瓦斯抽放毕业设计

****煤矿矿井瓦斯涌出量预测及瓦斯抽放方案设计摘要：瓦斯事故已经成为现今煤矿生产过程中的最大安全隐患。由于瓦斯事故的危害大，灾后恢复生产需要花费较多的时间和费用，瓦斯灾害的有效控制是现今煤矿可持续发展的一种关键问题。****煤业有限责任企业位于****省阳城县，由沟沟联办煤矿和沟沟联办煤矿二矿两矿整合而成。设计生产能力600Kt，该矿井属于高瓦斯矿井，无瓦斯突出。根据煤层瓦斯含量测值与埋深的关系，研究了大西煤矿重要煤层瓦斯分布规律，计算了煤矿瓦斯涌出量，成果表明：达产后的矿井相对瓦斯涌出量22.89m3/t，绝对瓦斯涌出量为26.01m3/min。根据煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等基本参数对抽放瓦斯的必要性与可行性进行了论证。确定了回采工作面瓦斯预抽、采空区埋管抽放和全封闭抽放的关键词：瓦斯含量瓦斯涌出量瓦斯抽放瓦斯抽放系统GasdrainagedesignandminegasemissionpredictionofShanxiDaxicoalmineAbstract：Thegasaccidenthasbecomethebiggesthiddendangersincoalproduction.Becauseofthehazardsofgasaccident,recoveryofproductionneedtospendmoretimeandcostofpost-disaster．Effectivecontrolofgasdisasterincoalmineisakeyproblemforsustainabledevelopment．ShanxiDaxiCoallimitedliabilitycompanylocatedinYangchengCounty，ShanxiProvince．ItintegrationbygougouliaisoncoalmineandgougoucoalminetwoLiaisonOffice．Daxicoalminedesignproductioncapacityof600Kt,theminebelongstoahigh-gascoalmine,nogasoutburst．Accordingtotherelationshipbetweentheseamgascontentmeasurementandburieddepth,studyonthedistributionofmaincoalseamgasDaxicoalmine,minegasemissioncalculation,resultsshowthat：afterthecompletionofminerelativegasemissionrateof22.89m3/t,theabsolutegasemissionrateof26.01m3/min．Accordingtothebasicparametersofcoalseampermeabilitycoefficient,100metersgasflowofboreholeanditsattenuationcoefficient，thefeasibilityandnecessityofpumpinggasaredemonstratedIdentifiedpre-pumpinggasminingface,gobdrainagepipedrainageandclosedgasdrainagemethods,designofminegasdrainagesystem,andcalculatethedrainagesystempipingresistanceandgaspumpflowandpressureKeywords：gasbearingcapacitygasemissionrategasdrainagegasdrainagesystem目录TOC\o"1-2"\h\z\u绪论 11矿井概况 41.1交通位置 41.2地形地貌 41.3地质构造 41.4煤层赋存及煤质 51.5矿井通风和瓦斯涌出状况 71.6矿井开拓开采方式 71.7通风方式及瓦斯涌出状况 92矿井瓦斯涌出量预测 102.1瓦斯含量的影响原因 102.2煤层瓦斯含量测定 112.3煤层瓦斯含量分布规律 142.4瓦斯涌出量预测 173瓦斯抽采必要性与可行性 243.1瓦斯抽采的必要性 243.2瓦斯抽采的可行性 244瓦斯抽放措施设计 274.1瓦斯抽放设计参数 274.2抽放瓦斯措施 284.3回采工作面瓦斯抽放 304.4采空区瓦斯抽放 324.5抽放量估计 344.6抽放钻孔的密封 355瓦斯抽放管路系统 375.1抽放管路系统选择 375.2瓦斯抽放管的选择 375.3管网阻力计算 385.4管路敷设及附属设施 396抽放泵选型及泵站布置 426.1选型原则 426.2抽放泵流量计算 426.3抽放瓦斯泵压力计算 426.4瓦斯泵的真空度计算 436.5抽放泵选型 436.6抽放泵站的位置 446.7泵站的供电系统及通讯 446.8泵站给排水系统 447经济概算 457.1编制根据 457.2费用概算 458抽放瓦斯管理 478.1队伍管理 478.2图纸和技术资料 478.3管理与规章制度 478.4常用记录和报表样式 48重要总结 51总结 52道谢 53参照文献 54绪论1选题背景及研究意义“安全第一、防止为主”是我国各行各业都要遵照的安全生产方针。采煤作业作为高危险行业，在安全生产方面尤为重视。不过伴随煤矿开采技术的迅速发展，首先煤矿机械化水平不停提高，煤矿生产越来越高效化、集约化，另首先伴随煤矿开采深度的不停加深，采煤作业的不停提速，使得矿井瓦斯涌出量一直处在上升状态，对煤矿的安全生产导致重大威胁。怎样处理好煤矿高产高效跟安全生产的关系，是我国煤矿开采在二十一世纪的重大任务。我国既有国家重点煤矿657处，在其中有567处矿井有煤尘爆炸危险，高达86.3%；煤与瓦斯突出矿井有130处，高瓦斯矿井有180处，自然发火矿井有361处。据有关资料记录我国煤矿一次死亡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。年～年，工矿类有关行业死亡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阐明了瓦斯事故是制约煤矿安全生产的“头号大敌”。虽然矿井瓦斯是煤矿安全生产的重大危险源，但从能源角度来讲，瓦斯自身是一种优质洁净的能源。我国瓦斯储量非常丰富，据初步估算，在全国范围内煤层气资源量大概有30万亿到36万亿立方米。在我国米内，浅层煤层气资源相称于450亿吨原则煤，这意味着这些浅层煤层气假如完全开发可供我国使用20数年。瓦斯气作为煤碳的伴生能源假如开采得当，在能源紧张的现如今完全可认为国民经济的迅速发展做出重大奉献。从既有技术水平来看，矿井瓦斯抽采可以做到既在保障煤矿高产高效安全生产的同步又能兼顾开发煤层瓦斯，使煤矿开采愈加集约化。大西煤矿设计开采600Kt/a，历年瓦斯等级鉴定均为高瓦斯矿井。近年来伴随煤矿企业对安全生产的愈加重视，使煤炭企业的任务愈加艰巨，责任也愈加重大。矿井问题成为制约大西煤矿安全生产的重要原因。而瓦斯抽采又是治理瓦斯灾害最重要的措施。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。2瓦斯抽放的国内外研究现实状况(1)国外研究现实状况1934年日本北海道新愰内矿抽放密闭区瓦斯，这是人类历史上初次在工业规模上运用机械开采瓦斯。随即几十年内，煤矿瓦斯抽放在西欧、美国、前苏联、东亚开始迅猛发展。世界瓦斯年抽放量从1951年的134Mm³增至1987年的5431Mm³，大概增长了39倍。