界沟瓦斯抽放设计毕业论文设计

摘要：矿井瓦斯抽放，是指为了减少和解除矿井瓦斯对煤矿安全生产的威胁，利用机械设备和专用管道造成的负压，将煤层中存在或释放出来的瓦斯抽出来，输送到地面或其它安全地点的方法。根据预测结果，界沟矿全矿井绝对瓦斯涌出量为m3min，是高瓦斯矿井，回采工作面瓦斯绝对涌出量为1m33min。本设计针对界沟72煤层开采存在的瓦斯涌出量大等问题，结合该矿722MPa2-1等基本参数，得出界沟矿可以抽放且矿开采时必须建立瓦斯抽放系统。根据前面所得参数确定界沟矿采用本煤层预抽、边采边抽和采空区抽采相结合的综合瓦斯抽放方法，并且对抽放方法的一些工艺方法和参数进行了设计。瓦斯抽放泵选择的型号为2BEY-42型，2BE1-303水环式真空泵，同时确定了泵站的附属设施。在设计的最后提出了一些具体的安全操作要求和说明。关键词：瓦斯抽放矿井瓦斯工作面ThedesignofdrainagemethodsandsystemofjiegoumineAbstract:Minegasdrainageisamethodthattoreduceandeliminatethreatsofminegasforcoalminesafetyproductionandmechanicalequipmentandpipelinesareusedtomakenegativepressuresothegaswhichareinthepresenceorreleasedareextractedouttodeliverytothegroundorothersecurelocation.Thepredictionsshowsthatjiegoumineminingfacegasemissionabsoluteisamountofinwhatprovedjiegouanisamountof1in,whileas.Thisdesignforjiegoumineseven2coalseamisonseriousgasgaugeproblem,combinedwiththeminecoal2•d,drillinggasflowattenuationcoefficient0.018d-1andsoonbasicparameters,todrawtheconclusionthatjiegouminecandrainagedrainagetypeanditmustbetheestablishangasdrainagesystem.Frontparametersobtainedtodeterminejiegouminethepre-extracting,Whileminingsauceandgoafdrainagecombininggasdrainagedesignanddrainagemethodprocessmethodsandparameters.Gasdrainagepumpareselectedas2BEY-42and2BE1-303typewaterringvacuumpumpsandancillaryfacilitiestodeterminethepumpingstation.Inthefinaldesignputsforwardrequirementsanddescriptionsinsomespecificsecurityoperation.Keywords:minegasdrainagegasdrainageworkingface目录TOC\o"1-3"\u1引言 11.1选题背景及研究意义 11.2瓦斯抽放的国内外研究现状 21.2.1国外瓦斯抽放现状 21.2.2国内研究现状 31.3研究内容及技术路线 71.3.1研究内容 71.3.2

技术路线

82矿井概况 92.1矿井位置、交通 92.2气象及地震条件 102.3地质特征 102.3.1地质构造 102.3.2水文地质条件 102.3.3煤层及煤质 112.3.4煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性 122.4矿井开拓、开采概况122.5矿井通风123矿井瓦斯赋存情况 133.1煤层瓦斯基本参数 133.1.1煤层瓦斯含量133.1.2煤层瓦斯压力133.1.3煤层透气性系数 143.1.4钻孔瓦斯流量和流量衰减系数 143.2矿井瓦斯储量 143.2.1计算范围143.2.2计算方法 143.3矿井可抽瓦斯量及可抽期 153.3.1瓦斯抽放率 153.3.2矿井可抽瓦斯量 163.3.3可抽期 164瓦斯抽放的必要性和可行性论证 174.1瓦斯抽放的必要性 174.1.1规定 174.1.2矿井瓦斯涌出量预测 174.2瓦斯抽放的可行性 245抽放方法 255.1规定 255.2矿井瓦斯来源分析 255.2.1矿井瓦斯涌出及构成255.2.2回采工作面瓦斯涌出及构成265.2.3采空区瓦斯涌出及构成265.3抽放方法选择 265.3.1本煤层瓦斯抽放方法 265.3.2邻近层瓦斯抽放方法 275.3.3采空区瓦斯抽放方法 275.3.4其他情况 275.3.5抽采方法确定 275.4钻孔及钻场布置 275.4.1钻孔及钻场布置 275.4.2顺层钻孔布置 285.4.3底板抽放钻孔布置 295.4.4边掘边抽钻孔布置 295.4.5底板水平钻孔布置: 305.4.6采空区埋管布置 305.5封孔方法 315.5.1封孔深度 315.5.2封孔材料 315.5.3封孔工艺315.6抽放瓦斯量预计 336瓦斯抽放管路系统及设备选型 346.1抽放管路选型及阻力计算 346.1.1规定 346.1.2计算方法 346.2瓦斯抽放泵选型 386.2.1规定 386.2.2选型原则 386.2.3选型依据 386.2.4计算方法 386.2.5瓦斯泵类型 416.3辅助设备 437安全技术措施 457.1抽放钻场、钻场施工的安全措施 457.2抽放管路安全技术措施 477.3管路防漏气、防砸坏、防带电、防腐安全措施 477.4地面抽放瓦斯站安全措施 477.4.1瓦斯泵安全措施 477.4.2瓦斯泵安全操作 488瓦斯的综合利用和配套设施 508.1瓦斯的利用 508.2抽放瓦斯工程对环境的影响 508.3配套设施508.3.1供电、照明及通信508.3.2给排水、采暖与通风518.3.3防雷设施 518.4监测系统 518.5环保529抽放瓦斯管理 539.1瓦斯抽放管理及规章制度 539.1.1组织管理 539.1.2瓦斯抽放组织机构管理 539.1.3采空区抽放管道的拆装 549.1.4抽放瓦斯管路管理 549.2常用记录及表格样式 5410结论 56致谢 57参考文献 58引言安全工程专业是一门及其重要的工程技术学科，它直接关系到人民的生命财产安全和国家社会的稳定和谐。随着社会的发展和不断进步，矿业、施工等安全问题越来越引起人们的重视，每年由于人和物的不安全操作和状况导致的事故和死亡率都触目惊心，因此安全关系着每个人的利益。而作为安全专业的学生更应该担负起提高全民安全意识水平的责任，具备安全知识素养，运用安全评价、检测、分析、管理等科学方法和技术找出事故隐患，预防生产事故的发生，给人民减少灾难和痛苦，给国家、企事业单位减少不必要的损失。由于安全工程的特殊性，就要求安全技术人员必须理论于实践相结合，因此实践环节尤为重要，只有将事故实例与现场环境结合起来，才能更深层次的理解安全工程科学的实际内涵，从而更好的指导安全生产。TOC\o"1-3"\h\u选题背景及研究意义“安全第一、预防为主”是我国各行各业都要遵循的安全生产方针。采煤作业作为高危险行业，在安全生产方面尤为重视。但是随着煤矿开采技术的快速发展，一方面煤矿机械化水平不断提高，煤矿生产越来越高效化、集约化，另一方面随着煤矿开采深度的不断加深，采煤作业的不断提速，使得矿井瓦斯涌出量一直处于上升状态，对煤矿的安全生产造成重大威胁。近年来我国煤矿安全生产状况有明显改善，百万吨死亡率从2002年的4.94降至2013年的0.293，但与发达国家的百万吨死亡率相比仍有很大差距，煤炭行业在我国仍然是一个高风险的行业，煤矿事故发生率居高不下。而在这些事故中，瓦斯事故死亡人数所占比例最大；据统计我国煤矿一次死亡10人以上的特大事故中有70%以上是由于瓦斯（煤尘）爆炸事故；2002年～2006

