煤矿瓦斯抽放毕业论文

1、 .PAGE42 / NUMPAGES46煤矿瓦斯抽放毕业设计论文摘要随着煤矿生产技术水平的快速发展，煤矿生产能力大大提高，但是随着开采深度的增加矿井瓦斯涌出量也大大增加，矿井瓦斯已成为制约煤矿安全生产的“头号大敌”。一XX瓦斯赋存情况复杂，涌出量较大，仅靠通风方法难以解决瓦斯超限问题，因而对矿井进行瓦斯抽采势在必行。本文介绍了矿井的基本概况，对矿井瓦斯抽放的必要性与可行性进行了分析；运用分源预测法计算矿井瓦斯涌出量，并分析了不同的瓦斯抽放方法，设计了矿井的瓦斯抽放工艺；通过对井下环境的分析和抽采管径的计算，确定了抽采管路系统的相关参数；在计算抽放系统的管道阻力和瓦斯泵的流量与压力的基础上，选

2、择了合适的瓦斯泵型号。本文对XX煤矿进行的瓦斯抽放设计，对降低工作面回采时瓦斯涌出量，减少瓦斯事故的发生，实现安全生产有重要作用。关键字：瓦斯涌出、瓦斯抽放、瓦斯抽放系统、瓦斯抽放工艺AbstractWith the rapid development of coal production technology, mine production capacity is greatly improved.Meanwhile，the mine gas emission increases more and more with the depth of mine. The gas has becom

3、e the first restriction of coal mine safety. The gas hazard of the mine is complex and the gas emission quantity is large, which seriously restricts the normal capacity of the mine, and it is difficult to solve with the method of ventilation alone.In the paper, the basic situation of the XX Coal Min

4、e is introduced, and the feasibility and necessity of mine gas drainage are analysised too；Gas emission is calculated using the Separate source method, and the mine gas drainage technology is designed with analysising the different gas drainage method; through the analysis of the underground environ

5、ment and the Calculation of pumping, HYPERLINK :/dict.baidu /s?wd=relevant%20parameter t _blank parameters of drainage pipeline system is determined. based on the resistance of drainage pipe and the gas pumps flow parameters， the suitable model of the gas pump is selected in the paper.The gas draina

6、ge design of XX coal mine can reduce the mine gas emission duringmineproducing , the gas accidents will be controlled, and achieving safe production.Keywords：gas emission ，gas drainage， gas drainage system，gas drainage technology TOC o 1-3 h z u 目录HYPERLINK l _Toc3582067841 绪论 PAGEREF _Toc358206784

7、h 1HYPERLINK l _Toc3582067851.1选题背景与研究意义 PAGEREF _Toc358206785 h 1HYPERLINK l _Toc3582067861.2 国外瓦斯抽放现状 PAGEREF _Toc358206786 h 1HYPERLINK l _Toc3582067871.2.1 国外瓦斯抽放现状 PAGEREF _Toc358206787 h 1HYPERLINK l _Toc3582067881.2.2 国瓦斯抽放现状 PAGEREF _Toc358206788 h 3HYPERLINK l _Toc3582067891.3 研究容与技术路线 PAGE

8、REF _Toc358206789 h 6HYPERLINK l _Toc3582067901.3.1 研究容 PAGEREF _Toc358206790 h 6HYPERLINK l _Toc3582067911.3.2 技术路线 PAGEREF _Toc358206791 h 6HYPERLINK l _Toc3582067922 矿井概况 PAGEREF _Toc358206792 h 8HYPERLINK l _Toc3582067932.1 矿井位置、交通 PAGEREF _Toc358206793 h 8HYPERLINK l _Toc3582067942.2 地层与构造 PAGE

