常顺煤矿瓦斯抽放工程初步.doc

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1、山西盂县常顺煤矿抽放瓦斯工程初步设计说明书山西省盂县常顺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抚顺分院二OO七年十二月报告名称：山西省盂县常顺煤矿矿井瓦斯抽放工程初步设计部门负责人： 王魁军 科研中心主任（院总工） 研究员刘志忠 科研中心主任工程 高工技术审核： 霍中刚 科技发展部主任 研究员技术审定： 罗海珠 副院长 研究员报告编写： 黄玉玺 张兴华参加工作人员： 张兴华 黄玉玺 曲晓明 韩邦华 王岩 目 录前 言11 矿井概况31.1井田概况31.2 地层41.3地质构造51.4 煤层51.5 矿井开拓与开采81.6 矿井通风及瓦斯涌出82 矿井瓦斯涌出量预测112.1煤层

2、瓦斯基础参数及瓦斯储量112.2 矿井瓦斯涌出量预测133 矿井瓦斯抽放的必要性与可行性153.1 瓦斯抽放的必要性153.2 瓦斯抽放的可行性163.3 瓦斯抽放系统的类型174 抽放方法及抽放工艺174.1瓦斯来源分析174.2 抽放瓦斯方法选择184.3 瓦斯抽放量及抽放率预计264.4 抽放施工设备、检测仪表及施工量264.5 矿井抽放瓦斯服务年限275 瓦斯抽放管路系统275.1 抽放瓦斯管路选择275.2 抽放泵选型346 瓦斯抽放泵站406.1 抽放泵站场地平面布置406.2 瓦斯抽放泵站建筑及环境保护406.3 瓦斯泵房设备布置416.4 泵房的供电系统及通讯416.5 给排水

3、426.6 泵房采暖和通风437 抽放瓦斯管理437.1 队伍组织437.2 图纸和技术资料437.3 管理与规章制度447.4 常用记录和报表格式458 安全478.1 抽放系统及抽放泵站安全措施478.2 检测、监控系统489 技术经济499.1 机构设置及人员配置499.2 投资5010矿井瓦斯利用5110.1 瓦斯利用的经济、社会及环境效益5110.2 常顺煤矿利用瓦斯的可行性5110.3 瓦斯的民用及工业利用5255前 言一、概况盂县常顺煤矿为山西省阳泉市盂县南娄镇管辖的地方煤矿。该矿始建于1969年，设计生产能力150kt/a，开采9号煤层。截至1994年，该矿三个坑口年总产量为1

4、50kt/a。常顺一坑口、二坑口先后报废和停采，三坑口于1994年投产，采用一对斜井开采9号煤层，1996年通过矿井技改，设计生产能力为210kt/a。根据2006年9月山西省煤炭工业局文件（晋煤行发2006638号）“关于盂县跃进煤矿5号井等两座矿井进行综合机械化采煤升级改造的批复”，同意盂县常顺煤矿进行综合机械化采煤的升级改造，生产规模为900kt/a，以一井一面满足生产能力。矿井以一个生产采区、一个综采工作面、一个顺槽综掘面和一个大巷普掘面来保证矿井设计生产能力和正常生产接替。该矿近3年中2006年瓦斯涌出量较大，矿井开采9号煤层，2006年度矿井瓦斯等级鉴定结果为低瓦斯矿井，煤层相对瓦

5、斯涌出量为8.70m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.56m3/min。该矿9号煤层达产900kt/a时，矿井瓦斯涌出量为31.91m3/min，回采工作面的绝对瓦斯涌出量将达到24.71 m3/min。随着矿井开采强度的增加，矿井瓦斯涌出量相应增大，局部区域的瓦斯无法用通风解决，同时，由于地应力和瓦斯压力的增大，在采掘过程中，也可能产生煤与瓦斯突出危险性。为全面贯彻“以风定产、先抽后采、监测监控”的十二字方针，该矿决定建立瓦斯抽放系统，委托煤炭科学研究总院抚顺分院对盂县常顺煤矿进行矿井瓦斯抽放工程初步设计。二、 编制瓦斯抽放设计的依据1、太原市明仕达煤炭设计有限公司2007年8月编制的山西省盂县常