年，工矿类相关行业死亡10

人次以上特重大事故中，煤矿死亡人数就占72.8%～89.3%；而在煤矿企业所发生的一次死亡10

人以上事故中，瓦斯事故占死亡人数的77%。这些血淋淋的事实无不说明了瓦斯事故是制约煤矿安全生产的“头号大敌”。为了减少或消除矿井瓦斯对煤矿安全生产的威胁，就要利用机械设备和专用管道造成负压，将煤层中赋存或释放的瓦斯释放出来，送到地面或其他安全地点，也就是瓦斯抽放。瓦斯抽放对煤矿瓦斯治理有以下几方面的作用：首先，抽放瓦斯可以减少开采时的瓦斯涌出量，从而减少瓦斯隐患和各种瓦斯事故,是保证安全生产的一项预防性措施。其次，抽放瓦斯可以减少通风负担，能够解除通风不易解决的瓦斯难题，降低通风费用。尤其针对瓦斯涌出量很大的矿井或采区，瓦斯抽放在技术上和经济上都是必须的。第三，煤层中的瓦斯同样是一种地下资源，将瓦斯抽采出来送到地面作为燃料和原料加以利用，可以起到保护环境和提高经济效益的作用。因此，瓦斯抽放已成为我国瓦斯灾害治理的主要技术手段。宿州煤电界沟矿设计生产能力0.6Mta，矿井计算服务年限为73瓦斯抽放的国内外研究现状国外瓦斯抽放现状在抽放理论方面，在1907年美国学者Chamberlin和Darton研究概括出了甲烷聚集和运移的机理；1928年Rice提出了在采煤前采用垂直钻孔从煤层中除去甲烷的设想；在随后的40年里，控制甲烷的通用做法仍然是降低煤炭产量和建立复杂的通风系统。1964年Lindine等根据所观察的瓦斯含量和残余瓦斯含量与深度之间存在的非线性函数关系，提出了第一个预测生产矿井瓦斯涌出量的经验模型；1968年，Airey从理论上导出了第一个预测矿井静止工作面瓦斯释放量的偏微分方程，采用解析法求解，建立了一维、单孔隙、气相的产量预测模型；1972年Price-Abdalla提出了二维、单孔隙、气水两相综合性产量预测的数学模型和有限差分的数值模型，该模型能求解具不规则边界的条件和模拟工作面推进的移动内边界问题，并且开发了相应的计算机软件NTERCOMP_1；1978年美国煤矿局提出了定向倾斜钻孔法来抽采煤层瓦斯，该方法将是地面垂直钻孔和煤层中水平针孔相结合，实现了弯曲钻孔。

在抽放量方面，1910年为促进安全生产，减少甲烷灾害，美国成立了矿业局这一专门的政府机构，开始监督抽放密闭瓦斯；1934年日本北海道新愰内矿抽放密闭区瓦斯，这是人类历史上首次在工业规模上利用机械开采瓦斯；随后，煤矿瓦斯抽放在西欧、美国、前苏联、东亚开始迅猛发展；1949~1950年间，比利时和英国先后进行的工业规模的瓦斯抽放，年抽放量达5700m333，抽放瓦斯的矿井由68个增至619个，单个抽放矿井的平均抽放量由1951年的198万m3井，增至1987年的877万m3井；到目前为止，世界上已有17个采煤国家进行了瓦斯抽放，年抽放量超过了1亿m33，德、英年抽放量均在5亿m3年瓦斯抽放量得到井喷式发展主要有两个原因：一是这期间抽放瓦斯矿井数目大大增加，二是单个矿井的年瓦斯抽放量的增长。这期间为提高瓦斯抽放率，各国都对瓦斯抽采技术进行了研究：前苏联针对低透气性煤层难抽问题，在顿巴斯、卡拉干达和库基巴斯矿区最先提出并试验应用了交叉钻孔强化预抽煤层瓦斯的方法，显著提高了低透气性煤层的瓦斯抽放率；而日本针对开采深度大的煤层时采用大直径钻孔来提高抽采效果；德国和捷克通过向煤层打放射状钻孔以延长抽采时间，成功达到了提高瓦斯抽采量的目的；在封孔工艺上，德国和日本在首先推广应用聚氨酯封孔技术，使抽放负压达到50KPa

以上，近年来由于石油、天然气能源的急缺，煤层气作为煤炭的伴生能源更是受到热捧，美国等发达国家掀起了对瓦斯抽采开发试验的新浪潮。针对美国煤层埋藏稳定、构造简单、透气性好、倾角低的优点，美国则是采用石油钻井的成熟工艺在井下水平长钻孔预抽瓦斯，获得了很大的成功。

总体来说，国外瓦斯抽放技术已经较为成熟，现在主要采用综合的总体抽放方式，在掘进过程中抽放瓦斯，回采过程中边采边抽和采空区抽放千方百计增加瓦斯抽放量，提高瓦斯抽放率，同时建立瓦斯监控系统，为矿井的安全生产提供保障。国内研究现状（1）抽放技术的发展情况

我国工业抽放瓦斯始于1938年的抚顺龙凤矿，但系统地连续抽放瓦斯是1952年在龙风矿建抽放瓦斯泵站开始的，经过几十年的发展，无论瓦斯抽放方法，还是抽放瓦斯装备等均具有较先进的水平。特别是近十年来，随着煤炭工业的发展，矿井数量及煤炭产量迅速增加，矿井向深部延伸过程中，一些低瓦斯矿井变为高瓦斯矿井和突出矿井，因此需要抽放瓦斯的矿井越来越多。由此带动了中国煤矿瓦斯抽放技术的迅速发展，目前瓦斯抽放技术在煤矿生产中得到了普遍的推广应用。2000年时我国共有141个矿井建立了地面永久瓦斯泵站进行抽放瓦斯，年抽放量达866

Mm3；到2007我国年抽放矿井数达到237个，抽放量达到1984Mm3；近年来我国瓦斯抽放量如表1-1

。表1-1我国各年的瓦斯抽放量Table1-1ThegasdrainagemeasuresofChina'smineseachyears年份抽放量Mm3年份抽放量Mm31992年5342000年8661993年5362001年9841994年5642002年11461995年6002003年15201996年6342004年19291997年7282005年21331998年7422006年26141999年8352007年1984我国煤矿瓦斯抽放技术，大致经历了四个发展阶段：

①高透气性煤层瓦斯抽放阶段。50年代初期，在抚顺高透气性特厚煤层中首次采用井下钻孔预拄煤层瓦斯，获得了成功。解决了抚顺矿区向深部发展的安全关键问题，而且抽出的瓦斯还被作为民用燃料得到了应用。

②邻近层卸压瓦斯抽放阶段。50年代中期，在开采煤层群的矿井中，采用穿层钻孔抽放上邻近层瓦斯的试验在阳泉矿区首先获得成功，解决了煤层群开采中首采工作面瓦斯涌出量大的问题。此后在阳泉又试验成功顶板收集瓦斯巷(高抽巷)抽放上邻近层瓦斯，抽放率达60％～70％。60年代以后，邻近层卸压瓦斯抽放技术在我国得到了广泛的推广应用。

