浅谈瓦斯的抽放设计专题报告

浅谈瓦斯的抽放 摘 要 本文系统总结评述了近年来煤矿瓦斯治理和抽放理论及其应用的诸多成果和最新进展，指出覆岩采动裂隙的分布形态及其中瓦斯运移规律是今后的研究重点，也是实现煤与瓦斯安全共采的理论基础。基于此，结合相似材料模拟实验和ANSYS数值模拟，分析煤层开采后上覆岩体裂隙产生发展的时空规律和分布形态以及充分卸压范围与特征，验证了采动覆岩中的穿层破断裂隙和层而离层裂隙贯通后，其空间分布形状是一个动态变化的采动裂隙椭抛带，简称椭抛带（PPZ），并进一步研究了其基本特征。应用煤岩瓦斯耦合理论、采动岩体力学以及传质学原理等推导了瓦斯在采动裂隙带中流动的数学模型，并由此初步得到其中瓦斯运移的基本规律，得出椭抛带为卸压瓦斯流动及储集提供了通道和空间，是瓦斯的运移和聚集带，对于合理的布置瓦斯抽放系统提供了理论依据。通过阳泉新景矿的现场应用，分析了抽放来自本煤层、邻近煤岩层及采空区中瓦斯的抽放系统布置，得到将抽放巷道口（或钻孔终点）置于覆岩采动裂隙带，可提高瓦斯抽放率、瓦斯抽放浓度，获得良好的抽放效果。关键词：采动裂隙椭抛带；瓦斯运移规律；煤与瓦斯安全共采1 绪论1.1课题研究的背景到目前为止，瓦斯灾害依然是我国煤矿伤亡、损失最大以及发生最频繁的重大恶性事故，严重威胁着矿井的安全生产，并给煤矿企业带来沉重的经济负担，迫使许多高瓦斯突出矿井长期处于亏损经营状态，有的甚至破产。据统计，原国有重点煤矿576处矿井中，高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井有277处，占48%以上。在1976年我国煤矿瓦斯事故死亡人数比例占20.2%，而到了2000年，煤矿的瓦斯事故死亡人数的比例却上到54%,仅当年全国共发生特大瓦斯事故69起，死亡1326人，分别占当年煤矿特大事故总起数和死亡总人数的92%和94. 4% 。煤层瓦斯还是造成温室效应、破坏臭氧层等大气环境污染之源，其温室效应是同质量二氧化碳的20-60倍，对大气臭氧层的破坏能力是二氧化碳的7倍。尤其是近年来，随着煤炭开采深度的增加，采掘机械化程度的提高，矿井瓦斯排放量也在急剧增大，相应的在排放过程中消耗的人力、财力也迅速增加。据估计，我国每年不经过任何处理直排大气的瓦斯约为7.71010 m3，占世界煤矿瓦斯排放量的32. 5%，造成严重的大气污染。同时，瓦斯又是一种经济的可燃气体，是高热、洁净、方便的能源，具有其它能源无法比拟的无污染、无油污等多种优点。按瓦斯的热值（约为 3. 35 3. 77105 J/m3）计算，1000 m3瓦斯约相当于4 t原煤所产生的热量。另外，瓦斯除用做民用燃料之外，还可作为化土原料生产氨气和化肥等。因此，瓦斯集利与害于一身，是煤矿特有的宝贵资源，应该作为煤矿的第二能源加以积极的开发和利用。国内外大量的实践证明，如能实现煤与瓦斯两种资源的有效、安全共采，不但可以大大地降低矿井瓦斯排放量、有效防治瓦斯灾害，从而保障煤炭的安全回采，而目还可作为清洁能源加以利用，使其变害为宝，减少将其排放于大气所造成的环境污染，并为社会提供更多的就业机会，从而实现矿井安全生产、新能源供应和环境保护三重效应，获得显著的经济和社会效益。我国是世界上煤层瓦斯（煤层气）资源储量巨大的国家之一。据中联煤层气有限责任公司与煤炭科学研究总院西安分院最新一轮的全国煤层气资源预测（2000年），在300-2000 m范围内储藏着3. 1461013 m3的瓦斯资源，约占世界的13%，与我国常规天然气的资源量相当，极具开采利用价值。然而，以往我国大部分煤矿开采中，只将其作为有害气体加以控制和排放。虽然，近年来我国在开采煤层气方而的研究和开发力度有所提高，但与美国勘探利用煤层瓦斯资源（其年产量占天然气总产量的5%，相当于我国天然气的年总产量）相比，我国日产气量超过1000 m3的气井数目不多，且产气量不甚稳定，主要原因是我国煤层瓦斯赋存明显地存在着“两高三低”的特征以及与之相应的瓦斯储运理论和开采技术尚未有重大突破。因此，必须在吸收美国开发煤层瓦斯成功经验的基础上，研究适合我国煤层瓦斯的储运理论和开采技术。1.2煤矿瓦斯抽放机理的国内外研究现状瓦斯在煤层及采动裂隙岩体中的运移和聚积规律，是煤矿瓦斯防治和抽放技术发展的基础，而这项研究涉及渗流力学、岩石力学、采矿及安全工程学等多学科，但关键却在于力学学科的渗流理论。自1947年前苏联学者P. M.克里切夫斯基将渗透理论用于描述煤层内瓦斯运移过程，得出了考虑瓦斯吸附性质的瓦斯渗流规律，为煤岩瓦斯渗流理论的发展奠定了基础，到现在，煤岩瓦斯耦合作用理论已经发展了近60年。目前，在国内外指导煤矿瓦斯防治和抽放瓦斯机理的数学模型主要集中在煤层瓦斯渗流规律、煤层瓦斯扩散理论、煤层瓦斯渗流一扩散规律以及多物理场、多相煤岩瓦斯祸合规律、煤层卸压瓦斯越流理论和采动裂隙带瓦斯运移规律等方而的研究。1.3目前瓦斯抽放理论存在的问题及发展方向从以上的文献综述来看，尽管当前瓦斯在煤岩体中的运移理论从煤层瓦斯渗流规律、煤层瓦斯扩散理论、煤层瓦斯渗流扩散规律、多物理场、多相煤岩瓦斯耦合规律以及煤层卸压瓦斯越流规律到采动裂隙带瓦斯运移规律的研究，在一定的简化假设下，其发展已经形成较严密的理论体系，并在煤矿安全生产中起到了一定的作用。