【正文】 支架間距為3m，管路安裝時應設置可靠的防滑裝置。經(jīng)計算預抽系統(tǒng)直管阻力損失計算結果見表613。初期預抽量為30m3/min純瓦斯，主要用于9煤工作面預抽。五、抽采參數(shù)監(jiān)測對抽采管路、鉆孔的抽采負壓、瓦斯?jié)舛?、抽采量進行監(jiān)測，并通過分站進入礦井環(huán)境監(jiān)測(調度)系統(tǒng)。首采面處于淺部煤層，煤層瓦斯含量低，由于首采面采掘關系接替較緊張，首采面在掘進時在掘進工作面后方向煤層打預抽鉆孔，預抽時間暫定為3個月，在首采面試采時需加強對瓦斯的監(jiān)測，當通風難以解決瓦斯時，就增加預孔密度，相應延長瓦斯預抽時間。尾巷插管抽采法是在回采工作面的排瓦斯尾巷安裝瓦斯抽采管，排瓦斯尾巷與回風巷每隔30m用聯(lián)絡巷連通，當工作面推進到聯(lián)絡巷時，沿聯(lián)絡巷頂板敷設一段瓦斯抽采管，并在管口設木垛保護，工作面推過聯(lián)絡巷后，密閉聯(lián)絡巷，開始抽采采空區(qū)瓦斯。鉆場的規(guī)格應根據(jù)巷幫瓦斯抽采鉆孔布置的要求、選用鉆機的外型尺寸及鉆桿長度而定。所以在抽采方法上結合開采煤層預抽和采空區(qū)抽采達到抽采目的。歷史上礦井瓦斯相對涌出量最大為： m3/t，絕對涌出量為： m3/min，大于25m3/min。第三節(jié)　礦井瓦斯涌出量 （310） 式中：q井—礦井相對瓦斯涌出量，m3/t； q區(qū)i—第i個生產采區(qū)相對瓦斯涌出量，m3/t； A0 i—第i個生產采區(qū)平均日產量，t； K″—已采采空區(qū)瓦斯涌出系數(shù)，根據(jù)開采狀況，查表選取，K″= 。表315 回采工作面瓦斯涌出預測結果一覽表回采工作面不均衡系數(shù)相對涌出量（m3/t）絕對涌出量（m3/min）備注9煤回采工作面15煤回采工作面二、掘進工作面相對瓦斯涌出預測掘進工作面的瓦斯涌出量由落煤瓦斯涌出量和煤壁瓦斯涌出量兩部分組成，其絕對瓦斯涌出量按下式確定：q掘＝q3＋q4 （35）式中　q掘—掘進工作面絕對瓦斯涌出量，m3/min；q3—落煤瓦斯涌出量，m3/min； q4—煤壁瓦斯涌出量，m3/min；q3＝Svγ(W0－Wc) （36）式中　S—掘進巷道斷面積，m2；V—巷道平均掘進速度，m/min；γ—煤的密度，t/m3。第三章　礦井瓦斯涌出量預測根據(jù)《礦井瓦斯涌出量預測方法》（AQ10182006，國家安全生產監(jiān)督管理總局）。抽采系統(tǒng)服務年限按下式計算：　　　　 N＝ （24）式中　N——抽采系統(tǒng)服務年限，年。15煤層按工作面平均走向長度2500m，工作面長度140m，工作面年推進度673m，預抽時間2年，預抽率為40%計算。因此，根據(jù)XX煤礦煤層賦存情況、礦區(qū)地質構造及周邊礦井15煤層實際賦存情況，地質勘探時期15，15，原煤瓦斯含量分別為：9，基本符合礦井深部瓦斯含量真實情況。為了統(tǒng)一管理新、老瓦斯抽采泵站，原瓦斯抽采泵站的瓦斯泵房，泵房內的瓦斯管路系統(tǒng)，原泵房外的防爆防回火裝置，吸空管，排氣管和變壓器將保留。15煤各采區(qū)之間的開采順序為：建井期間開采3采區(qū)，投產后先采七采區(qū)，后采八采區(qū)。