③低透气性煤层强化抽瓦斯阶段。由于在我国一些透气性较差的高瓦斯煤层及突出危险煤层采用通常的布孔方式预抽瓦斯的效果不理想、难以解除煤层开采时的瓦斯威胁，为此，从60年代开始。试验研究了多种强化抽放开采煤层瓦斯的方法，如煤煤层注水，水力压裂．水力割缝，松动爆破，大直径(扩孔)钻孔，网格式密集布孔，预裂控制爆破，交叉布孔等。在这些方法中。多数方法在试验区取得了提高瓦斯抽放量的效果，但仍处于试验阶段，没有大范围推广应用。

④综合抽瓦斯阶段。从80年代开始随着机采、综采和综放采煤技术的发展和应用，采区巷道布置方式有了新的改变，采掘推进速度加快、开采强度增大，使工作面绝对瓦斯涌出量大幅度增加，尤其是有邻近层的工作面，其瓦斯涌出量的增长幅度更大。为了解决高产高效工作面瓦斯涌出源多、瓦斯涌出量大的问题，必须结合矿井的地质条件，实施综合抽放瓦斯。所谓综合抽放瓦斯就是：把开采煤层瓦斯采前预抽、卸压邻近层瓦斯采后抽及采空区瓦斯采后抽等多种方法在一个采区内综合使用，使瓦斯抽放量及抽放率达到最高。

（2）瓦斯抽放方法

根据我国煤层地质条件和瓦斯赋存特点，我国自主开展了多种瓦斯抽放方法。根据抽放对象的不同，可分为本煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放和采空区瓦斯抽放。目前，煤矿应用最为普遍的瓦斯抽放方法有如下6种：

①本煤层采前预抽。指采用巷道或打钻孔的方式在开采前抽放开采煤层内含有的瓦斯的方法，可以分为巷道预抽和钻孔预抽。巷道预抽煤体卸压范围大，煤的暴露面积大，有利于瓦斯释放，但密闭困难，巷道内易引起自燃发火，目前很少使用。钻孔预抽钻孔贯穿煤层，瓦斯很容易沿层理面流入钻孔，有利于提高抽放效果，而且抽放工作是在掘进和回采之前进行的，能大大减少生产过程中的瓦斯涌出量，但抽放的煤层没有受采动影响，煤层压力变化不大，透气性低的煤层可能达不到预抽效果，目前被广泛使用。

②本煤层边采边抽。即在工作面前方，在进风巷或回风巷中每隔一定距离打平行于工作面的钻孔，然后插管、封孔进行抽放，也可以每隔一段距离（20～30m）掘一钻场，布置3个扇形钻孔，然后插管、封孔进行抽放。此方法由于采动影响，煤层已卸压，煤层透气性增加，抽放效果好，不受采掘工作影响和时间限制，具有较强的灵活性和针对性，但开孔位置在煤层，封孔不易保持严密，影响抽放效果和瓦斯浓度。

③本煤层边掘边抽。即在掘进巷道两帮每隔一定距离掘一钻场，在钻场向工作面推进的方向打2～3个超前钻孔，然后插管、封孔进行抽放。随着工作面的推进，钻场和钻孔也向前排列。此方法的工作面前方和巷道两帮一范围内的应力已发生变化，因而游离和解吸瓦斯能直接被钻孔抽出，透气性低的煤层也会获得一定的效果，但增加了钻场和打孔的工程量和时间，对掘进速度有一定影响，有漏风，抽放率低。

④邻近层钻孔抽放。指煤层群条件下，受开采层的采动影响，其上部或下部的邻近煤层得到卸压后会发生膨胀，其透气性会大幅提高,

邻近煤层的卸压瓦斯会通过层间裂隙大量涌向开采层，为防止和减少邻近层瓦斯涌向开采层，在井下钻孔来抽采这部分瓦斯的方法。此方法抽采负压与通风负压方向一致，有利于提高抽采效果，且斯管道设在回风巷，容易管理，有利于安全。⑤邻近层巷道抽放。主要指在开采层的顶部处于采动形成的裂隙带内挖掘专用的抽瓦斯巷道，用以抽采上邻近层的卸压瓦斯。巷道可以布置在邻近煤层或岩层内。使用较少，阳泉矿是邻近层巷道抽放瓦斯方式的先驱，瓦斯抽放效果也最为显著，工作面瓦斯抽放率普遍高于70％，最高时达到90％以上。目前，该方法已在阳泉矿区15号煤层工作面广泛推广。

⑥采空区瓦斯抽放。采空区瓦斯是回采工作面瓦斯涌出主要来源之一，而采空区瓦斯抽放具有抽放流量大、来源稳定等特点，成为回采工作面瓦斯治理的重要手段。尤其是对于本煤层预抽效果不理想、采空区瓦斯涌出量大的工作面，采空区抽放方法是首选的抽放方法。近年来，国内外对高瓦斯矿井采空区瓦斯抽放进行了大量的研究，随着煤矿安全生产以及对瓦斯利用的重视，采空区抽放比例正在逐步增大。

（3）我国瓦斯抽放现存问题

目前，我国煤矿瓦斯抽采存在的问题如下：（1）煤层透气性系数低我国95％以上的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属于低透气性煤层，透气性系数只有10-4～10-3mD[1mD=40m3(MPa2·d)]，为较难抽采或勉强抽采。这一个普遍存在的客观事实，使我国井下瓦斯抽采(特别是预抽)难度非常大。如黑龙江省鸡西矿区、平顶山、七台河、乐平、萍乡、湖南白沙等许多矿区都因为瓦斯透气性极差、投人大等原因，矿井基本没有开展瓦斯预抽，严重影响抽采效果。（2）煤层较软我国绝大部分矿井煤层都存在着煤层较软或软分层厚的特征。在实施抽采钻孔过程中，极易出现严重的塌孔现象，打钻难，工期长，特别是突出煤层打钻时，煤层软，瓦斯压力大，存在着顶钻、卡钻、塌孔、喷孔等问题。目前在韩城、平煤、义马、鹤壁、郑煤、包头、辽宁和吉林等许多主要矿区都因软煤层打孔难的问题而严重影响抽采效果，所以软煤层中打孔，特别是突出软煤层中打钻的难题亟待新的有效的技术。表1-2我国主要矿区瓦斯抽采量和瓦斯抽采率Tab.1-2Thegasdrainagevolumeandrateinourmaindrainagemine矿区