6、顺煤矿综合机械化采煤升级改造初步设计说明书；2、矿井抽放瓦斯工程设计规范（MT95018-96）（1997）中华人民共和国煤炭工业部；3、瓦斯抽采基本指标 （AQ1026-2006） 国家安全生产监督管理总局；4、煤矿瓦斯抽放规范 （AQ1027-2006） 国家安全生产监督管理总局；5、煤矿安全规程 国家安全生产监督管理总局，2007年1月1日实施； 6、盂县常顺煤矿提供的其他有关资料。三、设计的主要内容本次设计主要包括抽放瓦斯工程设计说明书、抽放瓦斯工程机电设备和器材清册、抽放瓦斯工程设计概算书和抽放瓦斯工程施工图纸等四部分。设计说明书只做原则性的简要说明，施工图纸则是本次设计工作的重点，

7、作为抽放瓦斯工程施工的主要依据。设计的具体内容为：1、常顺煤矿瓦斯赋存情况、抽放瓦斯的可行性及必要性、抽放瓦斯方法的确定、抽放瓦斯量预计等进行详细阐述；2、地面永久抽放瓦斯泵房土建工程设计；3、瓦斯抽放管网、抽放瓦斯钻场与钻孔参数设计；4、抽放瓦斯系统的设备、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、抽放瓦斯管理及安全措施；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。四、存在的主要问题及建议该矿缺乏必要的基础数据，建议今后开展煤层瓦斯基本参数（煤层瓦斯压力、瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量及其衰减系数

8、等）的测定，为瓦斯抽放工作提供可靠的依据。1 矿井概况1.1井田概况1.1. 1 交通位置盂县常顺煤矿位于阳泉市盂县县城西南10km的南娄镇长沟村附近，距盂县县城12km，距阳泉市约47km，距寿阳铁路货运站约20km，距盂寿路不足1km，交通十分便利。矿区东邻新胜煤业有限公司，万隆煤业有限公司，南邻牛村安定煤业有限公司，西南邻寿阳县方山煤矿，西邻西南关村办煤矿，北为煤层露头区。该矿1969年设计生产能力为150kt/a，开采9号煤层。1994年技改后，设计生产能力为210kt/a。2006年进行综合机械化采煤的升级改造，生产规模为900kt/a，服务年限为30.3年。1.1.2 地形、地貌井

9、田位于太行山脉西侧，山西黄土高原东部，井田内地形属低山丘陵地带，地形复杂，冲沟发育，南高北低，山梁上基岩大面积出露，沟谷两侧为黄土层覆盖，区内最高点为于井田中南部，海拔1365.5m，最低点位于井田东北部，海拔1140.1m，相对高差225.4m，9号煤层出露地表，最大埋藏深度320m，15号煤层出露地表，最大埋藏深度410m。1.1.3 河流该区属海河流域滹沱河水系温河支流。井田内河流主要为秀水河，发源于井田西南的西南庄一带，向东转北经南上社、许家沟、大贤村、南娄村于盂县城北汇入温河，秀水河从西南向东北流经井田西北部，为季节性河流，雨季水量稍大，旱季水量甚微甚至干涸。1.1.4 气象及地震情

10、况（1）气象气温：本区属大陆性气候，年平均气温8.7， 一月份最低，最低气温-26.7C，平均最低气温-6.7，七月最高，平均最高气温22.3。降雨量：年平均降水量585.9mm，且各月分布极不均匀，降水期多集中于7、8月份，年平均蒸发量1873mm，蒸发量大于降水量。风向及风速：春冬季多为西北风，夏秋季多为东南风，最大风速达20.7m/s。霜冻期：冻结期为9月下旬至次年4月，无霜期约150天，最大土深度为0.8m。（2）地震情况根据中国地震烈度区划图（1990）盂县地震基本烈度为，该矿井所处的盂县地震基本烈度为7度。1.2 地层井田内均为第四系黄土覆盖，现根据井田范围内钻孔揭露资料及邻区钻孔

11、资料，对井田内地层由老至新分述如下：1、奥陶系中统峰峰组（O2f）为含煤地层的基底岩系。本井田内无出露。主要为灰深灰色石灰岩、白云岩及白云质灰岩夹薄层黄绿色泥岩组成。2、石炭系中统本溪组（C2b）根据本区勘探资料，本溪组厚度50.0060.00m，平均53.50m。主要由灰色、灰白色、灰黑色砂岩、砂质泥岩及泥岩和铝土质泥岩组成。上部夹12层薄层石灰岩，底部常见山西式铁矿，呈鸡窝状赋存。上部可见0.100.30m薄煤层。本组与下伏马家沟组呈平行不整合接触。3、石炭系上统太原组（C3t）以标志层K1砂岩为底界整合覆盖于本溪组之上，顶界为K7砂岩底，据钻孔揭露厚90.00125.00m，平均113.