9、REF _Toc358206794 h 8HYPERLINK l _Toc3582067952.3 煤层与煤质 PAGEREF _Toc358206795 h 9HYPERLINK l _Toc3582067962.4 矿井开拓、开采情况 PAGEREF _Toc358206796 h 11HYPERLINK l _Toc3582067972.5 通风与瓦斯 PAGEREF _Toc358206797 h 12HYPERLINK l _Toc3582067982.6 矿井瓦斯灾害情况 PAGEREF _Toc358206798 h 12HYPERLINK l _Toc3582067993 矿井

10、瓦斯抽放的必要性与可行性 PAGEREF _Toc358206799 h 13HYPERLINK l _Toc3582068003.1 矿井瓦斯来源分析 PAGEREF _Toc358206800 h 13HYPERLINK l _Toc3582068013.1.1回采工作面瓦斯涌出量 PAGEREF _Toc358206801 h 13HYPERLINK l _Toc3582068023.1.2 掘进工作面瓦斯涌出量 PAGEREF _Toc358206802 h 16HYPERLINK l _Toc3582068033.1.3 采区瓦斯涌出量 PAGEREF _Toc358206803 h

11、 18HYPERLINK l _Toc3582068043.1.4 矿井瓦斯涌出量 PAGEREF _Toc358206804 h 19HYPERLINK l _Toc3582068053.1.5 瓦斯涌出分析结果 PAGEREF _Toc358206805 h 19HYPERLINK l _Toc3582068063.2 瓦斯抽采的必要性 PAGEREF _Toc358206806 h 20HYPERLINK l _Toc3582068073.3 瓦斯抽采的可行性 PAGEREF _Toc358206807 h 21HYPERLINK l _Toc3582068084 抽放方法与抽放工艺 P

12、AGEREF _Toc358206808 h 22HYPERLINK l _Toc3582068094.1 瓦斯抽放设计参数 PAGEREF _Toc358206809 h 22HYPERLINK l _Toc3582068104.1.1瓦斯储量计算 PAGEREF _Toc358206810 h 22HYPERLINK l _Toc3582068114.1.2 瓦斯可抽量计算 PAGEREF _Toc358206811 h 23HYPERLINK l _Toc3582068124.2 瓦斯抽放方法 PAGEREF _Toc358206812 h 24HYPERLINK l _Toc35820

13、68134.3 瓦斯抽放方法的确定 PAGEREF _Toc358206813 h 26HYPERLINK l _Toc3582068144.3.1 掘进工作面边掘边抽 PAGEREF _Toc358206814 h 26HYPERLINK l _Toc3582068154.3.2 回采工作面顺层钻孔预抽 PAGEREF _Toc358206815 h 28HYPERLINK l _Toc3582068164.3.3 采空区埋管抽采瓦斯 PAGEREF _Toc358206816 h 28HYPERLINK l _Toc3582068174.3.4 走向顶板长钻孔抽采瓦斯 PAGEREF _T

14、oc358206817 h 29HYPERLINK l _Toc3582068184.4 封孔工艺 PAGEREF _Toc358206818 h 31HYPERLINK l _Toc3582068194.5 抽采参数与钻孔施工设备 PAGEREF _Toc358206819 h 32HYPERLINK l _Toc3582068204.5.1 抽采参数 PAGEREF _Toc358206820 h 32HYPERLINK l _Toc3582068214.5.2 钻孔施工设备 PAGEREF _Toc358206821 h 32HYPERLINK l _Toc3582068225 抽放管路

15、系统选择 PAGEREF _Toc358206822 h 34HYPERLINK l _Toc3582068235.1 抽采管路系统的选择原则 PAGEREF _Toc358206823 h 34HYPERLINK l _Toc3582068245.2抽放管路敷设 PAGEREF _Toc358206824 h 34HYPERLINK l _Toc3582068255.3 抽采管路管径计算与管材选择 PAGEREF _Toc358206825 h 34HYPERLINK l _Toc3582068265.3.1瓦斯管径计算 PAGEREF _Toc358206826 h 34HYPERLINK