名称2002年2004年2005年瓦斯涌出量Mm³抽采量

Mm³抽采率

%瓦斯涌出量Mm³抽采量

Mm³抽采率

%瓦斯涌出量Mm³抽采量

Mm³抽采率

%晋城抚顺121103阳泉599306松藻222231天府6771盘江316128352132淮南430150450162铁法水城215230平顶山4446芙蓉98中梁山南桐951396淮北8591鹤岗146鹤壁峰峰16025焦作1292327丰城六枝37（3）抽采系统不匹配，投入不足近年来，我国政府利用国债资金对部分煤矿的抽采系统进行了更新改造，抽采系统不匹配的状况有了一定的改观，但这种现象仍然非常普遍：部分矿井抽采泵能力不足，极限抽采流量小，真空度低，不足以克服抽采管道的沿程阻力；部分矿井抽采泵能力虽然较大，但选用的抽采支管甚至主干管管径太小，抽采泵产生的负压绝大部分消耗在抽采管道的沿程阻力上；其结果是，这些矿井的本煤层预抽钻孔孔口负压不到490Pa，有的甚至靠正压自排。（4）抽采时间短由于我国的高瓦斯和煤与瓦斯突出矿井都不同程度地存在采掘失调，采煤工作面预抽瓦斯的时间普遍不足，据焦作、鹤壁、平顶山、淮南、淮北、抚顺、铁法等矿区的统计，突出煤层采煤工作面预抽瓦斯时间最长为8个月，最短仅为1个月，平均预抽时间只有3.3个月。（5）钻孔工程量不足抽采钻孔具有输排瓦斯和提高煤层透气性的双重作用。钻孔工程量不足是导致瓦斯抽采率偏低的主要原因之一。我国约有80％以上的高瓦斯和突出危险工作面采用本煤层预抽，单个工作面抽采钻孔长度一般为15000～35000m，钻孔总长度数值很大，但吨煤钻孔长度数值却极小。据焦作、鹤壁、平顶山、晋城、潞安、淮南、淮北、铁法等矿区的不完全统计，采煤工作面吨煤预抽钻孔长度最多为，最少只有，平均仅为。实施邻近层瓦斯抽采的矿区也存在同样的问题，部分矿区的邻近层抽采钻孔瓦斯流速高达30～50ms，远远超过瓦斯抽采的经济流速，抽采钻孔数量严重不足。（6）封孔质量差孔底抽采负压具有引流瓦斯和强制瓦斯解吸的功效，封孔质量的高低直接关系到瓦斯抽采效果的好坏。目前，我国约有23的瓦斯抽采矿井仍然采用黄泥或水泥砂浆封孔，甚至少数开采近水平或缓斜煤层的矿井也采用水泥砂浆封孔，封孔长度短而且密封质量很差，既影响了抽采率，也影响了抽采浓度。我国约有65％的采煤工作面预抽瓦斯浓度低于30％，充分反映了抽采钻孔封孔质量差的现状。（7）抽采方式单一目前我国大多数矿井瓦斯抽采效率较低，抽采形式单一，抽采技术也不高，抽采瓦斯参数不能随地质及开采条件的变化及时修正和优化处理，从而限制了瓦斯抽出量，抽采效果差。1.3研究内容及技术路线研究内容（1）瓦斯涌出量预测：回采工作面的瓦斯涌出量由开采层、临近层瓦斯涌出量两部分组成，利用在实习中收集到的资料，根据矿井围岩瓦斯涌出系数，工作面丢煤系数，回采工作面长度，开采层厚度，工作面采高，煤层原始瓦斯含量等参数计算出开采层瓦斯涌出量。利用邻近层厚度工作面采高邻近层的原始瓦斯含量，邻近层残余瓦斯含量，邻近层瓦斯排放率计算临近层瓦斯涌出量。

（2）抽采方法的优选：根据收集的基础资料（煤层赋存状况、瓦斯赋存规律、巷道布置、地质条件、开采技术等）和分析计算得出的结论（瓦斯涌出来源、瓦斯涌出量等）结合矿井生产的实际情况，选取最优的回采工作面瓦斯抽放方法、采空区瓦斯抽放方法和工作面上隅角瓦斯抽放方法，使煤矿的整体效益最大化。

（3）抽采设备的选型：根据矿井开拓方式、井下采掘部署和通风设计确定抽放管路的布置。根据收集的矿山基础资料，对抽放管道所需的管径进行计算，再结合进行环境，选取最合适的抽放管径。根据矿山的基础资料，对抽放管路的阻力、瓦斯泵流量和压力进行计算，结合井下具体状况，确定瓦斯泵的型号，使之既不产生浪费，又能达到瓦斯抽放的需求。

