平煤五矿己四采区瓦斯抽放设计

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河南理工大学本科毕业设计平煤五矿己四采区瓦斯抽放设计摘要：对突出矿井而言，煤矿生产过程中的最大安全隐患是瓦斯事故。由于瓦斯事故的危害极大，消除瓦斯事故隐患需要花费较多的时间和费用，而瓦斯灾害事故的威胁也极大限制了煤矿生产规模，生产效率和经济效率的提高。瓦斯灾害的有效控制是保证我国煤炭工业可持续发展的一个关键性问题。平煤五矿己四采区煤层瓦斯抽放设计采用上下顺槽打顺层平行钻孔预抽、高位钻孔抽放和采空区埋管抽放、上隅角抽放相结合的瓦斯抽放方法，它能确保采掘工作在低瓦斯含量条件下采掘，给采掘工作创造安全环境。根据平煤五矿己四采区的各项资料研究瓦斯抽放设计的合理组合方式，工艺参数，抽放效果评价技术等是非常有必要的，能够为矿井瓦斯抽放的科学管理，生产计划的科学编制以及计划的严格实施提供必要的科学依据，也是确保安全生产，提高工作效率和生产效益的有效手段。关键词：瓦斯抽放；平行钻孔；高位钻孔53

1河南理工大学本科毕业设计MinmetalshadfourminingareaPingdingshanGasDrainageDesignAbstract：Ofthegasmine,thecoalproductionprocessisthebiggestsecurityriskofgasaccidents.Greatharmbecausegasaccidentsandeliminatehiddenperilsofgastakesmoretimeandcost,andthethreatofgasdisastershavealsogreatlylimitsthescaleofcoalproduction,productivityandeconomicefficiency.EffectivecontrolofgasdisasteristoensuresustainabledevelopmentofChina'scoalindustryisakeyissue.PingmeiMinmetalshadfourminingareaingastankdesignusesaplayupanddownalongthebeddingparalleltononpallelboring,andhighlevelboreholeingobdrainagepipe,drainageintheuppercornerofacombinationofgasdrainagemethod,hecanensurethattheexcavationworkundertheconditionsoflowgascontentofthework,tocreateasafeworkingenvironmentformining,pumpinggascostsarerelativelylow.AccordingtoMinmetalshadfourminingareasPingmeialltheinformationoftherationaldesignofcombinationofgasdrainage,processparameters,suchasdrainageeffectevaluationtechnologyisnecessary,beabletominegasdrainageandscientificmanagement,productionplanningthescientificestablishmentandstrictimplementationofplanstoprovidethenecessaryscientificbasis,butalsoensuresafetyinproduction,improveefficiencyandeffectivemeansofproductionefficiency.Keywords：gasdrainage；nonpallelboring；highlevelborehole53

2河南理工大学本科毕业设计目录1绪论11.1概述11.2设计的指导思想21.3抽采效果预计22矿井概况32.1井田概况32.2井田地质特征53矿井瓦斯赋存173.1煤层瓦斯基本参数173.2采区瓦斯储量174瓦斯抽放的必要性和可行性论证214.1瓦斯抽放的必要性214.2瓦斯抽放的可行性275抽放方法285.1规定285.2采区瓦斯来源分析285.3抽放方法选择295.4钻孔及钻场布置及封孔方法306瓦斯抽放管路系统及设备选型356.1抽放管路选型及阻力计算356.2瓦斯抽放泵选型436.3辅助设备497安全技术措施507.1抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施5053

3河南理工大学本科毕业设计7.2地面抽放瓦斯站安全措施508致谢52参考文献5353

4河南理工大学本科毕业设计1绪论1.1概述五矿位于平顶山矿区西部，是平煤天安煤业股份有限公司所属大型矿井之一，行政区划分属平顶山市和宝丰县管辖。地表范围为龙山至擂鼓台的低山丘地带，地势中间高，南北低，最高点为擂鼓台，标高+505.6m，其次为龙山，标高+464.3m，南坡陡，北坡缓，呈单面山形，为本区地表分水岭。矿区内又连接京广、焦枝两大干线的孟——宝支线、矿区铁路专用线；以平顶山市为枢纽与周边县市相通形成公路交通网，交通十分便利，使得煤炭外运便捷。五矿由原平顶山矿务局1956年报煤炭工业局立项，经煤炭工业部批准建设，1956年10月开工建设。1958年12月建成投产，设计生产能力1.20Mt/a。矿井现有可采储量按核定能力1.65Mt/a剩余服务年限为12年，原设计年生产能力1.20Mt/a，服务年限为64年，1996年经集团公司同意，将六矿己组煤层划归五矿开采增加了五矿可采储量。1968年12月投产截止2010年末已生产52年，剩余服务年限符合设计要求及相关规定，三水平-800～-1000m未计算的己组煤煤炭储量将矿井剩余服务年限又延长了，矿井的煤炭资源有可靠的保障。至2010年12月31日矿井保有资源储量108.6Mt，工业储量88.3Mt，可采储量39.1Mt。五矿水文地质条件复杂。己组煤含水层为己组顶板砂岩和地板L2含水层，间接冲水层L7灰岩和寒武系白云质灰岩含水层。庚组煤含水层为L2、L7灰岩含水层，间接充水含水层为寒武系白云质灰岩含水层。主要隔水层为己组地板10m左右的粉细砂岩，砂质泥岩隔水层，和L2～L5间砂泥岩段隔水层，及庚组煤层底板L7白云质灰岩含水层间的泥岩，砂质泥岩隔水层。地表无大的水源，只有多条季节性冲沟，矿井总的正常涌水量为928m3/h。53

