毕业设计（论文）-界沟矿瓦斯抽放设计.doc

河南理工大学本科毕业设计 界沟矿瓦斯抽放设计摘要：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32.89m3/min，是高瓦斯矿井，回采工作面瓦斯绝对涌出量为19.83m3/min，掘进面绝对涌出量为3.38m3/min。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72煤层透气性系数0.129m2/MPa2d，钻孔瓦斯流量衰减系数0.018d-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IThe design of drainage methods and system of jiegou mineAbstract: Mine gas drainage is a method that to reduce and eliminate threats of mine gas for coal mine safety production and mechanical equipment and pipelines are used to make negative pressure so the gas which are in the presence or released are extracted out to delivery to the ground or other secure location. The predictions shows that jiegou mine mining face gas emission absolute is amount of 32.89in what proved jiegou an high-gas coal mine, and the mining face gas absolute emission is amount of 19.83in ,while heading face absolute Emission as 3.38in. This design for jiegou mine seven2 coal seam is on serious gas gauge problem, combined with the mine coal seam permeability coefficient 0.129Pa2d, drilling gas flow attenuation coefficient 0.018d-1 and so on basic parameters, to draw the conclusion that jiegou mine can drainage drainage type and it must be the establish an gas drainage system. Front parameters obtained to determine jiegou mine the pre-extracting, While mining sauce and goaf drainage combining gas drainage design and drainage method process methods and parameters. Gas drainage pump are selected as 2BEY-42 and 2BE1-303 type water ring vacuum pumps and ancillary facilities to determine the pumping station. In the final design puts forward requirements and descriptions in some specific security operation.Keywords: mine gas drainage gas drainage working faceVI目录1 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581 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。1.1 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0.6Mt/a，矿井计算服务年限为73.4a。经初步矿井瓦斯鉴定，属于高瓦斯矿井，并且通过通风无法消除瓦斯隐患。近年来随着煤矿企业对安全生产的愈加重视，使煤炭企业的任务更加艰巨，责任也更加重大。通过矿井瓦斯抽采对根治矿井瓦斯涌出量大，消除瓦斯这一“煤矿杀手”，实现矿井本质安全具有十分重大的意义。1.2 瓦斯抽放的国内外研究现状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。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；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，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；其中原苏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，是高瓦斯含量煤层回采中的一个必不可少的环节。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。1.2.2 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866Mm3；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 Table 1-1 The gas drainage measures of Chinas mines each years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：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。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6070。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。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：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。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（2030m）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23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。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。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10-410-3mD1mD=40m3/(MPa2d)，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。60表1-2 我国主要矿区瓦斯抽采量和瓦斯抽采率Tab. 1-2 The gas drainage volume and rate in our main drainage mine矿区名称2002年2004年2005年瓦斯涌出量/Mm抽采量/Mm抽采率/%瓦斯涌出量/Mm抽采量/Mm抽采率/%瓦斯涌出量/Mm抽采量/Mm抽采率/%晋城760.65352.4846.34357.3105.5329.54780.53381.148.83抚顺162.11128.5679.3012110385.12132.1105.679.94阳泉378.77117.2630.9659930651.09692.5385.255.62松藻194.0876.5539.44222121.654.77231131.356.84天府79.4163.7280.246719.929.707123.533.10盘江202.4951.1825.2831612840.5135213237.50淮南312.8249.3915.7943015034.8845016236.00铁法157.4144.4828.26210.260.228.64水城157.2926.2116.66215104.148.42230121.452.78平顶山137.2725.8618.84208.44421.11221.34620.79芙蓉98.6824.6825.019816.4516.7992.3215.216.46中梁山51.2423.9646.7657.826.5245.8853.224.2345.55南桐91.3822.7324.87951313.689619.220.00淮北223.7218.018.05221.38538.41231.29139.36鹤岗92.613.2114.2714623.215.89158.625.716.20鹤壁134.9512.389.17185.937.220.01199.340.720.42峰峰125.6911.489.1316022.814.25173.52514.41焦作86.8110.4512.041292317.83138.22719.54丰城157.299.415.98六枝45.348.1718.02377.6220.5941.239.222.31（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1500035000m，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0.04m，最少只有0.0065m，平均仅为0.018m。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3050m/s，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2/3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1.3.1 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。1.3.2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：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 Figure1-1 The technology roadmap 2 矿井概况2.1 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。界沟井田图2-1 界沟煤矿交通位置图Figure2-1 The location map of jiegou mine2.2 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3m/s，最大风速达18m/s；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797.8mm，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。2.3 地质特征2.3.1 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410；两翼地层南陡北缓，倾角分别为1550和620。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。2.3.2 水文地质条件、地表水本井田地势平坦，自然地面标高为+25.79+27.50m；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。、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59.97134.64m之间，平均93.45m，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043.78m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。 、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。、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021m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。2.3.3 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12.35m；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Table 2-1 The main coal seam List煤层平均厚度（m）顶板岩性 底板岩性结构可采性稳定性711.41以泥岩为主，少量砂岩以泥岩为主简单局部可采较稳定722.90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822.75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103.52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6.72m,72、82煤层间距为15.10m，82、10煤层间距为81.08m。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。2.3.4 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7.2 m3/t。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6-33 C,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。2.4 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+27.4m，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4.5km，东西宽约3.5km，面积约为13.64km2。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0.6Mt/a，服务年限为73.4年。2.5 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。3 矿井瓦斯赋存情况3.1 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Tab3-1 seam gas basic parameter values table参数名称参数值煤层原始瓦斯压力0.55MPa煤层平均瓦斯含量7.20m3/t平均残存瓦斯含量2m3/t煤的孔隙体积0.04m3/t煤对瓦斯吸附常数a=26.88，b=0.47煤层透气性系数=0.129 m2/MPa2d钻孔瓦斯流量衰减系数0.018 d-1百米钻孔初始瓦斯流量0.021 m3/min100m3.1.1 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m3/t或mL/g。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m3/tr。本次设计中得到的所设计72煤层地堪瓦斯含量平均为7.2m3/t。3.1.2 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。3.1.3 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，透气性系数在我国普遍用地单位m2/MPa2d。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。1m2/MPa2d相当于0.025毫达西。根据收集资料，界沟煤矿瓦斯透气性系数为0.129 m2/MPa2d。3.1.4 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是表征钻孔自然瓦斯涌出特征的参数。q0和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5089mm，长3040m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。最后得出钻孔流量衰减系数0.018d-1。3.2 矿井瓦斯储量 3.2.1 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。3.2.2 计算方法根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范第3.0.1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，Mt X1i 矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3/t； 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，m3/t； 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K0.050.20。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5.92m3/t；72煤层平均厚度为2.90m，地质储量为39.294Mt，煤层平均瓦斯含量为7.2m3/t；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5.86m3/t，82煤层平均厚度为3.52m，地质储量为45.601Mt，煤层平均瓦斯含量为4.75m3/t，则： W11=15.6725.92=92.778Mm3 W12=39.2947.2=287.453Mm3 W13=31.7795.86=186.225Mm3 W14=45.6014.75=216.605Mm3 W1=W11+W12+W13+W14=783.061Mm3 W2=0 W3=0.1(783.061+0)=78.306Mm3 W=861.367Mm3 3.3 矿井可抽瓦斯量及可抽期3.3.1 瓦斯抽放率根据MT5018-96矿井瓦斯抽放工