技术路线

首先收集有关宿州煤电界沟煤矿的煤质、地层、瓦斯与地质方面的资料，了解瓦斯抽放的地质背景和采掘工作面的瓦斯抽放系统，查阅相关资料，对瓦斯基础参数进行计算或预测。然后根据计算得到的参数进行分析，确定抽放方法和抽放设备，并且对该矿瓦斯抽放方法和抽放设备的选取，进行论证。经过论证分析，选取一个具体的设计方案，本设计要包括各煤层瓦斯抽放设计的方法，要做到安全可靠同时又要经济节约，技术路线图如图1-1：图1-1技术路线图Figure1-1Thetechnologyroadmap矿井概况矿井位置、交通界沟井田位于安徽省淮北市濉溪县五沟镇与亳州市蒙城县许疃乡交界处，东距宿县38km，西南距蒙城县约30km，东北距淮北市60km左右。井田外东有宿县～蒙城公路，井田内有淮北～六安公路通过。井田东距京沪铁路芦岭车站约46km，西距青阜铁路青疃车站43km左右，而距东侧附近的矿区铁路任庄车站仅7km。交通方便。图2-1界沟煤矿交通位置图Figure2-1Thelocationmapofjiegoumine气象及地震条件本井田所在地属季风暖温带半湿润气候，季节性明显。本地区一般春秋多东北风，夏季多东～东南风，冬季多北～西北风，平均风速3ms，最大风速达18ms；年均气温14.7℃，极端最高气温41℃，极端最低气温-23.2℃；年均降雨，雨量多集中在7、8月份；最大积雪厚度22cm；最大冻土深度15cm。根据《建筑抗震设计规范（GB50011-2001）》的有关规定，本井田所在地的抗震设防烈度为6度。地质特征地质构造本井田位于淮北煤田童亭背斜西翼五沟向斜的南部，总体构造形态为一轴向近北西、两端各被一条走向北东而对倾的断层切割成地堑型的不完整向斜。该向斜轴部地层平缓，倾角一般4°～10°；两翼地层南陡北缓，倾角分别为15°～50°和6°～20°。向斜西翼发育有一组与地层走向近于平行的北倾逆断层，而局部地段出现的次级小褶曲，则使得全井田具有复向斜的特点。资源勘探、井筒检查孔和二维地震补勘资料表明：本井田共发现断层35条，其中正断层28条，逆断层7条。若按落差大小来分，则有大于等于100m的5条，小于100m而大于等于50m的9条，小于50m而大于等于20m的8条，小于20m的13条。断层的延展方向多以北东向为主，北西向次之。此外，井田内尚有4个孤立的地震断点未组成断层。水文地质条件①、地表水本井田地势平坦，自然地面标高为+25.79～+；井田内无较大河流，仅在其南缘有一条季节性小河，但人工沟渠较多。据调查，1965年发生的百年一遇洪水也未使本井田被淹，仅在局部地段有少量积水。可见，地表水对本井田的开发没有影响。②、新生界松散层含、隔水层(组)第四系松散层一般在280m左右。按照沉积物的组合特征和含隔水性质，可将新生界自上而下大致分为一含、一隔、二含、二隔、三含、三隔和四含计4个含水层(组)和3个隔水层(组)，其中三隔分布稳定，厚度在59.97~之间，平均，以粘土为主，可塑性极强，为良好的隔水层。可有效地阻隔上覆地表水和一、二、三含与下部各含水层间的水力联系；四含主要由中粗砂，粘土砾石，砂砾和粘土质砂等组成，间夹粘土和砂质粘土，厚度变化较大，介于0~之间，平均12.05m，分布不稳定，自西向东有渐厚趋势。四含直覆于煤系之上，与煤系砂岩和风化裂隙带具有直接的水力联系，四含是矿井开采的重要充水水源。③、二迭系煤系含、隔水层二迭系煤系主要由砂岩、泥岩、粉砂岩和煤层交互组成。砂岩裂隙不发育，富水性弱，开采中一般不会出现较大涌水，可疏干。根据煤系的组合特征，可将其自上而下大致分为72煤层以上隔水层(段)，7、8煤层顶底板砂岩裂隙含水层(段)、铝质泥岩-10煤层顶板隔水层(段)、10煤层顶底板砂岩裂隙含水层(段)和10煤层～石炭系太灰顶界隔水层(段)。煤系砂岩裂隙含水层是矿井开采的直接充水水源。④、石炭系太原组灰岩与其间的砂岩、泥岩、粉砂岩和薄煤层组成。共含灰岩13层，累厚63m左右，3、4、8灰厚度较大。灰岩中岩溶裂隙浅部比较发育，富水性强。根据中央采区钻探注浆资料，太灰富水性强，水文地质条件复杂，有0~21m的原始导高，在底板薄弱地段及构造发育段，极易发生突水的可能。太灰岩溶裂隙含水层威胁着矿井开采的安全。煤层及煤质1)煤层：本井田的含煤地层为华北型石炭、二叠系，其中二叠系的山西组与上、下石盒子组为主要含煤层段。井田内二叠系的山西组与上、下石盒子组共含7、8、10和11计4个煤组，煤层平均可采总厚；其中72、82和10煤层为主要可采煤层，全区可采，其余煤层煤层为次要可采煤层。表2-1主要煤层一览表Table2-1ThemaincoalseamList煤层平均厚度（m）顶板岩性底板岩性结构可采性稳定性71以泥岩为主，少量砂岩以泥岩为主简单局部可采较稳定72多为泥岩，局部为砂岩和粉砂岩以泥岩为主较简单全区开采较稳定—稳定82主要为砂岩，少量为粉砂岩和泥岩以泥岩为主较简单全区开采较稳定—稳定10多为砂岩，泥岩和粉砂岩次之多为粉砂岩和泥岩较复杂全区开采较稳定—稳定注：71、72煤层间距为,72、82煤层间距为，82、10煤层间距为。2）煤质依据《中国煤炭分类国家标准》（GB5751-86），72煤层为低灰～中灰、特低硫～低硫、特低磷、高发热量和具很强粘结性的肥煤，有少量焦煤和气煤。原煤水份平均1.11％，灰分平均值15.87%,挥发分平均值为30.55%,为中高挥发分煤，原煤硫含量稍低，属于低硫煤,磷含量平均值0.010%,属特低磷煤。煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性根据《界沟煤矿补充勘探地质报告》瓦斯资料，72煤层瓦斯含量为m3t。界沟矿井开采的界沟煤层未发生过自燃现象，根据钻孔采样试验，72煤层还原样与氧化样燃点之差为6～-33C°,属不自燃-不易自燃煤层。72煤层煤尘均有爆炸性，要做好防尘抑爆工作。矿井开拓、开采概况矿井采用立井、主要大巷及石门开拓方式；设计采用一个水平上、下山开采，矿井共有三个井筒，即为主井、副井、回风井，井口标高均为+，井底车场标高为-425m。72煤层平均倾角为10°，回采工作面采用单一走向长壁布置、综合机械化采煤方法，后退式回采，全部垮落法管理顶板。本设计主要针对界沟矿井东一采72煤层。采区设有一个回采工作面和两个掘进工作面。井田南北长约，东西宽约，面积约为2。界沟矿井地质储量为132.346Mt；可采储量为65.153Mt。界沟矿井设计生产能力为0.6Mta，服务年限为73.4年。矿井通风本矿井采用中央并列式通风方式，由主井、副井进风，中央风井回风，机械抽出式负压通风。目前中央风井安装2台BDK-8-№28型对旋式风机。工作面采用“U”型通风，掘进工作面均采用压入式独立通风。矿井瓦斯赋存情况煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯赋存基本参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽放设计的依据。对于瓦斯抽放来说，煤层瓦斯基本参数包括：煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤的残存瓦斯含量、煤层透气性系数、煤的孔隙率、煤对瓦斯吸附常数、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等。72煤层瓦斯基本参数值详见表3-1。表3-1煤层瓦斯基本参数值表Tab3-1seamgasbasicparametervaluestable参数名称参数值煤层原始瓦斯压力煤层平均瓦斯含量3t平均残存瓦斯含量2m3t煤的孔隙体积3t煤对瓦斯吸附常数煤层透气性系数λ=0.129m2MPa2•d钻孔瓦斯流量衰减系数0.018d-1百米钻孔初始瓦斯流量0.021m3min•100m煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含的瓦斯体积(换算为标准状态)，单位是m3t或mLg。煤层瓦斯含量也可用单位质量纯煤(去掉煤中水分和灰分)的瓦斯体积表示，单位是m3t·r。本次设计中得到的所设计723t。煤层瓦斯压力煤层瓦斯压力是指煤孔隙中所含游离瓦斯的气体压力，即气体作用于孔隙壁的压力。煤层瓦斯压力是决定煤层瓦斯含量的一个主要因素，当煤的吸附能力相同时，煤层瓦斯压力越高，煤中所含瓦斯量也越大。本次设计中得到的所设计煤层的原始瓦斯压力为0.55MPa。煤层透气性系数煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，是煤层对于瓦斯流动的阻力，通常用透气性系数表示。透气性系数越大，瓦斯在煤层中流动越容易，透气性系数λ在我国普遍用地单位m2MPa2·d。其物理意义是1m长的煤体，当压力平方差是1MPa2时，通过1m2的煤层断面，每日流过的瓦斯立方米数。1m2MPa2·d相当于0.025毫达西。根据收集资料，界沟煤矿m2MPa2钻孔瓦斯流量和流量衰减系数钻孔自然初始瓦斯涌出强度q0和钻孔自然瓦斯流量衰减系数α是表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数。q0和α值要通过测定不同时间的钻孔自然瓦斯涌出量并按下式回归分析求得的，具体测定方法为：选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一个孔径50～89mm，长30～40m的钻孔，封孔后定期测量钻孔自然瓦斯流量qt，根据不同自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti,qi）,按公式回归分析求出q0和α。-1。矿井瓦斯储量计算范围计算范围为矿井所有采区（一个回采工作面、两个掘进工作面）。参与矿井储量计算的煤层除了设计开采的72煤层，还包括围岩中的瓦斯。计算方法根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第条规定，矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。可按下式计算：(3-1)式中W—矿井瓦斯储量，Mm3；W1—可采煤层的瓦斯储量，Mm3；(3-2)Ali—矿井可采煤层i的地质储量，MtX1i—矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3t；W2—受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，Mm3；(3-3)A2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，Mt；X2i—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3t；W3—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：(3-4)K—围岩瓦斯储量系数，一般取K＝0.05~0.20。本次设计中矿井瓦斯储量计算结果，矿井总地质储量为132.346Mt，界沟煤矿71煤层平均厚度为1.41m，地质储量为15.672Mt，煤层平均瓦斯含量为m3t；72煤层平均厚度为，地质储量为39.294Mt3t；82煤层平均厚度为2.75m，地质储量为31.779Mt，煤层平均瓦斯含量为5.86m3t，82煤层平均厚度为m，地质储量为MtW11=5.92=Mm3W127.2=Mm3W135.86=Mm3W14=Mm3W1=W11+W12+W13+W14=Mm3W2=0W3=0.1×(+0)=Mm3W=Mm3矿井可抽瓦斯量及可抽期瓦斯抽放率根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第条规定：设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第条规定：瓦斯抽出率：——预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；——采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于30%；——煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应小于该煤4MPa以下。矿井瓦斯抽采率应满足表3-2规定。表3-2矿井瓦斯抽采率应达到的指标Tab3-2Minegasdrainagerateshouldreachindicators矿井绝对瓦斯涌出量Q（m3min）矿井瓦斯抽采率（%）Q＜20≥2520≤Q＜40≥3540≤Q＜80≥4080≤Q＜160≥45160≤Q＜300≥50300≤Q＜500≥55500≤Q≥60由于界沟煤矿72煤层的绝对瓦斯涌出量为m3min，所以对应以上规定综合考虑界沟72矿煤层的瓦斯抽放率应取65%。矿井可抽瓦斯量矿井可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：可抽瓦斯量=瓦斯储量×抽放率=×65%=Mm3。可抽期根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第5.3.5都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应。本次设计的矿井服务年限为73.4年。所以矿井可抽期也取73.4年。瓦斯抽放的必要性和可行性论证瓦斯抽放的必要性规定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就应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如上隅角等），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《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第~4.1.3条规定：有下列情况之一的矿井，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：（1）1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：①大于或等于40m3min；②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3min；③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3min；④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3min；⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3min。开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。界沟煤矿72煤层的7222工作面的瓦斯涌出量大于5m3min，并且依靠通风瓦斯无法解决。所以建立瓦斯抽放系统是必要的。矿井瓦斯涌出量预测预测方法选择瓦斯涌出量预测是指根据某些已知的相关数据，按照一定的方法和规律，预估出整个矿井或者局部区域瓦斯涌出量的工作。对于新建矿井，需要矿井瓦斯涌出量预测资料，作为通风设计以及制定瓦斯措施的依据。瓦斯涌出量的预测的正确与否，直接影响着煤矿安全生产和经济效益。若预测偏低，矿井投产不久就需要进行技术改造，甚至被迫减少产量，而预测偏高，则必须要增加投资和通风设备的运行费用。所以研究矿井瓦斯涌出量的预测方法，提高预测精度，一直是世界各主要采煤国的重要课题之一。