12、50m，为本区主要含煤地层之一。岩性以灰白色、灰色砂岩、灰黑色粉砂岩、泥岩、石灰岩（K2、K3、K4）及煤层组成，含9、15号两层主要可采煤层，8、12号煤层为零星可采煤层，其它煤层均为不可采。4、二叠系下统山西组（P1s）该组厚度为35.0063.00m，平均55.00m，为本区主要含煤地层之一。主要由灰色、灰白色砂岩、灰黑色泥岩、砂质泥岩组成，含1、2、3、4、5号煤层，其中4号煤层为零星可采煤层，其它煤层均为不可采煤层。本组与下伏太原组整合接触。5、二叠系下统下石盒子组（P1x）在区内仅有下部地层，主要为灰黄色、灰绿色砂岩、灰色、灰黄色粉砂岩及泥岩等，夹有13层煤线，底部常有一层稳定之砂

13、岩（K8）。与下伏山西组整合接触。本组最大残留厚度约100m左右。6、第四系（Q）主要为浅红色、土黄色亚粘土、亚砂土不整合覆盖于各沉积地层之上，厚070m，平均20m左右。1.3地质构造井田范围内构造简单，主要为褶皱构造，在井田北部发育S1向斜，走向北东东向，两翼倾角不大，倾角一般810。在中部偏北发育S2背斜，在井田南部主要表现为S2背斜的南翼，为一单斜构造，倾角一般310。另在开采过程中发现了7条正断层及4个小型陷落柱。F1断层：位于原井田的北部边缘，走向北东东向，倾向北北西，倾角70，落差20m，贯穿于井田东西。为隐伏断层，在开采过程中发现。F2断层：位于F1断层的南部，走向北东东向，倾

14、向北北西，倾角70，落差40m。为隐伏断层，在开采过程中发现，在井田内延伸长度为1200m左右。F3、F4、F5、F6、F7断层落差425m，在井田内延伸长度不大，均在开采过程中发现。对采煤有一定影响。4个小型陷落柱面积不大，无规律性。在井下开采中发现。另未见岩浆岩侵入。综上所述，该井田构造属简单类型。1.4 煤层井田内含煤地层为石炭系上统太原组，二叠系下统山西组，其中山西组在区内无可采煤层，编号3、4、5号，平均厚度45m。主要含煤地层为太原组，太原组地层厚100m左右，其含煤6层，按沉积先后顺序分为：15号、13号、12号、11号、9号、8号等，其中15号、12号、9号煤层稳定可采煤层，8

15、号煤层局部可采。各可采煤层按沉积先后论述如下：（1）15号煤层当地俗称“丈八煤”，为井田内主要可采煤层，占全矿区资源储量52%，位于太原组底部K1细砂岩和黑色页岩之上。矿区范围内煤层厚度5.137.30m,煤层由南东部向北西部逐渐变薄，煤层结构较复杂，夹矸一般为两层，厚度0.202.25m，变化较大，致使煤层出现局部分叉，上、下分层局部达可采厚度。顶板岩性为K2灰岩，底板为K1砂岩。（2）12号煤层当地俗称“两节煤”，下距15号煤层40m，煤层厚度1.452.60m，平均1.52m，煤层结构简单，稳定含一层夹矸0.30m，属稳定可采煤层。顶板岩性为砂质泥岩，底板为泥岩。（3）9号煤层当地俗称“

