煤矿地面钻井预抽采区8煤卸压瓦斯防治瓦斯初步设计

目录一、前言二、矿井概况及瓦斯赋存状况21矿井概况22瓦斯赋存状况三、103、105采区及1034、1051工作面概况31103采区及1034工作面概况32105采区及1051工作面概况四、地面采动井抽采理论和矿区抽采实践41下保护层开采作用机理42井下开采岩层移动特征43“O”形圈理论44下保护层及被保护层开采范围的确定45矿区采动井抽采实践五、1034、1035工作面瓦斯储量和可抽瓦斯量的预测六、103、105地面钻井予抽8煤卸压瓦斯方案61地面采动布置原则62地面钻井布置方案63钻井结构设计七、地面管路设计及设备校核71新建抽放泵站72新建地面瓦斯抽放管路系统八、地面钻井抽采工程费用概算九、井上下两种抽采瓦斯方案比较91井下抽放方式92井上下工程费用比较93地面钻井及井下抽采优缺点比较94有关抽采参数的考察十、地面钻井抽采工程效益分析101产气量预测102经济效益103矿井安全效益104环境效益十一、结论和建议111结论112建议XX矿业集团XX庄煤矿地面钻井预抽103、105采区8煤卸压瓦斯防治瓦斯初步设计一、前言XX庄煤矿为高瓦斯突出矿井，年产煤炭200吨左右。8煤层属特厚构造煤结构，煤层透气性系数低，83104毫达西。8煤开采过程中曾发生煤与瓦斯突出事故及自燃发火事故，始突深度294M。由于第一水平煤炭储量不多，矿井正向二水平过度，煤和瓦斯突出的危险性也将进一步增大，为解除8煤突出威胁，二水平拟改变开采程序，先采103、105采区10煤下保护层，经采动卸压释放，同时抽采被保护层8煤卸压瓦斯。由地面钻井抽采采动区中组煤卸压瓦斯，已先后在XX芦岭矿、海孜矿取得成功，共施工了13口井，单井产气最大已达368万M3。实践证明地面钻井抽采中组煤卸压瓦斯，是解除8煤突出威胁，和减少回采面瓦斯涌出量防治瓦斯的最佳途径之一；同时地面井抽采瓦斯的浓度高，是发电或民用的清洁、高效燃料。因此贯彻“以抽促采，以用促抽”的方针，应做到抽采与利用并重，实现先抽后采，提高瓦斯利用经济效益，保护矿区环境，达到“一举三得”的效果。根据集团公司领导指示，充分利用该矿二水平先采10煤保护层的条件，安排地面钻井抽采8煤卸压瓦斯。为此，特编制XX庄矿地面钻井预抽103、105采区8煤卸压瓦斯，防治瓦斯初步设计，结合开采进度，分期安排实施。二、矿井概况及瓦斯赋存状况21矿井概况XX庄煤矿位于安徽省宿州市东15公里，属于宿东向斜的北半部，往东南以F1断层和勘探线与芦岭矿分界。走向长95公里，宽1545公里，井田面积235KM2。第四系覆盖层厚度247M，地面标高250M，含煤地层为二迭纪石盒子组和山西组，地层倾角西部平缓1525，东部4590，局部倒转。含煤1825层，平均可采总厚度13651608M，其中8、10煤层为主采煤层，煤种为气煤、1/3焦煤，煤岩特征见表21及附图21。可采煤层特征表21厚度（M）顶、底板岩性煤层名称最大最小平均层间距（M）结构稳定程度顶板底板可采范围61900101简单不稳定泥岩泥岩2、4采区77450150复杂较稳定砂、岩粉砂岩泥岩大部分可采8280754998复杂稳定泥岩粉砂岩泥岩全井田可采9250170简单不稳定泥岩泥岩7采区可采1049023025302025157080简单较稳定粉砂岩粉砂岩大部分可采井田位于徐州宿县弧形构造带南端的宿东向斜北部，受燕山期构造运动的影响，地质构造复杂，井田内东翼地层倾角6080受F4逆断层切割，西翼地层倾角1225（图22），井田内落差大于30M的断层有19条，其中正断层13条，逆断层6条，按断层走向可分三组，F10以南为N1020E的斜切断层组，以北为N6080W的斜切断层组，井田东翼为走向断层组。井田北部煤系上方有砾岩含水层（五含）、岩溶发育，富水性强，水文地质条件比较复杂，南翼水文地质条件比较简单。矿井年原设计生产能力120万吨，1974年12月建井，1983年4月投产，1988年扩建为180万吨/年，2007年核定220万吨/年，目前年生产能力200万吨。矿井设计以竖井底板运输大巷采区石门开拓，两个开采水平。第一水平标高435M，回风水平标高275M，一水平设计10个采区，南部向斜西翼有一、三、五、七4个采区，北部向斜西翼有二、四、六、八4个采区，东翼有十、十二两个采区，采区以断层为界，一般长8001200M，倾斜长520600M。二水平设计标高680M，目前开采正向二水平过度。采煤方法，采用走向长壁顶板垮落、放炮落煤，单体液压支柱和铰接顶梁支护、部分采用简易放顶煤开采。