综合国内外传统的瓦斯涌出量预测的方法有：统计分析法、瓦斯含量预测法、分源预测法、类比法。随着科学技术的日益提高，科技的发达，出现了其它预测的方法。下面详细的介绍对比我国主要使用的瓦斯涌出量预测法优劣及其适用范围：表4-1瓦斯涌出量预测法对比Table4-1Gasemissionpredictionmethod方法简介优点缺点适用性矿山统计法据已开采工作面的实测瓦斯资料，经过统计分析得出某一煤层瓦斯涌出量随开采深度的变化规律，并将其应用于计算新采煤工作面瓦斯涌出量。可以很简单地通过已知工作面的瓦斯涌出量来计算新采煤工作面的瓦斯涌出量。

需要前期积累的资料多，可推测的深度低，推测结果受煤层倾角和瓦斯涌出量的梯度影响，误差较大。适用于生产矿井的延伸水平、开采水平的新区、邻近的新矿井分源预测法根据采煤工作面同时涌出的瓦斯源及瓦斯源涌出量的大小，预测采煤工作面的瓦斯涌出源的涌出量。技术成熟，预测精度可达85%以上，适用性广。对瓦斯含量测定值的可靠性和含量点的分布有较高的要求，计算使用经验公式，其结果的精度有一定的局限性。适用于新建矿井、生产矿井水平延深、新设计采区以及采掘工作面的瓦斯涌出量预测。类比法根据生产矿井已采地区瓦斯涌出量的实测资料，计算出采煤工作面的相对瓦斯涌出量与煤层瓦斯含量的比值，还可计算出掘进巷道绝对瓦斯涌出量与煤层瓦斯含量的比值。简便易行，在地质条件类似的临近新建矿井，利用这两个之间的比值，结合设计方案，便可进行新矿井瓦斯涌出量预测。煤层瓦斯含量与采、掘瓦斯涌出量的比值通常是变化的，只简单的将这些归为平均值，导致误差比较大，因此只适合做定性分析。适用于与邻近生产矿井具有相同或相似的地质、开采条件的新建矿井瓦斯涌出量预测。通过表4-1可看出，分源预测法在预测新建矿井方面有明显的优势，本次设计采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，该方法的实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源—回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各个回采面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各个采区乃至全矿井瓦斯涌出量之目的。这次预测矿井瓦斯涌出量时考虑72煤层的一个回采面、一个备用面、两个掘进面。2.分源预测法矿井瓦斯涌出量采用分源预测法预测。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的汇源关系（图4-1），利用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。图4-1矿井瓦斯涌出源汇关系示意图Figure4-1Compositiondiagramofminegasemission回采工作面瓦斯涌出量

