山西某煤业有限公司矿井瓦斯抽采工程初步设计.doc

山西xxxxxx煤业有限公司矿井瓦斯抽采工程初步设计（修改版）说 明 书煤炭科学研究总院xx研究院二o一o年二月目 录前 言51 矿井概况71.1位置与交通71.2 地形地貌、河流及气候81.2.1 地形地貌81.2.2 河流81.2.3 气候及地震情况81.3 井田地质91.3.1 地层91.3.2 地质构造91.4 煤层与煤质91.4.1 煤层赋存91.4.2 煤质121.5 矿井开拓与开采121.5.1矿井生产能力及服务年限121.5.2 矿井开拓及开采122 矿井瓦斯涌出量预测142.1 矿井瓦斯基础参数142.2 矿井瓦斯储量152.3 矿井瓦斯涌出量预测173 矿井瓦斯抽放必要性及可行性223.1矿井瓦斯来源分析223.2 瓦斯抽放必要性233.3 抽放瓦斯的可行性243.4 建立矿井地面永久抽放瓦斯系统的结论254 瓦斯抽放方法的选择254.1 瓦斯抽放方法的选择254.2 瓦斯抽放效果预计354.3 瓦斯抽放效果评价364.4 矿井瓦斯抽放服务年限384.5 建立抽放系统的类型384.6 抽放施工设备、检测仪表及施工量395 瓦斯抽放管路系统布置及选型405.1 抽放管路布置及选型405.2 抽放设备布置及选型465.3 抽放管路、设备的安装要求526 瓦斯抽放泵站536.1 抽放泵站场地平面布置536.2 瓦斯泵房设备布置537 矿井瓦斯抽放工程工期预计547.1 瓦斯抽放工程547.2 施工进度指标及工期预计548 瓦斯抽放安全技术措施548.1 抽放系统安全措施548.2 抽放泵站安全措施559 环境保护与瓦斯综合利用569.1 环境保护569.2 瓦斯综合利用5810 瓦斯抽放的配套设施6110.1 给排水、采暖及供热6110.2 泵房的供电系统及通讯6310.3 检测、监测系统6510.4 地面建筑及环境保护6711 瓦斯抽放管理6811.1 管理与规章制度6811.2 瓦斯抽放人员配备6911.3 图纸、常用记录和技术资料7011.4 常用记录和报表格式7112 经济概算及投资7212.1 概算编制范围及依据7212.2 概算投资及明细7312.3 投资来源7312.4 技术经济分析及评价7312.5 主要技术指标表743前 言一、概况根据晋煤重组办发200945号“关于xx市xx县、xx县煤矿企业兼并重组整合方案（部分）的批复”的文件精神，山西xxxxxx煤业有限公司由原xx县裕祥煤业有限公司和原xx县裕安煤业有限公司重组整合而成，兼并重组主体单位为山西大土河焦化有限责任公司。重组整合山西省国土资源厅颁发的采矿许可证，井田面积为9.1156km2，批准开采4、10号煤层，生产能力为120万t/a。整合后开采煤层为10号煤层，设计采用斜立井综合开拓，单水平开采，通风方式为分列式，通风方法为机械抽出式。 2006年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：煤层瓦斯相对涌出量为135.16m3/t，绝对涌出量为42.07m3/min，矿井为高瓦斯矿井。根据对兼并重组后的矿井瓦斯涌出量预测，矿井相对瓦斯涌出量在34.57m3/t，矿井绝对涌出量在91.66m3/min，大量的瓦斯涌出会对工作面安全构成严重的威胁，制约综合机械化采煤效能的发挥。xx煤矿10#煤层的工作面瓦斯涌出较大，上隅角瓦斯经常超限，浓度达23%，用通风方法解决很困难，对安全生产构成了严重威胁。为此，xx煤矿研究决定，建立地面永久瓦斯抽放系统，对矿井进行瓦斯抽放，降低回风流瓦斯浓度，确保矿井安全生产。二、任务来源xx研究院受xx煤矿的委托，承担了“xx煤矿矿井瓦斯抽采工程初步设计”任务。xx研究院的设计人员认真研究和分析了xx煤矿煤层的赋存及开拓开采情况后认为：xx煤矿完全具备建立地面永久瓦斯抽放系统的条件，同意接受“xx煤矿瓦斯抽放工程初步设计”任务的委托。通过对xx煤矿地质及生产资料的收集，周密细致的现场调研及实地考察，对xx煤矿实际情况进行充分分析、论证和技术方案比较的基础上，提出了xx煤矿瓦斯抽放工程初步设计。三、设计的主要依据1、煤矿安全规程2009版；2、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（gb50471-2008）； 3、矿井瓦斯抽放管理规范（1997版）；4、煤矿瓦斯抽采基本指标（aq1026-2006）；5、煤矿瓦斯抽放规范（aq1027-2006）；6、xx煤矿改扩建初步设计说明书（合肥设计院）；7、xx煤矿矿井瓦斯涌出量预测及xx煤矿提供的其它地质资料和实测资料；四、设计的指导思想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、尽量利用原有的巷道、不增加开拓费用；4、采用的工艺技术具有先进性，且符合实际。5、设备、管材选型留有余地，能充分满足工作面瓦斯抽放的需求；五、设计的主要内容通过对xx煤矿生产及通风瓦斯资料的收集、现场调研、实地考察以及分析、论证和技术方案比较，提出了xx煤矿抽放瓦斯工程初步设计。