16、 l _Toc3582068275.3.2 抽采管材的选择和管径确定 PAGEREF _Toc358206827 h 35HYPERLINK l _Toc3582068285.4 抽采管路阻力计算 PAGEREF _Toc358206828 h 35HYPERLINK l _Toc3582068295.5 抽采规模 PAGEREF _Toc358206829 h 37HYPERLINK l _Toc3582068305.5.1 按瓦斯储量计算瓦斯抽采量 PAGEREF _Toc358206830 h 37HYPERLINK l _Toc3582068315.5.2 按煤矿瓦斯抽采指标计算瓦斯抽

17、采量 PAGEREF _Toc358206831 h 39HYPERLINK l _Toc3582068325.5.3 抽采规模的确定 PAGEREF _Toc358206832 h 39HYPERLINK l _Toc3582068335.6 附属装置 PAGEREF _Toc358206833 h 39HYPERLINK l _Toc3582068345.7 瓦斯管路的敷设与质量验收 PAGEREF _Toc358206834 h 39HYPERLINK l _Toc3582068356 抽采设备选型 PAGEREF _Toc358206835 h 41HYPERLINK l _Toc35

18、82068366.1 选型原则 PAGEREF _Toc358206836 h 41HYPERLINK l _Toc3582068376.2 瓦斯泵流量计算 PAGEREF _Toc358206837 h 41HYPERLINK l _Toc3582068386.3 瓦斯泵压力 PAGEREF _Toc358206838 h 41HYPERLINK l _Toc3582068396.4 抽采泵选型 PAGEREF _Toc358206839 h 42HYPERLINK l _Toc3582068407 主要结论与展望 PAGEREF _Toc358206840 h 44HYPERLINK l

19、_Toc3582068417.1 主要结论 PAGEREF _Toc358206841 h 44HYPERLINK l _Toc3582068427.2 展望 PAGEREF _Toc358206842 h 44HYPERLINK l _Toc358206843致 PAGEREF _Toc358206843 h 45HYPERLINK l _Toc358206844主要参考文献 PAGEREF _Toc358206844 h 461 绪论1.1选题背景与研究意义“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

20、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2011年的0.564，但是与发达国家的百万吨死亡率相比仍相差甚远，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20011年，工矿类相关行业死亡10人/次以上特重大事故中，煤矿死

21、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” 1。为了减少或解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抽放出来，送到地面或其它安全地点，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，瓦斯抽放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，瓦斯抽放可以减少通风负担，能够解决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

22、放在技术上和经济上都是必须的。最后，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使用，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煤矿瓦斯灾害治理的主要技术手段。 焦煤集团XX煤矿设计生产能力1.2Mt/a，服务年限为44a，根据瓦斯涌出预测，XX煤矿的矿井相对瓦斯涌出量为41.13 m3/t,绝对瓦斯涌出量108.36 m3/min，矿井绝对瓦斯涌出量远大于高低瓦斯矿井临界量的40m3/min，该矿井属于高瓦斯矿井。并且该矿井通过通风方式无法消除瓦斯隐患，安全难以得到保证，所以本次对XX煤矿进行的瓦斯抽放设计，具有防止该煤矿发生瓦斯事故，提高生产

23、效率，实现该煤矿本质安全化的重要作用。1.2 国外瓦斯抽放现状1.2.1 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2。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

24、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3。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年日本道新愰矿抽放密闭区瓦斯，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、前联、东亚开

25、始迅猛发展；19491950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5700m3；19511987年间，世界煤矿瓦斯呈线性增加，自1951年的1.246亿m3 增至1987年的54.31亿m3，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3，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m3的国家有10个，如俄、德、英、中、法、美、波、日、澳等；其中原联抽放的瓦斯量最多，达21.2亿m3，德、英年抽放量均在5亿m3以上。这些国家都把抽放瓦斯的工作作为治理瓦斯的生产工序，是高

26、瓦斯含量煤层回采中的一个必不可少的环节4。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、

27、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5。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6。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。1.2.2 国瓦斯抽放现状（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