5河南理工大学本科毕业设计矿井水文条件类型为Ⅲ类。瓦斯：属突出矿井，己组煤层是突出煤层，瓦斯含量随深度增加而增加；庚20煤层属低瓦斯煤层。己组煤层瓦斯压力：-310m水平0.78MPa，-437m水平1.85MPa；-650水平2.7MPa；瓦斯压力梯度为0.0057MPa/m。己组煤的绝对瓦斯涌出量为12.4～29.1m3/min，相对瓦斯涌出量为9.2～13.1m3/t。煤尘：己15煤爆炸性指数为30.18%，己16-17煤煤尘爆炸性指数为27.75%，庚20煤没尘爆炸性指数为32～35%。自燃：己组煤自燃发火期为3～6个月，庚20煤自燃期2～3个月。地温：己组煤在-44m以上岩温为1.3～1.5℃以上，-400～-800m为二级热害区，低温梯度3.07℃/百米。在-800m以下将达到50℃。庚20煤层前部开采时温度为27℃左右。1.2设计的指导思想结合平煤五矿的开采技术条件，依靠科技进步，树立“瓦斯事故可以预防和避免”、“瓦斯是自愿和洁净能源”的意识，贯彻“安全第一、预防为主”和瓦斯治理“先抽后采、监测监控、以风定产”的方针，加强瓦斯治理与利用的工作，努力建设本质安全矿井。1.3抽采效果预计1.3.1瓦斯抽采率根据上述瓦斯参数，结合矿区实际抽采效果和我国瓦斯抽采技术的发展以及国家发改委文件（发改能源[2005]1137号文）的要求，确定本矿的瓦斯抽采率为50%。1.3.2矿井瓦斯抽采量矿井瓦斯抽采量包括综采工作面、掘进工作面、采空区、老空区等地点瓦斯抽采量。53

6河南理工大学本科毕业设计2矿井概况2.1井田概况2.1.1交通位置平顶山天安煤业股份有限公司五矿（简称平煤五矿）位于平顶山市以西10km，在平顶山矿区的西部，东部与一矿、四矿为邻，西与十一矿为邻，北和六矿为邻。行政区划分属平顶山市郊区和宝丰县管辖。连接京广、焦枝两大干线的孟（庙）～宝（丰）支线和矿区铁路专用线与矿井工业广场铁路接轨，铁路运输已形成。公路以平顶山市为枢纽与周边县市相通，交通十分便利。2.1.2地形地貌五矿己组煤深部区地表为龙山至擂鼓台的低山丘陵地带，地势中间高，南北低，最高点为擂鼓台，标高+505.6m，其次为龙山，标高+464.3m，南坡陡，北坡缓，呈单面山形，为本区地表分水岭。地面建筑有六矿北山进风井、回风井、五矿北山进风井以及山庄、马沟、户口、周家等18个村庄。由于受开采影响，地表将会出现不同程度下沉。2.1.3地表水井田范围内无天然河流和水库，区内山间冲沟发育，有季节性溪水注入沙河、汝河，地表排泄条件良好。2.1.4气象及地震本区属暖温带半干旱季风气候。根据平顶山气象站的资料，历年来最大降雨量1322.6mm，最小降雨量373.9mm，平均降雨量732.8mm，雨季一般集中在6～9月份。历年最大蒸发量2825mm，最小蒸发量1490.5mm，年平均蒸发量1880.4m，蒸发量大于降雨量。历年最高气温42.6℃，最低气温-18.8℃，平均气温14.9℃.风向随季节而变，夏季多为东南风和南风，秋、冬季多为西风和西北风。53

7河南理工大学本科毕业设计冰冻期一般为11月到次年3月，最大冻土层深度220mm，最大积雪厚度160m最长冰冻期为170天。本区地震基本烈度为Ⅵ度。图2-1交通位置图53

8河南理工大学本科毕业设计2.1.5自然和生态环境概况自然和生态环境受地形地貌所控制。丘陵地区荒坡和植被面积大，耕地面积小。表土为残坡积物，厚度小，土质差，种植玉米，大豆、红薯等。植被以槐树为主，其次有粟树、果树等。山涧河谷平原全部为耕地，表土厚，土质好，粮食作物以小麦为主，其次有玉米，大豆、红薯。经济作物以烟叶为主。2.1.6矿井煤炭生产及规划概况平煤五矿58年投产，设计生产能力1.2Mt/a，1984年达到设计产量，2004年产煤1.43Mt，己四采区投产后,煤炭产量将达2.0Mt/a。2.1.7现有水源、电源1、水源矿井工业广场建有水厂，供水能力为15000m3/d，能满足井上下所有系统的供水需求。2、电源工业广场6kV电源引自谢庄降压站，用双回路LGJ-2×185mm2导线联接，每趟导线长1.7km，矿井装机容量为20000kW。北翼己组煤开采6kW电源来自六矿北风井35kW降压站，六矿北风井电源引自谢庄降压站，用双回路LGJ-95导线联接，六矿北风井降压站内有两台8000kVA变压器（35/6.3）、9台高压开关柜。2.2井田地质特征2.2.1地质构造平顶山煤田位于华北平原西南部边缘，伏牛山以北，箕山以南。本煤田处于豫西断隆、华北断拗和北秦岭褶皱带的交接部位。先后受到中岳期、怀远期、加里东期、印支期、燕山期和喜马拉雅山期六次构造运动的影响。53