设计选用高、低负压抽放系统对xx煤矿瓦斯进行抽放，泵房内布置四台2bec72型水环式真空泵。矿井瓦斯抽放量为52.4m3/min，矿井初期风排瓦斯量为55.25 m3/min。矿井瓦斯抽放率为48.7%。本次瓦斯抽放工程初步设计主要包括设计说明书、机电设备与器材清册、概算书和图纸四部分。六、瓦斯抽放工程设计简介本次设计主要包括瓦斯抽放工程设计说明书、瓦斯抽放工程机电设备和器材清册、瓦斯抽放工程设计概算书和瓦斯抽放工程相关图纸等四部分。设计的具体内容为：1、xx煤矿瓦斯赋存情况、瓦斯抽放的可行性及必要性、瓦斯抽放方法的确定、瓦斯抽放量预计等进行详细阐述；2、瓦斯抽放管网、瓦斯抽放钻场与钻孔参数设计；3、瓦斯抽放系统的设备、仪器、仪表及附属装置选型及安装设计；4、地面抽放站总平面布置及给供电、排水、通讯及安全监测辅助设施；5、瓦斯抽放管理及安全措施；6、技术经济分析；7、设备清册与工程投资概算；1 矿井概况1.1位置与交通xx煤业有限公司位于xx县张子山乡xx村西南0.5km处，地理坐标为东经11106151110857，北纬372701372836。2009年11月山西省国土资源厅颁发的采矿许可证(证号c1400002009111220041618)，批准开采4、10号煤层，开采深度+847m+535m。资源整合后开采范围由下列4拐点坐标点依次连线圈定：表1-1 矿区范围拐点坐标 拐点编号经距(y)纬距(x)119509149.764149451.40219513129.794149451.41319513129.804146501.80419510929.784146501.38东西最长3.98km，南北最宽2.95km，井田面积9.1156 km2。矿井南与朱家店煤矿为邻，东与坤龙煤业为邻，矿井四邻关系见图1-1。井田西部边界外有307国道、209线和孝（义）柳（林）铁路通过，交通较为便利。交通位置图见图1-2。图1-1 兼并重组后四邻关系图井田西部边界外有307国道、209线和孝（义）-柳（林）铁路通过，交通较为方便（见图1-2）。图1-2 矿井交通位置图1.2 地形地貌、河流及气候1.2.1 地形地貌xx煤矿地处晋西黄土高原，地形主要以黄土台、塬、峁、梁及黄土冲沟为主，侵蚀切割严重，地形复杂，地势总体东高西低。最高点位于井田东南部，海拔标高+1147.3m，最低点位于井田西北部，海拔标高+970.0m，相对高差约177.3m，属低中山区。1.2.2 河流矿井属黄河流域，三川河水系。井田内无常年性水流，仅在雨季，沟谷中有短暂性洪流，由东向西流入井田西部以外的南川河，最后在晋陕交界处的军渡汇入黄河。1.2.3 气候及地震情况井田地处晋西北黄土高原，为温带大陆性气候，四季分明，昼夜温差大，冬季少雪，春季多风，夏季雨量集中，秋季阴雨天较多，年平均降水量为537.8mm，年最大降水量811.5mm，年最小降水量326.9mm，降水量多集中在7、8、9三个月内。年蒸发量1482-1941mm，蒸发量大于降水量。最高气温32.5，多出现在7月份，最低气温-21.7，多出现在一月份。11月份结冰，次年3月解冻。最大风速日平均3.1m/s。据山西省地震局编印的山西省地震烈度区划表，xx县属6度区。据记载，1829年4月，xx、离石地区曾发生5-5.9级地震，震中在离石城东。1.3 井田地质1.3.1 地层 井田内地表几乎全为第三系上新统，第四系中、上更新统、全新统所覆盖，仅在较大沟谷两侧有零星的二叠系上统上石盒子组出露。1.3.2 地质构造井田处于xx-离石向斜的东翼，靠近轴部。井田构造简单，基本上为一宽缓的不对称向斜，向斜轴位于井田西部，轴向北北东，西翼倾角平缓，一般1-2；东翼倾角较西翼为陡，一般8-9，局部可达19左右。井田在开发10号煤层中，发现有数条正断层，走向北东或北西，落差较小，一般1-3m，属层间断层，这些断层对矿井开采有一定影响。井田内未见陷落柱、岩浆岩等其它构造现象，总体构造属简单类。1.4 煤层与煤质1.4.1 煤层赋存（一）含煤性井田内的含煤地层主要为二叠系下统山西组和石炭系上统太原组。其中山西组平均厚约71.53m，共含煤7层，自上而下依次为01、02、03、3、4、4下、5号煤层，煤层总厚2.70m，含煤系数3.27%。太原组平均厚度80.84m，共含煤7层，自上而下依次为6、7、8、9、10、11、12煤层，煤层总厚度7.80m，含煤系数9.65%。其中10号煤层为全区可采煤层；4号煤层为局部可采煤层；其余煤层均为不可采煤层。（二）开采煤层特征整合后批准开采4、10号煤层，矿井井田内4号煤层为局部可采煤层，在原裕安井田范围内，该矿现开采10号煤层，其厚度、结构及煤层间距等特征见表1-2。10号煤层位于太原组中下部，顶底板岩性为细砂岩、砂质泥岩。该煤层厚度为4.147.12m，平均厚度为5.74m。该煤层结构复杂，含夹矸15层，为全区稳定可采煤层。