28、，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7。特别是近十年来，随着煤炭工业的发展，矿井数量与煤炭产量迅速增加，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 8。表1.1 我国各年的瓦斯抽放量年份抽放量/Mm3年份抽放量/Mm31992年

29、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9：高透气性煤层瓦斯抽放阶段。50年代初期，在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。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矿区首先获得成功，

30、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60一70。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。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与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，没有大围推广应用。综

31、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与采空区瓦斯采后抽等多种方法在一个采区综合使用，使瓦斯抽放量与抽放率达到最高。（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

32、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10：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。巷道预抽煤体卸压围大，煤的暴露面积大，有利于瓦斯释放，但密闭困难，巷道易引起自燃发火，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。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，

33、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。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围的应力已发生变化，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，

34、对掘进速度有一定影响，有漏风，抽放率低。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。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。使用较少，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

35、，最高时达到90以上。目前，该方法已在矿区15号煤层工作面广泛推广。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与对瓦斯利用的重视，采空区抽放比例正在逐步增大。（3）我国瓦斯抽放现存问题作为防治瓦斯灾害事故的主要技术措施的瓦斯抽放技术虽然取得了较快地发展，但总体上看水平仍然较低。我国目前的平均抽放率仅有23，而俄罗斯、美国、澳大利亚等

36、主要采煤国家的抽放率均在50以上，大大高于我国。我国抽放率低的原因主要有几点11：抽放不稳定，利用闲难。在瓦斯抽放过程中，对瓦斯浓度质量是否符合利用要求、抽放量是否稳定考虑不够，抽放水平不高、抽放形式单一，混入空气较多，给综合利用造成很大困难。单纯抽放，利用量小，利用率低。目前我国大部分煤矿对瓦斯的抽放重点放在了抽放而非综合利用，造成了许多煤矿瓦斯的利用形式单一，一般均是以民用为主，个别煤矿用以发电、汽车燃料等项目，但总体利用率都很低。资金投入不足。目前，我国煤矿瓦斯抽放主要是靠专项资金来维持，也仅以维持煤矿安全生产为目的，对如何加大瓦斯抽放量，提高瓦斯质量，扩大利用围考虑不多。同时，由于投放

37、资金有限，抽放钻孔工程量太小，无法加大钻孔密度以形成网格式布孔，适应中国这样的低透气性煤层的抽放条件，增大煤层透气性。针对瓦斯抽放矿井，矿井回风流中的瓦斯直接排放。目前，中国的瓦斯综合利用工程只是针对瓦斯抽放矿井，实际上全国每年有90%的来自回风流中的浓度低于l的瓦斯被直接排放到空气中。“安全第一”的观念还没有牢固树立，对抽放瓦斯重要性的认识仍然不够，对抽放瓦斯装备等的投入不能满足实际工作的需要，有些地方仍然维持在20世纪80年代的水平，须尽快转变观念，加快抽放瓦斯系统建设与更新改造。只有这样才能从根本上提高抽放瓦斯的能力。减少瓦斯事故的发生，提高安全生产水平。总而言之，展经过半个世纪的发展，

38、我国的瓦斯抽采技术虽然取得了长足的发展，但由于我国井工开采采煤量大，到2010年止，抽放矿井的产煤量仅占总产量的14.8%，抽放瓦斯量仅占瓦斯涌出量的9.9%，故瓦斯抽采的工作还应该继续发展，并且煤矿瓦斯事故是威胁煤矿安全生产的头号大敌，而瓦斯抽放技术是瓦斯治理工作的治本之策。大力发展煤矿井下瓦斯抽放技术是当务之急，也是利国利民的大事。1.3 研究容与技术路线1.3.1研究容（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

39、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

40、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。1.3.2技术路线首先收集有关焦煤集团XX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。实习并收集资料瓦斯参数计算或预测确定方案设计瓦斯含量瓦斯储量瓦斯涌出量抽放