但由于瓦斯在煤岩体中的运移规律是一个非常复杂的过程，受多种因素影响，各种理论有其一定的适用条件，且大部分的研究是集中于煤岩体在应力峰前区的瓦斯运移规律，并未涉及煤矿瓦斯治理和开采的本质。不论是高地应力软煤层，还是煤岩层破坏后或煤岩体在应力峰后区的流体渗流与煤岩体变形的耦合规律，其渗流骨架的固体力学描述还没有完备。因此，今后煤矿瓦斯治理和抽放理论的发展方向应着眼于峰后煤岩体的渗流本构关系，采动岩体中的裂隙分布与演化规律，进而研究瓦斯在其中的运移规律。对于采动裂隙带的瓦斯运移规律，目前只局限于瓦斯的升浮一扩散、瓦斯动力弥散等方而的研究，而并未考虑瓦斯压力对于煤岩体骨架的影响，以及煤岩体变形对于瓦斯压力和瓦斯浓度分布规律影响方而的研究，即并未将瓦斯渗流场、瓦斯浓度场以及煤岩体裂隙场分布特征三者结合起来研究瓦斯在采动裂隙带的运移规律。而大量现场实践证明，采动裂隙带瓦斯的运移规律是相当复杂的，既有瓦斯弥散、瓦斯升浮、瓦斯扩散，也包括瓦斯越流及与煤岩体骨架相互作用的影响，考虑这些因素共同作用下的瓦斯运移规律是今后瓦斯抽放理论的研究重点，也是实现煤与瓦斯安全共采的理论基础。2 采动裂隙带中瓦斯的运移特征从相似模拟实验研究中得出:煤层综放开采后，上覆岩层层面离层裂隙和穿层破断裂隙相互贯通后，形成动态变化的采动裂隙椭抛带分布，其为本煤层或邻近煤岩层中的卸压瓦斯流动和储集提供了通道和空间。而采动裂隙带中瓦斯的运移规律十分复杂，在这一章中，从多场耦合的角度建立采动裂隙带固气耦合数学模型，并由此分析瓦斯在其内的运移聚集特征，从而为在其中进行瓦斯抽放提供理论依据。2.1采动裂隙带抽放瓦斯多场耦合分析2.1.1采动裂隙带中瓦斯对安全生产的危害综放工艺之所以在富含瓦斯特厚煤层的推广应用中遇到困难，在很大程度上是因为综放面的瓦斯超限及由此引起的一系列安全问题。而要解决这些问题，则必须对综放开采所形成的采动裂隙带进行瓦斯抽放，主要原因有以下几个方而：（1）众所周知，采空区内空气的压力一般在1个大气压左右，而邻近层煤层若未进行抽放或未受采动影响，其原始瓦斯压力可能高达十几个大气压甚至几十或近百个大气压，一旦采动裂隙带形成后，其与工作面的裂隙连通，则向工作面的瓦斯涌出是势不可挡，使采动裂隙带充满高浓度瓦斯，成为“瓦斯库”，一旦老顶周期来压，势必造成其内的瓦斯大量涌入回采工作面。（2）为保证工作面安全正常生产，必须向工作面供给足够的新鲜空气，冲淡并排除有害气体和矿尘，创造适宜的气候条件。而在工作面通风过程中，因漏风影响，部分风流就会从采空区冒落带流向回风侧。而采动裂隙带中的瓦斯通过煤岩层的裂隙进入采空区与风流相混合，并在风流作用下向工作面回风侧方向运动。因采空区气体流动的影响，使采空区的瓦斯运移到工作面，从而造成工作面（特别是上隅角）的瓦斯积聚甚至超限。 （3）地面大气压的变化，也会引起采空区的瓦斯涌入综放面，由状态方程可知 .（2-1）采空区温度（T）在昼夜之间的变化不大，而大气压（P）的变化可达几百甚至上千个帕，则导致采空区内气体体积的变化，形成采空区所谓的“呼吸”现象，当为“呼”的过程时，便把采动裂隙带的高浓度瓦斯带入工作面。 综上所述，采动裂隙带瓦斯影响安全生产的主要表现形式为：一是造成回采工作面隅角的瓦斯超限；二是造成工作面回风流中瓦斯超限；第三甚至造成分区总回风巷瓦斯超限。由于工作面的瓦斯浓度过大（甚至瓦斯超限），一是引起工人窒息，二是容易起火，甚至引起瓦斯爆炸，使工人的生命以及矿井的财产受到威胁，从而不能保证正常的煤炭生产。因此，对于采动裂隙带中的瓦斯必须进行抽放，以保证煤矿的安全生产。然而，为尽量的抽出高浓度瓦斯，而又不致于造成工作面的大量漏风，则需要深入研究抽放巷道或抽放钻孔的布置位置（抽放参数）。所以，研究采动裂隙带中瓦斯运移规律，对于工作面安全生产、矿井瓦斯抽放系统的合理布置具有特别重要的意义，木章将对其进行初步的探讨。2.1.2瓦斯在采动裂隙带运移规律 煤层未开采前，原始的煤层、围岩与瓦斯流体组成的系统处于平衡状态。煤层采动后，随工作面的向前推进，采空区覆岩层而离层裂隙和穿层破断裂隙相互贯通后，会形成动态变化的采动裂隙椭抛带分布。由于采场不可避免的存在漏风，以及上、下风巷压差等的驱动，椭抛带孔隙一裂隙介质空间将充满流动气体（瓦斯或瓦斯一空气混合气体）。 当在采动裂隙带中布置瓦斯抽放系统（如抽放巷道或抽放钻孔等）后，其中的高浓度瓦斯可直接从钻孔或巷道中抽出。一方而，在采动裂隙带中，由于遗煤和邻近含瓦斯煤岩层中瓦斯的大量涌出，使混气中的瓦斯浓度分布发生改变，影响到混气的密度及粘度。反过来，气体密度及粘度变化又改变气体的流动速度，从而导致混气中的瓦斯浓度发生改变，也就是瓦斯浓度的分布与混合气体的流动相互影响、相互作用，即渗流场与浓度场的耦合作用。 另一方而，煤岩层下沉、断裂和运动时所形成的采动裂隙以及原有孔隙、裂隙为气体的运移提供了通道和空间，其中的气体流动对煤岩体产生孔隙压力的力学作用，从而改变了气体原来的流动状况和赋存状态。同时，随着开采工作面的推移，采动裂隙带是动态变化的，其中的煤岩体变形，导致空隙度的变化，从而使煤岩体的透气性发生改变，于是气体在孔隙、裂隙的流动状况以及孔隙压力也将受到改变。 综上所述，采动裂隙带中气体运移与煤岩体变形之间存在着复杂的相互作用。它是渗流场、浓度场和变形场之间耦合的一个动态平衡体系，其相互影响作用如图2.1所示。