9河南理工大学本科毕业设计平顶山矿区突出的地质特征为断块隆起，四周凹陷。区内主体构造为一宽缓的复式向斜，即以李口向斜和灵武山向斜为主，其间为尖山背斜的一系列北西方向的褶皱。李口向斜为东南端收敛、西北端呈扇形展开的宽缓褶曲，向北西方向倾伏。区内断层主要是一组平行褶曲轴向的正断层及逆断层。如七里店断层、白石沟逆断层、任店断层、锅底山正断层和九里山断层。五矿己四采区位于李口向斜的西南翼，锅底山断层以北。李口向斜西南翼为一平缓单斜构造，走向280°～295°，倾向北东，地层倾角5°～17°，平均10°。锅底山断层位于李口向斜西南翼的西南部，是控制该区的主要地质构造，47勘探线以东走向312°，以西折转为350°，倾向西南，东北盘抬升，西南盘下降，为落差40～280m的高角度正断层。五矿己四采区位于锅底山断层的东北盘，从现有资料分析，采区上部构造复杂，发育有F5正断层、山庄复式褶皱和诸葛庙背斜，中下部也发育有多条断层。（一）褶皱1、诸葛庙背斜轴部位于46-18孔、45′-23孔、45′-7孔一线，向北倾伏，轴向350°，南部北部宽缓。己四采区位于诸葛庙背斜西翼，该背斜在己四采区表现不明显，构造幅度较小，为宽缓褶皱。2、山庄复式褶皱：该褶皱为连续性背向斜组合构造，共3个背斜，两个向斜，从北向南分别为山庄一号背斜、山庄二号背斜、山庄三号背斜。山庄一号背斜向西倾伏，轴向过46′-28孔，方位295°，轴部延伸800m左右，山庄二号背斜位于山庄以南，轴向过46′-23孔，方位273°，轴部延伸400m左右，山庄三号背斜轴向过46′-7孔，方位40°，轴部延伸240m。（二）断层锅底山正断层：锅底山断层为五矿己四采区南部及西部边界断层，是控制该地区的主要地质构造，47勘探线以东走向312°，47勘探线以西走向350°，倾向西南，东北盘抬升，西南盘下降，落差40～280m，倾角40°～65°，为一高落差正断层，五矿己四采区正处于该断层抬升的东北盘。通过三维地震勘探，F5断层与以前提供的地质资料相比有了变化，原资料中的F8断层没有出现，另外又发现了不少断层，这些断层影响采面的布置。己四采区内构造复杂程度属较复杂类型。见表2-1。53

10河南理工大学本科毕业设计表2-1采区断层特征表断层名称性质走向倾向倾角（°）落差（m）延展长度锅底山断层正断层北西南西40～65°40～2802000mF4正断层南北西45°～50°0～4.5700mF5正断层北西北东70°～75°0～25640mDF1正断层北东北西48°0～35400mDF2正断层北北东西45°0～15430DF3正断层北西北东65°0～25330DF4逆断层南北西55°0～21350DF5正断层北东北西65°0～25300DF6逆断层东西北50°0～20400DF7正断层北东北西69°0～32500DF8正断层北东北西49°0～30350DF9正断层北西西北63°0～701100DF10正断层北西南西55°0～354702.2.2地层己四采区地层从老到新为：寒武系固山组、上石炭太原组、二叠系山西组、下石盒子组、上石盒子组、石千峰组、平顶山砂岩、第四系黄土坡沙砾石，其中太原组、下石盒子组、上石盒子组为含煤地层，含煤21～56层，厚度68.55～85.92m,其中可采煤层七层,分别为庚20、己16-17、己15、戊9-10、戊8、丁5-6、丙3。（一）石炭系上统太原组本组为含煤地层首段（庚煤段），最上层为第一层灰岩，最下层为铝土质泥岩，与寒武系白云质灰岩平行不整合接触。53

11河南理工大学本科毕业设计太原组由生物碎屑、灰岩、泥岩、泥质砂岩和煤组成，含煤6～9层，常见7层，其中庚20煤层为本区可采煤层。地层中含有丰富的海洋动物化石，属浅海和潮坪沉积，地层厚度为36.5～109.90m，平均厚度70.50m，根据岩性特征自下而上分为四段，即底部铝土质泥岩段、下部灰岩段、中部砂质泥岩段和上部灰岩段。1、底部铝土泥岩段：厚0.5～12m，平均4.97m，由浅灰色、乳白色铝土质泥岩组成，有硫铁矿结核，层位稳定，是确定寒武系与石炭系的良好标志层（K1）。2、下部灰岩段：厚度12.03～18.26m，平均14.78m，由L5～L7三层灰岩及泥砂岩和煤组成，灰岩为浅灰和深灰色，含大量生物碎屑，含煤4～5层，其中庚20煤沉积稳定，为全区可采煤层。庚20直接顶为L5灰岩，含有燧石结核，厚度变化不大，是区内良好的标志层（K2），灰岩中含有丰富的动物化石，主要有长似纺锤蜒、阿尔卑皱壁蜒、希瓦格蜒未定种，简单麦粒蜒等。3、中部砂质泥岩段：厚度14.25～46.04m，平均27.7m，由灰～深灰色泥岩、泥质粉砂岩、细砂岩、灰岩和薄煤组成，含灰岩两层（L3～L4），透镜状，薄煤不稳定，泥岩中植物化石丰富，最明显的是猫眼鳞木。4、上部灰岩段：厚6.4～33m，平均18.0m，由L1、L2灰岩、泥岩、砂质泥岩组成，L1为泥灰岩，L2灰岩为深灰色，含丰富的方解石脉，常见化石为蜒类和足类。（二）二叠系下统山西组本组在含煤地层中为第二个含煤段，总厚度56～132m，平均厚度91m，与下伏太原组地层成整合接触，本组地层由灰～深灰色泥岩、砂质泥岩、细砂岩和煤组成，含煤4～6层，其中己15、己16-17煤层为全区可采煤层，底部为细砂岩，俗称老君堂砂岩，厚度一般在3.0m左右，有时变相为砂质泥岩或泥岩，该层为本区辅助标志层，中部的大占砂岩为己15煤层老顶，区内较稳定，厚度2.8～17m，一般在6.0m53