41、年限抽放方法优选抽放设备选定论证分析计算分析图1.1 技术路线图2 矿井概况2.1 矿井位置、交通艾维尔沟矿区位于乌鲁木齐市南郊，北距乌鲁木齐市130km处。矿区自西向东分布有2130煤矿、1930煤矿与XX煤矿。矿区东西长23.4km，南北宽1.54km，面积50km2。矿区至乌鲁木齐市有国道G314与省道S103相通。南疆铁路在矿区东南部约22km处呈东西向通过，矿区铁路支线由鱼儿沟车站延伸，全长55.50km，修至红石岭车站，距矿区14km，交通较方便。如图2.1所示。XX煤矿位于艾维尔沟矿区的东南部，东南起自1勘探线，西北至7勘探线北西90m；东南西北长约6.0km，北东南西宽约2.1

42、km，面积约12.60km2。井田中心地理坐标：东经873301；北纬425858。1890煤矿图2.1 XX煤矿交通位置图2.2 地层与构造XX矿区地处天山山系之山间盆地，呈近东西向狭长条带分布，南、北、西三面高山围绕，西高东低，最高4394.40m。艾维尔沟自西向东纵穿矿区，沟底海拔标高由西向东由2435m逐步降至1780m；沟两侧为冲积阶地，宽300800m。在河谷两侧阶地上有第四系、黄土沉积，植被较发育，南北两侧高山区发育着“V”字型冲沟，沟深坡陡，基岩裸露，植被稀少。井田西高东低，最大高差可达775m。井田位于艾维尔沟矿区的东南端，出露的地层从老到新为石炭系，三叠系小泉沟组，侏罗系下

43、统八道湾组、三工河组，侏罗系中统西山窑组。石炭系地层在井田东部、西南部都有少量围分布，小泉沟组仅在井田东北角有小围出露，井田东部与东南部有大面积八道湾组地层分布，三工河组地层在井田西北部有小面积分布，西山窑组在井田西部有大面积分布，在井田中部大部分地层被第四系覆盖。井田处于断陷盆地东南端，地层走向略向南弯曲，总体构造形态为向南西倾斜的单斜构造。岩煤层倾角一般725，个别露头与受断层破坏影响处的岩煤层倾角局部变化稍大外，井田中部岩煤层倾角较东西两端平缓，深部倾角逐步变陡。井田走向逆断层较发育，对煤层造成较大切割破坏的主要为F3、F4、F5组断层，见表2.1。表2.1 矿区地层表断层编号断层性质倾

44、向倾角垂直断距分布位置切割破坏煤层情况F3-2逆断层南倾50701030m3线以西12煤层，上盘与下盘局部无法利用F4-1下逆断层南倾34452050m6线16煤层，破坏深度逐层加大F4-1上逆断层南倾33-621550m加4线以西15煤层，破坏深度逐层加大F4-2逆断层南倾4662640m6线以西410煤层，破坏深度逐层加大F5-9逆断层南倾25302070m纵贯全井710煤层，破坏深度逐层加大F5-10逆断层南倾30604050m3线以东810煤层，破坏深度逐层加大F6逆断层南倾25300605线12煤层，破坏深度逐层变小2.3 煤层与煤质井田的可采煤层主要集中赋存在侏罗系下统八道湾组地层

45、，共含煤18层，依次编为1-1、1-2、1下、2-1、2-2、2下1、2下2、3、4、5上、5、6、7、8、9、10、11、12号。钻孔揭露最大纯煤总厚度31.97m(5-4号孔)，钻孔揭露最小纯煤总厚度7.75m(加2-2-2号孔)，其平均总厚度24.93m，含煤系数4.14%。井田除1下、2下1、2下2、5上、11、12煤层不可采或零星可采外，其它12层均有所分布。其它12层煤根据可采围的大小，尚可进一步划分为全部可采、大部可采与局部可采煤层尚可进一步划分为全部可采、大部可采与局部可采煤层。井田可采与局部可采煤层为1-1、1-2、2-1、2-2、3、4、5、6、7、8、9、10煤。井田可采