16、丈二煤”，距15号煤层90m，煤层厚度1.23.5m，平均1.99m，煤层结构较简单，为稳定可采煤层。顶板岩性为砂质泥岩，底板为泥岩。（4）8号煤层当地俗称“四尺煤”，位于太原组顶部，距9号煤层1825m，煤层厚度为01.70m，为局部可采煤层，煤层结构简单。顶板岩性为泥岩，底板为砂质泥岩。各可采煤层特征见表1、煤层综合柱状图见图1-1。表1 可采煤层特征表煤层号煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构稳定性及可采性顶底板岩性最小最大平均最小最大平均夹矸层数夹矸厚度(m)顶板底板91.203.51.99504000稳定可采砂质泥岩泥岩121.452.601.5210.30稳定可采砂质泥岩砂质泥岩1

17、54.157.305.5920.202.25稳定可采石灰岩砂岩图1-1 常顺煤矿综合柱状图9号煤层平均灰份为19.77%，水分为0.48%，挥发份为16.42%，全硫为0.41%，发热量为26.8MJ/kg，9号煤层确定为中灰、特低硫贫煤。15号煤层平均灰份为15.70%，水分为1.01%，挥发份为18.68%，全硫为1.83%，发热量为30.32MJ/kg，15号煤层确定为中灰、中硫贫煤。根据山西省煤炭工业局综合测试中心对盂县常顺煤矿9号煤及15号煤的检验报告，9号煤层有煤尘爆炸性危险性，煤层自燃倾向性为不易自燃；15号煤层有煤尘爆炸性危险性，煤层自燃倾向性为容易自燃。1.5 矿井开拓与开采

18、1.5.1开拓方式矿井采用斜井开拓方式，将现有回风斜井扩大断面后作为矿井扩建后的主斜井，担负矿井煤炭运输任务，进风井兼矿井一安全出口。改造利用现有的混合提升斜井作为矿井扩建后的副斜井，担负矿井辅助提升任务，进风井兼矿井一安全出口；同时为了满足通风需要，利用井田中东部已掘的一个回风立井做为矿井扩建后的专用回风井，井筒内装备封闭式梯子间，担负全矿井的回风任务，兼做矿井一安全出口。井筒 布置和开拓方式为该矿稳定生产和发展，奠定了坚实的基础。矿井开拓系统简单，全井田以两个水平开拓。分别开拓9号煤层、12号煤层和15号煤层。本次扩建仍以原有的+1037m一水平开拓全井田开采9号煤层；同时在15号煤层布置

19、+960m二水平，采用联合布置开拓开采12号煤层和15号煤层。1.5.2 采煤方法井田内批准开采煤层为8号、9号、12号和15号煤层，其中9号、12号、15号煤层为全井田稳定可采煤层，8号煤层为局部可采煤层。8号煤层由于属局部可采煤层，主要位于井田西部,在实际生产过程中，参照8号煤层底板等高线及资源储量估算图，待9号煤层开拓开采到8号煤层可采区域附近时，9号煤层主要开拓大巷通过暗斜井在8号煤层布置相应的主要开拓巷道。根据井田开拓部署和煤层的赋存情况，分两个水平开拓开采全井田主要可采煤层。一水平开采8号和9号煤层。8号煤层厚度为01.70m，9号煤层平均厚度1.99m，确定各煤层采用综合机械化采

20、煤方法，布置一个综合机械化采煤工作面以保证井田900kt/a的设计规模。工作面长度180m。二水平开采12号煤层和15号煤层。12号煤层平均厚度1.52m，适合于机械化开采，12号煤层采用综合机械化一次采全高采煤方法，布置一个综合机械化采煤工作面以保证矿井900kt/a的设计规模。15号煤层平均厚度5.59m，采用综合机械化放顶煤一次采全高采煤法，布置一个综采放顶煤工作面以保证矿井900kt/a的设计规模。综合机械化回采工作面顶板采用全部垮落法管理。1.6 矿井通风及瓦斯涌出矿井采用中央分列式通风系统，主斜井、副斜井进风，回风立井回风。见图1-2。主斜井、副斜井、回风立井服务井田内8、9、12