12河南理工大学本科毕业设计左右，大占砂岩为细中粒长石砂岩，层面富含白云母碎片，具大型板状交错层理，为本区的良好标志层（K4），上部由泥岩、细砂岩、砂质泥岩交互组成，厚度56～109m，顶部泥岩含褐紫色、浅绿色斑块，俗称小紫斑泥岩，也可作区内辅助标志层。根据丰富的动植物化石和其它沉积特征，本组为三角洲平原至潮坪沉积。（三）二叠系下统下石盒子组本组含煤三段，分别是第三煤段（戊组煤）、第四煤段（丁组煤）、第五煤段（丙煤）。1、三煤段（戊组煤）：厚约110.84～176.41m，含煤5～9层，其中戊8、戊9-10煤层为全区可采煤层，戊9与戊10煤层有分叉合并现象。该段底部为中、粗粒岩屑石英砂岩，常见有泥质包裹体，泥砾厚度3～39.19m，平均厚度9.45m，具大型斜层理和平行层理。该层砂岩俗称砂锅窑砂岩，为区域标志层（K5），是划分山西组和下石盒子组的区域性标志，其上为大紫斑泥岩（K6），大紫斑泥岩厚度大，一般在12m左右，呈紫红色，局部为灰绿色，是区域良好标志层，K5距戊9-10煤层一般93m，距己16-17煤层一般70m左右，本段富含动植物化石主要有舌形贝定种、剑瓣轮叶、中国瓣轮叶、东方栉羊齿、中国始苏铁等。2、四煤段（丁组煤）四煤段厚度58.9～129.22m，平均83.65m，本段由灰色泥岩、泥质粉砂岩、细中粒砂岩和煤组成，含煤4～7层，其中丁5-6煤层为全区可采煤层，层位稳定，平均厚度3.7m。底部砂岩俗称四底砂岩（K7），层位稳定，平均厚度3.94m，是划分三、四煤段的标志层，K7距丁5-6煤层一般40m左右。此段植物化石丰富，主要含植物叶片化石。3、五煤段（丙煤段）53

13河南理工大学本科毕业设计本段为深灰色砂质泥岩、泥岩、泥质粉砂岩、灰色细～中粒长石石英砂及煤层，局部含紫斑泥岩，含煤3～5层，其中丙3煤层为局部可采煤层。底部为中细粒石英砂岩，灰黑色～灰白色，成分以石英长石为主，含少量暗色矿物质和白云母片，钙质胶结，砂岩底部含豆状泥质包体，具小型板状交错层理，厚度1～28m，平均7.59m，层位稳定，是四、五煤段的分界砂岩，俗称五底砂岩（K8），主要动植物化石有舌形贝未定种、猫眼鳞木、连座单网羊齿、分瓣单羊齿、朝鲜羽羊齿等。2.2.3煤层己组煤层赋存于二叠系山西组，该组发育煤层4～6层，其中己15、己16、己17煤层为可采煤层，己16、己17煤大部分地段合层，局部分层。1、己15煤层己15煤层位于山西组下部，上距沙锅窑砂岩（K5）39.04～81.27m，平均59.95m，距戊9-10煤层121.88～197.42m，平均156.97m，局部发育炭质泥岩伪顶，厚度0.3m左右，直接顶为砂质泥岩，厚度1.5～4.2m，老顶为细砂岩（K4），厚度2.8～17m，一般在6.0m左右，在-850m底板等高线以北，大部分地段己15煤层直接顶为细砂岩（K4），且不发育伪顶，底板为泥岩或砂质泥岩，局部夹细砂岩，距下伏己16-17煤层0.9～13m，一般在9.0m左右，己15煤层为块状、片状，煤厚0.56～4.5m，平均厚度1.4m，采区中上部48线以西大面积不可采，48～47线己15煤层厚度1.3m左右，中下部己15煤层厚，一般煤厚1.7m，煤层倾角9°～12°。2、己16-17煤层己16-17煤层距L1灰岩3.15～17m，L1灰岩一般厚度在7.0m左右，其中49-18孔揭露己16-17煤层直接与L2灰岩接触，上距己15煤层0.9～13m，一般在9m左右，伪顶为炭质泥岩，直接顶为泥岩或砂质泥岩，直接底板为泥岩或砂质泥岩，厚度1.2～12m，一般在2.0m左右，老底为细砂岩，俗称老君堂砂岩，一般厚度在3.0m左右。己16-17煤层呈块状、片状、粉末状，厚度1.51～9.0m，平均煤厚4.0m，含夹矸0～3层，大部分地段为一层夹矸，厚度一般在0.40m53