表1-2 可采煤层特征表 煤组煤层号煤层厚度最小最大平均(m)平均层间距(m)结构顶板底板可采性稳定性山西组40-2.000.6062.880.1770.10简单（0-1）泥岩、砂质泥岩、中砂岩泥岩、砂质泥岩、中砂岩局部可采较稳定太原组104.14-7.125.74复杂（1-5）细砂岩、砂质泥岩细砂岩、砂质泥岩全区可采稳定xx煤矿煤层柱状图见图1-3。图1-3 xx煤矿煤层综合柱状图1.4.2 煤质一、物理性质及煤岩特性井田内10号煤层颜色为黑色，条痕为褐黑色，强玻璃光泽，内生裂隙不发育，断口呈参差状、不规则状，视密度1.301.36t/m3，硬度中等，一般为2-3。10号煤层一般以亮煤为主，少量为镜煤、丝炭。宏观煤岩类型主要为半亮型和半暗型，一般呈条带状、线理状结构，均一状结构次之，层状结构为主，块状结构次之。二、化学性质、工艺性能及煤类 表1-4 煤质特征表 煤层号原/浮煤工业分析（%）粘结指数gr.i工业用途煤类水分mad灰分ad挥发分vdaf全硫std10原煤0.46-0.990.6712.24-35.3223.0617.11-22.5519.491.23-3.962.0055.0-63.059.0炼焦配煤sm浮煤0.42-0.980.612.62-5.994.5415.51-16.9516.201.00-1.861.181.4.3瓦斯及煤的自燃倾向性瓦斯：矿区内黄土冲沟纵横交错，切割较深，含煤岩系山西组地层和太原组地层少有出露，井田构造虽为宽缓向斜构造，但井田东部外不远即为煤层露头，煤中瓦斯可沿煤层向上迁移到地表失散。矿井2004年度5月矿井瓦斯等级鉴定结果为：煤层瓦斯相对涌出量为56.43m3/t，绝对涌出量为12.58m3/min；二氧化碳相对涌出量为2.24m3/t，绝对涌出量为0.50 m3/min。属高瓦斯矿井。2009年4月山西省煤炭工业局综合测试中心对xx煤矿10煤层进行了煤尘爆炸性与自燃倾向性试验。根据煤尘爆炸性试验结果，火焰长度70，岩粉用量70，10煤层煤尘有爆炸危险性；根据自燃倾向性试验结果，自燃等级为类，10煤层为容易自燃煤层。1.5 矿井开拓与开采1.5.1矿井生产能力及服务年限矿井设计生产能力为1200kt/a，矿井服务年限为33a。 1.5.2 矿井开拓及开采该矿始建于1998年，采用一对立井开采井田东南部10号煤层，生产能力为15万t/a。井下布置胶带、辅助运输、回风三条大巷，采用炮采采煤。现除三个井筒及两条集中大巷施工外，其它各系统尚未动工。混合提升斜井：净宽4.8m，净断面17.96m2，倾角22.5，斜长960m，现已开掘到底；回风立井（原有副井）：井筒净直径3.0m，垂深310m，现井筒装备一个0.5t单绳罐笼，担负人员、材料升降任务，并装备一台bdk-n0-6型轴流式通风机，兼做回风；进风立井（原有主立井）：净直径4.5m，垂深310m，现井筒内装备一对2t立井箕斗，担负煤炭提升任务,兼做进风。进风立井、回风立井下部分别设有进风巷和回风巷，矩形断面，巷道断面均为4.2m3.5m=14.7 m2，长度分别为815m、675m。现进风巷与混合提升斜井下部车场已经贯通。井田内无其它小煤矿开采，但在其周围边界邻近分布有2个煤矿，南与朱家店煤矿为邻，东与山西坤龙煤业有限公司为邻。其余周边皆为煤层实体，没有越界开采现象。现有三个井筒不进行刷大，主斜井和进风立井系统保持不变，仅将现有直径4.5m回风立井井筒改造为副立井，担负人员及小型材料辅助提升兼进风。在主斜井井底西侧100m附近位置新开一回风立井，净直径6.5m，净断面33.16m2，垂深460m，装备梯子间，用于回风，兼做安全出口。回风立井：x=4147780.000，y=19512250.000，z=+1085.000，改造后3个进风井，1个回风井。全井田共布置1个水平，水平标高为644m。4个井筒落底10号煤层后，以主斜井落底标高为10号煤层开采水平标高。在主斜井井底车场附近，沿东西方向布置5条大巷，3条进风巷，2条回风巷，分别为回风大巷、轨道大巷、进风大巷、运输大巷和回风大巷；运输大巷、轨道大巷和进风大巷沿10号煤层底板布置，2条回风大巷沿10号煤层顶板布置。另外，将现有的两条进、回风巷均改为进风巷，与副立井联通的大巷改造为集中轨道大巷，与进风立井联通的大巷改造为集中进风大巷。这2条大巷与全井田东西向的轨道大巷和进风大巷联接，构成主要进风系统。井田以原裕安煤业西边界和主斜井及集中大巷为界划分为东、西两个采区。此采区划分主要依据各矿地质报告4号煤的可采线，初期拟首先开采西采区，可以有效避免4号煤开采时形成蹬空开采。待对4号煤勘测工作完成后，可以在东采区打斜巷到4号煤层进行资源回收。开采顺序为：西采区东采区回收煤柱。工作面布置在采区内采用前进式，回采工作面采用后退式开采。矿井移交生产及达到生产能力时，在一采区10号煤层布置1个综放工作面，2个综掘工作面，采掘比为1：2。 图1-4 xx煤矿开拓及采样点位置示意图2 矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数，本次采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，该方法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量进行计算，从而达到预测工作面、采区瓦斯涌出量之目的。