21、、15号煤层开拓开采，总服务年限为30.3a。其中第一水平（9号煤）服务年限为5.6a。井下共配备了一个综采面、一个顺槽综掘进工作面和一个大巷普掘工作面，采掘工作面均采用独立通风方式，回采工作面采用U型全负压通风，掘进工作面采用局部通风机压入式通风。一水平采完后，开采二水平，配备一个综放面和两个掘综面，保证矿井产量。矿井总需风量为94m3/s，其中主斜井井筒进风量为40m3/s，副斜井井筒进风量为54m3/s。该矿近3年中2006年瓦斯涌出量较大，根据阳泉市安全生产监督管理局、阳泉市煤炭工业局（阳安监政发200710号）文件：“关于全市地方煤炭2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复”，盂县常顺煤矿

22、2006年度9号煤层瓦斯相对涌出量为8.70m3/t，年产量为21万吨，绝对涌出量为3.56m3/min。根据二00六年煤的自燃倾向性及煤尘爆炸性鉴定结论：常顺煤矿9#煤层为三类不易自燃煤层，煤尘有爆炸危险性。图1-2 矿井通风系统及巷道布置示意图2 矿井瓦斯涌出量预测2.1煤层瓦斯基础参数及瓦斯储量2.1.1煤层瓦斯基础参数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，目前，我国矿井瓦斯涌出量预测方法主要有二种：分源预测法和矿山统计法。本次采用分源预测法对回采工作面瓦斯涌出量预测，该方法是根据煤层瓦斯含量，按回采工作面瓦斯主要涌出源开采层（ 包括围岩和邻近层）对回采工作

23、面瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测回采工作面面瓦斯涌出量之目的。由于常顺煤矿没有进行煤层瓦斯基础参数测定工作，本次瓦斯抽放设计参考邻近的阳煤集团一矿的煤层瓦斯基础参数。选取的各煤层瓦斯含量，见表2-1。表2-1 煤层瓦斯含量表煤层名称工业分析（%）密度（t / m3）孔隙率（%）瓦斯含量（m3/t）MadAadVdaf10.9213.710.301.413.5511.3221.2412.5611.501.421.4111.6831.385.978.711.372.9218.17619.9181.9810.3710.251.457.8312.6590.4819.7716.4214.60121.4

24、99.6210.131.464.9714.75133.4610.178.311.505.338.91411.32151.0115.7018.681.505.336.852.1.2 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量系指煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层赋存的瓦斯总量。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源的多寡，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要标志。瓦斯储量计算公式为：Wk=Wl十W2十W3 (2-1) 式中 Wk矿井瓦斯储量，Mm3； Wl可采煤层的瓦斯储量，Mm3； W1Ali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，m3t； W2受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各

25、不可采煤层的总瓦斯储量，Mm3； A2i受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯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瓦斯的不可采煤层的瓦斯含量，m3t； W3受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算： W3K(W1十W2) K围岩瓦斯储量系数，取K0.1。矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关。一般采用下式计算：Wkc=kWk (2-2)式中 Wkc矿井可抽瓦斯量，Mm3；k矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术

26、水平，采用本煤层预抽和采空区抽放瓦斯时k=3035%，取k=30%；Wk矿井瓦斯储量 Mm3；受9号煤层采动影响的邻近煤层为8号煤层。矿井开采9号煤层时，瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表2-2。表2-2 矿井瓦斯储量计算表 煤层煤层性质地质储量(Mt)瓦斯含量(m3/t)瓦斯地质储量(Mm3)可开发瓦斯量(Mm3)8邻近层0.42 12.654.78 1.43 9开采层15.6214.60228.05 68.42 岩层按可采煤层瓦斯储量的10%计算22.81 6.84 合计255.64 76.69 常顺煤矿瓦斯总储量255.64Mm3，可抽瓦斯量76.69Mm3。计算结果表明，常顺煤矿瓦

27、斯资源较丰富，同时可抽瓦斯量亦比较可观。2.2 矿井瓦斯涌出量预测一、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯来源包括开采层瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出两部分。 q回q开+q邻 式中 q回回采工作面瓦斯涌出量，m3/t ； q开开采层瓦斯涌出量，m3/t； q邻邻近层瓦斯涌出量，m3/t。 (1)回采工作面瓦斯涌出量 式中 q开开采煤层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t； k1围岩瓦斯涌出系数。其值取决于回采工作面顶板管理方法，取k1=1.2；k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，回采率按95%计算，取k2=1.05；k3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，k3=(L-2