图2-1采动裂隙椭抛带动态平衡体 研究采动裂隙带煤岩与瓦斯的固气耦合规律涉及采动岩体力学、渗流力学、采矿及安全土程学等多学科，是一个复杂的问题，本文基于一定的假设，在受周世宁院士、李树刚、赵阳升、章梦涛、梁冰、刘建军、孙培德等专家教授的研究成果启发并在其基础之上，运用矿山采动岩体力学、弹塑性力学、多孔介质力学、渗流力学以及传质学原理，推导出采动裂隙带固气祸合的数学模型，进而山此初步得出采动裂隙带瓦斯的运移规律。2.2采动裂隙等效岩体的概念2.2.1采动裂隙等效岩体的引入 煤层开采后，上覆岩层所形成的采动裂隙带所包含的煤岩体的力学性能、参数等都已发生重大变化，其裂隙充分发育，渗透率大大提高，连续性从微观角度来讲已不在成立，但由于采动裂隙带岩体的破断结构和堆积方式的随机性，为了方便的描述问题，在本质上不影响其中气体运移规律的前提下，从宏观上来看，仍可将其视为各向同性的连续介质，将裂隙用等效孔隙介质来代替。因此，本章从宏观的角度，引入采动裂隙等效岩体的概念来研究采动裂隙带中气体的运移规律。 采动裂隙等效岩体定义为：将采动裂隙带所包含的范围视为一个整体连续介质，但其空隙率已大大提高，而其力学性能参数与断裂前煤岩体的相比有较大下降，并且不是一个常数，而是随着采动裂隙带的空隙度以及其所承受的上覆岩层的压力而呈动态变化。2.2.2采动裂隙等效岩体的力学参数 对于由采动断裂后煤岩块所组成整体的力学参数，由于目前研究的还不是很充分，本文主要是参考前苏联学者C.H.科米萨罗夫的观点来确定其力学参数。（1）弹性模量（E） （2-2）式中：P采动裂隙带所承受的应力，Pa；K系数；k采动裂隙带中煤岩体的碎胀系数；n采动裂隙带的空隙度； r垮落带碎胀体未完全压实量占开采层百分比的波动值。其中，系数K可按下式计算： （2-3）式中：煤岩体泊松比。（2）抗拉强度：因岩层已断裂，将其抗拉强度视为零。（3）泊松比：可视为采动裂隙带所包含的煤岩体泊松比的平均值。2.3基本假设2.3.1采动裂隙带中煤岩一空隙的基本假设（1）采动裂隙带视为多孔介质，即由基质煤岩块（含孔隙和微裂隙）以及因采动而形成的次生裂隙。（2）采动裂隙带内的导气介质由采动裂隙以及基质煤岩块中的微裂隙组成。（3）采动裂隙带体积变形（av）山两部分组成:采动裂隙带中煤岩块骨架变形（as）、孔隙、裂隙的变形（ap），即： （2-4）假设（1-n）as aP，则av=nap。即采动裂隙带体积变形主要是由其中的孔隙变形和裂缝变形所引起。（4）采动裂隙带中基质煤岩块发生的是小应变及小位移，对于有效应力来说其处于弹性变形状态。2.3.2气体的基本假设 （1）气体充满于整个采动裂隙带的空隙（包括原始空隙和采动空隙）。 （2）瓦斯与采动裂隙带的空气混合后，小发生化学变化。 （3）含瓦斯煤岩块体中的瓦斯的解析认为是在瞬间完成的，忽略其解析时间。 （4）气体为理想气体，运移为等温运移，气体可压缩。 （5）气体在采动裂隙带中的流动，可以视为在多孔介质内的渗流，研究多孔介质渗流的基木出发点是经典的Darcy定律。但随着比流量的增大，Darcy定律便不成立。就实际情况而论，只要根据平均粒径计算的雷诺数不超过110之间的某个值，Darcy定律仍是实用的。通过实验可以看出在靠近采煤工作面的采空区一个很小的范围内，漏风风速较大，而其它区域则类似于小雷诺数的渗流。因此，可以认为:采动裂隙带中气体的渗流规律在孔隙压力变化的微段内可视为线性，遵从达西定律（Darcys law ）, 而在整个区段上则服从非线性渗流规律。渗透系数K目前有很多理论计算公式，然而在实际应用中特别是当考虑变形时，只能通过宏观试验的方法确定，本文采用赵阳升等人的研究成果其认为渗透系数是作用在煤岩基质块上的体积应力（）与孔隙压力（p）的函数，即： （2-6）式中:ao、bo、实验常数；aBiot有效应力系数，a=a1+a2+a3p+a4p。采动裂隙带变形场与渗流场耦合模型的建立，实际上就是根据上述假设，用数学方法推导出描述气体运移规律的基本偏微分方程组，以及煤岩体变形规律的基本偏微分方程组，并给出定解条件。2.4 采动裂隙带煤岩体变形场方程组（1）平衡方程采动裂隙带形成后，煤岩基质单元块受力处于平衡状态，于是得到应力平衡方程为： （2-7）式中：ij总应力张量； fi体积力张量。根据有效应力原理，总应力可用有效应力表示为： . （2-8）式中：ij有效应力张量； ijKroneker记号。将式（2-8）代入式（2-7中，即可得到用有效应力表示的应力平衡方程： （2-9） （2）几何方程 前而已假设采动裂隙带煤岩体发生的变形是小变形，因此可根据其变形的连续性得到它的几何方程，即： （2-10） 式中：ij应变张量；uji单元体位移。 （3）本构方程 在孔隙瓦斯以及采动应力共同作用下，采动裂隙带中煤岩基块的变形处于弹性状态，所以，煤岩基块的变形本构关系采用广义虎克定律，即： （2-11）将式（2- 11）代入（2- 9）中得 （2-12）再将式（2-10）代入（2-12）中，并整理可得， （2-13）令拉梅常数代入式（2-13）中得到用位移表达的应力平衡方程，即采动裂隙带煤岩体变形场方程：（2-14）2.5采动裂隙带气体渗流一扩散场方程2.5.1采动裂隙带气体的渗流场方程（1）混气非线性渗流的质量守恒方程在采动裂隙带中取一个微小单元体，即控制体。