矿井瓦斯地面抽放工程初步设计.doc

七一煤矿矿井瓦斯抽方工程初步设计山西省襄垣县七一煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计说 明 书煤炭科学研究总院沈阳研究院二oo九年三月报告名称：山西省襄垣县七一煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计报告撰写： 张兴华 研 究 员 所长 技术审查： 王魁军 研 究 员 科研中心主任（院总工） 刘志忠 高级工程师 科研中心主任工程师 形式审查： 霍中刚 研 究 员 科技发展部主任 报告审批： 罗海珠 研 究 员 副院长 工作人员： 目 录前 言11 矿井概况31.1 交通位置31.2 自然地理31.3 地质特征与煤层赋存41.4 矿井开拓与开采62 矿井瓦斯涌出量预测112.1 矿井瓦斯基础参数112.2 矿井瓦斯储量122.3 矿井瓦斯涌出量预测133 矿井瓦斯抽放必要性及可行性193.1矿井瓦斯来源分析193.2 瓦斯抽放必要性193.3 抽放瓦斯的可行性213.4 建立矿井地面永久抽放瓦斯系统的结论214 瓦斯抽放方法的选择214.1 瓦斯抽放方法的选择214.2 瓦斯抽放效果预计324.3 瓦斯抽放效果评价334.4 矿井瓦斯抽放服务年限354.5 建立抽放系统的类型354.6 抽放施工设备、检测仪表及施工量355 瓦斯抽放管路系统布置及选型365.1 抽放管路布置及选型365.2 抽放设备布置及选型425.3 抽放管路、设备的安装要求486 瓦斯抽放泵站496.1 抽放泵站场地平面布置496.2 瓦斯泵房设备布置497 矿井瓦斯抽放工程工期预计507.1 瓦斯抽放工程507.2 施工进度指标及工期预计508 瓦斯抽放安全技术措施508.1 抽放系统安全措施508.2 抽放泵站安全措施519 环境保护与瓦斯综合利用529.1 环境保护529.2 瓦斯综合利用5410 瓦斯抽放的配套设施5710.1 给排水、采暖及供热5710.2 泵房的供电系统及通讯5910.3 检测、监测系统6210.4 地面建筑及环境保护6411 瓦斯抽放管理6411.1 管理与规章制度6411.2 瓦斯抽放人员配备6511.3 图纸、常用记录和技术资料6611.4 常用记录和报表格式6712 经济概算及投资6812.1 概算编制范围及依据6812.2 概算投资及明细6912.3 投资来源6912.4 技术经济分析及评价6912.5 主要技术指标表709前 言一、概况山西省襄垣县七一煤矿(以下简称七一煤矿) 位于山西省襄垣县境内，2004年6月正式投产，设计生产能力0.9mt/a。2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量为23.92m3/min左右 ，相对瓦斯涌出量为13.79m3/t左右，矿井为高瓦斯矿井。目前矿井开采3#煤层二采区2003工作面（三采区为准备采区），该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，七一煤矿研究决定，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、任务来源沈阳研究院受七一煤矿的委托，承担了“七一煤矿地面永久瓦斯抽放工程初步设计”任务。沈阳研究院的设计人员认真研究和分析了七一煤矿煤层的赋存及开拓开采情况后认为：七一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“七一煤矿地面永久瓦斯抽放工程初步设计”任务的委托。通过对七一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，对七一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，提出了七一煤矿地面永久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2006版；2、矿井抽放瓦斯工程设计规范（mt5018-96）； 3、矿井瓦斯抽放管理规范（1997版）；4、煤矿瓦斯抽放规范（aq1027-2006）；5、七一煤矿3#煤层瓦斯基础参数测定及煤与瓦斯突出危险性预评价（煤炭科学研究总院抚顺分院）；6、七一煤矿初步设计说明书（煤炭工业邯郸设计研究院2oo3年8月）；7、七一煤矿局部瓦斯抽放初步设计（煤炭科学研究总院抚顺分院2006年1月）；8、七一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七一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，提出了七一煤矿抽放瓦斯工程初步设计。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施工图纸等四部分。