年瓦斯抽放量得到井喷式发展重要有两个原因：一是这期间抽放瓦斯矿井数目大大增长，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措施，明显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，成功到达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，使抽放负压到达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、构造简朴、透气性好、倾角低的长处，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。(2)国内研究现实状况早在1637年，我国明代科学家宋应星在其所著的《天工开物》一书中就记载了运用竹管排放井下毒气，这是我国有关瓦斯抽放的最早记载。到1938年，抚顺龙凤矿开始机械瓦斯抽采，我国瓦斯抽采技术正式走上了机械化开采的道路。到如今，我国瓦斯抽采技术发展了七十余年，大体经历了如下几种发展阶段①高透气性煤层预抽瓦斯阶段；②邻近层卸压瓦斯抽采阶段；③低透气性煤层强化抽采阶段；④高产高效矿井（工作面）综合抽采瓦斯阶段。现如今我国的抽采技术从一开始的单一钻孔抽采，发展到目前的巷道抽放、钻孔抽放、地面抽放和综合抽放，并且煤气一体化开采已经成为我国煤矿开采的新模式。对于绝大多数抽采措施来说，国内外或多或少均有使用，并不存在“好”与“不好”的界定，仅仅是合用性不一样而已。对我国来说，煤层的重要特点有煤层透气性低、瓦斯含量高、煤层突出危险严重、煤层群开采、地质构造复杂多样，因此决定了我国的瓦斯抽采重要以卸压抽放为主。如下简介几种适合我国现实状况的抽采措施：①顺层密集长钻孔抽放本层瓦斯顺层密集长钻孔重要用于区域性抽放，用在综放面或综采面来减少煤层瓦斯含量或者处理工作面突出问题，一般钻孔深度在80m以上，间距3-5m，预抽时间在六个月以上。为提高抽放效果，布孔时常常采用斜向孔及交叉钻孔，斜向布孔合用于边采边抽，交叉式布孔可以在不增长工程量的条件下，提高本煤层瓦斯抽放的效果。②网格式穿层钻孔抽放本层瓦斯网格式穿层钻孔的优势在于可以有效的处理突出煤层打顺层孔时钻喷孔、塌孔问题。大面积网格式穿层钻孔预抽试验表明，虽然低透气性煤层瓦斯预抽极为困难，但在合理布置钻孔、保证预抽时间的技术条件下，完全可以到达预期的抽放目的，瓦斯抽采率可以到达百分之三十以上。目前网格式穿层钻孔已成为我国单一松软低透气性严重突出煤层防突的重要措施，已在白皖等突出严重的矿区推广使用。③顶板走向长钻孔抽放邻近层瓦斯针对高瓦斯无煤柱综采或者综放工作面的特点，为了处理瓦斯超限问题，采用沿开采层顶板岩层走向布置仰面定向水平长钻孔替代顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯。该措施与顶板岩巷抽放法、顶板穿层短钻孔抽放法相对比，在经济和技术上均有明显地优越性，对于采掘接续紧张的矿井，优越性更为明显。该抽放措施为我国高瓦斯煤层群抽放提供了新的道路，给煤炭生产实现安全高效提供了技术保障。④厚煤层采空区抽放在厚煤层分层开采时或综放开采时，由于采空区内丢煤较多，再加上邻近层、围岩瓦斯涌出，使得采空区瓦阿斯涌出量较大，因此进行采空区瓦斯抽放很有必要。厚煤层半封闭采空区瓦斯抽放措施在抚顺矿区首先获得试验成功，通过在采空区后部埋管抽放或者设引巷密闭插管抽放，使得工作面瓦斯抽放率到达80%。⑤综合瓦斯抽放综合瓦斯抽放法重要用于高产高效矿井在开采高瓦斯且有突出危险煤层时，即在单个工作面或者整个采区采用多种抽放措施进行抽放。这种措施可以灵活运用多种抽放措施，针对工作面存在的问题，使瓦斯抽采量及抽采率到达最高。通过半个世纪的发展，我国的瓦斯抽采技术虽然获得了长足的发展，但由于我国井工开采采煤量大，到止，抽放矿井的产煤量仅占总产量的42.1%，抽放瓦斯量仅占瓦斯涌出量的33%，故瓦斯抽采的工作还应当继续发展。1矿井概况1.1交通位置****煤业有限责任企业（简称大西煤矿，下同）从属阳城县芹池镇管辖，井田位于****省阳城县西北的芹池镇大西村北1km处，地理坐标为北纬35°36′29″～35°38′20″，东经112°12′11″～112°12′52″。井田交通较为便利。晋（城）―韩（城）干线公路从井田东侧约10km处芹池镇南东―北西向通过，井田至晋（城）―韩（城）有县级沥清油路相连，通过晋（城）―韩（城）干线公路北西可达侯（马）―月（山）铁路沁水火车站，往南东可至阳城县城。交通位置图详见下图1-1。图1-1****煤矿交通位置示意图Fig．1-1Schematicdiagramofthe****coaltrafficlocation1.2地形地貌井田位于沁水盆地南缘，中条山隆起的北东部。地貌划属为侵蚀山地，以低山丘陵为主，区内沟谷发育，局部为黄土覆盖，重要山梁及沟谷走向呈北西～南东向，地形北西高，南东低。最高点位于井田北西部边界黄山庄村东40m处的山梁上，标高为1165.0m，最低点位于井田南部边界东王沟沟谷，标高为870.0m，相对高差295.0m1.3地质构造该区位于****中隆起区，沁水复式向斜的南端，区域地层总体走向为北西或近东西向，倾向北北东，倾角一般不不小于10°，区域构造总体形态为单斜构造，地层由南向北依次为奥陶系、石炭系、二叠系和三叠系等地层，第三系及第四系松散沉积物广泛覆盖于各时代地层之上。井田地层基本为一走向近东西、倾向北，倾角8°～10°左右的单斜构造，井田南东部发育一缓波状背斜构造，地层起伏不大，对开采煤层影响不大。重要可采3号煤层的充水层为顶板砂岩裂隙水，含水性一般较弱，小部分为带压开采，水文地质条件属于简朴类型。1.4煤层赋存及煤质井田内重要含煤地层为石炭系太原组和二叠系****组。****组含煤四层，分别为1号、2号、3号、3号下，平均总厚4.90m。太原组含煤9层，平均煤层总厚4.86m。自上而下为5号、7号、8号、10号、11号、13号、14号、15号和16号。本区可采煤层和局部可采煤层为3号、3号下、和15号，其中重要可采煤层为3号和15号（暂不开采）。3号煤层位于****组中部，为本区重要可采煤层之一，与3号下煤层间距13.90～17.38m，平均15.64m。煤层厚度2.00~3.60m，平均3.17m，不含夹矸，顶板以细纱岩为主，泥岩次之，底板为细粒砂岩。煤质为低灰、低硫、低磷、中--高发热量的无烟煤。灰黑～黑色，以亮煤为主，次为镜煤、暗煤，镜煤多呈透镜状或薄层状，似金属光泽，条带状构造，层状构造，参差状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，内生裂隙较发育，性脆易碎，视密度为1.45t/m3，真密度为1.53t/m3，宏观煤岩类型为光亮型煤。3号煤原煤水分为2.14％，灰分为12.10％，挥发分为8.32％。15号煤层位于太原组下段顶部，为本区重要可采煤层之一，煤层厚2.54~3.20m，平均2.92m，含0～1层夹矸，多为泥岩或炭质泥岩透镜体。顶板为K2石灰岩，底板以泥岩为主。煤质为中灰、富硫、低磷、中--高发热量的无烟煤。由于该煤层含硫较高，目前暂不考虑开采。15号煤黑色～灰黑色，成分以亮煤为主，含透镜状、细薄层状的镜煤，强玻璃—似金属光泽，条带状构造，贝壳状、阶梯状断口，条痕为灰黑色，性脆，常见有细脉状、结核状黄铁矿，视密度为1.45t/m3，真密度为1.71t/m3，宏观煤岩类型为半亮～光亮型煤。15号煤原煤水分为1.13％，灰分为31.20％，挥发份为10.08％。1.5矿井通风和瓦斯涌出状况⑴沟沟联办煤矿采用中央并列抽出式通风，主、副斜井进风，回风立井回风。回风立井装备两台BDK54－6－№18型主扇，电机功率为132×2kw，总回风量2800～3000m3/min。以来，矿井基本处在停产状态。10月，河南理工大学对沟沟联办煤矿未采区域进行了瓦斯突出危险性区域预测，预测成果表明：①突出危险区位于F52断层以西的煤层底板标高不不小于等于715m和F52断层以东的煤层底板标高不不小于等于690②其他区域为无突出危险区。