28、h)/L，L工作面长度，180m，h巷道瓦斯预排等值宽度，取15m，k3=0.83；x0煤层瓦斯含量，取x0=14.60m3/t；x1煤的残存瓦斯含量，取x1=4.31m3/t。工作面开采层瓦斯涌出量预测结果为： （2）工作面回采时邻近层瓦斯涌出量 邻近层的瓦斯涌出量按下式计算 式中q邻邻近层瓦斯涌出量，m3/t； mi第i个邻近层厚度，m； m1开采层的开采厚度，m； x0i第i 层的原始瓦斯含量,m3/t；x1i第i 邻近层残存瓦斯含量,m3/t；ki第i邻近层瓦斯排放系数。近层的瓦邻斯排放率与层间距的关系，见图1-1、2-1。 图2-1 邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系曲线9#煤层开采时

29、，可向该煤层涌出瓦斯的邻近层8#煤层。邻近煤层瓦斯涌出量计算详见表2-3。表2-3 9#煤层各邻近层瓦斯涌出量计算表煤层名称煤厚（m）采厚（m）原始瓦斯含量（m3/t）残存瓦斯含量（m3/t）距开采煤层距离（m）瓦斯排放率（%）相对瓦斯涌出量（m3/t）备注80.812.654.3118892.9891.991.9914.604.31开采层合计 2.98 （3）工作面的相对瓦斯涌出量为：q回q开q邻=10.76+2.98=13.74m3/t矿井正式开采时，工作面相对瓦斯涌出量预测为13.74m3/t。二、掘进工作面瓦斯涌出量预测根据本矿及邻近矿井生产实测数据，综掘工作面的瓦斯涌出量约为1.05

30、 m3/min，普掘工作面的瓦斯涌出量约0.83 m3/min。 矿井投产时两个掘进面的瓦斯涌出量预计为1.88m3/min。三、矿井瓦斯涌出量 式中qkj矿井瓦斯涌出量，m3/t；生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取0.20；已采采区采空区瓦斯涌出系数，9#煤层只布置一个采区，取0；qhi第i回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t；qji第i掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；A0矿井平均日产量，t，为2727t；Ai第i回采工作面平均日产量，t，为2590t。根据上式计算得：矿井相对瓦斯涌出量为：16.85m3/t。开采9#煤层矿井绝对瓦斯涌出量为：31.91m3/min。3 矿井瓦斯抽放的必要性与

31、可行性3.1 瓦斯抽放的必要性瓦斯抽放旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时，应当采取抽放瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限，采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽放措施，才能解决工作面局部瓦斯超限问题。一、从矿井(工作面)瓦斯涌出情况来看瓦斯抽放的必要性“矿井瓦斯抽放规范”等标准均规定：一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的时，必须进行瓦斯瓦斯抽放。根据瓦斯涌出量预测，常顺煤矿回采工作面绝对瓦斯涌出量24.71 m3/min

32、，如用通风方法解决瓦斯问题有困难时就应建立瓦斯抽放系统。二、从工作面通风能力来看瓦斯抽放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。 式中 Q0采掘工作面供风量，m3/min，按设计取2200 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K=1. 2； C采掘工作面允许的瓦斯浓度，。根据回采工作面的瓦斯预测结果，工作面绝对瓦斯涌出量为24.71m3/min，需要供风量为2965m3/min，工作面设计风量为2200m3/min，无法稀释工作面涌出的瓦斯，所以必需进行瓦斯抽放

33、，且抽放量不小于6.38 m3/min。三、从防止煤与瓦斯突出看瓦斯抽放的必要性随着矿井开采深度增加，矿井瓦斯涌出量将相应增大。同时，由于地应力和瓦斯压力的增大，在采掘过程中，也可能产生煤与瓦斯突出危险性。阳泉矿区的煤与瓦斯突出危险有加重的趋势，进行煤体瓦斯预抽是防止煤与瓦斯突出的有效措施，可以消除或削弱瓦斯动力现象，从而达到防突的效果。因此为防止瓦斯突出，常顺煤矿也有进行瓦斯抽放的必要性。四、从资源和环保的角度来看瓦斯抽放的必要性瓦斯是一种优质的能源，与人工制气相比，利用瓦斯具有成本低，质量高、清洁安全，使用方便等显著的优点。如果将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，不仅改善能源结构，而且减少