设计的具体内容为：1、七一煤矿瓦斯赋存情况、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、地面永久瓦斯抽放泵房土建工程设计；3、瓦斯抽放管网、瓦斯抽放钻场与钻孔参数设计；4、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；5、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；6、瓦斯抽放管理及安全措施；7、技术经济分析；8、设备清册与工程投资概算；9、安装及施工图纸绘制。1 矿井概况1.1 交通位置七一煤矿属襄垣矿区，地处沁水煤田东翼中段夏店详查区中北部，南临长治矿区，北临武乡矿区。七一煤矿位于襄垣县善福乡境内，地理坐标东经11258，北纬3634。该矿距襄垣县城8km，南距长治市60km，北距太原市190km，东距邯郸市130km。矿井设计生产能力为0.9mt/a。榆黄公路位于井田东部，距工业场地3.5km，进场公路已建成通车，区内尚有简易公路；国铁太焦线襄垣站距矿井9.61km，交通方便，见图1-1交通位置图。图1-1 矿区交通位置图1.2 自然地理1.2.1 地形、地貌及河流襄垣县境内地势西北及东部高，中南部低，山地占总面积的31.9%，丘陵地占55.5%，多分布在西北部，平川地占12.6%，多分布在中南部。井田北部最高，海拔+1050m，西南部最低，海拔+938m，最大相对高差112m。井田内地表河流不发育，大小沟谷平时基本干涸无水，唯雨季时才汇集洪水沿沟排泄，井田内西部有一季节性水库，在雨季时有积水，对煤层开采影响不大。1.2.2 气象及地震情况气温属温带大陆性季风型，四季分明，年平均气温8.8，一月平均气温32.5，七月平均气温23.5。年平均降水量550mm，无霜期160170天，霜冻期为十月至次年四月下旬，最大冻土深度0.82m。据中国地震动峰值加速区划图（2001），本地区地震烈度为6度。1.2.3 电源本矿地面已建有35kv变电站，其中一回电源引自长治110kv变电站，线路长约7km，另一回路由距本矿约5km处的下梁变电站引进，电压等级为10kv。1.3 地质特征与煤层赋存1.3.1 地层井田内大部为第四系黄土覆盖，根据夏店勘探区详查地质资料，现将区内地层由老至新简述如下：奥陶系中统峰峰组（o2f）；石炭系中统本溪组（c2b）；石炭系上统太原组（c2t）；二叠系下组山西组（p1s）；二叠系下统下石盒子组（p1x）；二叠系上统上石盒子组（p2s）；第四系（q）。1.3.2 地质构造井田位于沁水盆地东翼中段，晋获褶断带和武乡阳城凹褶带之间。总体形态为一走向北北东，倾向西北的单斜构造。局部地段地层走向则由北北东折向西北，倾向西南。井田内主要由一系列大体平行的接近南北向宽缓的褶曲构造组成。这些向背斜平面形态呈近似直线型、“s”型、弧形。其次有少量接近南北向的少量压性断裂和北东向的张性断裂构造。显然，上述构造形迹多属径向构造带的低序次构造形迹，因此对本区构造骨架起控制作用的主要是径向构造，新华夏系影响甚微。回辕村向斜：北部自回辕村东向南经坪上村、西岭、韩堡、桃树林西，南田樟村东止。长度13.6km，北断轴向北东16，南断接近南北向。平面形态呈“s”型，枢纽波状起伏不平，两翼倾角415。店上背斜：位于回辕村向斜西部。北起店上，向南经付家角、西七里街、下家岭、后庄到南沟村附近止。全长13.7km，总体轴向北东7，两翼倾角513，西翼较陡，东翼较平缓。枢纽波装起伏不平。1.3.3 煤层井田内煤层主要分布在二叠系下统山西组（p1s）和石炭系上统太原组（c3t）。含煤14层，煤层平均厚度14.91m；其中可采煤层三层（3、15-1、15-3号煤），平均总厚度8.22m。（1）3上煤层分布在井田西北部，为3煤层分叉之上分层，厚度稳定。煤层厚度1.52.66m，结构简单，个别钻孔见0.100.30m夹矸，其岩性为泥岩或砂质泥岩。煤层直接顶主要为细砂岩，局部为泥岩或砂质泥岩，厚0.608.31m，平均3.53m；老顶为细中粒砂岩，厚1.507.57m。该煤层下距3煤层0.8015.53m，一般6.68m。（2）3煤层煤层稳定，厚度2.147.20m，平均5.86m。煤层中下部常含夹矸一层，厚0.050.9m，一般0.100.25m，岩性为泥岩及砂质泥岩。顶板主要为粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，局部为细砂岩，个别钻孔见有中、粗砂岩，顶板厚0.3815.77m，一般3.71m。（3）15-1煤层位于太原组下段，厚01.42m，平均0.72m，除21线以北大片为砂岩体冲刷而缺失外，其余皆普遍发育。属较稳定型局部可采煤层。煤层结构简单，一般无夹矸，下距主要可采煤层15-3，平均4.47m。（4）15-3煤层该煤层全区发育稳定，厚度03.95m，平均1.43m。煤层结构简单，仅有少数钻孔有0.100.30m的夹矸一层，夹矸一般为泥岩。煤层顶板为泥岩，厚0.5518.82m，一般1.65m。