46、煤层厚度、间距、结构、可采性、稳定性与顶底板岩性等详见表2.2。表2.2 主要可采煤层特征表煤层编号煤 层夹 矸全区厚度(m)可采围厚度(m)结构稳定性可采性层数岩 性两极值平均值两极值平均值1-104.521.05（51）0.934.522.27（23）简单极不稳定局部可采0-2炭质泥岩1-2011.312.38（53）0.7011.312.98（42）简单不稳定大部可采0-4炭质泥岩、泥岩2-102.490.54（52）0.722.491.28（20）简单极不稳定局部可采0-1炭质泥岩2-2010.663.45（52）0.8110.663.84（50）中等稳定全区可采0-4炭质泥岩、泥岩3

47、03.851.33（33）0.743.852.12（21）简单不稳定局部可采0-1炭质泥岩、细砂岩404.021.23（51）0.734.021.59（37）中等不稳定大部可采0-3炭质泥岩、泥岩、细砂岩507.283.31（64）0.817.283.56（59）简单较稳定大部可采0-1炭质泥岩、泥岩、粉砂岩、粗砂岩605.873.28（65）0.745.873.46（61）简单较稳定大部可采0-3炭质泥岩、粉砂岩、粗砂岩703.191.35（45）1.003.191.67（37）简单较稳定局部可采0-2炭质泥岩、泥岩802.540.73（39）0.702.541.44（17）简单极不稳定局部

48、可采0-1炭质泥岩902.340.75（37）0.792.341.27（16）简单极不稳定局部可采0-2炭质泥岩、粉砂岩1003.781.35（42）0.753.781.78（30）简单较稳定局部可采0-1炭质泥岩井田各煤层物理性质和宏观煤岩类型基本相似。呈黑色，条痕棕黑色黑色，玻璃光泽强玻璃光泽，条带状结构，层状构造，断层附近的煤层，因挤压多呈鳞片状、贝壳状或阶梯状断口。煤层生裂隙较发育，局部受构造的影响，可见外生裂隙发育，黄铁矿薄膜充填。容重1.311.42，硬度23级，易碎，混末煤较多，块煤较少。煤岩组分以镜煤、亮煤为主，暗煤和丝炭呈条带状交互产出。煤岩类型以光亮型、半亮型为主，半暗型、

49、暗淡型较少。煤岩显微结构多为均一状。煤岩组分中的有机组分一般以镜质组为主，惰质组次之，无机组分以粘土类为主。各煤层显微煤岩类型基本一致，多属亮煤型。2.4 矿井开拓、开采情况根据艾维尔沟矿区总体规划确定的一八九矿井规划围为：东南起1勘探线，西北至6勘探线北西150m与原南山平硐东部边界，东北以煤层露头为浅部境界，西南以推测的1号煤层+1300m底板等高线为深部境界。东南-西北走向长4.66.8km，北东-南西倾向宽2.73.4km，面积约18.35km2。规划井田围各煤层深部境界为+1300m水平，较勘探报告提供的围深，规划将焦煤井采矿证划定的井田围的6线以西约1000m走向长度的资源量划给1

50、930平硐开采。矿井井筒北翼+1682m水平以上5号煤层基本已采完，只15123工作面剩余约300米。6号煤层正在布置回采工作面，其中16122-1工作面已布置完毕，抽采钻孔也已施工完毕，目前正在进行瓦斯抽采。16122工作面目前还没形成回风，正在进行切眼施工工作。井田北部+2#线至井田南边界+1800m水平以上5、6煤层均不同程度的受到浅部小窑开采影响，井田除5、6号煤层进行规模化开采，其余各煤层均未规模化开采过。矿井工业场地位于井田东北部，加4与4勘探线之间的地势较为平坦的场地，场地布置有主、副斜井和斜风井。主、副斜井均沿6号煤层顶板布置，主斜井位于加4勘探线以西200m，副斜井位于主副井