矿井有3座回风井（南一、南二、西风井），采用两翼对角混合式通风，其中南一风井已于2002年关闭停运，目前总抽风量为162513/MIN，工广西部风井已建瓦斯抽放泵站,装备两台纳西姆公司生产的2BE3420水环式真空泵，配132KW电机，能力120M3/分，南二风井拟建抽放泵站，装备2台2BE1600型水环式真空泵，配备315KW电机，额定流量为300M2/MIN，其中1台工作、1台备用，服务于三、五、七及南翼二水平采区。井下八七采区装备一套移动抽放系统，能力80M3/分。2007年矿井瓦斯鉴定绝对涌出量3856M3/分，相对涌出量1096M3/T，抽放量2006年为5290万M3。22矿井瓦斯赋存状况XX庄矿南、北两翼瓦斯赋存状况有明显的差异，由于F10剪切断层斜切宿东向斜北段，造成XX庄矿南、北翼煤层互不相连，瓦斯也不构通，彼此成为独立的块段。断层北侧是向斜的仰起端，三面可以沿露头排放瓦斯，加之中生代对煤系切割深，煤盆变浅，煤系之上是透气性好的“五含与四含”，煤系瓦斯经历了长期排放，形成了今天的低瓦斯区。断层南侧，向斜的枢组（褶皱轴）往南加深，地表基岩面又有所提高，煤层枢纽轴到煤层的露头斜距长，煤内拥有瓦斯的绝对量大，煤系上覆的第三系“四含“不发育，透气性低，自第三纪以来煤层处于封闭状态，因此南翼为瓦斯突出危险区，始突深度约在294M标高附近。XX庄主要高瓦斯突出煤层为8煤层，也是该矿主采煤层，由于宿东向斜是西寺坡断层上盘的一个逆冲推覆构造体，相对于宿南向斜，它是外来系统。它的推移距离在20公里以上，地层在推移过程中沿软弱层8煤层的层面滑动，使宿东向斜8煤层遭受搓揉和不同程度的破碎。8煤破坏类型，据有关调查资料，全区内由顶部到底部破坏程度差异较明显，而在走向上差异不明显，并有下列规律由XX庄矿北翼采区到南翼采区，一直再延续到芦岭矿8采区，8煤层顶部是一层1013M厚分布稳定的破坏轻微煤层，为完好的块状煤或碎裂煤，除顶分层外，各剖面上煤层均以碎粒煤、鳞片煤为主。各种破坏类型煤分层在走向不连续。这种结构往南到芦岭八采区不明显，芦岭八采区8煤层底部变成块状煤，形成四层结构。据实测煤的坚固性系数（F），瓦斯放散初速度（P）和综合指标K值，为评价煤层突出可能性的指标。8煤层顶分层各实测点F值，P值，K值很接近，说明顶分层这层硬煤特性很一致。除顶分层外，而南北两区的F、P、K值的平均值也较接近，可以看作南、北差异不大，所有剖面平均F值均小于05、K值均不大于15，所有剖面平均P值小于10。由于综合指标K值等于或大于15，这些煤分层具有突出倾向性，在其它条件配合下，突出会从它些层位发生。详见表221井田南翼各钻孔煤样F、P、K值统计表（顶分层除外）221F值P值K值采区最小最大/平均（样品数）最小最大/平均（样品数）最小最大/平均（样品数）一采（2个孔）026077/05414410/614539/1214三采（2个孔）03064/0518610/78933/168五采（3个孔）023067/04513510/713935/1713井田内仅有瓦斯取样钻孔10个，其中以补9线3号孔瓦斯含量最大，标高47344，可燃基甲烷含量1597M3/T，分析基甲烷含量1229M3/T，推算压力值305MPA，气体成分甲烷为9226,CO2、058、N2316为优质煤层气。南翼一、三、五采区内共有5个有效实测瓦斯压力值，三采435大巷为26MPA，五采人行下为21MPA，中国矿大1994年根据瓦斯压力梯度及8煤瓦斯含量等值线图推算8煤3、5采区不同深度的煤层瓦斯压力及瓦斯含量见表2228煤层3、5采区瓦斯压力和瓦斯含量推算值表222煤层标高瓦斯压力/MPA瓦斯含量/M3/T360194995390227107941024911294502931219480326128053038113705604141419590447146562048015086505131549680546158871057916267406121662煤层瓦斯（又称煤层气）为洁净、高效的新能源，必须做到开发与利用并重，为规划开发利用，有关单位曾计算了资源量，预测总资源量310亿M3，其中矿井范围内为1474亿M3，深部1643亿M3，综合开发、利用瓦斯资源的潜力很大。三、103、105采区及1034、1051工作面概况31103采区及1034工作面概况103采位位于XX庄矿二水平南翼，采区北以F23断层及南一风井煤柱为界，南以F191断层为界，浅部以1031工作面为界，深部以680等高线为界，采区为单翼开采，走向长650700M，倾斜长580600M，采区可采储量2206万吨，划分成4个阶段，第一阶段为400大巷煤柱，首采面为1034面，正准备掘进。