该煤层层位稳定，厚度变化不大，属较稳定煤层。精查区可采煤层特征见表1-1。表1-1 精查区可采煤层特征表煤层编号煤层厚度夹 矸顶板岩性底板岩性煤层稳定程度最小最大平均层数厚度（m）32.147.205.8610.100.25粉砂岩、砂质泥岩及泥岩，局部为细砂岩泥岩、砂质泥岩较稳定全井田可采1.3.4 煤质井田内各煤层煤质主要为贫煤，局部为无烟煤。本区由浅至深，从东到西，埋藏深度的增加，随着煤的变质程度逐渐加深，煤质变化规律基本符合区域变质特征。各煤层煤质特征，见表1-2。表1-2 可采煤层特征表煤层编号水分wf（）灰分ag（）挥发分（洗煤）vr（）硫分（）发热量qrdt（mj/kg）3上0.831.250.9911.4023.7618.1811.150.310.450.3735.2930.52.431.1912.2632.5717.7011.740.240.620.3435.3415-30.482.141.0111.4344.9328.0910.950.373.651.0534.06综上所述，3、3上煤层为中灰、低硫、高发热量的贫煤，为优良的动力用煤；15-3煤层为中富灰、富硫、高发热量的贫煤、部分为无烟煤，主要为动力用煤。1.3.5 瓦斯根据地质报告提供的资料，本矿井3煤层瓦斯含量分布具有一定的规律性，即随着煤层埋藏深度的增加，瓦斯含量逐渐增高。在浅部存在一个瓦斯风化带，深部大片地段瓦斯含量大于10ml/g.r。3煤层瓦斯成分为氮气二氧化碳带、氮气瓦斯带及瓦斯带。而以氮气瓦斯带和瓦斯带为主。在浅部出现大片瓦斯风化带，深部出现高瓦斯含量带。故在深部开采时，应密切注意煤层瓦斯含量的测定工作，加强安全措施，防止瓦斯危害。矿井首采区已进入井田深部。根据七一煤矿提供的2008年度矿井瓦斯等级鉴定结果：矿井绝对瓦斯涌出量为23.92 m3/min左右 ，相对瓦斯涌出量为13.79 m3/t左右，矿井为高瓦斯矿井。1.3.6 煤的自燃与煤尘爆炸2006年4月山西省煤炭工业局综合测试中心对七一煤矿3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25，岩粉用量50，3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，3煤层为不易自燃煤层。1.4 矿井开拓与开采1.4.1 煤炭储量及矿井生产能力1.井田境界七一煤矿目前井田范围由12个拐点座标组成，分别是1至12点。矿井正在办理扩界手续，扩界后增加了三个拐点，井田由15个拐点坐标连线而成，井田面积为11.2021km2,开采3煤层。1. x4056556， y19676013； 2. x4057144， y19678156；3. x4054936， y19677645； 4. x4054916， y19677015；5. x4053237， y19677067； 6. x4053264， y19677937；7. x4053073， y19678252； 8. x4052464， y19677991；9. x4052529， y19677839； 10. x4051458， y19677323；11. x4051701，y19676280； 12. x4052198， y19675208；13. x4052323，y19675221； 14. x4052323， y19675000；15. x4056556，y19675763。2.矿井储量、生产能力及服务年限矿井3煤层资源/储量61300kt，可采储量22000kt, 设计生产能力900kt/a，服务年限17.5a。1.4.2 矿井开拓及开采目前矿井只在3煤层布置有生产系统，15-3煤层尚未布置生产系统。矿井采用斜-立井混合开拓方式，共有主斜井、副斜井、回风立井三个井筒。七一煤矿在桑家河南岸、大河村东南150m处开凿了一对斜井，在井田西部开凿一初期回风立井，担负矿井生产初期的回风任务。图1-2 煤层综合柱状图七一煤矿仅布置一个生产水平，在煤层倾角较小时采用倾斜长壁开采，煤层倾角较大时布置下山采区、走向长壁开采。根据井田内村庄、河流煤柱较多的特点，七一煤矿一般以村庄、河流及大巷煤柱划分采区边界。全矿井共划分为四个采区，其中倾斜长壁开采采区1个，采区走向长度1800m左右；非正规采区2个。采区之间的开采顺序采取先近后远、由浅到深的原则，首采区为一采区。目前二采区为矿井主要生产采区，三采区为准备采区。二采区目前开采2003工作面，煤层平均厚度5.4m左右，采用走向长壁后退式采煤法，为综采放顶煤工艺，全部垮落法管理顶板，工作面顺槽长1600m左右，工作面长150m左右；2005工作面为二采区备用面，目前掘进三采区3001工作面运输顺槽，采用掘进机按设计要求一次切割成巷，配套桥式胶带转载机转载，后配套ssj-800型双向运输可伸缩胶带输送机出煤。矿井采掘比为1：3，即一个综放采面，一个综掘面，二个普掘面。1.4.3 矿井通风矿井采用中央并列式通风方式，主、副斜井进风，回风立井回风，风机工作方式为负压抽出式。