井田內斷層較少，均為近東西走向的正斷層，落差2～35m。（6）15下煤位于太原組底部，上距15，下距K1砂巖約14m，是本井田的最下一層可采煤層。（4）11煤位于太原組中上部，K4石灰?guī)r為其直接頂板，～。頂板為泥巖，局部為炭質泥巖。可采煤層有1115下6層，％。礦井兩回35kV電源主供電源引自白家莊220kV變電站，備用電源（帶電備用）引自XX35kV變電站?！禭X煤礦煤層瓦斯賦存規(guī)律及瓦斯抽放優(yōu)化研究項目階段報告》（以下簡稱《瓦斯賦存規(guī)律階段報告》）。為了保證礦井安全生產，并為礦井盡快達產創(chuàng)造有利條件，XX煤化有限責任公司決定對現(xiàn)礦井瓦斯抽采系統(tǒng)進行改擴建，并于2007年10月委托煤炭科學研究總院重慶研究院進行礦井瓦斯抽采系統(tǒng)的設計。原煤炭工業(yè)部《礦井瓦斯抽放管理規(guī)范》（1997）。二、地形地貌井田位于陽泉構造堆積盆地的西北部，屬黃土丘陵地貌，梁、峁比較發(fā)育，且平坦，溝谷多呈“U”字形，僅東南、西南部有小面積基巖出露，為上石盒子組地層。六、地表塌陷情況根據(jù)XX煤礦對地表塌陷情況的監(jiān)測，地表下沉各參數(shù)如下：（1）15煤：；9煤：煤厚4m左右，傾角6～12176。本煤層屬局部可采的不穩(wěn)定煤層。東部合并區(qū)的西部由北往南，煤層漸薄，合并區(qū)東部112號孔最薄，往南北兩測,煤層漸厚，最厚點為39號孔。（5）15煤位于太原組下部，大部分地段K2下石灰?guī)r為其直接頂板，局部頂板為泥巖。可采煤層特征見表121。首采煤層為9煤和15煤，9煤和15煤各布置一個工作面達到設計產量。2007年礦井瓦斯等級鑒定結果為：，；，為高瓦斯礦井。根據(jù)XX煤礦詳查地質報告，礦井煤層瓦斯含量與埋藏深度成正比，即由淺到深逐漸增大。表221 XX煤礦瓦斯儲量計算結果表煤層瓦斯含量(m3/t)煤炭地質儲量(Mt)圍巖及不可采煤層含量系數(shù)瓦儲儲量(Mm3)備 注6 K1=K2=89 11 15 15下 合計第三節(jié) 可抽瓦斯量概算可抽瓦斯量是指瓦斯儲量中在當前技術水平下能被抽出的最大瓦斯量，其計算下：W抽＝Wk從安全的角度考慮，應該抽采的瓦斯量為： ΔI≥I－IP式中 ΔI—為保證通風安全所需抽采的瓦斯量，m3/min； I — 礦井瓦斯涌出量，m3/min； Ip — 通風所能允許的瓦斯涌出量，m3/min。本瓦斯抽采系統(tǒng)一次設計，分期實施。表311 綜采工作面基本情況一覽表煤層埋藏深度（m）煤層厚度（m）采高（m）工作面長度(m)平均日產量(t)地質構造情況備注9472m左右1603600無大構造15540m左右1401400無大構造9煤層q1＝(－)＝；絕對涌出量＝3600/1440=；15煤層q1＝(－)＝；絕對涌出量＝1400/1440=表312 綜采工作面瓦斯涌出預測結果一覽表煤層相對涌出量（m3/t）絕對涌出量（m3/min）備注915注:殘存瓦斯含量根據(jù)煤的揮發(fā)分查表選??；根據(jù)可采煤層特征表確定鄰近層相對瓦斯涌出量。表316 掘進工作面基本情況一覽表煤層煤層厚度（m）密度（t/m3）揮發(fā)分（%）巷道斷面（m2）巷道長度（m）掘進速度（m/min）瓦斯含量（m3/t）9250015122500注：礦井的綜掘速度為300m/月。