上覆8煤为83采区首采面，底板瓦斯抽放巷已开好（约530M）抽放巷距8煤底板30M、岩巷断面9M2、锚喷支护巷道中每30M布置钻窝，向8煤打密集扇形钻孔，抽放8煤卸压瓦斯，8煤430M，瓦斯含量105M3/T。1034工作面为103采区北翼二区段，走向长530M，倾斜140M，倾角2324，煤厚25M，工作面可采煤量193万吨，工作面风巷标高473M，机巷标高53771M，预计工作面瓦斯含量1213M/T，煤层直接顶板岩性为砂质泥岩，老顶为中粒砂岩。工作面计划于2008年7月16日投产，至2009年2月结束。为二水平10煤第一个投产的综采面。32105及1051工作面概况105采区位于XX庄矿二水平南翼，南以芦岭矿108采区为邻，北以105回风上山与103采区相邻，浅部以450M等高线，深部680等高线为界，设计为单翼采区，走向长1250M，划分为6个阶段，详见图32。首采面为1051工作面，该面尚未掘进。上覆8煤为85采区、85一阶段底板设计一条瓦斯抽采巷，预计1200M，由底板瓦斯抽采巷向8煤打扇形密集钻孔，抽采8煤卸压瓦斯。8煤可采储量11478万吨，该采区10煤可采储量2664万吨。1051工作面走向长1249M，倾斜180M，煤层倾角1215，煤厚221286M，风巷标高460，工作面可采储量553万吨，计划于2009年10月1日投产，2010年7月15日结束，为接替1034的综采面。四、地面采动区井抽采瓦斯理论和矿区抽采实践41下保护层开采作用机理国内外大量实测资料表明保护层开采后，在突出危险煤层的对应区域，地应力和瓦斯压力太大降低，瓦斯在煤层内部所构成的破坏力减少，消除了突出的危险性，煤层的强度也相对地增加，同时突出煤层向开采层采空区方向移动和变形，产生垂直层面的膨胀变形，在煤层和岩层内原有的裂隙扩大，产生大小不同的新裂隙，使煤层透气性得到大幅度增加，因为卸压使原吸附在煤比面积大量瓦斯解吸成为自由瓦斯，为抽采瓦斯创造了有利条件，所以开采保护层起到了降低地应力，解吸瓦斯和提高煤的机械强度等三个方面的综合作用。另据桃园1028工作面试验资料，10煤开采后，上部8、9煤层膨胀率大于10。芦岭矿1048面开采后，上覆8、9煤卸压后煤层透气性相当原来的1930倍。实践证明卸压开采后煤层透气性大幅度提高，为地面钻井抽采卸压瓦斯创造了极为有利条件。42井下开采岩层移动特征采空区瓦斯储集和流动机理决定于上覆岩层的运动特征及移动规律。众所周知，采动对上覆岩层造成的移动裂隙可分为“竖三带”和“横三区”，即采空区沿顶板垂直方向，由下往上分为冒落带，裂隙带，弯曲下沉带，而沿工作面推进方向又可分为煤壁支撑影响区、离层区、重新压实区。同样采动对底板的破坏也存在“下三带”和“下三区”，即采空区底板由上至下分为直接破坏带，影响带和微小变化带，随着工作面的推进，顶板和底板的“三带”和沿走向的“三区”也向前移动，这一空间动态概念，对于煤层卸压，瓦斯活动非常重要。开采下保护层10煤，由地面井抽采弯曲下沉带8、9煤层卸压瓦斯效果显著，其理论依据就是上覆岩层移动特征。43“O”形圈理论“O”形圈通道，是根据回采工作面顶板冒落后，中间部分较快的被压实，但在采空区的四周煤柱侧，由于煤柱的支撑作用使已形成的离层圈裂隙不易压实闭合，而且上、下、左、右相互贯通，形成了连通的环状圈，其形状与老顶岩层破断的“OX”型相似，故称“O”形圈通道。“O”型圈，由刘华民高工1989年首先提出，后得到中国矿大模型试验证实，“O”型裂隙带宽3334MM，是采空区瓦斯流动和储存的空间和通道，利用此“O”型圈理论，指导顶板穿层钻孔和采空区地面钻井位置的定位。根据模型试验，还获得了煤层顶板竖三带和底板下三带的参数，当采高25M时，上覆岩层采动冒落高度89M，即采高的3236倍，裂隙带高为2427M，即采高的96108倍，以上为弯曲下沉带。裂隙破断角走向65，上方70，下方75。采动对下伏底板的破坏直接破坏带1015M，影响带2030M，微小变化带5070M，同理在采空区煤柱内侧的边缘，也存在一个底板“O”形圈通道。44下保护层及被保护层开采范围的确定（1）有效层间距即能够起到有效的保护作用的煤层间距离，据有关资料，保护层的有效层间距与保护层厚度，回采工作面长度，顶板管理方法及开采深度等因素均有关系。防突实施细则中规定，保护层作用有效范围划定方法及有关参数都应根据矿井实际考察结果确定。因此，XX庄矿在10煤开采过程中应注意实测数据积累。