14河南理工大学本科毕业设计左右，局部夹矸较厚，48-20孔、47-20孔揭露夹矸分别为2.7m、2.9m，造成己16与己17分层；47-17、47-19、48-19孔揭露己17底部由1～2层薄层夹矸和薄煤组，虽然结构复杂，但对实际生产没有影响。本区大部分地段己16与己17合层，煤层总厚度绝大部分在5.0m左右。区内有两个钻孔揭露特别，一个是50′-15孔，己16-17煤层厚度9m，一个是49-16孔，己16-17煤厚1.51m。总之，己16-17煤层属较稳定煤层，全区可采。2.2.4煤质1、己15煤层物理性质：己15煤层呈厚层状,具条带状结构，破坏后呈块状、粒状，煤质较硬，煤岩类型以半亮型煤、亮煤为主，煤的容重为1.4t/m3，单向抗拉强度Rt=44N/cm2，坚固性系数F=0.56，普氏硬度f=1～2，单向抗压强度Rc=915N/cm2。化学性质：内在水分（Mad）0.75%，灰分（Ad）17.15%，硫分(Sfd)0.5%，挥发分（Vdaf）28%，含油率（Td）8.37%，发热量29.07MJ/kg。2、己16-17煤层物理性质：16呈块状、粒状，己17呈片状、粉末状，容重为1.4t/m3，己16-17煤层的各种物理参数与己15相近，己17煤层的单向抗拉强度Rt=30N/cm2，坚固性系数F=0.53，普氏硬度f=1，单向抗压强度Rc=793N/cm2。化学性质：内在水分（Mad）：0.7%，灰分（Ad）：15.02%，硫分(Sfd)：0.35%，挥发分（Vdaf）：28.86%，含油率（Td）：5.93%，发热量29.07MJ/kg。见表2-2、表2-3。53

15河南理工大学本科毕业设计表2-2五矿己15煤层煤质化验成果表采样点原煤胶质层胶结指数煤种Mad%Ad%Vdaf%CRc1-8Std%QgradMJ/KgXY46-220.413.4732.3370.4730.4735.017.0801/3JM45-140.8415.5026.1650.9329.3735.518.0811/3JM46-211.8036.5733.0440.2920.281/3JM48-200.9226.7130.1650.3425.081/3JM50-150.7019.5732.1370.5828.52811/3JM表2-3五矿己16-17煤层煤质化验成果表采样点原煤胶质层胶结指数煤种Mad%Ad%Vdaf%CRc1-8Std%QgradMJ/KgXY49-140.6814.6330.4870.3835.2230.028.093肥煤49-150.8426.6729.5760.3625.5821.022.5951/3JM49-161.8019.0628.5560.2827.8663瘦煤48-220.9229.329.870.3229.8450-150.7014.6527.9630.3223.0338.012.577焦煤49-160.7828.1430.0770.4225.0716.07.595肥煤2.2.5水文地质（一）地表水系及气象53

16河南理工大学本科毕业设计采区内地表水系不发育，在采区北部有汝河、外滩水库，南部有湛河、白龟山水库、北干渠等大的地表水系，但距采区较远，与矿坑涌水无明显联系。在采区西南，有龙门口水库，此水库紧邻己四采区，但由于锅底山断层阻隔，加上南部地表第四系覆盖层隔水层较厚，对己四采区水文条件无影响。地表冲沟较发育，由于地表季节性径流条件较好，不利于大气降水汇集和渗透，五矿、六矿采区生产表明，大气降水对矿坑充水无明显影响。（二）采区边界条件己四采区位于诸葛庙背斜西翼，己16-17煤层底板呈东高西低，采区南部、西部由锅底山断层及分支阻断了来自南部及西南部区域的地下水补给，北部可视为隔水边界，己四采区上部的东边与本矿三采区相邻，目前，己三采区顶板砂岩水已基本排完，因此，本采区形成了一个半封闭的水文地质块段，与区域地下水联系较弱，垂向上有多层厚度较大的隔水层相阻隔，在生产过程中，地下水消耗以净储量为主。（三）采区主要含水层及隔水层1、主要含水层己组煤层的直接充水含水层为己组煤层顶板砂岩含水层和底板L2灰岩含水层。间接充水含水层为L7灰岩含水层及寒武系白云质灰岩含水层，其它含水层对煤矿生产影响较小。2、主要隔水层己组煤底板隔水层由砂岩含水层之间的泥岩及砂质泥岩组成，在没有断裂的情况下，在垂向上使得顶板砂岩含水层之间缺乏水力联系。己组煤层底板隔水层为己组煤层底板厚约10m左右的砂质泥岩、泥岩隔水层和L2～L5之间的砂质泥岩段隔水层，前者一般可阻断L2灰岩水直接进入矿坑，后者一般可阻断L2与L7灰岩水之间的水力联系，太原组底部的铝土质泥岩厚度稳定，可阻断寒武系灰岩水。（四）采区主要充水水源及特征1、己组煤层顶板砂岩水53