xx煤矿开采10#煤层，设计布置1个综采工作面，2个掘进工作面，年产煤炭1200kt/a。2.1 矿井瓦斯基础参数煤层瓦斯基础参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽放设计的依据，主要基础参数有：煤对瓦斯吸附常数、煤层孔隙率、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤中残存瓦斯含量、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数。本次设计所依据的煤层瓦斯基础参数数据取自xx煤矿矿井瓦斯涌出量预测（xx研究院），详见表2-1、表2-2、表2-3。表2-1 10煤层瓦斯含量实测结果表取样地点采样深度（m）煤样中气体组分(%)煤瓦斯含量（m3/t）ch4co2n2c2-c8回风巷掘进头10m处40090.301.597.960.1510.08进风巷距回风联络巷60m45093.023.343.430.2111.50井底车场2#交叉点东18m51596.660.872.400.0712.20表2-2 10#煤层煤样吸附瓦斯试验与工业分析结果地点标高（m）吸附常数灰分aad(%)水份mad( %)挥发份r(%)真密度(t/m3)视密度(t/m3)孔隙率(%)a(ml/g.r)b(mpa-1)回风大巷10m处+74040.3710.8845.970.2615.791.451.338.3表2-3 煤层瓦斯压力与含量测定煤层测定地点标高（m）瓦斯压力(mpa)煤层瓦斯含量（m3/t）10#进风巷距回风联络巷60m6800.7611.50井底车场2#交叉点东18m6500.8112.20表2-4 煤层瓦斯自然涌出特征及煤层透气性系数测定地点标高（m）煤层透气性系数（m2/mpa2.d）钻孔自然瓦斯流量率减系数d-1)北回风巷掘进工作面6800.5110.0422.2 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层所赋存的瓦斯总量。瓦斯储量计算公式如下： wk=w1+w2+w3 式中 wk矿井瓦斯储量，万m3；w1可采层的瓦斯储量总和，万m3； w1a1i矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；n矿井可采煤层数；x1i矿井每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；w2可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和，万m3；w2a2i可采煤层采动影响范围内的每一个不可采邻近煤层的煤炭储量，万t；x2i可采层采动影响范围内的每一个不可采邻近煤层的瓦斯含量，m3/t；m可采层采动影响范围内的不可采煤层数；w3围岩瓦斯储量，万m3。计算矿井瓦斯储量时，按以下原则考虑：(1)邻近层的瓦斯含量视为与其邻近的开采层相同，各煤层的瓦斯含量均取其间接法测定结果的平均值；(2)围岩瓦斯因无实测值，故根据经验取w1+w2的10。矿井可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。它反映着矿井资源的开发程度，与抽放工艺技术和抽放能力密切相关。可抽瓦斯量为开采层的瓦斯储量与抽放率之积；邻近层可抽瓦斯量为邻近层的瓦斯储量、瓦斯涌出系数与抽放率三者之积；围岩瓦斯可抽瓦斯量按岩层瓦斯储量和涌出系数计算。为使计算的可抽量能较符合实际，瓦斯涌出系数，应考虑由于层间距、岩性不同而导致邻近层卸压程度的差别等因素，抽放率可参照我国的实际情况与经验确定。矿井瓦斯储量、可开发瓦斯量的计算基础数据与计算结果详见表2-5。表2-5 矿井瓦斯储量计算表煤层地质储量(万t)实测最大瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(万m3)可抽瓦斯量(万m3)5#525.312.20640936796#787.912.209612551710#4337.512.205291830375小计6356.16893939571岩层68943957合计7583343528xx煤矿瓦斯总储量75833万m3，可抽瓦斯量43528万m3。计算结果表明，xx煤矿瓦斯资源较丰富，同时可开发瓦斯量亦比较可观，能为瓦斯利用提供充足的气源，应尽快开展矿井瓦斯抽放工作。2.3 矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区投产时瓦斯涌出量的大小，为矿井和采区提供通风及瓦斯管理方面的基础数据，它是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数。