在没有实测数据时，暂采用邻矿开采实际数据，芦岭矿1048面，8、10煤层最大有效垂距100M，10煤开采后，8煤被卸压，地面采动井抽出2488万M3瓦斯。海孜1024工作面，710煤层最大有效垂距146M，该面10煤开采后，地面10241井已累计抽出2850万M3瓦斯，7、8、9三层煤均受10煤采动卸压影响，实际有效垂距均超过防突实施细则推荐的数值，即缓倾斜和倾斜煤层，开采下保护层最大有效垂距100M。XX庄矿8至10煤层间实际垂距8090M，小于细则规定，证明在类似条件下先开采10煤保护层是有效的。（2）沿倾斜的保护范围保护层沿倾斜的保护范围，可按卸压角确定，XX庄矿1034工作面煤层倾斜241051工作面煤层倾角1214，按防突实施细则取下部卸压角75，上部卸压角85，走向卸压角56。相对于被保护层8煤工作面，被保护层工作面，下部和上部的内错距离分别为1034工作面L1SIN1COI24204斜距COI24186M（平距）L2SIN21COI24404M1051工作面L1SIN1COI24216斜距COI2421M（平距）L2SIN21COI24420M3、沿走向的保护范围8煤开切眼向里内错L3123MCTG5683M8煤停采线向里内错L4123MCTG5683M见附图41、42今后可参照芦岭1048实际测定资料及科研成果所确定的卸压角，划定8煤已消突范围，进一步做好局部防突工作，确保安全开采。45矿区采动井抽采瓦斯实践2004年9月，先在芦岭矿1048工作面试验了一口采动井，获得成功，抽采291天，单井总产气量2488万M3，最高日产46656M3。而后推广至海孜矿，先后在三个工作面又打了6口采动井均取得了成功，6口井至2007年底累计产气116466万M2平均单井产气1941万M3/井，单井最高产气36825万M3表44，矿区地面采动井抽采瓦斯情况表（截至2007年12月底）表44海孜矿采动井不仅抽采了116466万M3中组煤瓦斯，而且抽采了10煤采空区瓦斯，使工作面风排瓦斯量大大减少，实现了工作面安全生产。通过七口采动区井的抽采瓦斯实践，得出以下几点认识（1）采动井抽采瓦斯单井产气量高，最高预计400万M3。（2）采动井最大抽采半径经海孜矿1017面证实可达388M；（3）采动井抽采高峰的出现时间是在回采工作面推过钻井6090米范围；（4）采动井抽采时间较长，大于井下穿层钻孔，水平钻孔抽采时间。如海孜矿10172井工作面已收作一年，共已抽采553天，现仍可抽采，日产气30004000M3左右；井名抽采起止日期井深累计抽采纯瓦量万M3抽采天数最高日抽采量（M3）平均日抽采量备注芦岭10481井04921057285872488291466568537因工作面走向短，致抽采半径偏小海孜10171井052250512305782190311165747043已停抽海孜10172井0611071130628436825553225796542采面结束。一年后目前日产气量尚有8956M3海孜10191井06916072583864616752613868工作面跳采而停抽海孜10192井07307116153019863306105406847尚在抽采海孜10241井0718071164728501357154657665目前尚在抽采合计138429（5）地面钻井施工方便，不受井下工程制约，与井下高抽巷、穿层钻孔抽采瓦斯效果相同，但不打岩巷，工程费用低；（6）采动井主要抽中组煤卸压瓦斯，但也抽采开采层工作面部分采空区瓦斯。（7）采动井抽采瓦斯浓度高达5090，有利于民用和燃气发电。五、1034、1051工作面瓦斯储量和可抽瓦斯量的预测1034、1051面，8煤计算范围均以保护层工作面风巷、机巷、切眼及预计收作线垂直向上所圈定的范围作为储量计算范围，煤厚采用7和8煤层累计厚度，瓦斯含量采用中国矿大1994年科研成果资料，计算可抽瓦斯量时由原煤瓦斯含量扣除原煤残存瓦斯含量3M3，计算结果列表如下（表51、表52）1013采区、1015采区上覆卸压区中组煤层煤炭地质储量表表51采区名称工作面走向长（M）斜长（M）倾角（）斜面积（M2）煤厚（M）容重（T/M3）储量（万T）注1034530140258031351318131376103665014025984977131813168710310386601302592869313181315917、8煤层小计4655105112301702222223869191326551053123016522215702191913257710551300