表341 瓦斯抽采前后涌出量預測對比名稱抽采前瓦斯涌出量（m3/min）抽采后瓦斯涌出量（m3/min）9煤層15煤層9煤層15煤層回采工作面掘進工作面生產采區(qū)全礦井由于本次計算中煤層瓦斯含量是按平均瓦斯含量來計算，在礦井淺部開采時，瓦斯含量會小于平均瓦斯含量，開采深部時瓦斯含量將大于平均瓦斯含量。井田內斷層較少，全井田見斷層共10條，斷層落差2～35m，均為近東西走向的正斷層，落差20m以上的斷層僅2條：F12正斷層、F9正斷層。5．選擇的抽采方法應有利于抽采巷道的布置和維護。采空區(qū)中往往積存大量的高濃度瓦斯，可能通過巷道密閉或隔離煤柱的裂隙往外泄出。見圖5－6。但在采用開采解放層方案前必須請有資質的單位做好相關的方案設計論證，保證9煤層的安全開采。～90176。預抽瓦斯流量按45m3/min計算，計算結果見表611。在瓦斯泵房和地面管路上還安設有防爆、防回火裝置及放空管等。K （65）式中　Q泵—瓦斯抽采泵的額定流量，m3/min；Q —最大抽采瓦斯純量，m3/min；C —瓦斯泵入口處的瓦斯?jié)舛?；?—瓦斯泵的機械效率，取80%；K —瓦斯抽采綜合系數(shù)，K=。井下大巷管路采用吊掛敷設，主、干管連接方式為法蘭連接，支管連接方式為法蘭連接或快速管接頭連接。二、抽采管路管徑計算及管材選擇 根據(jù)抽采管路服務的范圍和所負擔抽采量的大小，其管徑按下式計算： D=(Q混/V)1/2 （61）式中 D —瓦斯管內徑，m；V —管路中混合瓦斯的經(jīng)濟流速，m/s，一般取V=5～15m/s；Q混—管內混合瓦斯流量，m3/min。9煤層透氣性低，煤層瓦斯含量大，隨著煤層向深部開采，煤層的透氣性還會降低，因此在開采條件允許時可考慮選用煤層瓦斯含量低的煤層作解放層，然后再開采9煤層的開采方案。在每處打5個扇形鉆孔，鉆孔終孔間距為5m,鉆孔終孔距回風巷的水平距離為10～20m，距煤層頂板的垂直距離為20m左右。夾角，兩種鉆孔在空間上形成交叉，如圖52所示。3．抽采方法在滿足礦井安全開采的前提下，還需滿足開發(fā)、利用瓦斯的需要。局部受斷層影響傾角可達19176。經(jīng)計算15煤層經(jīng)預抽后煤層瓦斯可解析量滿足《煤礦瓦斯抽采指標》（AQ1026－2006）關于“工作面日產量為1001～2500t，煤的可解析瓦斯量≤7m3/t；工作面日產量為2501～4000t，煤的可解析瓦斯量≤6m3/t”的規(guī)定。9煤綜掘工作面瓦斯涌出量:q3=()=；q4=(2+4)(2)=；q掘＝+＝。(W0－Wc) 　　　　　（32）式中 K1—圍巖瓦斯涌出系數(shù)，根據(jù)頂板管理方法查表選取；K2—工作面丟煤系數(shù)，用回采率的倒數(shù)來計算；則9煤層15煤層K3—采區(qū)內準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數(shù)； 　　　　　　　　　　　　?。?3）L—回采工作面長度，m；h—掘進巷道預排等值寬度，m，根據(jù)煤種查表選取，h＝13m；則9煤層15煤層m—開采層厚度，m；M—工作面采高，m；W0—煤層原始瓦斯含量，m3/t；Wc—運出礦井后煤的殘存瓦斯含量，根據(jù)煤的揮發(fā)分查表選取，m3/t。 ＝60　 根據(jù)上述計算結果，抽采系統(tǒng)服務年限為60年。另外，有2個邊采邊抽工作面抽采， 2個采空區(qū)瓦斯抽采。根據(jù)XX煤礦煤層賦存情況及頂?shù)装鍘r性分析，可采煤層影響范圍內不可采鄰近煤層賦存不穩(wěn)定，根據(jù)經(jīng)驗，取K1=，K2=。二、地勘時期煤層瓦斯含量測定情況XX煤礦地質詳查報告中，通過對井田內P26號孔煤芯取樣分析， 1g可燃物質中CH4含量，8+9，15（表211）。第六節(jié) 礦井瓦斯涌出情況2006年礦井瓦斯等級鑒定結果為：，；，為高瓦斯礦井。在下山兩側沿走向布置工作面，由邊界向下山方向后退回采。頂板為泥巖或砂質泥巖，局部為中、細粒砂巖，底板為中、細粒砂巖，局部為砂質泥巖或粉砂巖。本煤層屬大部可采的較穩(wěn)定煤層?！?。頂板為泥巖或砂質泥巖，局部為粉砂巖或細粒砂巖。礦井設計資源/儲量減去工業(yè)場地煤柱、風井煤柱、大巷及采區(qū)上（下）山煤柱及開采損失后，得出礦井設計可采儲量為14757萬t，井田批準開采1115下層煤，其中主采煤層為15煤層。石（家莊）—太（原）公路從井田中部通過，瀝清路面，每日班車數(shù)趟。XX煤礦目前未做煤與瓦斯突出鑒定，同時該礦提交的各種資料說明該礦目前尚未發(fā)生過煤與瓦斯突出動力現(xiàn)象，本次設計按高瓦斯礦井進行瓦斯抽采系統(tǒng)設計，今后若礦井發(fā)生煤與瓦斯突出動力現(xiàn)象，經(jīng)鑒定為煤與瓦斯突出礦井后，應修改本設計。2008年7月27日，山西省煤炭工業(yè)局組織有關專家對該瓦斯抽采工程初步設計進行了技術審查。1XX煤礦提供的其它設計資料和基礎數(shù)據(jù)。礦井供電電源可靠?？刹擅簩樱?）6煤位于山西組底部，上距K8砂巖約45m，下距K7砂巖（第三砂巖）3m左右。本層屬局部可采的不穩(wěn)定煤層。～，平均1m，厚度變化不大。最厚點為109號孔。總體來說，井田內構造復雜類型屬中等類型。第五節(jié) 礦井通風情況一、通風方式礦井目前采用分區(qū)式通風系統(tǒng)，抽出式通風方式，擴建完成后，仍采用分區(qū)抽出式通風，新主井、副井，進風行人井（老主井）為進風井；西風井、北風井為回風井，東風井停止使用。第二章 瓦斯儲量及可抽量預測第一節(jié) 煤層瓦斯基本參數(shù)煤層瓦斯基本參數(shù)包括煤層瓦斯壓力、瓦斯含量、鉆孔自然瓦斯涌出量、鉆孔瓦斯涌出衰減系數(shù)、煤層透氣性系數(shù)、煤的工業(yè)分析、瓦斯吸附常數(shù)、煤的孔隙率、煤的瓦斯放散初速度、堅固性系數(shù)及鉆孔瓦斯組分等參數(shù)。由于礦井地質勘探時，僅對一個鉆孔進行了瓦斯取樣分析，而且實測瓦斯基本參數(shù)又較少，因此，所采用的煤層原始瓦斯含量值不確定性較大，建議該礦今后加強各煤層瓦斯基本參數(shù)的測定工作，以便修正瓦斯抽采設計，同時使之能更科學合理的指導礦井瓦斯的抽采工作。二、 邊采邊抽工作面抽采量預計由于邊采邊抽工作面已經(jīng)預抽較長時間（1～2年以上），且隨著回采的不斷推進，鉆孔數(shù)量在不斷減少，抽采量下降較快。XX煤礦主采15煤，因此，本次瓦斯抽采工程設計只包括15煤。根據(jù)該礦實際情況，采用分源預測法進行礦井瓦斯涌出量預測?！　　　　　。?