目前矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两大类：矿山统计预测法和分源预测法。本次采用分源预测法，其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回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，达到预测各采区及全矿井瓦斯涌出量的目的。2.3.1 回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量。式中：回采工作面吨煤瓦斯涌出量，m3/t ； 开采层瓦斯涌出量，m3/t； 邻近层瓦斯涌出量，m3/t。1、开采层相对瓦斯涌出量（包括围岩瓦斯涌出量）计算瓦斯涌出量时按下式计算：式中：开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；围岩瓦斯涌出系数，综采取k1=1.3；工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，综采取k2=1.2；准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，按下式计算：k3=l工作面长度，取150m；h巷道预排瓦斯宽度，取14m；煤层厚度，5.74m；煤层开采厚度，5.74m；煤层瓦斯含量，12.20 m3/t；煤的残存瓦斯含量，取3.25 m3/t。2、邻近层相对瓦斯涌出量 式中：邻近层瓦斯涌出量，m3/t； 第个邻近层厚度，m；开采层的开采厚度，m；第 邻近层的瓦斯含量，m3/t；第 邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；第邻近层瓦斯排放系数，根据开采煤层与邻近层之间距离、开采层顶底板岩性等关系选取。 1上邻近层 2缓倾斜煤层下邻近层 3倾斜、急倾斜煤层下邻近层 图2-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线10号煤层开采时可向该煤层涌出瓦斯的邻近层有4、4下、5、6、7、8、9号6个上邻近煤层和11号下邻近层。其瓦斯涌出量计算详见表2-7。表2-6 10号煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤 层名 称煤 厚采厚距10号煤层的距离瓦斯排放率备 注mmm%4号0.6092.4025上邻近层4下号0.2580.20355号0.6565.50406号0.6841.14557号0.2133.64708号0.4226.16759号0.2415.638310号5.745.74开 采 层11号0.316.3480下邻近层 表2-7 回采工作面瓦斯涌出量预测结果 生产时期回 采工作面瓦斯含量（m3/t）日产量(t/d)瓦斯涌出量开采层（m3/t）邻近层（m3/t）合 计（m3/t）（m3/min）一采区北翼16.00363616.114.7220.8352.59南翼16.00363616.114.7220.8352.59二采区北翼12.20363611.313.2814.5936.84南翼12.20363611.313.2814.5936.842.3.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面的瓦斯主要来源于煤壁和落煤两部分，其计算公式为： 式中：煤壁瓦斯涌出量，m3/min；落煤瓦斯涌出量，m3/min。(1) 掘进工作面煤壁瓦斯涌出量 在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为： 式中 q3掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；d巷道断面内暴露煤壁面周长长度，m；厚煤层d=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度，综掘顺槽工作面d=23.2+4=10.4m；v巷道平均掘进速度；按设计的300m/mon即0.007m/min；l掘进巷道长度；取800m； q0煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2min,按下式计算：式中 vr煤中挥发份含量；取采样实测值15.79%； w0煤层瓦斯含量，m3/t；一采区顺槽掘进取16.00 m3/t，二采区顺槽掘进取12.20m3/t；q01=0.026(0.0004(15.79)2+0.16)16.00=0.108m3/m2minq02=0.026(0.0004(15.79)2+0.16)12.20=0.082m3/m2min一采区煤壁瓦斯涌出量：q3=10.40.0070.108(2(800/0.007)1/2-1)=5.31 m3/min；二采区煤壁瓦斯涌出量：q3=10.40.0070.082(2(800/0.007)1/2-1)=4.03 m3/min； (2) 掘进工作面落煤瓦斯涌出量 式中 q4掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；v巷道平均掘进速度，按设计的500m/mon即0.011m/min；s掘进巷道断面积，m2，s=3.24=12.80；煤的密度 t/m3；取1.32 t/m3；w0煤层瓦斯含量，m3/t；一采区顺槽掘进取16.00 m3/t，二采区顺槽掘进取12.20m3/t；wc煤层残存瓦斯含量，m3/t，wc取3.25m3/t。