160222210695919132643105105712501652221920959191326197、8煤层小计104921013采区1015采区上覆卸压区中组煤层瓦斯资源量表52采区名称工作面煤炭资源量（万T）原煤瓦斯含量（M3/T）瓦斯储量（万M3）可抽瓦斯含量（M3/T）可抽瓦斯储量（万M3）注1034137614419814114156861036168816127177131221131031038159117828320148235477、8煤层小计465575311613461051265512733718972575410532577144371091142937810552641161425684131345971051057261917846618148387617、8煤层合计10492160013128490六、103、105采区地面钻井预抽8煤卸压瓦斯方案61地面采动井布置原则地面采动井位置选定考虑以下几个方面（1）钻井位置应选在工作面倾向的中部，第一口井距工作面开切眼6080M左右的位置。根据陷落法顶板岩移的规律，在充分开采的条件下，采煤工作面中部下沉量为最大，其活跃期23个月，以后逐渐压实，但最终不能达到恢复原状，因此中部位置是抽采卸压瓦斯的最佳位置。（2）地面钻井抽放半径取350M，如布置两口井，则两井间距不大于400M。根据海孜1017工作面抽采实践，2号井抽采半径达388M；淮南顾桥矿井下钻孔释放SF6，由地面井接收试验，已取得可靠数据，抽采半径达475M，为此今后有可能放大钻井间距，试验第一阶段钻井抽采完后再抽采第二、第三阶段的卸压瓦斯，节约钻井工程量。（3）地面钻井位置要尽可能避开地面障碍物，以免造成钻机施工困难。62地面钻井布置方案根据矿井采区布置，103、105均为单翼采区生产，103采区工作面布置在采区北翼，105工作面布置在采区南翼，工作面接续，两采区互为跳采接替。103采区首采面为1034工作面，该工作面走向长530M，本次设计布置两口采动井，第一口井距切眼80M，两井间距300M。采区阶段划分103采区划分为1034、1036、1038、10310四个工作面，如每面布置两口井，则103采区共可布置8口地面钻井；105采区设计划分为6个阶段，即1051、1053、1055、1057、1059、10511。首采面为1051工作面，该面走向长1250M，沿走向布置四口井，第一口井距切眼80M，各井间距均取300M，该采区6个阶段共可布置24口井。两个采区共布置32口采动区井，按工作面接替时间顺序施工。根据该矿20072020年回采工作面接替表，详见表62，三水平103采区的1032首采面将于2014年3月接替，开采时间距目前尚有78年时间，至2020年共开采5个面，考虑到三水平10煤瓦斯压力预测为6MPA以上，有可能升为有突出危险煤层，10煤开拓、掘进均有发生突出的可能性，为此建议提前打地面“一井三用”钻井压裂抽采8、10煤层瓦斯，降低10煤瓦斯压力及含量，消除突出威胁，后期改为8煤采动井，再抽8煤卸压瓦斯。具体实施可行性要等待2008年芦岭101采区“一井三用”抽采效果后，再编制专门设计。以上设计方案，根据工作面接替时间，确定钻井施工时间，一般应提前工作面开采时间4个月施工。1034两口井作为首期工程，于2008年3月施工；附图611051工作面作为接替工程，于2009年5月施工。附图62现将1034、1051工作面采动井设计座标列表如下设计座标地面钻井名称XYZ终井层位钻井深度（M）钻井结构10341井37183803951171425010煤底5M测井需要540三开钻井筛管D1778MM10342井37181803951194025010煤底5M540三开钻井筛管D1778MM10511井37158773951299025010煤底5M505三开钻井筛管D1778MM10512井37161353951283425010煤底5M520三开钻井筛管D1778MM10513井37162903951267825010煤底5M520三开钻井筛管D1778MM10514井37166543951252525010煤底5M510三开钻井筛管D1778MM注10514井位届时可根据876面实际塌陷位置调正井位63钻井结构设计考虑到XX庄矿8、9煤合厚达913M，卸压后煤粉突出量大，易堵塞筛管，因此钻井结构改为型（详见图63）。