其具有的特征为，尽管流体在裂隙介质空间内不断流动着，小断改变着它的位置，但小控制体是固定在空间上的一个确定体积，任其中的流体怎样流经这个控制体，但它的体积、形状和位置保持不变。也就是说，单元体的选取，一方面要足够大，使其含有相当多的煤岩块体和孔隙，以便得到一些与孔隙介质有关的、稳定的、有意义，的物理量:另一方面，这个单元体又要取得足够小，使其与整个采动裂隙带相比可以近似为一个点，从而使整个采动裂隙带看成是由孔隙介质质点所组成的多孔连续介质。单元体中心点的坐标为（x, y, z），其长、宽、高分别为x ,y ,z:，各个侧面分别与x,y,z轴平行在裂隙系统中，混合气体从前侧流出，后侧流入；左侧流入，右侧流出；下侧流入，上侧流出（如图2.2所示）。混合气体的渗流速度为q（x,y,z）密度为p（x,y,z），单元体内的孔隙度为n。假设控制体内有汇，强度为W。现在计算六面体内流体质量的变化，首先计算通过六面体表而的流体质量。图2-2 微元控制体在t时间内，气体沿x方向流入和流出控制体的质量流量的差值为：（2-15）在t时间内，气体沿y方向流入和流出控制体的质量流量的差值为：（2-16）在t时间内，气体沿z方向流入和流出控制体的质量流量的差值为： （2-17）于是经过t时间，气体流入和流出控制体的质量差为：（2-18）孔隙介质和气体都可压缩，经过时间t后，进而引起控制体内流体质量发生变化。据此，t气体密度和孔隙度n都将发生变化，t时间内，控制体内流体质量改变量为：（2-19）另外，因假设控制体内有强度为W的汇，则单位时间内流入的流体质量为：（2-20）根据质量守恒定律，多流出控制体的流体质量应等于控制体内流体质量的减小，即：（2-21）将式（2-18）（2-20）代入式（2-21）中，可得出渗流速度表示的连续方程：（2-22）（2-23）式中：瓦斯的密度； W单位时间、单位体积内煤体解吸出的瓦斯体积量。（2）混气非线性渗流的推广达西渗流定律采动裂隙带充满冒落的煤岩块体及断裂的煤岩块体，根据多孔介质特点，其完全可看作是多孔介质流场。由于采动裂隙带各处冒落、断裂的煤岩块体的大小、形状和孔隙度等带有随机性，又极小均匀。因此，其原始渗透系数也是极小均匀的。也就是说，在一般情况下，渗透系数是一个关于渗流场的分布张量函数K，忽略气体在低压时的滑流效应，气体在采动裂隙带内的流动近似满足线性的Darcy定律，在直角坐标系下，Darcy定律的三维一般形式，利用Einstein求和约定下的张量记法可表示为：（2-24）式中：q渗流速度，q=（q1,q2,q3T；采动裂隙带的气压函数；Kij渗透系数张量。一般情况下，考虑重力的影响，可取为： （2-25）式中： P孔隙压力；气体密度。将式（2-25）代入式（2-24）可得：（2-26）将式（2-26）代入式（2-23）就得到了采动裂隙带中混气的渗流方程：（2-27）2. 5. 2采动裂隙带气体的扩散场方程（1）瓦斯扩散的菲克定律对于由瓦斯和空气组成的双组分流体，瓦斯的速度qg与混气的平均速度q的差为q-qg，称瓦斯在空气中的质量扩散速度。单位时间单位而积瓦斯的扩散质量为：（2-28）式中：Jg瓦斯的质量扩散通量； g瓦斯的密度。瓦斯的质量扩散通量遵从著名的菲克定律（Ficks law）已描述了多种组分流体中，一种组分流体相对于平均运移的分子扩散基木规律。对于瓦斯和空气所组成的二元体系，瓦斯扩散的菲克定律可写成（2-29）式中：Dg瓦斯的扩散系数。（2）瓦斯扩散的质量守恒方程取如图2-2所示的控制体，在时间微元t内，流经微元体而剩留在微元体内瓦斯的质量由两部分组成：一是按平均流速随着流体体系的运移，称为对流；二是由浓度梯度引起的相对于平均运移的分子扩散和机械弥散。山对流所引起 设在x、y、z轴方向上的平均速度分量分别为vx、vy、vz，沿x轴方向通过匆yz面由于对流在t时间内在微元体内的剩余量为：（2-30）同理，沿y轴方向通过xz面由于对流在t时间内在微元体内的剩余量为：（2-31）沿z轴方向通过xy面由于对流在t时间内在微元体内的剩余量为：（2-32）于是经过t时间，气体由于对流在微元体内的剩余量为：（2-33）由分子扩散和机械弥散作用所引起沿x轴方向通过微元体yz面在微元体内的剩余量为：（2-34）沿y轴方向通过微元体xz面在微元体内的剩余量为：（2-35）沿z轴方向通过微元体xy而在微元体内的剩余量为：（2-36）经过t时间，气体由于分子扩散和机械弥散作用在微元体内的剩余量为：（2-37）在t时间内，微六而体中瓦斯浓度变化量为：（2-38） 由分子扩散、机械弥散以及对流共同作用，在微元体内引起瓦斯的变化总量为M1 + M1/，根据质量守恒原理，井考虑存在源汇项W，则有：（2-39）将式（2-33）、（2-37）和（2-38）代入式（2-39）中，可得（2-40）再将式（2-29）代入式（2-40）中，可得到瓦斯的扩散方程：（2-41）气体流动的平均流速v与渗流速度q的关系为：（2-42）将式（2-42）代入式（2-41）中，就得到用渗流速度表示的瓦斯扩散场方程：（2-43）2.6瓦斯在采动裂隙带的运移聚集特征 （1）来自本煤层或邻近层的瓦斯，其涌出的不均衡性和综放支架上方煤岩体的局部聚集，会在浮力作用下沿采动裂隙带裂隙通道上升，上升中不断掺入周围气体（包括漏风及少量围岩体涌出瓦斯）使混气与环境气体的密度差逐渐减小，直到密度差为零，混合气体便会聚集在裂隙带上部的离层裂隙内。