沟沟联办煤矿整合前的采掘工作面均处在无突出危险区。⑵沟沟联办煤矿二矿采用并列抽出式通风，主斜井进风，副斜回风，总回风量1100～1200m3/min左右，风机型号为BDK30－№13型主扇，电机功率均为2×30kw。1.6矿井开拓开采方式大西煤矿采用混合开拓方式，共布置主斜井、副斜井、行人斜井和回风立井四个井筒，均一次落底3号煤层。主斜井为三心拱料石砌碹，净宽3.4m，净断面7.13m2，井筒倾角14°，斜长160.0m，肩负全井田煤炭提高任务兼做矿井进风；副斜井为三心拱料石砌碹，净宽2.8m，净断面6.40m2，井筒倾角18°，斜长190.0m，肩负全井田辅助提高任务兼做矿井进风和安全出口；行人斜井为半圆拱料石砌碹，净宽2.5m，净断面5.95m2，井筒倾角12°，斜长168.9m，肩负全矿井人员上下井任务兼做矿井进风和安全出口；回风立井净直径3.5m，净断面9.61m主斜井和行人斜井与胶带下山相接，副斜井与轨道下山相接，回风立井与回风下山相接，三条下山均为已经有巷道。设计在井田中部沿煤层走向布置三条大巷与矿井既有三条下山相接，在轨道大巷北面布置工作面，工作面顺槽与三条大巷通过联络巷相接，形成完整的运送、通风系统。矿井的生产规模升级为600kt/a，根据矿井储量，大西矿井3号煤的服务年限为12.14a，15号煤的服务年限为4.40a。全矿井共分为两个水平，第二水平暂不开采。第一水平开采井田内为3号煤层，水平标高为+845m，一水平共划分为两个采区，即一采区和二采区，采区开采次序为：一采区→二采区。矿井达产时，配置一种综采工作面和两个综掘工作面，采掘比为1：2。回采工作面长度为150m，采用一次采全高采煤法，所有跨落法管理顶板。两个综掘工作面，掘进速度均为240m/mon，其中大巷断面为10.5m21.7通风方式及瓦斯涌出状况矿井采用中央分列式通风系统，矿井共设计四个井筒肩负通风任务，其中主斜井、副斜井和行人斜井为进风井，回风立井为回风井。回风立井装备两台FBCDZ-6-№22型主扇，电机功率为250kW×2。矿井采用机械抽出式通风方式。自以来，矿井基本处在停产状态。根据****省煤炭工业局晋煤安发[]205号文《有关晋都市所属煤矿矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定成果的批复》，原沟沟联办煤矿（现整合为大西煤矿）、原沟沟联办煤矿二矿（现整合为大西煤矿）以及邻近矿井原伯附煤矿（现整合为小西煤矿）历年的3号煤层矿井瓦斯等级鉴定成果见表1-1。表1-1****煤矿及邻近矿井瓦斯等级鉴定登记表Tab．1-1Statisticaltableandadjacent****coalminegaslevelidentification矿井年份绝对瓦斯涌出量，m3/min相对瓦斯涌出量，m3/t批复瓦斯等级原沟沟联办煤矿5.639.52低原沟沟联办煤矿二矿3.089.86低原伯附煤矿19.675.68低2矿井瓦斯涌出量预测煤层瓦斯含量是单位质量煤中所含的瓦斯体积(换算为原则状态)，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)的瓦斯体积表达，单位是m3/t。2.1瓦斯含量的影响原因(1)煤的吸附特性煤的吸附性能决定于煤化程度，一般状况下煤的煤化程度越高，存储瓦斯的能力越强。大西煤矿煤质为低灰、低硫、低磷、中--高发热量的无烟煤，煤化程度较高，瓦斯吸附能力较强。(2)煤层露头煤层假如有或曾经有过露头长时间与大气相通，瓦斯含量就不会很大。反之，假如煤层没有通达地表的露头，瓦斯难以逸散，它的含量就较大。大西煤矿煤层无露头，瓦斯含量较大。(3)煤层的埋藏煤层的埋藏深度越深，煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长，散失就越困难。大西煤矿煤层埋藏较深，煤层瓦斯散失困难。(4)围岩透气性煤系岩性组合和煤层围岩性质对煤层瓦斯含量影响很大。假如围岩为致密完整的低透气性岩层，围岩的透气性差，因此煤层瓦斯含量高，瓦斯压力大。反之，围岩由厚层中粗砂岩、砾岩或裂隙溶洞发育的石灰岩构成，则煤层瓦斯含量小。(5)地质构造地质构造是影响煤层瓦斯赋存及含量的最重要条件之一。目前总的认为，封闭型地质构造有助于封存瓦斯，开放型地质构造有助于瓦斯排放。如断裂构造和褶曲构造。①断裂构造：一般张性断层，尤其是通达地表的张性断层，有助于瓦斯的排放；压性断裂不利于瓦斯排放，甚至有一定封闭作用。②褶曲构造：当顶板为致密岩层且未暴露地表时，一般在背斜瓦斯含量由两翼向轴部增大，在向斜槽部瓦斯含量减少。当顶板为脆性岩层具裂隙较多时，瓦斯轻易扩散，因而背斜顶部含瓦斯减少，在向斜轴部瓦斯增长。(6)地下水活动由于地下水的运移，首先驱动着裂隙和孔隙中瓦斯的运移，别首先又带动了溶解于水中的瓦斯一起流动。因此，地下水活动有助于瓦斯的逸散。同步，水吸附在煤岩裂隙和孔隙的表面上，也减弱了煤对瓦斯的吸附能力，因而地下水和瓦斯占有的空间是互补的，存在相逆的关系，体现为水大地带瓦斯小，水小瓦斯大。(7)煤的变质程度煤是天然吸附体，煤的煤化程度越高，其贮存瓦斯的能力就越强。一般状况下，在瓦斯带内，倘若其他原因相似，煤化变质程度不一样的煤，其瓦斯含量不仅有所不一样，并且随深度增长其瓦斯含量增长的量也有所不一样。伴随煤化变质程度的提高，在相似深度下，不仅瓦斯含量高，并且瓦斯含量梯度也大。这重要是由于，在一定范围内，伴随煤化变质程度的增高，煤体内部因干馏作用而产生微孔隙越多，使煤的表面积增大。2.2煤层瓦斯含量测定2.1.1煤层瓦斯含量测定获得煤层的瓦斯含量可以通过如下几种途径：(1)地勘钻孔煤芯解吸法该措施是煤田地质勘探和煤层瓦斯地面开发时最常用的煤层瓦斯含量测定措施。测定环节如下：①采样：用一般岩芯管采用煤芯(煤样)，当煤芯(煤样)提高至地表之后选用300～400g立即装入密封罐中，在采样过程中，注意记录开始提芯、煤芯提至地表和装罐前在空气中暴露的时间。1——量管2——吸气球3——温度计4——水槽5——螺旋夹6——弹簧夹7——排水管8——排气胶管9——胸骨穿刺针头10——密封罐11——压紧螺帽图2-1瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图Fig．2-1Measuringinstrumentdiagramandsealedtankofgasdesorptionvelocity②瓦斯解吸率测定：采用瓦斯解吸仪现场解吸瓦斯，记录瓦斯解吸量和时间的关系。③损失瓦斯含量计算：通过大量地勘钻孔采样试验测定，煤样在最初暴露的一段时间内，合计解吸瓦斯量与煤样解吸时间的平根成正比，即：(2-1)式中——煤层自开始暴漏起至时总的瓦斯解吸量，mL；——煤样在解吸测定前暴漏时间，min，；——提钻时间，min；——解吸测定前在地面暴漏时间，min；——煤样瓦斯解吸测定期间，min；K——瓦斯解吸速率，mL/min0.5；由上式可知，在解吸量测定前，煤样在暴漏时间为时的瓦斯解吸量为：由此，可知在时间t时解吸量为：；将不一样解吸时间下测得数据按下式换算成原则状态下的体积Voi：(2-2)式中V0i——换算成原则状态下的解吸瓦斯体积，mL；Vi——不一样步间解吸瓦斯测定值，mL；Po——大气压力，Pa；hw——量管内水柱高度，mm；Ps——hw下饱和水蒸汽压力，Pa；tw——量管内水温，℃。不一样步间t下测得的Voi值所对应的解吸时间为t0+t；将测点[，Voi]绘在图1中，将直线延长与纵坐标轴相交，截距即为瓦斯损失量。图2-2瓦斯损失量计算曲线图Fig．2-2Calculationdiagramofgaslossquantity④残存瓦斯量：将解吸测定后的煤样送试验室测定煤样中的残存瓦斯量、水分、灰分和煤样重量。⑤求算煤样的瓦斯含量：(2-3)式中Vo——换算成原则状态下的煤样在井下测得的瓦斯解吸总量，mL；V1——换算成原则状态下的煤样取样过程损失瓦斯量，mL；V2——换算成原则状态下的煤样残存瓦斯量，mL；G0——煤样可燃质重量，g；X——煤样瓦斯含量，mL/g.r。