XX庄1034工作面10341、10342井至10煤底板垂深540M，新地层厚247M，地表至基岩硬岩止深260270M，采用311钻头钻进，下D24451105MM的N80石油套管并注水泥浆固井，以防第四纪含水层涌入井下及起护壁作用。基岩段改用216MM钻头钻进至10煤顶板以上7M8M，下D1778917MM的套管，并在7煤顶板以上12M处采用膨胀橡胶封闭，注水泥浆固井，下段为16MM圆孔筛管，不注浆以下再改用152MM钻进，穿过10煤层至10煤层底板以下2M。筛管的作用一是防止8煤层受10煤采动影响后塌孔；二是7、8煤卸压瓦斯和10煤采空区瓦斯涌入钻井的通道。终孔为152MM，在10煤段下鹅卵石堵塞至10煤顶1M，以上为裸孔，以防止采煤过钻井时，井内积水突然涌入工作面，为此工作面见钻井前要探水前进，其次是检查钻井偏斜位置。对钻井施工质量要求1钻井应尽可能达到要求的垂直度，钻井与巷道之间方向、偏斜距离不得超过5M，其余方向偏斜距离不得超过10M；2水泥固井应用600高标号水泥，并保证壁后水泥充填质量，不允许壁后残留钻井泥浆；3D2445和D1778套管注浆段，在下套管时，管箍接头必须涂防水铅油，以防套管涌水。4筛管加工，要按筛孔布置及尺寸严格把关，保证筛管质量；5钻井施工过程中，要有安全保护措施，并向钻机全体职工贯彻；6下筛管井段要用低固相泥浆施工，其它井段允许用普通泥浆施工；7下筛管后要认真用化学液洗井，将井内泥浆排出，将井壁清洗干净；8钻井不取芯，全井常规测井（包括表土段）确保钻井资料齐全；9为防止10煤及8煤一分层采后塌陷，井口管应高出地面35M；64地面井管组合地面井口管，由井口阀门、波形金属软管、流量计、铜网防回火器，分岐式防爆器，压力表，（兼取样管）、放空管、避雷针、防雷接地等组成，详见地面井安全及计量装置示意图（图641），避雷针接地与接地线的连接方式详见（图642）。七、地面管路设计及设备校核71新建抽放泵站根据XX庄矿煤层赋存条件，开拓布置，现有抽放系统仅能报务于一采区及北翼采区，该矿已确定在南二风井新建瓦斯抽放泵站主要抽采南翼二水平103、105采区和已建瓦斯抽放系统，服务于一水平三、五、七采区。据合肥设计院可行性论证报告。构建抽放泵站位置选在南二进风井南侧150M的现有空地，附图711，根据矿井瓦斯流量，负压的计算结果，并考虑地面管路损失，抽放泵的出口压力及留有一定的富裕系数等因素，选用2台ZBE，600型水环真空泵（配340KW防爆电机）铭牌流量为300M3/MIN，其中1台工作，1台备用。干管管径为D58012。抽放系统详见图712。72新建地面瓦斯抽放管路系统（1）管路布置根据103、105采区开采规划及1034、1051采动井位置，选择抽采主干管位置沿矿井专用铁路线东侧布置，附图721、722（支线利用铁路涵洞过铁路），便于日常维护和长期使用，但自南二风井至铁路线管路要经过一水平8煤5采区塌陷区，必须回填塌陷。目前，南二风井至塌陷区已有一条排矸道，至铁路线约1200M，自现有位置至铁路线尚有约480米，需向东继续回填至铁路，接通原农村公路。10341井干管沿铁路线400M采动井井口支管由铁路干管延伸至钻井井口约350米，1051需沿铁路敷干管1800M。每两口井敷设一趟瓦斯支管，至井口需敷设支管500550M，合计1050M，8坡度坡向钻井，主干管顺自然坡度敷设，跨越道路处，管路高架，管中距地面36M，各段管路每隔10米设一个支架，低支架用混凝土，高支架用钢管焊接，基础用混凝土，管路每个低点处及每隔300M设放水器，每隔100M设波形补偿器。（2）地面管径选择矿井地面抽采主管路管径以其通过的最大流量为依据，单井最大纯瓦斯流量预计按15M3/MIN，主干管考虑同时有三个井抽采，最大纯流量为45M3/MIN，按浓度85，最大混合量为53M3/MIN。管径按下式计算主干管D01457式中D抽采管路内径MQ混合气体流量取53M3/MINV气体流速M/S，一般选1015M/S，本设计取13M/S。代入公式D0145720190294M选32510钢管，内径为305MM主干管内实际瓦斯流速V主53/0305/0145212M/S支干管D014570193M式中Q176M3/MINV选用10M/S选用D21910无缝钢管，管内径为199MM。