回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达，以24rateandtherelationofdistancebetweenadjacentlayercurve根据煤层特征表中各煤层的间距，受72煤层开采影响的邻近煤层有71、82煤层，根据收集资料71、82m3tm3t，残存瓦斯含量都为2m3t。则72煤层邻近层瓦斯涌出量如下表：表4-372煤层工作面邻近层瓦斯涌出预测表Table4-3Adjacentlayersofgasemissionforecasttable煤层煤层厚度（m）与72煤层间距（m）瓦斯排放率瓦斯含量（m3t））残存瓦斯含量（m3t）相对瓦斯涌出量（m3t）7192%5.928238%5.861.47合计—————按公式（4-1）计算回采工作面总瓦斯涌出量为：5.39+8=7m3t，回采工作面日产量1818t，m3minm3min，因为是备用根据规定瓦斯涌出量取工作面的一半。(2)掘进工作面瓦斯涌出量计算掘进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两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式确定：（4-5）式中Q掘——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3min；Q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3min，见式（4-6）；Q4——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3min，见式（4-7）；（4-6）（4-7）式中D——巷道断面内暴露煤面的周边长度，m，D=。v——巷道平均掘进速度，mmin，取0.0035mmin(按5md计算)；L——巷道长度，m，=950m；Q0——煤壁瓦斯涌出强度，m(mmin)，按下式计算：（4-8）——煤的挥发份，%，取值30.55%；S——煤巷掘进断面积，m，取值11；v——掘进速度，mmin，取0.0035mmin(按5md计算)；γ——煤的密度，tm；W0——煤层原始瓦斯含量，mt，；WC——煤层残存瓦斯含量，mt，取值2。代入数据得Q3m³min，Q4=m³min，3min。(3)采区瓦斯涌出量采区内瓦斯涌出量除了回采和掘进涌出外,还包括采区内已采区段老空区瓦斯涌出。其计算公式为：（4-9）式中Q——采区瓦斯涌出量，mt；K——采区内采空区瓦斯涌出系数,对于单一煤层，，对于近距离煤层群，；取值1.45；Q——第i回采工作面相对瓦斯涌出量，mt，取值mt；A——第i回采工作面平均日产量，td，取值1818t；Q——第i掘进工作面瓦斯涌出量，m3min，取值1.69m3min；A——采区平均日产量，td，取值2000t；界沟矿在72煤层布置一个工作面，一个备用工作面，两条掘进巷道。代入数据可得Q=m3t。m3min。考虑到一个备用工作面，m3min。矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出预测的计算公式通常采用：（4-10）式中Q矿——矿井瓦斯涌出量，m3t；Q采区——第i采区瓦斯涌出量，m3t，取值m3t；Ai——第i采区日平均煤炭产量，t,取值1818t；Kn——已采采空区瓦斯涌出系数，一般为1.15～1.25，取1.25。由此可得，界沟矿的矿井相对瓦斯涌出量为m3t，计算得绝对瓦斯涌出量为m3min，考虑到一个备用工作面，则矿井总的绝对瓦斯涌出量为m3min按照上述公式预测矿井瓦斯涌出量值，详情见表(4-4)。表4-4矿井瓦斯涌出量预测值表Table4-4Minegasflow-volumeprediction矿井平均产量(td）瓦斯涌出量矿井合计回采(m³min)掘进(m³min)采空区(m³min)相对量(m³t)绝对量(m³min)18181瓦斯抽放的可行性开采煤层预抽瓦斯的难易来讲，一般取决于煤层的自然透气性，其评价指标有两个：煤层透气性系数（λ）、钻孔瓦斯流量衰减系数（α），分为三类，即容易抽采、可以抽采、较难抽采，《煤矿瓦斯抽采工程设计规范》规定的煤层瓦斯抽采难易程度分类见表4-5。瓦斯抽采的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获得较好地抽采效果来评价，而抽采方式则应根据煤层的开采程序和巷道布置来选择。表4-5开采层预抽瓦斯难易程度分类表Table4-5Thetaxonomytableofthedifficultyofgasdrainage抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数(d)煤层透气性系数（m2MPa2.d)容易抽放>10可以抽放较难抽放界沟煤矿722MPa2.d和0.018d-1，可以看出72煤层属于可以抽放，具备本煤层抽放的条件。抽放方法规定根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第条规定：选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列要求：a)尽可能利用开采巷道抽放瓦斯，必要时可设专用抽放瓦斯巷道；b)适应煤层的赋存条件及开采技术条件；c)有利于提高瓦斯抽放率；d)抽放效果好，抽放的瓦斯量和浓度尽可能满足利用要求；e)尽量采用综合抽放；f)抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第条规定：按矿井瓦斯来源实施开采煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放；第7.1.3条规定：多瓦斯来源的矿井，应采用综合瓦斯抽放方法。瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：⑴分期建设、分期投产的矿井，抽放瓦斯工程可一次设计，分期建设、分期投抽。⑵抽放瓦斯站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，宜采用集中建站方式。当有下列情况之一时，可采用分散建站方式：——分区开拓或分期建设的大型矿井，集中建站技术经济不合理。——矿井抽放瓦斯量较大且瓦斯利用点分散。——一套抽放瓦斯系统难以满足要求。矿井瓦斯来源分析矿井瓦斯来源是确定抽放方法的主要依据，因此，应尽量详细地做好以下测量工作：――必须测定出掘进、采煤与采空区的瓦斯涌出量分别占全矿井瓦斯涌出量的比例；――必须准确地判断出采区工作面的瓦斯主要来自本煤层还是邻近层。一般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量认为是本煤层的瓦斯涌出量，而将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层的瓦斯涌出量。矿井瓦斯涌出及构成界沟煤矿开采期间的瓦斯来源由一下三部分组成：回采工作面的瓦斯涌出、掘进工作面的瓦斯涌出和采空区的瓦斯涌出，各瓦斯源涌出的瓦斯占矿井瓦斯的涌出比例与矿井的开采深度和矿井的生产接续布局、采掘强度等有关，根据矿井瓦斯涌出量预测结果表(4-4)，计算界沟煤矿72煤层在生产期间的瓦斯涌出构成：回采工作面瓦斯占%，掘进工作面瓦斯占%，采空区瓦斯占%；可以看出，瓦斯涌出构成中以回采工作面和采空区为主，占矿井瓦斯涌出量的80%以上，因此，矿井的瓦斯治理重点应放在回采面和采空区上。回采工作面瓦斯涌出及构成回采工作面瓦斯来源包括开采层和邻近层(包括围岩)瓦斯两大部分，根据回采工作面瓦斯涌出量预测结果，计算回采面瓦斯涌出量构成为：开采层瓦斯涌出占5%，邻近层瓦斯涌出占42%。采空区瓦斯涌出及构成界沟煤矿72煤层开采生产过程中，开采初期虽仅一个工作面生产，采空区面积很小，但是随着矿井生产时间的推移和矿井开采范围的扩大，采空区瓦斯涌出量所占的比例势必将逐渐增大，所以矿井在生产的中后期对于采空区瓦斯涌出的治理应重点关注。抽放方法选择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、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：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．抽放方法在满足矿井安全开采的前提下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。4．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。5．选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。6．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。7．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。本煤层瓦斯抽放方法未卸压煤层进行预抽，煤层瓦斯抽放的难易程度可划分为三类。——煤层透气性较好，容易抽放的煤层，宜采用本层预抽方法，可采用顺层或穿层布孔方式。——煤层透气性较差，采用分层开采的厚煤层，可利用先采分层的卸压作用抽放未采分层的瓦斯。——单一低透气性高瓦斯煤层，可选用加密钻孔、交叉钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制预裂爆破等方法强化抽放。煤与瓦斯突出危险严重煤层，应选择穿层网格布孔方式。——煤巷掘进瓦斯量涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的抽放方法。邻近层瓦斯抽放方法——通常采用从开采层回风巷(或回风副巷)向邻近层打垂直或斜交穿层钻孔抽放瓦斯的方法。——当邻近层瓦斯涌出量大时，可采用顶(底)板瓦斯巷道(高抽巷)抽放。——当邻近层或围岩瓦斯涌出量较大时，可在工作面回风侧沿开采层顶板布置迎面水平长钻孔(高位钻孔)抽放上邻近层瓦斯。采空区瓦斯抽放方法——老采空区应选用全封闭式抽放方法。——现采空区可根据煤层赋存条件和巷道布置情况，采用顶(底)板钻孔法，有煤柱及无煤柱垂直及斜交钻孔法，插(埋)管法等抽放方法，并应采取措施，提高抽放瓦斯浓度。