由于气体密度在垂直方向的不均匀性及瓦斯密度较空气密度低，造成采动裂隙区瓦斯由低密度区上浮到高密度区，从而使其上部瓦斯浓度（或密度）高于下部瓦斯浓度（或密度）。 （2）工作面到一个周期来压范围内，煤岩体碎胀系数大（空隙度大），尽管瓦斯解析能力大大增强，但由于采场漏风量较大，风流对瓦斯的稀释、运移作用程度很大，瓦斯浓度相对较低；对应于一个周期来压与压实区边界处，煤岩体碎胀系数变小，采场漏风量减少，而此范围内的瓦斯解析量仍然很大，因此其中瓦斯浓度较高;距综放而稍远处（位于压实区，即内椭抛面），煤岩体碎胀系数变小，漏风流逐渐减少至消失，因其位于压实区，瓦斯解析能力下降，瓦斯浓度较前一范围有所下降，并在分子扩散作用下趋于均匀。在切眼附一近，煤岩体的碎胀系数及空隙度仍较大，但山于远离工作面，漏风量小，对瓦斯的扩散运移作用减弱，形成瓦斯积聚的条件，瓦斯浓度有上升趋势。 （3）由于工作面近处漏风量较大，采空区内瓦斯在漏风流的作用下（上、下风巷压差的驱动）向回风侧运移，从而使综放面附近，由进风侧起瓦斯浓度逐渐增加;而远离工作面，漏风量大大降低，但由于上、下风巷附一近较压实区煤岩体空隙度大，使上、下风巷附近瓦斯浓度大于压实区浓度，形成两端高凸、中间低凹、形状如马鞍的分布曲线。 （4）每当顶板周期来压或某种其已原因使采空区空间体积突然缩小时，由于空隙度的降低，大量瓦斯便会从采动裂隙带急剧涌出，表现为采场瓦斯的大量涌出，此时若有火源便会很容易发生瓦斯爆炸。因此，顶板周期来压时，应是采场瓦斯管理的重要时期。 这样，从理论上解释了采动裂隙带是瓦斯涌出较活跃区域，其是瓦斯的运移聚集带，为在其内布置钻孔抽放、巷道排（抽）放等治理瓦斯技术提供了科学依据。3采动裂隙带中瓦斯运移规律的现场应用分析由前而的分析可知，煤层开采后，上覆岩层产生变形和移动而形成垮落带、规则移动带和弯曲下沉带，在垮落与规则移动带内，受卸压松动影响会产生许多破断裂隙和离层裂隙并相互贯通。山于关键层中砌体梁结构的变形和失稳的周期性发展过程，关键层及其周围薄弱岩层在采空区中部的离层裂隙趋于压实。从而在采空区上部形成层而展布为椭圆形圈的导气断裂带，空间上看即形成为采动裂隙椭抛带分布。裂隙带内煤岩层垮落移动，支承压力减弱，瓦斯储层压力降低，煤体膨胀，表而积增大，渗透性能大大增加，本煤层和邻近层（或围岩）瓦斯得以解析运移，由前而的理论可知，在椭抛带上部离层裂隙发育区漂浮聚集了大量瓦斯，在其周边（即层而上表现的椭圆形圈）破断裂隙发育区内则有大量游离瓦斯运移，其是瓦斯流动和储集的通道和空间。 因此，根据采动裂隙椭抛带形成的特点及其中瓦斯运移聚集特征，覆岩卸压瓦斯抽放系统布置的原则是应将瓦斯抽放钻孔（巷道）的最终位置确定在椭抛带内，这样有利于卸压瓦斯流动到抽放钻孔（巷道）处，保证抽放系统抽放时间长、抽放范围大、瓦斯抽放率高。作为本文结论的应用效果以阳泉煤业集团新元矿业有限责任公司综放面为背景来验证。3.1概况新元矿为高瓦斯矿井,瓦斯抽放始终是治理瓦斯的一项重要措施。近一段时期以来，在邻近层开采时,该矿根据相邻煤层层间距较近，顶板发育、冒落性好的特点，采用对邻近层采空区瓦斯抽放方法,解决了高瓦斯煤层开采区受邻近层瓦斯影响大的问题。经过实践证明，取得了较好的经济效益和安全效益。根据煤炭科学研究总院抚顺分院2003年11月编制阳泉煤业（集团）有限责任公司新元煤矿矿井瓦斯危险程度预测及工作面瓦斯治理措施中，首采工作面瓦斯涌出量预测结果详见表3-1。表3-1 首采工作面瓦斯涌出量预测结果预测方法开采位置瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计m3/tm3/minm3/tm3/minm3/tm3/min分源法上段3.0234.862.5317.577.5552.43中段7.6152.853.6823.5611.2978.40下段10.2170.903.3036.8113.51107.71从表5-1中可以看出，本井田首采3号煤层的相对瓦斯涌出量大于 10 m/t，根据煤矿安全规程划分标准，属高瓦斯矿井。从瓦斯分布情况看，向斜轴部瓦斯含量高于其它区域，太原组煤系地层高于山西组煤系地层，煤层埋藏较深的区域瓦斯含量高于埋藏较浅的区域。3.2 瓦斯抽放系统依据矿井瓦斯涌出量预测结果，首采工作面最大瓦斯涌出量为107.71 m/min。根据规程第一百四十五条，“矿井的绝对瓦斯涌出量大于或等于40 m/min时，必须建立抽放瓦斯系统”。因此，本矿井应设立抽放瓦斯系统。3.2.1 瓦斯抽放（一）矿井瓦斯来源分析1矿井瓦斯来源及涌出构成矿井瓦斯主要来源于回采、掘进工作面涌出的瓦斯，部分来源于采空区涌出的瓦斯。根据预测，回采工作面的瓦斯涌出约占矿井瓦斯涌出的61.5%，掘进工作面的瓦斯涌出约占矿井瓦斯涌出的26.2%，采空区瓦斯涌出约占矿井瓦斯涌出的12.3%。2回采工作面瓦斯来源及涌出构成回采工作面瓦斯主要来源于开采层、邻近层和围岩瓦斯涌出。根据阳煤集团生产经验，开采层的瓦斯涌出约占工作面瓦斯涌出的54%，邻近层和围岩的瓦斯涌出（二）瓦斯抽放系统方案由于本矿井为新建井，同时瓦斯储量丰富，为保证矿井的安全生产，同时便于管理，设计推荐设地面永久抽放瓦斯系统。