支管内实际瓦斯流速V支176（0199/0145）294M/S3抽放管路阻力计算抽放管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力A、摩擦阻力沿程阻力损失按最不利状态计算，即沿A、B、C、D、E、F、G顺序计算（见抽排系统示意图），其中各段管的沿程阻力失员计算公式为98LQ2K0D5式中HZ阻力损失PAL管路长度MQ瓦斯流量M3/ND管路内径CMK0与管径有关的系数，查瓦斯抽放规程附表混合瓦斯对空气的相对密度，查瓦斯抽放规程附表将各段管路参数代入上式，各直管段摩擦阻力计算结果列表如下管段流量（M3/MIN）管径D（MM）管长L（M）K0HZPAAB177D1778105400733071671239BC177D21985000733071165505CD177D32510400073307117293DE354D32510400073307169174EF530D325108000733071310111FG530D3251012000733071465166AG1698488B、局部阻力局部阻力按摩擦阻力的15计算为254773PA。C、管路总阻力管路总阻力摩擦阻力与局部阻力之和，系统抽采最大阻力为1953261PA。附图7273抽采泵校核新抽排泵站，设计两台2BE1600型水环真空泵，1台工作，1台备用，铭牌能力300M3/分，实际能力150M3/MIN。预测矿井后期预计抽放纯量为2807M3/MIN，抽放瓦斯浓度按35计算，则其混合瓦斯量为802M3/MIN，加上本次设计混合气体流量53M3/MIN，混合气体总量为1332M3/MIN，可以满足要求。八、地面钻井抽采工程费用概算XX庄矿103、105两个10煤采区地面钻井抽采项目，其工程费用由钻井工程和管路工程两部分组成，本设计只计算1034及1051两个面抽采的工程费用。主干管设计服务于整个采区，费用单价均按海孜矿同类工程所采用的单价，经计算103采区工程费用4455万元，其中钻井费1850万元、管路费2005万元，填塌陷60万元，105面工程费用6254万元，其中钻井费3539万元，管路费2615万元，其它100万元。按工作面接替时间2008年施工1031地面钻井及抽采管路，2009年施工1051地面钻井及抽采管路。地面钻井抽采工程费用概算表2008年工程10342009年工程1051总计备注工程项目单价工程量（M）费用万元工程量（M）费用万元1井800元/米5404325054042井800元/米5404325204163井800元/米520416钻井4井800元/米510408固井费2万元/井4080测井费1万元/井2020青苗、进场、监理50万/井100200咨询费20万/井4080钻探成井小计106420243088D24451105元/吨55602931080568D1779917元/吨10603932100749管材加工费100198按管材费的15计算管材及加工小计78615152301合计185035395389D3251000元/米1600160018001800D219700元/米3502451050735井口装置费2万元/井240480计量监控120万1120地面管路及井品设施小计20052615462资料整理及报告编制1100100其它填塌陷15元/M340万M360万600上宽60M,下宽19M,深55M,长度480M总计4455625410709九、井上下两种抽采瓦斯方案比较开采下保护层10煤，必须抽采上覆7、8煤层卸压瓦斯为日后开采7、8煤层防突及减少瓦斯涌出量创造安全生产条件，现有两种方案，即井下网格式密集钻孔抽采方案和地面钻井抽采方案。91井下抽放方式保护层开采时利用在8煤底板开掘的瓦斯抽采巷，打底板穿层钻孔抽放7、8煤卸压瓦斯，根据煤系地层并结合103采区的具体情况，将瓦斯抽采底板巷布置在距8煤底板岩性较好的细砂岩中。该巷道上距8煤层30M，下距10煤层48M左右，这样一方面可以保证底板巷在掘进时安全，防止8煤瓦斯涌入底板巷，另一方面可以保证在保护层10煤开采过程中，底板巷不会受到太大的影响。抽采巷倾向上位于工作面的中部，但以施工穿层抽采钻孔不出现下向孔为原则。底板巷道断面设计为9M2。在8煤底板瓦斯抽采巷内每隔30M，垂直于抽采巷布置一长度5M的抽采钻场，钻场断面6M2，采用锚喷支护。每个钻场呈扇形布置一组瓦斯抽采钻孔，钻孔直径91MM，每排5个钻孔；10煤保护层开采后，8煤充分卸压区内钻孔间距为30M，未充分卸压区内钻孔间距为10M，钻孔间距以煤层中厚面为准，同时可在每个钻场内向8煤回采工作面机巷施工34个密集型钻孔预抽，钻孔间距10M，可减少8煤机巷掘进期间的瓦斯涌出和突出问题。要求钻孔打至8煤顶板为止。抽放钻孔采用封孔泵，利用水泥沙浆进行封孔，封孔深度不小于5M。保护层开采底板穿层钻孔抽放布置见图91。