在瓦斯泵房和地面管路上还须安设有防爆, 防回火装置及放空管等。1). 阀门瓦斯抽放管路和钻场连接管上均应安装阀门, 主要用来调节和控制各抽放点的抽放量, 抽放浓度和抽放负压等。2). 放水器在抽放管路系统最低点安装人工或自动放水器, 及时放空抽放管路中的积水, 提高系统的抽放效率。 在排气端低凹处安装正压放水器。为减少瓦斯抽放成本, 建议采用人工放水器(如图4-1, 图4-2)。 也可以使用负压自动放水器。1 钢管; 2 闸阀DN25.图4-1 人工负压放水器(也可以作正压放水器用)图4-2 高负压人工放水器安装示意图(a) 卧式, (b) 立式.1 瓦斯管路; 2 放水器阀门; 3 空器入口阀门; 4 放水阀门; 5 放水器; 6- 法兰盘.抽出的瓦斯排放至地面, 还必须安装防爆, 防回火装置, 放空管, 避雷线等。 3). 计