一采区落煤瓦斯涌出量：q4=12.800.0071.32(16.00-3.25)=1.51 m3/min；二采区落煤瓦斯涌出量：q4=12.800.0071.32(12.20-3.25)=1.06 m3/min；表2-8 掘进工作面瓦斯涌出量预测结果 生产时期掘进工作面煤厚（m）瓦斯含量（m3/t）巷长(m)掘进速度（m/mon）瓦斯涌出量（m3/min）煤壁落煤合计一采区北翼顺槽5.7416.008003005.311.516.82南翼顺槽5.7416.008003005.311.516.82二采区北翼顺槽5.7412.208003004.031.065.09南翼顺槽5.7412.208003004.031.065.09从以上各式可看出，掘进工作面瓦斯涌出量在煤层瓦斯含量不变的情况下，与巷道掘进速度有关，掘进速度越快，其瓦斯涌出量越大；在煤巷掘进速度相同的情况下，所掘进煤层的瓦斯含量越大，巷道绝对瓦斯涌出量越大。按xx煤矿各煤层巷道的瓦斯含量及掘进速度情况，预计各煤层瓦斯涌出量计算结果见表2-8。2.3.3 采区瓦斯涌出量预测生产采区瓦斯涌出量系采区内所有回采工作面、掘进工作面（巷道）和生产采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算：式中：生产采区瓦斯涌出量，m3/t； 生产采区采空区瓦斯涌出系数； 第i个回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t； 第i个回采工作面的平均日产量，t/d；第i个掘进工作面（巷道）的瓦斯涌出量，m3/min； 生产采区回采煤量和掘进煤量的总和，t/d。表2-9 生产采区瓦斯涌出量预测结果 生产采区日产量(t/d)采区瓦斯涌出量回采(m3/t)产量（t）掘进(m3/min)采空区系数合 计(m3/min)(m3/t)一采区381820.8336366.821.3086.1232.48二采区381814.5936365.091.30 61.1123.052.3.4 矿井瓦斯涌出量预测矿井瓦斯涌出量是矿井内全部生产采区和已采采空区瓦斯涌出量之和，按下式计算：式中：矿井瓦斯涌出量，m3/t； 已采采空区瓦斯涌出系数，根据本矿实际取1.25； 第i个生产 采区的瓦斯涌出量，m3/t； 第i个生产采区的产煤量，取3818t。表2-10 矿井瓦斯涌出量预测结果 生产时期生产区域日产量(t/d)瓦斯涌出量生产采区(m3/t)已采采区系数合 计(m3/min)(m3/t)前期一采区381832.481.25107.6540.60后期二采区381823.051.2576.3928.81由表2-10可以看出，矿井初期的绝对瓦斯涌出量为107.65 m3/min。3 矿井瓦斯抽放必要性及可行性3.1矿井瓦斯来源分析根据前面的10#煤层回采工作面瓦斯涌出预测结果，矿井、工作面的瓦斯涌出量构成结果见表3-1、3-2。表3-1 矿井瓦斯涌出量构成预测结果矿井总涌出量(m3/min)掘进面涌出量(m3/min)采空区涌出量(m3/min)回采面涌出量(m3/min)掘进面所占比例（%）采空区所占比例（%）回采面所占比例（%）107.6513.6441.4252.5912.6738.4848.85表3-2 工作面瓦斯涌出量构成预测结果工作面采面总涌出量(m3/min)本层涌出量(m3/min)采空区及邻近层涌出量(m3/min)本层占比例（%）采空区及邻近层占比例（%）一采区工作面52.5940.6811.9177.422.6注：采空区瓦斯包括围岩与邻近层瓦斯。煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径，抽放瓦斯不仅为井下安全生产和更好地发挥采掘机械效能提供了条件，同时对抽出的瓦斯加以利用，也会取得较好的经济效益和社会效益。根据表3-1、3-2，工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区和上邻近层，采空区瓦斯涌出包括丢煤解吸的瓦斯、围岩涌出的瓦斯，为此工作面瓦斯主要来源于开采落煤、上邻近层和采空区（含围岩）涌出的瓦斯。一采区掘进工作面瓦斯涌出量也较大，掘进工作面瓦斯主要来源于掘进工作面的煤壁及落煤。