矿井总进风量为6245m3/min，总回风量为6486m3/min。回风立井口安装了两台同型号对旋轴流式风机，风机型号为fbdcz54-8-25，功率为250kw2，电压为660v，一台运行，一台备用。矿井反风采用风机反转反风方式。七一煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计图1-3 七一煤矿开拓巷道布置图722 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。七一煤矿开采3#煤层，设计布置1个综采工作面，3个掘进工作面，年产煤炭900kt/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、瓦斯放散初速度。本次设计所依据的煤层瓦斯基础参数数据取自七一煤矿3#煤层瓦斯基础参数测定及煤与瓦斯突出危险性预评价（抚顺分院2007-03），详见表2-1、表2-2、表2-3。表2-1 煤样吸附瓦斯试验与工业分析结果地点标高吸附常数灰分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)二采区皮带下山+60942.1401.14313.730.8611.641.451.338.31005工作面+53340.9071.14612.840.6513.571.441.346.91006工作面 +49041.7241.14412.950.7212.541.441.337.6表2-2 3煤层瓦斯含量实测结果表测 定 地 点标高（m）解吸量(m3/tr)损失量(m3/tr)残存量(m3/tr)瓦斯含量(m3/tr)瓦斯成分（%）ch4co2n2二采区皮带下山 6093.7081.8603.709.26877.580.3422.081005工作面5335.2312.7474.3112.28891.650.477.88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)煤层瓦斯原始含量（m3/t）3二采区皮带下山6090.337.9161005工作面5330.4810.6301006回风顺槽4900.6112.466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)1006回风顺槽5070.5110.0421006回风顺槽5070.1760.0412.2 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)最大瓦斯含量(m3/t)瓦斯地质储量(万m3)可抽瓦斯量(万m3)3324812.46640489.56810122.39215-192912.46611580.9142895.22915-3137412.46617128.2844282.071小计555169198.76617299.692岩层6919.8771729.969合计76118.64319029.661七一煤矿瓦斯总储量761186.43km3，可抽瓦斯量190296.61km3。计算结果表明，七一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七一煤矿现回采二采区：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 ； 开采层瓦斯吨煤涌出量，m3/t； 邻近层瓦斯吨煤涌出量，m3/t。1、开采层吨煤相对瓦斯涌出量（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=1.2；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=1.25；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9m；煤层厚度，m；煤层开采厚度，m；煤层原始瓦斯含量， m3/t；煤的残存瓦斯含量， m3/t。2、邻近层相对瓦斯涌出量 式中：邻近层吨煤瓦斯涌出量，m3/t； 第个邻近层厚度，m；开采层的开采厚度，m；第 邻近层的原始瓦斯含量，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开采层的瓦斯涌出量预测结果为： 开采3#煤层工作面瓦斯涌出量：邻近层瓦斯涌出量计算结果：2煤层向3煤层涌出： 3上煤层向3煤层涌出：5煤层向3煤层涌出：工作面相对瓦斯涌出量 工作面绝对瓦斯涌出量根据相对瓦斯涌出量预测结果，得出3#煤层回采工作面绝对瓦斯涌出量预测结果，见表2-6。表2-6 回采工作面瓦斯涌出量计算表煤层日产量(t/d)相对涌出量(m3/t)绝对涌出量(m3/min)3272714.9128.24工作面瓦斯来源及构成七一煤矿开采3#煤层时，工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸，另一部分来源于采空区丢煤解吸和围岩（煤）涌出的瓦斯，其上邻近层3上、2煤层和下邻近层5煤层均处在卸压范围内，这些煤层的卸压瓦斯也向工作面采空区涌出。