17河南理工大学本科毕业设计己组煤层顶板砂岩含水层主要有大占砂岩含水层及其上部砂岩含水层，大占砂岩为己15煤层老顶，厚度2.8～17m，平均厚度在6.0m左右，层位稳定，大部分地段与己15煤层直接接触，其上部普遍发育的细～中粒长石石英砂岩，厚度大于50m，中间有泥岩及砂质泥岩相隔，从五矿己三采区开采的情况来看，己组煤顶板砂岩水以孔隙水的方式存在，如47-8、47-7孔附近己组煤层顶板破碎，大占砂岩近直立，这些复杂地段为砂岩富水区，对掘进回采影响较大。顶板砂岩含水层之间在正常情况下水力联系较弱，经实际生产证明，同层砂岩水在倾向上受重力作用，渗透能力较强，渗透系数最大可达K=0.12m/d，顶板砂岩水水质类型为HCO3-Na，经测试，PH值试纸呈浅绿色，PH值为8.2，呈弱碱性。虽然在垂向上水力联系较弱，但采面回采顶板垮落后，使上部岩层产生裂隙，根据经验公式，裂隙带高度最大可达80m高，煤层开采加大顶板砂岩含水层之间的水力联系，使采面涌水增大，预计己四采区在掘进时，山庄复式褶皱附近涌水量为5～15m3/h，其它地段，顶板砂岩水局部有滴淋现象，回采时，采面正常涌水量为20m3/h，最大可达50m3/h。总之，己四采区顶板砂岩水与其它含水层联系较差，矿坑充水以消耗净储量为主，易于疏干。2、太原组灰岩水石炭系太原组平行不整合于寒武系地层之上，由灰岩、细砂岩、泥岩、砂质泥岩组成，含灰岩6～7层，自上而下编号为L1～L7，灰岩总厚度12.86～34.9m，平均28.05m，分上部灰岩段（L2～L3为主）和下部灰岩段（L5～L7为主）两个含水层，中间主要以砂质泥岩相间隔，太原组灰岩水以岩溶裂隙水的方式存在，地下水类型为岩溶裂隙承压水，岩溶裂隙发育程度较低，向深部逐渐减弱，己四采区仅47-17孔见钻探冲洗液漏失，消耗量为0.96m3/h，从已经回采的己三采区看，石炭系灰岩岩溶裂隙主要发育在L2灰岩中，发育程度弱，规模小，岩溶裂隙之间水力联系差，矿坑充水以消耗净储量为主。53

18河南理工大学本科毕业设计太原组灰岩水水质类型为HCO3-CaMg及HCO3-CaNa，富含H2S气体，具有强烈刺激气味，水温43°C～45°C，PH试纸呈浅黄色，PH值为6～7，呈中性偏弱酸。（五）己四采区地下水联系情况及含水层的赋水性五矿锅底山断层以北采区为半封闭的水文单元，受大气降雨、地表水系及己组煤段以上含水层的影响较小，对生产的实际影响主要来自于己组煤段砂岩水及底板灰岩水，而且上述充水水源以净储量为主。己组煤顶板砂岩水在没有开采情况下，由于各含水层之间有隔水层存在，各含水层之间水力联系较差，开采后采空区上方产生断裂，裂隙带高度最大可达80m，基本能贯穿己组顶板砂岩含水层，采空区上方砂岩水通过裂隙导入采空区，另外，采空区上部阶段顶板砂岩水在重力作用下，沿岩层倾斜方向渗入采空区，对采空区上部阶段砂岩水起排泄作用，如己17-23140先回采后，上部采面己17-23120、己17-23080在回采过程中基本没有进行排水。己17煤层直接底板小裂隙发育，在下部阶段采空区有排泄空间的情况下，上部阶段采空区可以通过底板裂隙及煤岩交接面渗透到下部采空区，己三采区生产证明，上部老空水可以在2～3年内全部泄完，在己三采区生产过程中，还发现四次底板灰岩水通过底板裂隙导入巷道或采面，但渗入量很小，一般1～2m3/h，而且随机消失。从宏观上看，己四采区位于平顶山矿区灰岩地下水的滞留带，目前，锅底山断层以南灰岩水位+56m，以北灰岩水位-238m，证明锅底山断层有效阻隔了西部及南部的地下水补给，地下水运动条件差，灰岩岩溶发育程度弱，灰岩含水层赋水性差，以净储量为主，易于疏干，而且还受东部二矿灰岩地下水降落漏斗和本矿己三采区开采影响，灰岩水位近几年迅速下降，从94年至今，灰岩水已下降74m。综上所述，己四采区地下水补给条件差，含水层之间缺乏水力联系，地下水以消耗净储量为主。53

19河南理工大学本科毕业设计（六）涌水量计算由于本采区没有水文孔，考虑到己四采区与己三采区水文地质情况相近，涌水量预计采用相关比拟法。己四采区面积5.75Km2己三采区面积3.75Km2己三采区正常涌水量为120m3/h己四采区预计正常涌水量为：Q=165m3/h己四采区最大涌水量Qmax=280m3/h53

20河南理工大学本科毕业设计3矿井瓦斯赋存3.1煤层瓦斯基本参数根据矿方资料和五矿己四采区初步设计，本采区瓦斯抽采基础参数：一、煤层瓦斯压力己组煤层瓦斯压力：-310m水平0.78MPa，-437m水平1.85MPa；-650m水平2.5MPa；计算平均瓦斯压力梯度为0.0056MPa/m。二、煤层瓦斯含量己15煤层瓦斯含量10.07m3/t；己16-17煤层瓦斯含量10.07～19.5m3/t之间，最大瓦斯含量19.5m3/t。三、煤层透气性系数己组煤层透气性系数分别为0.0138mD（己15煤层）、0.0019mD（己16-17煤层）。四、百米钻孔瓦斯流量实测百米钻孔瓦斯流量11～30L/min.hm。五、瓦斯抽采率根据本矿实际抽放率，并参照《矿井瓦斯抽放管理规范》，确定己四采区瓦斯抽放率＞30%。3.2采区瓦斯储量3.2.1采区瓦斯储量根据所提供己四采区煤层瓦斯含量和储量，己15煤层瓦斯含量为10.07m3/t，煤炭地质储量为11.275Mt；己16-17煤层平均瓦斯含量为14.76m3/t，煤炭地质储量为33.812Mt。己四采区瓦斯储量按下式计算：53