结合矿井煤层赋存条件、瓦斯涌出来源构成和我国煤矿（特别是阳泉矿区）井下邻近层和开采层瓦斯抽放的成功经验与实践，对矿井达产时回采工作面瓦斯抽放方式采用如下方案。为了保证两个面达产，同时尽量多抽瓦斯，建议的总体抽放方式为：采用穿层钻孔和采空区预埋管的综合方式抽放邻近层瓦斯；采用交叉钻孔强化预抽3号煤层瓦斯，并利用工作面前方采动卸压圈内的交叉钻孔，边采边抽开采层瓦斯。开采层瓦斯抽放方案从阳泉矿区煤层预抽实践看，3号煤层属于较难抽煤层，由此可以推测，井田3号煤层的透气性不太可能明显好于阳泉矿区现有各生产矿，采用常规钻孔布置方式，其抽放率难以超过10%。基于此，采用交叉钻孔方式高效强化预抽3号煤层瓦斯，据煤科总院抚顺分院在焦作、平顶山这些低透气性煤田的试验，抽放率能比常规孔方式提高5080%。可在回采前提前在回采面进、回风巷沿3号煤层向工作面内打长距离钻孔，预抽煤层瓦斯，在具有相当预抽时间的条件下，利用钻孔预抽未卸压的3号煤层瓦斯的优点是：（1）依靠降低煤体中的瓦斯含量，来减少回采工作面的总瓦斯涌出；（2）降低了煤体应力，可防止回采工作面的瓦斯动力现象；（3）可利用抽放钻孔进行煤层注水，起到降尘和防火的作用。预抽效果的好坏主要取决于煤层的透气性、布孔方式、预抽时间长短，由于3号煤层透气性一般较差且煤质松软，首先可通过采取打交叉钻孔（根据测定结果确定钻孔间距：平行孔为8 m，斜向孔与平行孔相同，其平行孔与斜向孔行间距0.5 m，倾角与煤层倾角相同。孔向：平行孔大至平行回采工作面，斜向孔与平行孔呈15夹角，倾角较平行孔大1.52，平行孔开孔位置距底板0.81.2 m。钻孔深度：上向孔120 m，下向孔80 m。或者开展大直径钻孔及深孔松动爆破等工艺技术研究，增大抽出量。采用聚氨酯快速封孔方法，为争得较长的预抽时间，在回采面形成后即进行钻孔施工，并及时封孔联网抽放。用两个回采工作面实现矿井生产能力，本煤层瓦斯抽放率要达到55%。2） 邻近层瓦斯抽放方案（顶板高抽巷边采边抽）工作面在回采时可沿顶板邻近层的1号煤层布置高抽巷进行边采边抽，借以提高瓦斯抽放效果。在工作面回采期间，因采空区顶板冒落邻近层煤体破坏而卸压，顶板围岩体遭破坏而产生裂隙，使之与采空区沟通，瓦斯抽出量会有明显增加。根据该矿井工作面的具体条件，建议在回采工作面上方顶板邻近层1号煤层沿走向方向做小断面巷道（断面积6.16 m2，宽2.8 m，墙高1.1 m，半圆拱半径1.4 m，锚喷支护）,其中高抽巷布置在距3号煤层顶板16 m位置的岩层内、工作面上隅角裂隙带内，平面位置平行布置在靠近回风巷侧，中心距14 m。根据瓦斯涌出预测最大时107.71 m3/min的结果，考虑该巷道施工通风实际现状，主要是施工高抽巷时因距离远、断面小，在通风上存在一定的困难，建议可在施工高抽巷时分两段施工，每段巷长1000 m左右，在沿工作面走向长度1000 m时做一上山。建议长度少于工作面走向长度150 m，在巷道到达预定位置后，采取向工作面采空区上方的裂隙带内打水平长钻孔进行抽放。钻孔深度应不小于150 m，钻孔直径应不小于91 mm，钻孔数量34个。若条件许可，最好采用千米钻机或西安产型钻机施工该钻孔，钻孔深度可达300 m以上，这样可减少高抽巷的施工。以处理上隅角和采空区瓦斯,减少工作面上隅角瓦斯超限的问题。抽放率按65%考虑。3）高位钻孔抽放：主要解决上隅角瓦斯超限问题4）瓦斯抽放量预计：（1）顶板高抽巷边采边抽：主要抽放邻近层及采空区的瓦斯。邻近层瓦斯涌出量36.08 m3/min，采空区瓦斯涌出量7.16 m3/min，共计43.24 m3/min。本煤层瓦斯有15%进入采空区，即邻近层、采空区瓦斯涌出量增加9.67 m3/min。考虑本煤层瓦斯进入采空区后，邻近层、采空区瓦斯涌出量52.91 m3/min。预计抽放率65%，抽放量34.39 m3/min，剩余瓦斯量18.52 m3/min。（2）钻孔预抽及边采边抽：主要抽放本煤层，抽放率55%。本煤层的瓦斯涌出量64.46（1-15%）=54.79 m3/min，抽放量30.13 m3/min，剩余瓦斯量24.66 m3/min。（3）高位钻孔抽放：主要解决上隅角瓦斯超限问题。2）采空区瓦斯抽放对采空区采用采空区预埋管的方式抽放采空区瓦斯。3）邻近层瓦斯抽放结合矿井邻近层赋存条件和回采工作面巷道布置特征，采用穿层钻孔抽放邻近层和围岩瓦斯。3 抽放巷道选择矿井不设专用抽放巷道，利用已掘的进风巷或回风巷兼作抽放巷。4钻场、钻孔参数确定1）钻场布置本煤层抽放不设钻场，邻近层钻场间距5080 m，钻场宽4 m，深5 m，高3.5 m，采用锚杆挂网锚喷支护。2）钻孔布置采空区预埋管管间距为50100 m。建议将来根据瓦斯情况，在回采面使用定向长钻孔和分支孔技术，目标孔深将达到500 m以上。这些钻孔将根据实际需要进行定向和改造，在不同系列钻孔组之间实现产气激励，提高抽放效果。 5封孔方式、材料及工艺本煤层预抽钻孔采用人工封孔，封孔材料为聚胺脂，封孔深度56 m。6设备选型及主要检测仪表1）钻机TUX75钻机2台2）主要检测仪表主要检测仪表包括： a）孔板流量计，b）皮托管，c）抽放管道参数检测仪,d）0100%光干涉瓦检仪，e）空盒气压计；f）U型压差计和倾斜压差计。