根据前面的3#煤层回采工作面瓦斯涌出预测结果，预测工作面的瓦斯涌出量构成结果见表2-7。表2-7 工作面瓦斯涌出量构成预测结果开采煤层日产(t/d)采面瓦斯总涌出量(m3/min)本层瓦斯涌出量(m3/min)采空区瓦斯涌出量(m3/min)本层瓦斯占比例（%）采空区瓦斯占比例（%）3272728.2418.1710.0764.335.7注：采空区瓦斯包括围岩与邻近层瓦斯。 2.3.2 掘进工作面瓦斯涌出量预测七一煤矿三采区现布置一个掘进工作面掘进。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瓦斯压差，内部的瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向煤壁泄出。单位时间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，煤壁瓦斯涌出已基本稳定。其计算式为： 式中：掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；巷道断面内暴露煤面的周边长度，m。对于厚煤层，d=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；巷道平均掘进速度，m/min；巷道长度，m；（综采取1600m）暴露煤壁初始瓦斯涌出强度，m3/m2min；式中：煤中挥发份含量，%；煤层原始瓦斯含量，m3/t。(2)掘进工作面落煤瓦斯涌出量式中：掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；巷道平均掘进速度，m/min； 掘进巷道断面积，m2；煤的密度， t/m3；煤层原始瓦斯含量，m3/t；煤层残存瓦斯含量，m3/t。3#煤层掘进工作面瓦斯涌出量 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。按七一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。表2-8 煤巷掘进工作面瓦斯涌出量煤层月掘进量(m)巷道断面(m2)瓦斯含量(m3/t)瓦斯涌出量(m3/min)3综掘4501012.4667.032.3.3 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。2.3.4 矿井瓦斯涌出量预测七一煤矿目前布置一个采掘工作面、一个准备工作面和一个掘进工作面，目前回采2003工作面，2005工作面作为准备工作面，掘进3001工作面运输顺槽。矿井瓦斯涌出量预测以三采区的回采、掘进计算。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1.30； 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，t/d。则矿井的绝对瓦斯涌出量为55.81 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3 号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（%）55.817.0320.5428.2412.636.850.6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（%）2003工作面28.2418.1710.0764.335.7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。三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2007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2008年度矿井绝对瓦斯涌出量为23.41m3/min，相对瓦斯涌出量为13.49 m3/t左右。从预测瓦斯涌出状况看，七一煤矿3#煤层三采区工作面相对瓦斯涌出量为29.47m3/t，日产2727t/d时工作面绝对瓦斯涌出量为55.81m3/min。三采区作为准备采区，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。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820m3/min左右，根据上式计算通风所能解决的瓦斯量在5.47m3/min左右，而根据涌出量预测3001运输顺槽掘进工作面最大瓦斯涌出量在7.03m3/min左右，单独依靠通风不能解决瓦斯问题。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，七一煤矿瓦斯总储量761186.43km3，可开发瓦斯量190296.61km3。