92井上下工程费用比较以1034面地面钻井和8煤底板穿层钻孔抽采瓦斯两方案比较，工程费用列表如下工程费用比较表92瓦斯抽采方案专用岩巷钻场钻井（孔）工程量局扇通风费合计工程量（M）530907200综合单价（元/米）5890元/米4980元/米155元/米井下抽采巷费用（万元）3122万元4481116304686工程量（M）25401080综合单价（万元/米）925万/井地面钻井费用（万元）185185由上表可以看出，1034地面钻井工程费用185万元，井下抽采巷及穿层钻孔工程费用4686万元，两者相比较井下高出地面2836万元，且地面钻井后期还可以为8煤顶分层开采时作为采空区井加以利用，由于地面、井下均须敷设抽放管路，且一次性投入费用均较高，不参与比较。地面主干管可服务103采区、105采区及三水平开采，可长期为地面井抽采服务。93地面钻井及井下抽采优缺点比较地面钻井抽采的优点1地面钻井施工与矿井生产互不影响，不需要占用岩巷掘进队和井下钻机队的力量，管理简单；2“一井多用”既可抽采上覆7、8煤层卸压瓦斯及10煤采空区瓦斯，后期还可抽8煤顶分层采空区瓦斯；3工程费用相对节省2836万元；4XX采动井抽采实践证明，采动井产量最高已达350万M3以上，效果好。地面钻井的缺点1如出现井内断管事故，可能会影响抽采效果，但目前已抽采的七口井至今并未发现有断管现象，均能正常抽采；2未被保护段煤巷掘进和回采，需要采取局部防突措施。井下抽采的优点1有专门的抽采巷道，施工抽采钻孔对生产影响较小；2抽采巷兼做考察巷，在保护层工作面开采初期即可进行考察工作。井下抽采的缺点1须开专门的抽采岩巷530M、钻场18个，穿层钻孔7200M；2要占用矿上一个岩石掘进队和二个钻机队；3工程费用多2836万元；4抽采巷需要长距离局扇通风，巷道需要维护；5施工底板穿层钻孔常发生喷孔，危胁安全；从以上两种方案的比较，地面井方案较优，因而推荐用地面井抽采瓦斯。随着地面井抽采效果的进一步发挥，今后有可能不打底板抽采巷，完全由地面钻井替代，如海孜矿1023工作面已取消底板抽采巷，不但节省了岩巷工程，又满足了采面正常接替。94有关抽采参数的考察为了在8煤开采前了解抽采后的消突效果及增大地面抽采井间距，节省钻井工程量以及探索今后取消井下抽采巷的可行性等，必须在10煤开采期间，开展一些必要的研究考察工作，主要有1建立完善的瓦斯抽采记录，取全、取准第一性资料，主要有日、月、年抽采产气量、（换算成标态）浓度、温度、抽采负压、工作面推进度、工作量产量数据，以便分析地面钻井抽采动态及抽采效果。21034工作面井下抽采巷已完工但穿层钻孔尚未完工，鉴于海孜矿已有三个工作面不开岩巷，由地面钻井直接抽采中组煤卸压瓦斯，故建议试验加大井下穿层孔间距，钻场间距扩大为60M,穿层钻孔由原设计5个改为2个，见附图91。在卸压区穿层孔暂不抽采，由地面钻井抽采8煤卸压瓦斯，同时考察10煤回风流瓦斯浓度变化，如果未出现超限情况，即以地面钻井抽采至工作面收作，如出现回风流瓦斯超限，再恢复井下穿层孔抽采卸压瓦斯。如试验成功，将在1051工作面试验取消岩巷，由地面钻井抽采。3为探求钻井最大抽采半径，研究扩大地面井间距可行性；计划在1034工作面作井上、下示踪剂SF6连通试验，以实测地面钻井最大抽采半径及优化钻井间距。4为考察8煤消突效果在10煤开采前利用井下穿层孔实测8煤原始瓦斯压力及瓦斯含量，在8煤卸压瓦斯被抽采后，再测定8煤残余瓦斯压力及残余瓦斯含量，以便比较，并分析8煤消突效果。5参照芦岭1048研究方式，在岩抽巷布置8煤卸压角探测钻孔，以确定8煤卸压范围，分析实测卸压角与防突细则规定的卸压角参数比较。以评价8煤卸压范围的实际情况。以上研究考察项目所需费用估计约50万元建议列入计划。十、地面钻井抽采工程效益分析工程效益计算，仅以1034两口井及1051四口井进行投入，产出分析101产气量预测海孜矿10172单井产量已达368M3，现尚在抽采中。XX庄8煤较厚，含气量较高，单井产量平均按400万M3计算，8煤一分层开采时转为采空区井，单井按20万M3计算，则1034、1051预测总产量为2520万M3，详见表101表101地面钻井产气量预测表工作面井数采动井单产（万M3）采动井总产（万M3）采空区井单产（万M3）采空区井总产（万M3）采动、采空井合计总产量（万M3）可采瓦斯储量（万M3）抽采率（）103424008002040840156865361051440016002080168025754652合计24001202520102经济效益可分为直接经济效益和间接经济效益。1021直接经济效益地面井抽采的瓦斯浓度