(2)井下钻屑解吸法煤层瓦斯含量井下钻屑解吸法测定原理是：井下实测采集煤样的瓦斯解吸量，根据煤样的井下瓦斯解吸规律推算煤样采集过程中的损失瓦斯量，然后测定煤样的残存瓦斯量，最终根据煤样的取样损失瓦斯量、井下瓦斯解吸量、残存瓦斯量和煤样重量计算煤层瓦斯含量。(3)间接法该措施的理论基础是单分子层吸附模型的朗格缪尔方程，它确定煤层瓦斯含量的方式与环节为：①实测煤层瓦斯压力；②试验测定煤样无水干燥条件下的瓦斯吸附常数；③用朗格缪尔方程计算无水干燥基煤的瓦斯含量，并通过水分、灰分、温度、压力等校正得到原煤瓦斯含量。计算公式如下：(2-4)式中X——纯煤（煤中可燃质）的瓦斯含量，m3/t·r；P——煤层瓦斯压力，MPa；a——吸附常数，试验温度下煤的极限吸附量，m3/t；b——吸附常数，MPa-1；ts——试验室作吸附试验的温度，℃；t——井下煤体温度，℃；Mad——煤中水分含量，%；Aad——煤中灰分含量，%；n——系数，；K——煤的孔隙容积，m3/m3；k——甲烷的压缩系数。2.1.2瓦斯含量测定成果在大西煤矿3203回采工作面等10个地点对3号煤层瓦斯含量进行了实测，测定成果如表2-1示。表2-13号煤层瓦斯含量测定成果Tab．2-1ThedeterminationresultsofNo.3coalseamgascontent测定地点采样深度，m试样中气体组分（%）瓦斯含量，m3/tCH4CO2N2沟沟联办3013掘进面26093.780.345.8811.23沟沟联办3013回采面28796.660.003.3411.38沟沟联办3011回采面27593.270.166.5712.48沟沟联办3011回采面28595.320.004.6812.71沟沟联办3000回风大巷23090.020.009.989.26沟沟二矿3203回采面20699.2700.7310.46沟沟二矿3203回采面21196.4403.566.693012运送顺槽距开口660m30389.760.0010.2412.943012运送顺槽距开口710m32392.370.007.6313.163012回风顺槽距开口70m26591.740.008.2611.282.3煤层瓦斯含量分布规律煤层瓦斯含量取决于瓦斯地表运移的条件与煤层储存瓦斯的性能，大西煤矿3号煤层地质赋存稳定，无煤层露头，地质构造简朴，受煤层倾角的影响煤层瓦斯含量伴随埋深展现规律变化。通过对表2-1中瓦斯含量与煤层埋深的数据进行回归分心，得到的包括大西煤矿3号煤层瓦斯含量规律如下：(1)3号煤层瓦斯含量具有随埋深增长而加大的趋势（图2-3），两者之遵照式(2-5)所示的记录关系（有关系数R=84%）；W=0.043H-0.288(2-5)式中W——煤层瓦斯含量，m3/t；H——煤层埋藏深度，m。(2)大西煤田内的3号煤层所有处在瓦斯带内；(3)瓦斯带内，煤层瓦斯含量增长梯度为4.3m3图2-33号煤层瓦斯含量与埋深关系散点图Fig．2-3No.3coalseamgascontentandburieddepthrelationshipscatterdiagram根据埋藏深度和瓦斯含量之间的记录规律，绘制了大西煤矿3号煤层瓦斯含量预测图，如图2－4所示2.4瓦斯涌出量预测2.4.1涌出量预测措施从目前国内的研究状况看，矿井瓦斯涌出量预测重要有两类：一类是建立在数理记录基础上的矿山记录法；一类是以煤层瓦斯含量为基础参数的分源预测法。矿山记录法规定矿井至少有两个或两个以上水平的瓦斯涌出量资料，否则无法保证预测成果的可靠性。大西煤矿的前身沟沟联办煤矿、沟沟联办煤矿二矿的开采范围较小，瓦斯涌出量资料较少且不齐全，难以用矿山记录法预测矿井瓦斯涌出量。因此，采用分源预测法预测大西煤矿的矿井瓦斯涌出量。分源预测法的技术原理是：根据煤层瓦斯含量和矿井瓦斯涌出的“源-汇”关系（图2-5），运用瓦斯涌出源的瓦斯涌出规律并结合煤层的赋存条件和开采技术条件，通过对回采工作面和掘进工作面瓦斯涌出量的计算，实现采区和矿井瓦斯涌出量预测。图2-5矿井瓦斯涌出源汇关系示意图Fig．2-5Schematicdiagramofsource-sinkrelationofminegasemission分源预测法的计算公式如下：(1)开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量：(2-6)式中q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；K1——围岩瓦斯涌出系数，取K1=1.2；K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算，回采率去95%；K3——顺槽预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，系数k3按下式确定：(2-7)式中L——回采工作面长度，150m；h——巷道瓦斯预排等值宽度，m，按巷道平均暴露200天考虑，无烟煤取h=11mm——开采层厚度，m，取3.17m；M——工作面采高，m，取M=150m；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，取值Wc=5.50m3/t.r(2)邻近层瓦斯涌出量(2-8)式中q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；mi——第i个邻近层煤层厚度，m；M——工作面采高，m；ηi——第i个邻近层瓦斯排放率，%，ηi可根据邻近层到开采层的距离大小由图2-6查取；W0i——第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t，对大西煤矿而言，由于邻近层没有瓦斯含量控制点，3号煤层上部的邻近层，瓦斯含量按同采区3号煤层瓦斯含量取值，3号煤层下部邻近层瓦斯含量按同采区3号煤层瓦斯含量的1.1倍取值；Wci——第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照开采层选用；其他符号意义同前。图2-6邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线Fig．2-6Thenextlayergasemissionrateandtherelationcurvebetweenthelayerspacing(3)掘进巷道煤壁瓦斯涌出量(2-9)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的周围长度，m；对于薄及中厚煤层，D=2m0，m0为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；m0——煤层厚度，3.17m——巷道平均掘进速度，0.00556m/min；L——巷道长度，670q0——煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min。按下式计算：q0=0.026（0.0004+0.16）W0(2-10)式中——煤中挥发份含量，8.32%；W0——煤层原始瓦斯含量，m3/t；其他符号意义同前。(4)掘进落煤的瓦斯涌出量=S··γ·(W0－Wc)(2-11)式中——掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m3/min；S——掘进巷道断面积，掘进大巷取10.5m2——巷道平均掘进速度，0.00556m/min；——煤的密度，1.5t/m3；其他符号意义同前。(5)回采工作面瓦斯涌出量回采工作面瓦斯涌出量由开采层、邻近层瓦斯涌出两部分构成：=+(2-12)式中——回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t。