21河南理工大学本科毕业设计W=W1+W2+W3（3-1）=（11.275×10.07+33.812×14.76）+0+0.2（11.275×10.07+33.812×14.76）=653.976Mm3式中：W—采区瓦斯储量，Mm3；W1—采区可采煤层瓦斯储量，Mm3；W2—受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层瓦斯储量，Mm3；（3-2）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，W3=K（W1+W2）K—围岩瓦斯储量系数，取0.2。3.2.2瓦斯抽放率根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》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、瓦斯涌出情况、采用的抽放瓦斯方法等因素综合确定；也可参照邻近生产矿井或条件类似矿井的数值选取。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《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第8.6.3条规定：瓦斯抽出率：——预抽煤层瓦斯的矿井：矿井抽出率应不小于20%，回采工作面抽出率应不小于25%；53

22河南理工大学本科毕业设计——邻近层卸压瓦斯抽放的矿井：矿井抽出率应不小于35%，回采工作面抽出率应不小于45%；——采用综合抽放方法的矿井：矿井抽出率应不小于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以下。对于设计来说，瓦斯抽放率的确定应符合以上标准的要求，也可以参照《AQ矿井瓦斯抽放管理规范》中第4.2条进行选取。⑴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（3-3）计算矿井月平均瓦斯抽采率。（3-3）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/min⑵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（含移动抽采）。每月底按式（3-4）计算工作面月平均瓦斯抽采率。（3-4）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；53

23河南理工大学本科毕业设计—工作面月平均风排瓦斯量，m3/min。抽放率为35%。3.2.3可抽期根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第3.0.4条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》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。根据瓦斯可抽量及年瓦斯抽放量，己四采区服务年限为16a。符合设计规范的有关规定。53

24河南理工大学本科毕业设计4瓦斯抽放的必要性和可行性论证4.1瓦斯抽放的必要性1、矿井瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，减少矿井风量，降低通风费用。2、己四采区瓦斯含量高，根据本矿井和邻近矿井生产经验，若不采取有效措施，则必然造成工作面瓦斯浓度超限，从而严重影响矿井安全生产及工作面产量的提高。建立瓦斯抽放系统可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限问题。3、己四采区为煤与瓦斯突出采区，随着开采深度的增加，瓦斯压力还将逐渐增大，煤与瓦斯突出危险严重，瓦斯抽放是防治煤与瓦斯突出的主要措施之一。综上所述，从矿井安全生产方面考虑，建立己四采区瓦斯抽放系统是十分必要的。4.1.1规定根据《煤矿安全规程》第145条及《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第4.1.1~4.1.3条规定：有下列情况之一的矿井，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：⑴1个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。⑵矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：①大于或等于40m3/min；②年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30m3/min；③年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25m3/min；④年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20m3/min；53

25河南理工大学本科毕业设计⑤年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。⑶开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。4.1.2通风处理瓦斯量核定当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风所能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯，即：=0.21375（4-1）式中：q—矿井采区或工作面）的瓦斯涌出量，m3/min；qf—通风所能承担的最大瓦斯涌出量，m3/min；v—通风巷道（或工作面）允许的最大风速，m/s；S—通风巷道（或工作面）断面积，m2；C—《煤矿安全规程》允许的风流中的瓦斯浓度，%；K—瓦斯涌出不均衡系数，取值为1.2~1.7。根据结果可知，通风能够解决的瓦斯涌出量远远小于采区或工作面的绝对瓦斯涌出量，需要抽放瓦斯来解决剩余瓦斯。4.1.3矿井瓦斯涌出量预测1、己15煤采面开采期间瓦斯涌出量预测按瓦斯含量计算工作面的瓦斯绝对涌出量，其计算如下：（1）开采层瓦斯涌出量计算（4-2）=1.2×1.053×0.8×（10.07-3）×1015/（24×60）=5.032m3/min式中：q1—本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/mink1—围岩瓦斯涌出系数，取1.2A—己15采面工作面日产量，1015t/d53

26河南理工大学本科毕业设计X0—煤的瓦斯原始含量，m3/tXc—煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值X1=3k2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2=1.053；k3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，k3=（L-2h）/L≈0.8m—开采层厚度，己15煤层厚度m=1.4m；M—开采层采高，M=1.4m；L—工作面长度，200m；h—掘进巷道预排等值宽度，24m。（2）邻近层瓦斯涌出量计算受己15煤层采动影响，邻近层（被保护层）己16-17煤层瓦斯将涌入己15采面和采空区。根据矿方提供的资料，己三采区己15煤层与己16-17煤层相距5m，瓦斯相对涌出量的60%涌入己15煤层采空区，而在己四采区两煤层相距11m，所以，预计己16-17煤层瓦斯涌出量的约40%涌入己15煤层采空区。邻近层己16-17煤层瓦斯涌出量为q2=（4-3）==16.6m3/min式中：q2—邻近层瓦斯涌出量，m3/min；ki—邻近层瓦斯排放率，取K=40%；mi—邻近层厚度，己16-17煤层厚度mi=5m；M—开采层采高，M=1.4m。A—己15采面日产量1015t/d，（3）采煤工作面瓦斯涌出量计算53