34、了对环境的污染，保护人类生存环境。可以取得显著的经济效益和社会效益。目前，我国许多瓦斯抽放矿井都进行了利用，利用瓦斯进行发电及民用，可为矿井创造一定的经济效益。3.2 瓦斯抽放的可行性瓦斯抽放的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获得较好地抽放效果来评价。开采层瓦斯抽放（未卸压）的可行性是指在原始透气性条件进行预抽的可能性。最常用的衡量煤层瓦斯抽放难易程度的指标是煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数。参照邻近阳煤集团的多年的生产实践和瓦斯抽放经验9#煤层透气性系数小于0.1m2/MPa2.d，属于低透气性煤层，很难进行本煤层预抽。根据阳泉矿区的瓦斯抽放经验，9号、12号、15号煤层透气性较差，但邻近

35、层抽放及采空区抽放均属卸压抽放，在阳泉矿区已取得较好效果。此外常顺矿在供水、供电及地面场地情况都具备建立瓦斯抽放泵站的条件，因此矿井建立瓦斯抽放系统完全可行。3.3 瓦斯抽放系统的类型 瓦斯抽放系统的类型包括井下移动瓦斯抽放和地面久瓦斯抽放系统2种，地面永久瓦斯抽放系统与井下移动抽放系统的适用条件如下：地面泵站适用条件及优点：1）地面永久抽放系统抽放量大，可以有效缓解高瓦斯矿井通风压力；2）相对于井下移动抽放系统，可以对井下多个采区或工作面同时进行抽放，抽放能力大，便于集中管理，瓦斯直接排放到地面，安全性好。3）可进行大面积区域性预抽，先抽后采，有利于防突；4）虽然一次性投资，但可长期受益，最

36、大限度提高矿井安全性。5）变废为宝，利于环保，瓦斯利用可以提高经济效益。移动泵站适用条件及优点：1）体积小，移动方便；2）抽放管路短，投资小，建设工期短；3）主要解决局部瓦斯超限问题；4）抽出的瓦斯排放到总回风巷，不适合总回风瓦斯浓度高的矿井。“矿井瓦斯抽放规范”规定，瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3min以上， 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，即可建立地面永久瓦斯抽放系统，根据常顺矿的具体情况，通过比较，确定在该矿建立地面永久瓦斯抽放系统。4 抽放方法及抽放工艺4.1瓦斯来源分析根据矿方提供的煤层赋存条件分析，开采9号煤层时，下邻近层12号、15号煤层分布较远（50

37、90m），都在9号煤层采动影响范围以外。但上邻近层8号煤层，距9号煤层1825m，大部分卸压瓦斯都涌向9号煤层开采空间和采空区。在开采12号煤及15号煤时，上部的邻近层及灰岩卸压后会向采场涌出大量的瓦斯，因此，矿井在采掘过程中的主要瓦斯涌出源除本煤层外，主要来自上邻近层，上邻近层的瓦斯大量涌出到工作面采空区。根据瓦斯来源分析，进行上邻近层和采空区瓦斯抽放是该矿瓦斯抽放工作的重点。4.2 抽放瓦斯方法选择4.2.1选择抽放瓦斯方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：（1）选择的抽放瓦斯方法应适合煤层

38、赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。（2）应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。（3）巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。（4）选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。（5）选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。（6）抽放方法应有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。4.2.2 可采取瓦斯抽放方法根据抽放方法的选择原则，结合常顺矿煤层的赋存、瓦斯来源等特点，矿井可采取的抽放方法见表4-1。 表4-1 可选抽放方案类别抽放方式理 由抽放工艺邻近层抽放

39、高位钻孔（钻场不爬坡，钻孔沿底板）上邻近层瓦斯涌出量较大高位钻孔沿回顺掘钻场，向采空区上方打扇形孔。边孔不设钻场，从回风巷冒落拱上方打钻孔高位钻孔抽放（钻场设在煤层顶板内）。上邻近层瓦斯涌出量较大在回风巷内向煤层顶板掘一条小上山，然后返平做钻场，向采空区上方打扇形孔。尾巷密集仰角钻孔抽放上邻近层瓦斯涌出量较大矿井瓦斯涌出达到高瓦斯矿井时，回采工作须布置尾巷。垂直尾巷向工作面上方裂隙带打钻孔抽放瓦斯。采空区抽放 采空区（上隅角）埋管抽放。采空区内瓦斯涌出量较大上隅角浅部或深部插管抽放。高位巷抽放。采空区瓦斯涌出量较大在回风巷内向煤层顶板掘一条小上山，然后与回风巷平行方向施工一段至开切眼的巷道。老