表明七一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0.050.1七一煤矿实测的2号煤层的参数分别为:百米钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0410.042d-1左右。煤层透气性系数为0.1760.511m2/mpa2d左右。根据上面的数据综合分析可知七一煤矿开采煤层属于可以抽放煤层。通过以上分析，七一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，七一煤矿瓦斯资源可靠、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：七一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。七一煤矿为高瓦斯矿井，3#煤层透气性系数为0.1760.511m2/mpa2d左右，为可以抽放煤层，并且七一煤矿开采层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的60%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，七一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。七一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，七一煤矿邻近层瓦斯涌出量占回采工作瓦斯涌出量的30%左右，邻近层是工作面瓦斯涌出的主要来源之一，据七一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。七一煤矿老采空区瓦斯涌出量占矿井总涌出量的36.8%，现采空区瓦斯涌出量占回采工作面瓦斯涌出量的40%左右，采空区瓦斯抽放尤为重要。根据3#煤层煤层赋存条件和巷道布置情况，七一煤矿可采用顶板高位钻孔、斜交钻孔法、采空区埋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。七一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，结合七一煤矿各煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出七一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120945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7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）抽放管路管理工作面开采后，随着工作面的推进，靠近切眼的抽放钻孔不断报废，当钻孔距工作面切眼60m时，预计抽放钻孔进入卸压区，进行卸压抽放，随着抽放管路不断变短，靠近切眼的管路要逐段卸下来，端头用法兰片密封。由于工作面在回采时，回风巷需进行超前支护大约20m，为了不影响生产，需提前拆除管路，给瓦斯管路的管理造成一定困难，所以可以考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用软胶管与抽放管相连，抽放管未端特制一段23m长的短管，短管上做几个变径三通，与靠近工作面的钻孔用软管相连，钻孔报废后再向前移动短管，保持短管始终在抽放管路的末端，这样一来，工作面的预抽钻孔可以抽取大量的卸压瓦斯，使本煤层预抽取得较好的抽放效果。3、采空区（上隅角）插管抽放上隅角瓦斯抽放的主要原理是在工作面上隅角形成一个负压区，使该区域内瓦斯由抽放管路抽走，这可以避免因工作面上隅角处局部位置因风流不畅（或微风）引起的瓦斯超限，还可解决因漏风使采空区向上隅角涌出瓦斯而造成的瓦斯超限。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用6m长的铠装软管与主抽放管路连接，将铠装软管插入上隅角，为保证软管吸入口处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高），抽放软管与木棒绑在一起，用铁丝吊挂在支架上，为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘，提高抽放效果。随着工作的推进，拆下前端一段主管路，移动抽放软管，如此反复。抽放工艺如图4-3所示。软管可采用8吋管。抽放管伸入上隅角长度及位置应根据实际抽放效果，不断调整，得到合理的参数。如前所述，上隅角插管瓦斯抽放是制造一个负压区，让周围瓦斯向负压区流动，然后通过排放管路，抽出工作面，负压区在什么地方最合适，顶板岩性不同，顶板的冒落程度不同，对负