设有抽放瓦斯监测系统，实现自动监测调控。3.2.2矿井年抽放量及抽放年限（一）矿井瓦斯储量及可抽放量1瓦斯储量计算范围瓦斯储量计算范围：除井田范围内各可采煤层参与瓦斯储量计算外，还应包括受开采采动影响的向矿井涌出瓦斯的不可采煤层和围岩的瓦斯。2瓦斯储量及可抽量1）瓦斯储量瓦斯储量按下式计算：Wc（K1K2）AiXi （3-1）式中 Wc矿井瓦斯储量，万m3； K1围岩瓦斯储量系数,取1.1； K2不可采邻近层瓦斯储量系数，取1.1； 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。经计算井田范围内可采煤层瓦斯储量2382780.6万m。2）瓦斯可抽量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为：W抽WcK可 （3-2）式中 W抽可抽瓦斯量，m3； K可可抽系数， K可K1K2Kg； K1煤层瓦斯排放系数， K1K3（X-Xk）/X； K3瓦斯涌出程度系数； X煤层原始瓦斯含量，m3/t； Xc运到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；XC= Xk（100- Mad- Ad）/100（1+0.31 Mad）Xk折合成可燃物的残余瓦斯含量，m3/t，根据煤的挥发分查表选取； Mad煤中水分，%； Ad煤中灰分，%； K2负压抽放时抽放作用系数，K21.2； Kg矿井抽放率，%。本矿井瓦斯涌出主要来自于开采层和邻近层，所以取K30.8；3号煤层的残余瓦斯含量经查表为4.0 m3/t。由于新元矿井煤层埋藏较深，黄土覆盖较厚，煤层透气性较差。但在矿井浅部瓦斯含量相对较低，有些地点可能不具备抽放条件。所以综合分析取矿井抽放率Kg=0.25，则瓦斯可抽量为595693.2万m3。（二）瓦斯涌出量计算1煤层瓦斯主要参数1）瓦斯压力根据地质报告3号煤层瓦斯压力为：4号钻孔1.73MPa，21号钻孔为2.21Mpa、22号钻孔2.61MPa，24号钻孔为1.96MPa。2） 煤层瓦斯含量根据抚顺分院对3号煤层瓦斯含量分布预测结果，3号煤层瓦斯含量为522.75 m3/t。3）煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数、瓦斯吸附常数和煤的孔隙率地质报告未提供，建议揭露煤层后尽快测定。2瓦斯涌出量计算本井田是一个待开发的矿区，为了保证预测结果的准确性与可靠性，因此，选用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量。分源预测法的主要技术途径是：以煤层瓦斯含量、开采技术条件、配采关系为基础，根据矿井瓦斯涌出源回采瓦斯（包括围岩和邻近层）、掘进瓦斯、采空区瓦斯涌出规律，对矿井内各回采工作面、掘进工作面瓦斯涌出量进行预测，进而达到预测采区和矿井瓦斯涌出量的目的。分源预测法主要计算公式采用矿井瓦斯涌出量预测规范中的有关公式及针对本井田的相关预测参数选取如下：1） 回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出由二部分组成：开采层（包括围岩）瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出。（1） 开采层瓦斯涌出量开采层瓦斯涌出量采用下式计算：q=KKKm/M （X-XC）（100-Wf-Ad）/100 （3-3）式中： K围岩瓦斯涌出系数，取K=1.3；K工作面丢煤瓦斯涌出系数，K=1.053；K准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出系数，K=（L-2h）/L 其中：L回采工作面长度L=200m；h巷道预排等值宽度，m；3号煤为贫煤贫瘦煤取h=10m；K=（200-210）/200=0.9m煤层厚度，m；m=2.5m；M煤层开采厚度，m；M=2.5m；X煤层原始瓦斯含量，m/t；XC煤的残存瓦斯含量，m/t。（2） 邻近层瓦斯涌出量根据煤炭科学研究总院抚顺分院一九九九年十二月编制的阳泉矿区韩庄矿井瓦斯涌出量预测报告中关于邻近层瓦斯涌出量分析，矿井邻近层瓦斯涌出量占邻近层与开采层瓦斯涌出量之和的46%。因此邻近层瓦斯涌出量=开采层瓦斯涌出量（1-46%）46%。（3） 回采工作面瓦斯涌出量q回=q开+q邻 （3-4）2） 掘进工作面瓦斯涌出量（1） 掘进巷道煤壁瓦斯涌出量q壁=nlVq2（L/V）0.5-1式中： n煤壁暴露个数，双孔送巷，n=4；l巷道断面煤壁计算当量长，l=2.5m；V巷道掘进速度，m/min，V=0.02m/minL巷道长度，m，L=2500m；q煤壁瓦斯涌出初速度，m/min；q=0.026（0.0004Vdaf+0.16）X （3-5）其中： Vdaf原煤挥发份含量，Vdaf=11.24%X煤层原始瓦斯含量，m/t。（2） 掘进落煤的瓦斯涌出量q=SV（X-Xc） （3-6）式中： S掘进巷道断面积，m，S=15m；煤的容重，=1.4t/m。（3） 掘进工作面瓦斯涌出量q掘=q壁+q落3） 采区瓦斯涌出量 .