——开采容易自燃或自燃煤层的采空区，必须经常检测抽放管路中C0浓度和气体温度等有关参数的变化。发现有自然发火征兆时，必须采取防止煤自燃的措施。其他情况――煤与瓦斯突出矿井开采保护层时，必须同时抽放被保护煤层的瓦斯。――埋藏浅、瓦斯含量高的厚煤层或煤层群，有条件时，可采用地面钻孔预抽开采层瓦斯、抽放卸压邻近层瓦斯或抽放采空区瓦斯的方法。――对矿井瓦斯涌出来源多、分布范围广、煤层赋存条件复杂的矿井，应采用多种抽放方法相结合的综合抽放方法。抽采方法确定界沟矿是高瓦斯矿井，本着“应抽尽抽、多措并举、抽掘采平衡”的原则，采用顺层钻孔，底板瓦斯抽排巷穿层钻孔抽采，掘进巷道采用边掘边抽的方式，采用底板水平长钻孔，采空区上隅角埋管抽采。钻孔及钻场布置钻孔及钻场布置根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第7.4条，钻场钻孔布置应按照以下要求：——钻场的布置应免受采动影响，避开地质构造带，便于维护，利于封孔，保证抽放效果；——尽量利用现有的开拓、准备和回采巷道布置钻场；——对开采层未卸压抽放，除按钻孔抽放半径确定合理的孔间距外，应尽量增大钻孔的见煤长度；——邻近层卸压抽放，应将钻孔打在采煤工作面顶板冒落后所形成的裂隙带内，并避开冒落带；——强化抽放布孔方式除考虑应取得好的抽放效果外，还应考虑措施施工方便；——边采边抽钻孔的方向应与开采推进方向相迎，避免采动首先破坏孔口或钻场；——钻孔方向应尽可能正交或斜交煤层层理；——穿层钻孔终孔位置，应在穿过煤层顶(底)板处。根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第条，预抽煤层瓦斯的钻孔量：——当采用顺层孔抽放时，钻孔量见表5-1；——当采用穿层钻孔抽放时，钻孔见煤点的间距可参照下列数据：容易抽放煤层15-20m；可以抽放煤层10-15m；较难抽放煤层8-l0m。表5-1吨煤钻孔量表单位：mtTable5-1Tonsofcoaldrillingscale煤层类别博煤层中厚煤层厚煤层容易抽放可以抽放较难抽放顺层钻孔布置工作面走向长度1200m，倾向长度180m，沿工作面机巷、风巷施工本煤层抽放孔长70m，工作面中间40m采用底板巷穿层钻孔进行抽放。钻孔间距，孔径Φ108mm，共施工960个钻孔。开孔位置距底板，从切眼外5m施工第一个钻孔。钻孔封孔长度不小于10m，每5个钻孔为一组集中并入7222工作面瓦斯抽放管路中。图5-1顺层钻孔示意图Figure5-1Beddingdrillingschematicdiagram底板抽放钻孔布置7222回采工作面倾向长度为180m，沿工作面机巷、风巷施工本煤层抽放孔长70m，工作面中间40m，采用底板穿层钻孔进行抽放，从7222工作面施工穿层钻孔。钻孔间距5m，每排打7个钻孔，钻孔孔径Φ94mm。使用ZDY-3200型大功率钻机，钻孔封孔长度不小于8m。图5-2底板瓦斯抽放巷钻孔布置平面示意图Figure5-2Bottomgasdrainageboreholelayoutplansketch边掘边抽钻孔布置经综合分析，设计确定在综掘工作面采用边掘边抽的掘进工作面瓦斯抽放工艺。即在掘进巷道两侧打钻场，钻场内向工作面前方打钻孔抽放。钻场深5m，宽5m，高与掘进巷道相同。巷道同侧钻场间距100m，巷道异侧钻场应错开布置，错距不小于50m，以利于巷道支护。每个钻场布置8个钻孔，钻孔孔径Φ94mm-2m，取钻孔偏角2°递增。钻孔层位选择在煤层厚度的中、上部。其中巷帮钻孔主要应避开巷道周围松动圈，同时需处于巷帮煤体卸压范围内，钻孔封孔段长度应超过巷道松动圈范围。边掘边抽示意图见图5-3。图5-3边掘边抽卸压瓦斯抽放示意图3Schematicdiagramofgasdrainagewithdrivaging底板水平钻孔布置:为了充分利用7221岩石集中巷，从巷道底板布置钻场打水平钻孔抽放采空区瓦斯，每个钻场布置9个钻孔，钻场间距40m，钻孔距煤层顶板25m，距上巷30m，钻孔长度90m，封孔长度不小于8m。图5-4钻孔布置图Figure5-4LayoutdiagramofdrillLiquorMethodWrappedSmoke1—铁挡板；2—木塞；3—橡胶垫圈；4—毛巾布；5—铁丝；6—抽放管2)封孔工序：本封孔工艺为卷缠药液法，其操作程序如图(5-7)所示。先称量出封一个钻孔的甲、乙两种药液各，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶中，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色稍变为乳白色时，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缠绕毛巾布，并把卷缠好药液的抽放管迅速插入钻孔内。大约5min后药液开始发泡膨胀，20min停止发泡，逐渐硬化固结。图5-8卷缠药液法封孔操作程序Figure5-8TwiningSolutionMethodHoleSealingOperationProceduresa—原液；b—混合；c—搅拌；d—涂布卷缠；e—插入钻孔为了避免抽放管因碰撞晃动而影响封孔质量，孔口要用水泥沙浆将抽放管固定牢固，或用木楔楔紧。卷缠药液法密封钻孔如图(5-8)所示。图5-9卷缠药液法密封钻孔Figure5-9TwiningSolutionMethodSealDrilling1—钻孔；2—聚胺酯密封段；3—水泥沙浆抽放瓦斯量预计根据确定的瓦斯抽放率，预测纯瓦斯量：地面高负压瓦斯抽放系统，瓦斯抽放率65%：1)掘进工作面瓦斯量预计：×0.65=m3min；回采工作面瓦斯流量预计：×0.65=m3min；总的瓦斯流量预计：+=m3min。井下低负压瓦斯抽放系统，瓦斯抽放率35%：×0.35=m3min。瓦斯抽放管路系统及设备选型抽放管路选型及阻力计算规定根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放管路有如下要求：第条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求：——抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°；——抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；若设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于；——当抽放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内；——尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁；——管径要统一，变径时必须设过渡节。第条：抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按安全流速为5~15ms和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10％。第条：当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大100mm；当沿竖井敷设抽放管路时，应将管道固定在罐道梁上或专用管架上。第条：抽放管路总阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低负压瓦斯管路阻力公式计算；局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10％~20％。第条：地面管路布置：——不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内；——主干管应与城市及矿区的发展规划和建筑布置相结合；——抽放管道与地上、下建(构)筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定；——瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建(构)筑物，一般情况下也不得穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。计算方法1．瓦斯抽放管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：(6-1)式中，D—瓦斯管内径，m；Q—管内瓦斯流量，m3min；V—瓦斯在管路中的经济流速，ms，一般取V＝10~15ms，取10ms。按照大管径流速取大值、小管径流速取小值，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选取经济流速。界沟矿瓦斯抽放设计，建立二掘进工作面，一个回采工作面，约定：地面高负压瓦斯抽放系统：回风井，地面瓦斯抽放管及回风大巷的瓦斯抽放管为干管1；采区回风巷的瓦斯抽放管为分管；(3)工作面回风巷的瓦斯抽放管为支管1；(4)掘进巷道的瓦斯抽放管为支管2。井下低负压瓦斯抽放系统：回风大巷的瓦斯抽放管为干管2；采空区的瓦斯抽放管为支管。根据各瓦斯抽放管内预计的瓦斯流量，按式（6-1）计算选择的瓦斯抽放管管径如表6-1，瓦斯抽放管选用热轧无缝钢管。表6-1高负压瓦斯抽采管管径计算结果Table6-1Thecalculationresultsofthegasdrainagepipediameterunderlownegativepressure抽管类别预测抽纯瓦斯量（m3min）瓦斯浓度（%）混合抽采量（m3min）计算管径（mm）应选管径（mm）干管130Φ315Φ400分管30Φ315Φ400支管135Φ280Φ350支管230Φ88Φ350表6-2低负压瓦斯抽采管管径计算结果Table6-2Thecalculationresultsofthegasdrainagepipediameterunderlownegativepressure抽采管类别预测抽纯瓦斯量（m3min）瓦斯浓度（%）混合抽采量（m3min）计算管径（mm）应选管径（mm）干管220Φ190Φ273支管20Φ190Φ2732．管道摩擦阻力计算计算直管摩擦阻力，可按下式计算：(6-2)式中，H——阻力损失，Pa；L——直管长度，m；Q——瓦斯流量，m3resultsofthegas