(6)掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面瓦斯涌出量由下式计算：=+(2-13)式中——掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min。(7)生产采区瓦斯涌出量生产采区瓦斯涌出量是采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和，其计算公式为：(2-14)式中q区——生产采区瓦斯涌出量，m3/t；——生产采区内采空区瓦斯涌出系数,k＇=0.15；q采i——第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai——第i个回采工作面的日产量，t；q掘i——第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；Ao——生产采区平均日产量，t。(8)矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量为矿井内所有生产采区和已采采区（包括其他辅助巷道）瓦斯涌出量之和，其计算公式为：(2-15)式中q井——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区i——第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Aoi——第i个生产采区平均日产量，t；K"——已采采空区瓦斯涌出系数，前期K"=0.20，中后期K"=0.25。2.4.2涌出量预测条件根据矿井设计并考虑到3号煤开采期间矿井通风设计和瓦斯治理的需要，现对矿井不一样生产时期的瓦斯涌出量进行预测。(1)按照采区接替布置方案，前期开采一采区，后期开采二采区，首采工作面为3012工作面。(2)矿井达产时，布置一种长度为150m的回采工作面，工作面日产量1636t，采煤措施为一次采全高，所有垮落法管理顶板。(3)为移交生产即到达设计生产能力时，布置1个综采工作面，2个煤巷综掘工作面，一种综掘面用来掘进大巷（断面积10.5m2），一种综掘面用来掘进接替工作面的顺槽（断面积11.2m2），掘进速度均为240m/mon，采掘比为(4)矿井年工作日为330天。2.4.3涌出量预测成果（1）回采工作面瓦斯涌出量预测成果见表2-2。表2-2回采工作面瓦斯涌出量预测成果Tab．2-2Thepredictionresultsofgasemissionincoalminingface生产时期回采工作面瓦斯含量，m3/t平均产量，t/d瓦斯涌出量，m3/t开采层邻近层合计前期3012工作面3.1710.6316367.381.867.38后期3022工作面3.1714.7516369.953.2913.24备注：工作面编号规则为：将三条大巷西面的工作面以3012首采面为基础依次排列为3014、3016……，三条大巷以东以3017工作面为基础依次排列为3019、3021……。（2）掘进工作面瓦斯涌出量预测成果见表2-3。表2-3掘进工作面瓦斯涌出量预测成果Tab．2-3Thepredictionresultsofgasemissioninworkingface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煤壁落煤合计前期3017回风顺槽3.1711.156702400.130.480.61大巷3.1712.017602400.130.450.58后期3027回风顺槽3.1714.586702400.310.861.17大巷3.1713.896702400.320.811.13（3）采区瓦斯涌出量预测成果见表2-4。表2-4采区瓦斯涌出量预测成果Tab．2-4ThegasemissionquantitypredictionresultsofMiningarea生产时期平均产量，t/d采区瓦斯涌出量回采，m3/min掘进，m3/min采空区，m3/min合计m3/minm3/t前期16368.381.191.4411.0110.11后期163615.042.304.3321.6719.08（4）矿井瓦斯涌出量预测成果见表2-5。表2-5矿井瓦斯涌出量预测成果Tab．2-5Predictionofminegasemissionrate生产时期平均产量，t/d瓦斯涌出量生产（含开拓）采区，m3/min已采采区，m3/min合计m3/minm3/t前期163611.012.2013.2111.63后期163621.674.3326.0122.89由表2-5可以看出：(1)开采前期，矿井绝对瓦斯涌出量13.21m3(2)开采后期，矿井绝对瓦斯涌出量26.01m3/min，相对瓦斯涌出量按照《煤矿瓦斯等级鉴定暂行措施》第九条的规定，无论生产前期还是后期，大西煤矿都属于高瓦斯矿井。2.4.4瓦斯涌出来源分析大西煤矿矿井在生产前期和生产后期矿井瓦斯来源重要来自回采工作面的（包括围岩以及邻近层）瓦斯涌出、掘进面工作面的瓦斯涌出以及采空区的瓦斯涌出。根据矿井瓦斯涌出量预测计算，确定大西煤矿矿井、回采工作面瓦斯来源及所占比例见表2-6、表2-7、表2-8。表2-6开采前期矿井瓦斯来源分析Tab．2-6Miningearlysourcesofminegasanalysis涌出来源回采工作面掘进工作面采空区涌出量，m3/min8.381.193.67所占比例，%63.009.0028.00表2-7开采后期矿井瓦斯来源分析Tab．2-7Analysisofmininglategassource涌出来源回采工作面掘进工作面采空区涌出量，m3/min15.042.308.67所占比例，%59.009.0033.00表2-8回采工作面瓦斯来源分析Tab．2-8Analysisofstopegassource回采面涌出量，m3/min本煤层涌出量，m3/min采空区及邻近层涌出量，m3/min本煤层涌出量所占比例，%采空区及邻近层涌出量所占比例，%8.386.272.1275253瓦斯抽采必要性与可行性3.1瓦斯抽采的必要性(1)从预测状况看抽放瓦斯的必要性根据《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》第七条规定：有下列状况之一的矿井，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：①开采有煤与瓦斯突出危险煤层的；②一种采煤工作面绝对瓦斯涌出量不小于5m3/min或者一种掘进工作面绝对瓦斯涌出量不小于3m3③矿井绝对瓦斯涌出量不小于或等于40m3/min④矿井年产量为1.0～1.5Mt，其绝对瓦斯涌出量不小于30m3/min⑤矿井年产量为0.6～1.0Mt，其绝对瓦斯涌出量不小于25m3/min⑥矿井年产量为0.4～0.6Mt，其绝对瓦斯涌出量不小于20m3/min⑦矿井年产量等于或不不小于0.4Mt，其绝对瓦斯涌出量不小于15m3/min从预测瓦斯涌出状况看，大西煤矿年产600Kt，矿井瓦斯绝对涌出量26.01m3/min＞25m3/min，回采工作面瓦斯绝对涌出量15.04m3/min＞5m3/min，(2)从资源运用和环境保护角度看抽放瓦斯的必要性瓦斯是一种优质洁净的能源，若将抽出的瓦斯加以运用，即可减小瓦斯空排对“温室效应”的影响，又可节省能源，改善日益紧张的能源形势，获得明显的经济和社会效益。因此，从资源运用和环境保护角度看建立瓦斯抽放系统是必要的。3.2瓦斯抽采的可行性3.2.1煤层透气性系数煤是一种多孔介质，在一定压力梯度下，气体可以在煤体内流动。煤层透气性就是煤层对于瓦斯流动的阻力，一般用透气性系数（λ）表达，它是衡量煤层中瓦斯流动难易程度的重要指标，是评价煤层瓦斯能否实行预抽的基本参数。