51、以南并与主斜井平行布置，间距50m。斜风井位于主斜井西侧，与主斜井间距30m，斜风井沿5号煤层顶板布置。2.5 通风与瓦斯矿井通风系统为分区式，通风方式为机械抽出式。矿井改扩建设计三个进风井和一个回风井，三个进风井分别为主斜井、副斜井和行人进风斜井，四个井筒均位于同一个工业场地。后期在3勘探以南单翼采区，增加两个井筒，井筒在3勘探线以南浅部新掘进、回风井。矿井初期四个井筒的服务围为整个矿井，服务时间与矿井生产年限同步。后期两个井筒服务3勘探以南采区，服务年限15a，矿井一水平设计供风量为7500m3/min。矿井改扩建后新鲜风流由主斜井、副斜井与行人进风斜井进入，经副斜井区段石门车场、+168

52、2m水平井底车场、到达工作面运输顺槽，冲洗工作面后的乏风经回风顺槽，区段回风石门最终从斜风井排到地面。根据地质勘探，井田各煤层瓦斯成分主要以CH4和N2为主，瓦斯分带以氮气-沼气带为主，局部地区（深部和地形起伏处等）为沼气带。井田瓦斯含量分布差异性较大，地质构造因素对瓦斯含量的影响比较明显，在逆断层、地形起伏处等位置，瓦斯局部富集。围岩是炭质泥岩和粉砂岩的部位，瓦斯含量相对较高。在2009年，矿井回采15123工作面期间，工作面瓦斯涌出量为78m3/min，矿井瓦斯涌出量为1819m3/min。2.6 矿井瓦斯灾害情况一XX原开采深度较浅，瓦斯等级鉴定为瓦斯矿井，随着开采深度的增加，瓦斯涌出量

53、逐渐增大。根据邻近矿井一九三煤矿、二一三煤矿开采情况，一XX开采至深部有转变为煤与瓦斯突出矿井的趋势，现已完成防治煤与瓦斯突出专项设计。矿井工作面采煤方法采用一次采全高综合机械化采煤法，采面后部输送机侧瓦斯涌出量远大于采面煤帮侧，造成采面后部输送机侧和采面上隅角出现瓦斯超限现象。矿井15123工作面在新建瓦斯抽采泵站低负压系统投入使用前，工作面回风流瓦斯浓度一直较高，上隅角瓦斯超限严重影响正常生产。在工作面开采初期，上隅角瓦斯浓度偶尔有超限现象，但从2010年10月4日开始，工作面上隅角瓦斯超限频繁出现。随着工作面不断推进，在工作面回采初期顶板来压以前，工作面承受的顶板压力较小，煤体较为完整，

54、瓦斯涌出较少，采取的通风作为唯一的瓦斯治理措施是有效的。但工作面初次来压以后，随着采空区跨落面积增加，瓦斯涌出不断增大，经常出现瓦斯超限现象，采取的瓦斯治理措施已不能解决工作面瓦斯问题，造成工作面停产整顿。3 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性3.1 矿井瓦斯来源分析3.1.1回采工作面瓦斯涌出量回采工作面的瓦斯涌出量由开采层、邻近层瓦斯涌出量两部分组成，其相对瓦斯涌出量按下式计算确定：（3-1）式中 Q1开采层相对瓦斯涌出量，m；Q临近层相对瓦斯涌出量，m；开采层相对瓦斯涌出量按下式计算确定：（3-2）式中 K1围岩瓦斯涌出系数，取1.2；K2工作面丢煤系数，用回采率的倒数来计算；K3采区准备巷道