40、采空区全封闭插管抽放防止老采空区向采场涌出瓦斯采面采完密闭时，在闭墙插入抽放管。（1）顶板抽放巷抽放瓦斯工作面邻近层瓦斯涌出量较大，可在回采工作面采用顶板抽放巷抽放采空区瓦斯。在8#煤层（距9#煤层约20m）内施工一条专用抽放巷，尾抽巷采用锚杆支护，断面规格为2m2m，净断面4m2，高抽巷与9#煤层工作面回风巷内错20m左右。图4-1 高抽巷抽放邻近层瓦斯布置示意图（2） 全封闭采空区抽放瓦斯对于刚采完的工作面，为防止采空区向外涌出瓦斯，打密闭墙时，可向采空区密闭墙内插管，进行瓦斯抽放，见图4-2。 图4-2 全封闭老采区瓦斯抽放示意图（3）顶板走向钻孔抽放采空区或邻近层（钻场设在煤层顶板内）

41、瓦斯钻孔AAA-A剖面顶板走向水平长钻孔抽放邻近层瓦斯技术就是针对无煤柱（无尾巷）综采或综放工作面的特点，为解决瓦斯超限问题，采用沿开采层顶板岩层走向布置迎面定向水平长钻孔代替顶板瓦斯巷抽放上邻近层瓦斯或采空区瓦斯。如图4-3。图4-3 顶板高位钻孔抽放采空区瓦斯示意图钻孔采用迎工作面的推进方向进行布置，钻孔需要覆盖工作面的长度（距离回风巷）约为工作面全长的二分之一或三分之一。钻孔在平面图上基本呈扇形布置。钻场施工：在工作面回风巷，沿回风巷走向每隔70m处开掘一条垂直回风巷的上山，上山宽3m，高2m，坡度约为30度，掘至煤层顶板以上2m后反平，再沿煤层顶板掘23m平巷作为钻场。钻孔布置：每个钻

42、场内布置4个钻孔，呈扇形布置，钻孔参数，见表4-2。考虑到当工作面推进接近钻场时，本钻场的钻孔因为漏气等原因将不能继续进行抽放，所以下一钻场之间的钻孔重叠长度应保持30m以上。表4-2 钻孔技术参数表孔号开径孔（mm）终孔径（mm）方位（）倾角（）开孔位置钻孔间距（m）孔深（m）11089408钻窝上帮距顶梁0.5m0.91002108941080.91003108942080.91004108942580.9100注：以上技术参数只供试验参考，须根据效果考察来确定最适合的参数。封孔工艺：钻孔施工时，先采用直径108mm钻头开孔，开孔深度6m。开孔后再钻直径94mm的钻孔，孔长度100m。在孔

43、内插入直径73mm的双抗塑料管作为抽放瓦斯管，封孔采用两种方法：聚胺脂封孔或水泥封孔。顶板高位钻孔一般采用水泥封孔，在水泥封孔有困难时，采用聚胺酯封孔。为提高抽放瓦斯钻孔的抽放瓦斯量，防止钻孔垮孔、堵孔，影响抽放效果，顶板孔内可采用铁套管（四周有孔的花管）固孔，以提高钻孔的密封性，每施工完成一个钻孔后立即进行封孔。（4）顶板走向钻孔（钻场不爬坡，即钻孔沿底板）抽放采空区或邻近层瓦斯钻场、钻孔及管路布置，见图4-4。钻场设在煤层中，工程量小，但钻孔有效抽放长度减小，可进行试验，根据抽放效果决定是否采用。图4-4 顶板走向长钻孔抽放瓦斯示意图 顶板走向长钻孔适合于上邻近层瓦斯涌出量较大的回采工作面。（5）上隅角插管抽放采空区瓦斯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