其物理意义是：在1m长煤体上，当压力平方差为1MPa2时，通过1平方米煤层断面，每日流过的瓦斯立方米数。目前，国内一般采用径向流量法来确定煤层透气性系数。径向流量法计算煤层透气性系数的公式如表3-1所示：表3-1径向流量法计算煤层透气性系数公式表Tab．3-1Calculationformulaofseampermeabilitycoefficienttableofradialflowmethod时间准数F0=Bλ煤层透气性系数λ常数A常数 B10-2～11～1010～102102～103103～105105～107λ=A1.61B1/1.64λ=A1.39B1/2.56λ=1.1A1.25Bλ=1.83A1.14Bλ=2.1A1.11Bλ=3.14A1.07B表中F0——时间准数，无因次；P0——煤层原始瓦斯压力，0.66MPa；P1——钻孔中的瓦斯压力，0.1MPa；r1——钻孔半径，m,r1＝0.029m；λ——煤层透气性系数，m2/(MPa2·d)；q——在排放瓦斯时间为t时的钻孔煤壁单位面积瓦斯流量，m3/(m2·d)，可由下式确定：q=Q/2πr1L式中Q——在时间t时的钻孔总流量，m3/d；L——煤孔长度，m，L＝55m；t——从开始排放瓦斯到测量瓦斯流量q时的时间间隔，d；α1——煤层瓦斯含量系数，m3/(m3·MPa0.5)。运用上述措施，对3010正巷270米处的煤透气性系数进行计算，计算成果为λ＝3.2238m2/MPa23.2.2百米钻孔瓦斯流量和钻孔流量衰减系数钻孔瓦斯流量衰减系数α和百米钻孔自然初始瓦斯涌出强度q0是表征钻孔自然瓦斯涌出特性的参数，其中，钻孔瓦斯流量衰减系数α是评价本煤层瓦斯可抽性的一种重要指标。q0和α值是通过测定不一样步间的钻孔自然瓦斯涌出量并按下式回归分析求得的：（3-1）式中qt——自排时间t时的百米钻孔自然瓦斯流量，m3/(min.hm)；q0——自排时间t=0时的百米钻孔自然瓦斯流量，m3/(min.hm)；α——钻孔自然瓦斯流量衰减系数，d-1；t——钻孔自排瓦斯时间，d。q0和α值的详细测定环节为：(1)选择新鲜暴露煤壁，沿煤层打一种孔径50～89mm，长20～40m的钻孔，用D15mm钢管和聚氨酯或水泥沙浆封孔，封孔长度3m左右，并记录成孔和封孔时间；(2)定期测量钻孔自然瓦斯流量qt，并记录流量测定期间t；(3)根据不一样自排时间下的钻孔自然瓦斯流量测定数组（ti,qi），按公式qt=q0e-αt回归分析求出q0和α。图3-1沟沟煤矿3号煤层钻孔自然瓦斯流量随时间变化曲线Fig．3-1GougoucoalmineNo.3coalseamgasnaturalboreholeflowchangeswithtime图3-1为沟沟联办煤矿3010正巷270m处实测的钻孔自然瓦斯流量随时间关系曲线，图中纵坐标的瓦斯流量为通过换算得到的百米钻孔自然瓦斯流量。经回归分析，钻孔自然瓦斯流量与时间之间遵照qt=0.0793e-0.0261t的关系（有关系数R=95.97%），由此可知，大西煤矿3号煤层百米钻孔瓦斯流量为0.0793m3/（min.hm），钻孔瓦斯流量衰减系数为α=0.0261d-13.3.3瓦斯抽放难易程度评价《煤矿瓦斯抽放规范》规定的按λ和α鉴定本煤层瓦斯抽放可行性的原则如表3-2所示。表3-2开采层预抽瓦斯难易程度分类表Tab．3-2TheclassificationofdifficultyofCoalSeam’sGasDrainage抽放难易程度（α），d-1煤层透气性系数（λ），m2/MPa2.d轻易抽放<0.003>10可以抽放0.003～0.0510～0.1较难抽放>0.05<0.1将实测的钻孔钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数与表3-2对比，可以看出，3号煤层具有瓦斯抽放的可行性，属于可以抽放煤层。4瓦斯抽放措施设计4.1瓦斯抽放设计参数4.1.1矿井瓦斯总储量瓦斯储量是指煤矿开发中可以向矿井排放瓦斯的煤层（包括不可采煤层）以及围岩所能赋存的瓦斯总量，瓦斯储量可按下式计算：Wc＝(K1K2)AiXi(4-1)式中Wc——矿井瓦斯储量，Mm3；K1——不可采邻近层瓦斯储量系数，1.1；K2——围岩瓦斯储量系数,1.02；Ai——第i个可采煤层地质储量，Mt；Xi——第i个可采煤层平均瓦斯含量，m3/t；矿井瓦斯总储量储量233.45Mm4.1.2矿井可抽瓦斯量矿井可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在目前技术水平下能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：Qk=Wη(4-2)由于瓦斯储量可由式(4-4)计算，因此，要得到一种矿井的可抽瓦斯量，关键是要确定瓦斯抽放率η。根据《矿井瓦斯抽放工程设计规范》（GB50471-）第3.0.3条规定：设计瓦斯抽放率，可根据煤层瓦斯抽放难易程度、瓦斯涌出状况、采用的抽放瓦斯措施等原因综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选用。抽放率指标应符合现行的《矿井瓦斯抽放管理规范》的有关规定。根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-）第8.6.3条规定：瓦斯抽出率：——预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不不不小于20%，回采工作面抽出率应不不不小于25%；——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不不不小于35%，回采工作面抽出率应不不不小于45%；——采用综合抽放措施的矿井：矿井抽出率应不不不小于30%；——煤与瓦斯突出矿井：预抽煤层瓦斯后，突出煤层的瓦斯含量应不不小于该煤层始突深度的原始煤层瓦斯含量或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa如下。对于设计来说，瓦斯抽放率确实定应符合以上原则的规定，也可以参照《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-）第4.2条进行选用。(1)井（或采区）瓦斯抽放率的测定与计算：在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置，测定矿井每天的瓦斯抽采量。矿井瓦斯抽采量包括井田范围内地面钻井抽采、井下抽采（含移动抽采）的瓦斯量。每月底按式（4-3）计算矿井月平均瓦斯抽采率。（4-3）式中——矿井月平均瓦斯抽采率，%；——矿井月平均瓦斯抽采量，m3/min；——矿井月平均风排瓦斯量，m3/min；按照大西煤矿的瓦斯抽采技术及装备现实状况，参照有关原则，确定瓦斯抽采率取45%(2)工作面瓦斯抽放率的测定与计算：工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯计量装置，每周测定工作面瓦斯抽采量。每月底按式（4-4）计算工作面月平均瓦斯抽采率。（4-4）式中——工作面月平均瓦斯抽采率，%；——回采期间，工作面月平均瓦斯抽采量，m3/min；——工作面月平均风排瓦斯量，m3/min按照大西煤矿的瓦斯抽采技术及装备现实状况，参照有关原则，确定工作面瓦斯抽采率为=50%。矿井可抽瓦斯量可由式(4-2)计算得：Qk=233.45×0.45=105.05Mm4.1.3可抽期根据《矿井瓦斯抽放工程设计规范》（GB50471）第3.0.4条及《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-）第5.3.5都规定：矿井或水平的抽放年限应与其抽放瓦斯区域的开采年限相适应，因此，大西煤矿瓦斯可抽期为4.2抽放瓦斯措施瓦斯抽放措施根据瓦斯来源可划分为开采煤层的预抽、邻近层抽放和采空区抽放三种；根据抽放的原理可划分为未卸压抽放和卸压抽放两类；根据瓦斯抽采工艺可划分为钻孔抽放、巷道抽放和巷道与钻孔综合法三类。