3.2 瓦斯抽放必要性根据国家煤矿安全监察局2009年颁布的煤矿安全规程第145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：(一) 1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。(二)矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件的： 大于或等于40m3/min； 年产量1.0mt1.5mt的矿井，大于30m3/min； 产量0.60mt1.0mt的矿井，大于25m3/min； 年产量0.4mt0.6mt的矿井，大于20m3/min； 年产量小于或等于0.4mt的矿井，大于15m3/min；（三）开采具有煤与瓦斯突出危险煤层的。3.2.1 从瓦斯涌出现状及预测情况看抽放瓦斯的必要性从生产现状看，如前所述2006年度矿井瓦斯等级鉴定结果为：煤层瓦斯相对涌出量为135.16m3/t，绝对涌出量为42.07m3/min。从预测瓦斯涌出状况看，xx煤矿10#煤层一采区工作面相对瓦斯涌出量为17.83m3/t，日产3636t/d时工作面绝对瓦斯涌出量为45.02m3/min。一采区作为首采区，在掘进工作和以后的回采工作中靠通风方法稀释工作面瓦斯比较困难且不合理，按照“先抽后采”的方针，应采用抽放。故从矿井瓦斯涌出情况看，建立抽放瓦斯系统是非常必要的。3.2.2 从通风能力看抽放瓦斯的必要性采掘工作面实行瓦斯抽放的必要性判断标准是：采掘工作面设计风量小于稀释瓦斯所需要的风量，即下式成立时，抽放瓦斯才是必要的。q0 (3-1) 式中 q0采掘工作面供风量，m3/min； q采掘工作面瓦斯涌出量，m3/min； k瓦斯涌出不均衡系数，取1.5； c采掘工作面允许的瓦斯浓度，。掘进工作面通风量在400m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为2.67m3/min左右，而根据涌出量预测一采区10#煤层运输顺槽掘进工作面最大瓦斯涌出量为6.82m3/min，单独依靠通风不能解决掘进工作面的瓦斯问题；同时，10#煤层工作面的通风量在1200m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量为8m3/min左右，而根据涌出量预测采煤工作面的瓦斯涌出量为52.59m3/min，单独依靠通风不能解决采煤工作面的瓦斯问题，所以需要建立瓦斯抽放系统来抽放通风无法解决剩余瓦斯。3.2.3 从资源利用和环保角度看抽放瓦斯的必要性瓦斯是一种优质洁净能源，将抽出的瓦斯加以利用，可变害为利，改善能源结构，保护环境，取得显著的经济和社会效益。根据前面的计算，xx煤矿瓦斯总储量758330km3，可开发瓦斯量435280km3。表明xx煤矿瓦斯资源较丰富，同时可开发瓦斯量亦比较可观，为瓦斯利用提供充足的气源。因此，从资源利用和环保角度看建立瓦斯抽放系统是必要的。3.3 抽放瓦斯的可行性煤层预抽瓦斯难易程度分类见表3-3。表3-3 煤层预抽瓦斯难易程度分类指标难易程度 钻孔瓦斯流量衰减系数 （d-1）煤层透气性系数（m2/mpa2d）容易抽放0.00310可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1xx煤矿实测的10#煤层的百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.042d-1；10#煤层透气性系数为0.511m2/mpa2d。根据上面的数据综合分析可知xx煤矿开采煤层属于可以抽放煤层。通过以上分析，xx煤矿具备建立地面永久瓦斯抽放系统的条件。3.4 建立矿井地面永久抽放瓦斯系统的结论如前所述，xx煤矿瓦斯资源可靠、储量丰富，满足煤矿瓦斯抽放规范中4.2的规定，即：建立地面永久瓦斯抽放系统的矿井，应同时具备下列2个条件：1、 瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3/min以上。2、 瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限在5年以上。所以结论是：xx煤矿符合建立地面永久瓦斯抽放系统的条件。4 瓦斯抽放方法的选择4.1 瓦斯抽放方法的选择瓦斯抽放方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前瓦斯抽放方法主要有：开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放，选择具体瓦斯抽放方法时应遵循如下原则：1、选择的瓦斯抽放方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；2、应根据瓦斯来源及涌出构成进行，尽量采取综合瓦斯抽放方法，以提高瓦斯抽放效果； 3、有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合；4、选择的瓦斯抽放方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本； 5、所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。 