55、预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数；按下式取值：（3-3）式中 L回采工作面长度；H巷道煤体瓦斯排放带宽度，取18m；m开采层厚度；M工作面采高；W0煤层原始瓦斯含量；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，取2.0；临近层相对瓦斯涌出量按下式计算确定：（3-4）式中mi第i邻近层厚度，m；M工作面采高，m；W0i第i个邻近层的原始瓦斯含量，m3/t；Wci第i个邻近层残余瓦斯含量，m3/t；i 第i个邻近层瓦斯排放率；根据矿井瓦斯涌出量预测方法AQ1018-2006中的附录D中式D.1进行选取，如图3.1所示。根据矿井地质资料表2.2中煤层层间距的平均值，计算或确定邻近层的瓦斯排放率。根据经验，对于缓

56、倾斜煤层受开采采动影响，上邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏围取100m；下邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏围取60m。1上临近层；2缓倾斜煤层下临近层；3倾斜急倾斜煤层下临近层图3.1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线根据公式（3-2）、（3-3）对开采层瓦斯涌出量进行预测，开采层瓦斯涌出量预测如表3.2。表3.2 1号、5号煤层本煤层瓦斯涌出量预测表煤层回采率煤层厚度（m）采高（m）工作面长度（m）瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）相对瓦斯涌出量（m3/t）1号95%2.982.9814011.942.009.335号95%3.823.8214019.102.0016

57、.02根据煤层特征表中各煤层的间距，受1号煤层开采影响的邻近煤层有2-1号、2-2号煤层；受5号煤层开采影响的邻近煤层有3号、4号、6号、7号煤层。根据公式（3-4）对1号煤层和5号煤层的邻近层进行瓦斯涌出预测，预测的结果如表3.3和3.4。表3.3 1号煤层工作面邻近层瓦斯涌出预测表煤层煤层厚度（m）与一号煤层平均间距（m）瓦斯排放率瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）相对瓦斯涌出量（m3/t）2-1号1.2811.5860%11.942.002.562-2号3.8455.7315%11.942.001.54合计4.10表3.4 5号煤层工作面邻近层瓦斯涌出预测表煤层煤层厚度（m）与

58、5号煤层平均间距（m）瓦斯排放率瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）相对瓦斯涌出量（m3/t）3号2.1265.073011.942.001.654号1.5941.285519.102.003.916号3.4619.223019.102.004.657号1.6743.101519.102.001.12合计11.34下面计算4号煤层、6号煤层开采时的回采工作面瓦斯涌出量。受邻近的5号煤层开采影响，其他煤层瓦斯含量会发生变化，因此，预测4号煤层和6号煤层工作面瓦斯涌出量是各煤层瓦斯含量采用排放后的残余瓦斯含量。根据矿井初步设计的采掘接替安排，5号、6号煤层开采后，再开采其他煤层。受5号开采

59、影响的邻近层瓦斯含量会降低。6号煤层与5号煤层的间距为19.22m，按图4.1所示，5号煤层开采时6号煤层的瓦斯排放率为30%，则6号煤层的残余瓦斯含量为13.81m3/t。4号煤层与5号、6号煤层的间距分别为41.28m、60.50m，按图4.1所示，5号、6号煤层开采时4号煤层的瓦斯排放率为55%和38%，则4号煤层的残余瓦斯含量为6.61 m3/t。根据公式（3-2）、（3-3）对4号煤层和6号煤层开采层进行瓦斯涌出预测，其预测计算如表3.5。表3.5 4号、6号煤层工作面本煤层瓦斯涌出预测表煤层回采率煤层厚度（m）采高（m）工作面长度（m）瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）相

60、对瓦斯涌出量（m3/t）4号95%1.591.591406.612.004.336号95%3.463.4014013.812.0011.28根据煤层特征表中各煤层的间距，受4号煤层开采影响的邻近层有2-1号、22号、3号煤层。根据公式（3-4）对4号煤层工作面邻近层进行瓦斯涌出预测，其预测计算结果如表4.6。表3.6 4号煤层工作面邻近层瓦斯涌出预测表煤层煤层厚度（m）与4号煤层间距（m）瓦斯排放率瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）相对瓦斯涌出量（m3/t）2-1号1.2879.5220%11.942.001.602-2号3.8467.9430%11.942.007.203号2.12