（3-7）式中： q采区采区瓦斯涌出量，m3/t；K采空区瓦斯涌出系数，取K=1.3；Ai第i个回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；A0采区平均日产量，t/d。（2） 矿井瓦斯涌出量 （3-8） 式中： q矿井矿井瓦斯涌出量，m/t；K矿井内已采采区瓦斯涌出系数，K=1.2。矿井一期工程投产时，抽放前采煤工作面瓦涌出量、掘进工作面瓦斯涌出量、采区瓦斯涌出量和矿井瓦斯涌出量见表3-1。（三）抽放瓦斯的必要性和可能性1抽放瓦斯的必要性1）回采工作面抽放瓦斯必要性分析根据预测，回采工作面的瓦斯涌出量达38.966.6 m3/min，远大于5 m3/min，且采用通风方法，难以将风流中的瓦斯含量稀释到1%以下，所以必须进行抽放。2）掘进工作面抽放瓦斯必要性分析根据预测，掘进工作面瓦斯涌出量将达7.7910.19 m3/min，远大于3 m3/min，且采用局扇通风，难以能将瓦斯稀释到1%以下，所以完全有必要进行瓦斯抽放。2. 抽放瓦斯的可能性根据阳煤集团的生产经验，3号煤层基本属于可以抽放类型且邻近层抽放效果特别明显。综合分析认为，预抽瓦斯完全可行。3抽放瓦斯效果预计1）瓦斯预抽率预抽率的确定目前在我国大致有三种方法：根据百米钻孔瓦斯流量衰减变化规律进行计算；在抽放过程中进行实际考察测定；参照其他矿井的抽放情况确定。由于瓦斯参数不全，并受现场实际条件和时间的限制，只能参照其他矿井的抽放情况确定。设计暂参照阳煤集团其他抽放矿井的抽放情况确定本煤层瓦斯预抽率为15%，邻近层瓦斯预抽率为60%，建议今后在实际抽放过程中，对抽放半径和预抽率进行实际考察测定。2）工作面瓦斯抽放量（1）回采工作面开采层瓦斯抽放量预计开采层瓦斯抽放采用预抽和边采边抽两种方式配合抽放，预抽钻孔布置采用能较显著提高抽放效果的交叉钻孔布置方式。此时，开采层瓦斯抽放量由下式计算：q开抽=q开开 （3-9）式中： q开抽开采层瓦斯抽放量，m/t；q开开采层瓦斯涌出量，m/t；开开采层瓦斯抽放率，根据阳泉矿区生产井3号煤层预抽实践，同时考虑交叉钻孔预抽和边采边抽可提高瓦斯抽放效率，取开=15%。（2）邻近层瓦斯抽放量预计据阳煤集团的经验，邻近层瓦斯抽放考虑采用穿层钻孔和采空区预埋管相结合的抽放方式，其瓦斯抽放量按下式计算：q邻抽= q邻邻 （3-10）式中： q邻抽邻近层瓦斯抽放量，m3/t；q邻邻近层瓦斯涌出量，m3/t；邻邻近层瓦斯综合抽放率，根据阳泉矿区的抽放实践，邻取60%。回采工作面瓦斯抽放量根据井田瓦斯平均含量按下式计算：Q工= q开+ q邻=3.65 m3/t=19.6 m3/min，取20 m3/min。2）矿井瓦斯抽放量按目前矿井生产安排，2个综采工作面生产，考虑两个备用工作面提前抽放。则矿井瓦斯抽放量为：Q=20.04=80 m3/min3.2.3 抽放管路系统及抽放设备选型（一）抽放管路系统1、抽放管路系统的选择1）抽放管路系统的选择原则A、抽放管路尽可能沿回风巷布置；B、抽放管路系统在满足抽放需要的情况下尽可能减少管路长度C、便于安装和使用管理。2）抽放管路系统的选择抽放管路系统布置如下：抽放站中央回风立井井下总回风巷采区回风巷抽放面（预抽）抽放巷回采面平巷。2、抽放管道管径、材质、规格1）瓦斯管径计算根据瓦斯抽放服务的范围和所负担的抽放量的大小，其管径按下式计算： D=0.1457（Q混/V）1/2 （3-11）式中 D瓦斯管内径，m； V管道中混合瓦斯的经济流速，m/s，一般取V=515 m/s；Q混管内混合瓦斯流量，m3/min。抽放瓦斯管径计算结果见表3-2。表3-2 抽放管径计算表管 路名 称瓦斯流 量（m3/min）瓦斯浓度（%）混合瓦斯流量（m3/min）气体流速（m/s）管 道 内径（m）备 注主管8060133.33120.483地面和井下主管干管1406066.67100.376西采区大巷干管干管2406066.67100.376轨道下山干管支管1206533.3380.286西采区平巷支管2206533.3370.305东采区平巷2）抽放管材的选择和管径确定地面抽放主管选用螺旋焊接钢管D52010，井下抽放主、干管选择煤矿用聚乙烯抽放瓦斯管，西采区大巷干管和轨道下山干管直径均为D400，支管选择无缝钢管D3259 mm。3、瓦斯管的连接方式、主管趟数考虑到井下大巷断面较小以及安装时对生产会有一定的影响，所以地面和井下抽放主干管采用一次敷设完成，敷设一趟主管。4、抽放管路阻力计算1）直管阻力损失计算直管阻力损失按下式计算H=（Q2L）/kD5 （3-12）抽放管路阻力损失计算按抽放系统服务年限内最长的一条抽放管路进行计算，根据新元矿井初步设计的矿井开拓布置图，到西采区边界的瓦斯管路最长，所以按从地面到井下西采区的抽放管路长度计算直管阻力损失，抽放系统的直管阻力损失H直总=15913 Pa。2）局部阻力损失计算管路局部阻力损失按直管阻力损失的10%计算，则抽放系统的局部阻力损失为1591 Pa。3）总阻力损失计算H直总=17504 Pa。5、管路敷设及附属装置地面管路采用埋地敷设，连接方式为焊接连接；井筒管路采用法兰连接，井下管路采用吊挂敷设，连接方式为法兰连接。为了便于管路系统负压的调节，掌握各抽放地点瓦斯抽出量、瓦斯浓度的变化情况以及保证管网