4.1.1 瓦斯抽放方法概述1、回采工作面瓦斯来源及构成根据工作面瓦斯涌出量构成预测结果（详见，表3-2），工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区丢煤解吸的瓦斯和围岩、邻近层涌出的瓦斯。工作面瓦斯主要来源于采空区（含采空区丢煤、围岩及邻近层）和开采层涌出的瓦斯。2、开采层瓦斯抽放开采层抽放包括预抽、边采边抽和强化抽放等方式，预抽主要采用钻孔预抽，是在工作面开采前预先抽放煤体中的瓦斯，属于未卸压煤层的瓦斯抽放，对于透气性及其它预抽条件较好的煤层，预抽会取得较好效果。边采边抽利用工作面开采时的卸压效应抽放本层瓦斯，当工作面推进时，工作面前方煤体由于卸压，透气性大大增加，抽放效率大幅度提高，采用斜向钻孔，抽放工作面前方煤体的卸压瓦斯。xx煤矿为高瓦斯矿井，10#煤层透气性系数为0.511m2/mpa2d，为可以抽放煤层，并且xx煤矿开采层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的77%左右，开采层是工作面瓦斯涌出的最主要来源，为了保证矿井安全高效开采，应进行采前预抽。同时，为了保证抽放效果，xx煤矿应加强边采边抽，并适当加大布孔密度和增加抽放时间的方式来提高预抽效果，也可采用预裂爆破等强化抽放的方式来提高预抽效果。xx煤矿掘进工作面瓦斯涌出量较大，可采用边掘边抽的抽放方法治理工作面瓦斯。3、邻近层瓦斯抽放邻近层瓦斯抽放就是通常所说的卸压层瓦斯抽放。在煤层群条件下，受开采层的采动影响，其上部或下部的邻近层煤层得到卸压，而产生膨胀变形，煤层透气性大幅度提高。此时煤层与岩层之间形成的空隙与裂缝，不仅可储存卸压瓦斯，而且也是良好的瓦斯流动通道，为防止邻近层瓦斯向开采层工作面涌出就应当用抽放的办法来处理这部分瓦斯。实践证明，邻近层瓦斯抽放效果好，如果抽放参数选取得当，抽放率可达到7080%，甚至更高。根据工作面瓦斯涌出量预测结果，xx煤矿邻近层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的22%左右，邻近层是工作面瓦斯涌出的来源之一，据xx煤矿的煤层赋存与开采条件，可采用由开采层层内钻场向邻近层打穿层钻孔抽放邻近层瓦斯。4、采空区瓦斯抽放邻近层及围岩瓦斯的大量涌出，使回采工作面采空区瓦斯涌出量较大；井下老采空区内存在大量瓦斯，老采空区瓦斯大量涌出会增加采区及矿井的通风压力。采空区瓦斯抽放属于卸压抽放，采空区瓦斯抽放具有抽放量大、来源稳定等特点。xx煤矿老采空区瓦斯涌出量占矿井总涌出量的38%左右，现采空区瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量的22%左右，所以采空区瓦斯抽放尤为重要。根据10#煤层煤层赋存条件和巷道布置情况，xx煤矿可采用顶板高位钻孔、斜交钻孔法、采空区插管法等抽放方法治理现采空区及邻近层瓦斯。抽放过程中应根据抽放效果不断调整抽放参数，提高瓦斯抽放效果。xx煤矿老采空区瓦斯涌出量较大，应选用全封闭式抽放方法。在抽放过程中必须经常检测抽放管路中co浓度和气体温度等相关参数的变化。发现有自然发火征兆时，必须采取防止煤自燃的措施。4.1.2 可选瓦斯抽放方法及参数设计根据抽放方法的选择原则，结合xx煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出xx煤矿较合理的抽放方法。1、斜向钻孔抽放（1）抽放方法：在工作面回风侧打顺层斜向钻孔，工作面开采前进行煤层瓦斯预抽，开采时进行采动卸压抽放。（2）抽放钻孔布置：钻孔技术参数见表4-1，抽放钻孔布置见图4-1。表4-1 斜向钻孔技术参数表钻孔类别钻孔与巷道夹角（ ）钻孔与水平面夹角（ ）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）斜向钻孔60与煤层倾角相同140945注：以上技术参数供工作面试验用，须根据实际效果考察来确定合适的参数。图4-1 斜向钻孔布置图（3）封孔工艺钻孔采用聚氨酯封孔，封孔深度59m，封孔段长度1m，封孔管为直径50mm的pe管（阻燃、抗静电），再用铠装胶管连接到支管上，再连接到主管上，最后到达地面泵房。抽放钻孔间距应进一步考察，确定合理钻孔间距，预抽时间预计为9个月。聚氨酯是聚氨荃甲酸酯的简称。它的种类繁多，根据原料配方不同，可以制成多种不同产品。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，不漏气，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。聚氨酯封孔采用卷缠药液法及钻孔内封孔管结构，见图4-2。图4-2 聚氨酯缠药方法及封孔管结构示意图（4）抽放管