表4-1对各类瓦斯抽放的使用条件及可抽放率进行汇总。抽放瓦斯的措施选择时应当遵照如下的原则：(1)选择的抽放瓦斯措施要适合煤层赋存状况、采掘布置、地质条件以及开采技术条件;(2)抽放措施的选用应根据瓦斯来源进行，经也许采用综合瓦斯抽放措施，以提高抽放瓦斯效果；(3)选择的抽放瓦斯措施要有助于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道的结合；(4)选择的抽放瓦斯措施要有助于抽放巷道的布置与维护；(5)选择的瓦斯抽放措施要在提高瓦斯抽放效果的前提下尽量减少抽放成本；(6)选择的瓦斯抽放措施要有助于抽放系统的施工、管网的敷设，有助于增长钻孔的瓦斯抽放时间。根据前面章节对矿井采、掘工作面瓦斯涌出量的预测、矿井及回采工作面瓦斯来源的分析，结合大西煤矿开采技术条件，可以选用的抽放瓦斯措施有：回采工作面本煤层瓦斯预抽、采空区埋管抽放、向上钻孔抽放与全封闭抽放抽放。表4-1各类瓦斯抽放的合用条件及抽放率Tab．4-1Applicableconditionsofvariousgasdrainageanddrainagerate抽放分类抽放措施合用条件可抽放率，%开采煤层瓦斯抽放未卸压抽放岩巷揭煤及煤巷掘进抽放由岩巷向煤层打穿层钻孔突出危险煤层30～60煤巷工作面打超前钻孔高瓦斯煤层20～60采区大面积预抽放由开采层机巷、风巷或煤门等上向、下向顺层钻孔有预抽时间的高瓦斯煤层、突出危险煤层20～60由石门、岩巷、邻近层煤巷等打穿层钻孔属“勉强抽放”煤层20，个别超过50地面钻孔高瓦斯“轻易抽放”煤层，埋藏较浅20～30密封开采巷道高瓦斯“轻易抽放煤层”20～30卸压抽放边掘进边抽放由煤巷两侧或岩巷向煤层周围打防护钻孔高瓦斯煤层20～30边采进边抽放由开采曾机巷、风巷等向工作面前方卸压区打钻孔高瓦斯煤层20～30水力割缝、松动爆破、水力压裂（预抽）由开采层机巷、风巷等打顺层钻孔，由岩巷或地面打孔高瓦斯“难以抽放”煤层20～30〈30邻近层抽放瓦斯卸压抽放开采层工作面推过后抽放上下邻近层瓦斯由开采层机巷、风巷、中巷或岩巷向邻近层打钻邻近层瓦斯涌出量大、影响开采煤层安全时40～80由开采层机巷、风巷、中巷等向采空区方向打斜交钻孔40～80由煤门打沿邻近层钻孔40～80在邻近层掘汇集瓦斯巷道邻近层瓦斯涌出量大、钻孔的通过能力满足不了抽放规定期40～80从地面打孔地面打钻优于井下时30～70采空区抽放密封采空区插管抽放无自燃危险或采用防火墙措施时50～60现采采空区设密闭墙插管或向采空区打钻孔抽放、预埋管抽放20～60围岩瓦斯抽放由岩巷两侧或正前方溶洞或裂隙带打钻、密闭岩巷进行抽放、封堵岩巷喷瓦斯区并插管抽放围岩有瓦斯喷出危险，瓦斯涌出量大或者有溶洞、裂隙带储存高瓦斯时4.3回采工作面瓦斯抽放回采工作面瓦斯抽放分未卸压抽放法、采（掘）卸压抽放和人为卸压抽放法可按下列规定选择回采工作面抽放瓦斯措施可按下列规定选择：(1)煤层透气性很好，宜采用本层预抽措施，一般优先考虑沿层布孔方式；当突出危险性大时，可选择穿层布孔方式。(2)透气性较差，有一定倾角的分层开采煤层，宜采用边采边抽的卸压抽放措施。(3)单一低透气性高瓦斯煤层，可选用密集网格钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制卸压爆破、物理化学等措施强化抽放。(4)煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的卸压抽放措施。4.3.1回采工作面瓦斯预抽根据大西煤矿实测瓦斯基础参数状况以及邻近相似矿井的抽放状况，3号煤层属于可以抽放煤层，设计采用本煤层未卸压抽放（采前预抽）。在工作面回风顺槽和运送顺槽向煤层打顺层平行斜向交叉钻孔预抽瓦斯。这些钻孔还可伴随回采工作面的推进对前方煤体产生卸压作用，实行边采边抽煤层瓦斯，从而提高瓦斯抽放量，减少工作面瓦斯的涌出，钻孔布置见图4-1。图4.1回采工作面瓦斯抽放示意图Fig．4.1Gascoalfacedrainageschematicdiagram4.3.2抽采布置方式(1)钻孔布置方式：不设钻场，钻孔沿煤层仰面斜交（与顺槽成60°）布置。(2)钻孔直径：钻孔直径越大，煤壁暴露面积越大，瓦斯涌出量就越大，但两者增长并非线性关系，一般选用钻孔直径75～110mm，设计采用钻孔直径为85mm(3)钻孔长度：按回采工作面长度150m考虑，钻孔长度为100m(4)钻孔间距、个数：由于大西矿井煤层透气性系数为3.2238m2/MPa2.d，设计钻孔间距为4m，，由于工作面走向长度670m，故设计钻孔数为168×2=(5)钻孔有效抽放时间：为了保证预抽充足、采掘平衡，根据掘进面掘进速度以及矿井工作面接续计划，设计预抽时间为12个月。4.4采空区瓦斯抽放采空区的抽放措施按采空区的状态可分为半封闭采空区瓦斯抽放和全封闭采空区瓦斯抽放。4.4.1半封闭采空区瓦斯抽放半封闭采空区即是回采工作面后方的，工作面回采过程中一直存在的、并随采面推进逐渐增长的采空区。国内外半封闭采空区抽放瓦斯的重要措施有：埋管抽放、上向钻孔抽放、顶板抽放巷抽放、尾巷抽放和地面钻孔抽放等。大西煤矿在生产初期采空区的瓦斯涌出临时不会影响到矿井的正常生产，不过伴随矿井开采时间的延长与开采范围的扩大，未来采空区瓦斯的大量涌出将加重矿井的通风承担，可使用埋管抽放与向上钻孔相结合的抽放措施。(1)埋管抽放埋管抽放当第一条埋管达30米时，预埋第二条管路，在第一条管路的60米处用三通和阀门与第二条管路相接，此时第二条管路处在关闭状态，当工作面推过第二条管路管口30米时，打开第二条管路的阀门并投入抽采，依次类推为了减少采空区漏风和提高抽采效果，预备在采空区上下两巷位置进行密闭，密闭位置距抽采管口5米左右，密闭的间距15米。为了提高抽采效果，预埋管路应做到四防（防水、防渣堵塞、防爆、防砸），抽采管口用木垛保护，以使抽采管路处在可靠的工作状态。图4-2采空区埋管抽放Fig．4-2Thegoafdrainagepipe(2)上向钻孔抽放上向钻孔抽放是在回采工作面回风辅助巷内设钻场，钻场间距50m，钻场规格为：宽3.5m，深3.5m，高与回风巷相似，采用11号矿用工字钢梯形支护。每个钻场内布置6个上向钻孔，呈扇形布置。共14个钻场，每个钻场6个钻孔，孔径取75mm，钻孔终孔高度在煤层冒落带上方5m左右，可以对冒落带中的落煤解吸瓦斯以及围岩卸压瓦斯进行抽放。煤层上向钻孔在工作面的投影与回风巷的距离在20～50m左右。钻场与钻孔布置方式如图4-图4-3向上钻孔瓦斯抽放Fig．4-3Upwarddrillinggasdrainage4.4.2全封闭采空区瓦斯抽放封闭采空区是指工作面已采完封闭的采空区，刚封闭的采空区会不停涌出和积存大量瓦斯，对邻近的生产工作面形成很大的威胁。对于大西煤矿，可以采用密闭巷道法抽放封闭采空区瓦斯。这种措施是在回风顺槽内打密闭，将抽采管道插入采空区直接抽放采空区瓦斯，如图4-4所示。图4-4全密闭采空区瓦斯抽放Fig．4-4Fullclosedgoafgasdrainage全封闭采空区对于本矿来说，在首采工作面完毕之前不用这种措施。该措施重要用于工作面已采完封闭的采空区。该法目前巷道中打密闭，将管子插入采空区直接抽放采空区瓦斯。密闭打在回风顺槽内，厚度3m以上。为了保证严格密闭，煤壁和顶、底板的挖槽深度至少要0.3m以上。密闭两壁用砖石砌筑，厚度不小于0.4m。两层墙间要填充沙浆。瓦斯抽管要插入12～15m左右。4.5抽放量估计大西煤矿年产量到达600Kt/a，首采工作面为3号煤层3102工作面，平均煤厚3.17左右，工作面长度150m，采用一次采全高采煤法。本次设计按年产600Kt/a设计，设计考虑到3号煤层本煤层和采空区的抽放。4.5.1回采工作面预抽量估计预抽工作面瓦斯抽放量估计：预抽工作面瓦斯抽放量可按式(4-5)计算：(4-5)式中q——工作面瓦斯预抽量，m3/min；k——邻近层及围岩瓦斯含量系数，取1.2；L1——工作面长度，m，取150mL2——工作面走向长度，m，取670mM——开采煤层厚度，m，取3.17mγ——煤的视密度，t/m3，取1.45t/m3；W——煤层瓦斯含量，m3/t，取16.5η——工作面预抽率，取50%；t——抽放时间，a，取1a则根据上式计算可得，q=8.704.5.2矿井瓦斯抽放量估计矿井瓦斯抽放量估计：根据上述对回采工作面、采空区的瓦斯抽放量进行估计，各抽放量估计成果见表4-2。表4-2各抽放量估计成果Tab．4-2Thedrainagevolumeexpectedresults抽放类型本煤层预抽采空区抽放量，m3/min8.705.20抽放总量，m3/min13.90从表中可以看出，矿井瓦斯抽放量为13.90m3/min，矿井瓦斯涌出量为26.014.6抽放钻孔的密封4.6.1封孔深度封孔质量直接影响抽放效果，为保证封孔质量和封孔后能及时合茬抽放，每个钻孔施工完毕后，立即用聚氨酯封孔合茬抽放。根据《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-）第7.5.4条和《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（GB50471-）第5.45条的规定，在煤层中布置的钻孔其密封深度可取7m以上。本次设计为8m4.6钻孔封孔设计应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的规定。抽放钻孔封孔方式重要有水泥注浆泵封孔，人工水泥沙浆封孔和聚胺脂封孔等。考虑到水泥沙浆封孔，凝固时间长，对于倾斜钻孔不易充斥孔。聚胺脂封孔的成本略高于水泥浆封孔，但聚胺脂封孔操作简朴，省时省力，气密性好，抽放效果好。考虑到大西煤矿煤层赋存状况和抽放工艺确定封孔材料使用水泥沙浆与聚胺脂搭配。4.6封孔使用加压注浆封孔法，重要原理是由于树脂膨胀量比较大并且材质坚硬，通过树脂包在钻孔中两端膨胀封堵，在中间的空隙中通过单向阀注入水泥。树脂包的封堵可以承受一定的水泥压力。这种封孔措施首先能使钻孔周围的裂隙得到充填，消除开孔时形成的漏气通道（裂隙），即消除初期漏气通道；另首先能使钻孔得到可靠的支护，保证钻孔的稳定，使钻孔周围不再产生新的漏气通道（裂隙），即防止后期漏气通道的产生和发展。封孔注浆封孔法如下图4-5所示。图4-5封孔注浆封孔法Fig．4-5Methodofsealinggroutinghole这种措施简朴，适合多种地质状况的钻孔。尤其适合于钻孔倾角大、封孔深度深的上向或下向孔封孔。先在抽采管首端距管口150mm处安装一比扩孔直径略150mm孔内，以固定抽采管和防止漏浆，将1：2.5的水泥、砂浆倒入抽采管和钻孔之间的环形空间即可封孔，待砂浆凝固后即可进行抽采，在砂浆中加入少许速凝剂，可加速凝固。5瓦斯抽放管路系统5.1抽放管路系统选择矿井需要抽放瓦斯时，需要在井上、下敷设完整的管路系统，从而使瓦斯抽出并输送到地面或特定地区。在选择抽放系统时，应当根据抽放钻场的分布，巷道布置形式以及矿井的开拓计划等等，综合考虑，尽量防止以及减少后来在主干系统上的频繁改动。因此，瓦斯抽放系统的选择是矿井瓦斯抽放工作的一项重要工作，在瓦斯抽放管路系统的选择中应满足如下原则：(1)瓦斯抽放管路要敷设在曲线至少、距离最短的巷道中；(2)瓦斯抽放管路应敷设在不易被矿车或者其他物体撞坏的巷道或位置上；(3)瓦斯抽放管路的敷设应考虑到运送、安装和维修上的以便；(4)抽放设备或者管路一旦发生故障时，抽放管路内的瓦斯应保障不会流入采掘工作面、机房或者硐室中；(5)瓦斯抽放管路中必须安装调整、控制、测定、防爆、防回火装置。按照管路选择原则，综合考虑大西煤矿瓦斯抽放措施以及各抽放措施的抽放负压，设计采用两套独立的抽放系统。其中一套重要用于采空区、邻近层的瓦斯抽放，如下简称低负压系统；另一套抽放系统重要用于回采工作面本煤层预抽以及边采边抽，如下简称高负压系统。大西煤矿瓦斯抽放管网敷设路线为：(1)低负压系统采空区上向钻孔——回风顺槽——回风大巷——回风井——地面管路——地面抽放泵站；(2)高负压系统回风顺槽侧预抽钻孔——回风顺槽——回风大巷——回风井——地面管路——地面抽放泵站；运送顺槽侧预抽钻孔——运送顺槽——采区联络巷——回风大巷——回风井——地面管路——地面抽放泵站。5.2瓦斯抽放管的选择根据《煤矿瓦斯抽放规范》(AQ1027-)规定，瓦斯抽放管管径按下式(5-1)计算：（5-1）式中D——瓦斯抽放管内径，m；Q——抽放管内混合瓦斯流量，m3/min；V——抽放管内瓦斯平均流速，经济流速V＝5~15m/s。本次设计按照大西煤矿生产能力为0.6Mt/a设计，但由于矿井后来有也许扩大生产规模的也许性，本次设计在选型时考虑取0.5~1倍的富余系数。为以便阐明，约定地面管路、回风井管路、井下回风大巷的管路为主管路，主管路设两条，分别为主管高和主管低；回风顺槽侧管路为支管高1，运送顺槽侧管路为支管高2；采空区上向钻孔抽放管路为支管低。按照大管径流速取大值、小管径流速取小值，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选用经济流速。管径选择计算成果见表5-1。表5-1瓦斯抽放管途径计算及选择Tab．5-1Diametercalculationandselectionofthedrainagepipe类别抽放纯瓦斯量，m3/min主管高8.74021.75214.8810250主管低5.22026.00247.649280支管高14.354310.12154.479240支管高24.354310.12154.479240支管低5.22322.61230.939260抽采主管选择螺旋焊接钢管，主管高直径为D250X10mm，主管低直径为D280X10mm。瓦斯管路支管均选择矿用聚乙烯抽采管，支管高1直径为D240X26.7mm，支管高2直径为D240X26.7mm，支管低直径为D260X5.3管网阻力计算瓦斯抽放管网阻力包括摩擦阻力和局部阻力。摩擦阻力按式(5.2)计算：（5-2）式中Hm——管网摩擦阻力，Pa；L——管路长度，m；——混合瓦斯浓度对空气的密度比；Q——混合瓦斯流量，m3/h；K——管路系数，按照表5-2取值；d——管道内径，cm。局部摩擦阻力按管网摩擦阻力的15%计算。表5-2不一样管径的系数K值Tab．5-2K'svaluewithdifferentdiameters通称管径（㎜）15（1/2英寸）20（3/4英寸）25（1英寸32（11/4英寸）40（11/2英寸）50（2英寸K0值0.460.470.480.49通称管径（㎜）40（21/2英寸）80（3英寸100（4英寸125（5英寸150（6英寸150以上K0值0.550.570.620.670.700.71瓦斯抽放管网阻力计算成果见下表5-3。表5-3瓦斯抽放管网阻力Tab．5-3Gasdrainagepipenetworkresistance管路类型L长度，md管内径，cmΥKQ混合气体流量，m3/hHm摩擦阻力，PaHj局部阻力，Pa主管高1633250.82160.711305.003232.80484.92主管低1633280.91080.711560.002905.89435.88支管高1670240.80820.71606.98346.1851.93支管高2670240.80820.71606.98346.1851.93支管低1670260.89740.711356.521286.67193.00高压合计，Pa6484.86972.73低压合计，Pa2905.89435.88由上表可看出，高负压管路管网阻力总计为7457.59Pa，低负压管路管