27河南理工大学本科毕业设计q=q1+q2（4-4）=5.032+16.6=21.632m3/min2、己16-17煤层采面开采期间瓦斯涌出量预测己16-17煤层为被解放层，瓦斯相对涌出量的40%涌入己15煤层采空区，开采己16-17煤层时，瓦斯含量为11.7m3/t。（4-5）=1.2×1.053×0.8×（11.7-3）×2136/（24×60）=11.925m3/min式中：q1—本煤层开采涌入工作面的瓦斯量，m3/mink1—围岩瓦斯涌出系数，取1.2A—己16-17采面工作面日产量，2136t/dX0—煤的瓦斯原始含量，m3/tXc—煤的残存瓦斯含量，m3/t，取经验值X1=3k2—工作面丢煤系数，取回采率的倒数，k2=1.053；k3—工作面巷道瓦斯预排影响系数，取0.83、掘进工作面瓦斯涌出量预测（1）己15煤层掘进工作面a、己15煤层掘进落煤瓦斯涌出量（4-6）=13.1×0.00486×1.4（10.07-3）=0.63m3/min式中：s—掘进端头见煤面积，m2；53

28河南理工大学本科毕业设计V—平均掘进速度，m/min；r—煤的容重，t/m3；X0—煤层瓦斯含量，m3/t；Xc—煤层残存瓦斯量，m3/t。b、煤壁瓦斯涌出量（4-7）=2×1.4×0.00486×0.124（2×）=1.529m3/min式中：n—暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；m—煤层厚度，m；V—平均掘进速度，m/min；L0—巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，m；qv=0.026[0.0004（Vr2）+0.16]X0=0.026×[0.0004×282+0.16]×10.07=0.124式中：Vr—煤的挥发份，%；qj=qL+qm=0.63+1.529=2.159m3/min式中：qj—掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；qL—掘进落煤瓦斯涌出量，m3/min；qm——掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/min。（2）己16-17煤层掘进工作面53

29河南理工大学本科毕业设计由于开采己16-17煤层时，煤层已被解放，己16-17煤层的瓦斯部分释放到己15煤采空区中被瓦斯抽放系统抽出。己16-17煤层掘进时，工作面瓦斯绝对涌出量计算过程如下：a、己16-17煤层掘进落煤瓦斯涌出量（4-8）=13.9×0.00486×2.5（11.7-3）=1.47m3/minb、煤壁瓦斯涌出量（4-9）=2×2.5×0.00486×0.144（2×）=2.84m3/min式中：qv=0.026[0.0004（Vr2）+0.16]X0=0.026×[0.0004×282+0.16]×11.7=0.144qj=qL+qm=1.47+2.84=4.31m3/min（3）岩巷掘进工作面由于围岩瓦斯储量只占煤层瓦斯储量的0.05～0.2，掘进过程中瓦斯涌出量很小，可以忽略。4、己四采区瓦斯涌出量己四采区瓦斯涌出量由各采面瓦斯涌出量与各掘进面瓦斯涌出量组成。q=21.632+11.925+2.159+4.31=40.026m3/min。经计算己四采区绝对瓦斯涌出量为40.026m3/min。53

30河南理工大学本科毕业设计通过上述计算与分析，根据瓦斯涌出量预测结果，只有在抽放后，通过风排才可以保证己四采区安全生产。4.2瓦斯抽放的可行性4.2.1开采层抽放瓦斯的可行性根据邻近矿井的实际抽放瓦斯资料和开拓开采布置，确定己四采区各煤层以本煤层抽放为主，进行预抽、边采边抽等综合抽放瓦斯方法。4.2.2邻近层抽放瓦斯的可行性根据煤层赋存条件及开拓开采布置，己四采区可以采用邻近层抽放瓦斯，但钻孔参数不好掌握。4.2.3抽放难易程度根据本矿和邻近八矿、十矿及十二矿实测数据和实际抽放效果来看：煤层透气性系数为0.0019MD,属较难抽放煤层，但从钻孔瓦斯流量衰减系数4.5～0.688‰,一般在3‰以下来看，又属容易抽放煤层。实测百米钻孔瓦斯流量12~30L/min.hm,抽放管内浓度达35～45%，最高达65%。八矿、十矿、十二矿已建立地面瓦斯抽放系统。综合邻近生产矿实测指标和实际抽放效果，可说明本矿瓦斯抽放是可行的。53

31河南理工大学本科毕业设计5抽放方法5.1规定根据《MT5018-96矿井瓦斯抽放工程设计规范》第4.1.1条规定：选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列要求：a)尽可能利用开采巷道抽放瓦斯，必要时可设专用抽放瓦斯巷道；b)适应煤层的赋存条件及开采技术条件；c)有利于提高瓦斯抽放率；d)抽放效果好，抽放的瓦斯量和浓度尽可能满足利用要求；e)尽量采用综合抽放；f)抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》第7.1.2条规定：按矿井瓦斯来源实施开采煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放；第7.1.3条规定：多瓦斯来源的矿井，应采用综合瓦斯抽放方法。5.2采区瓦斯来源分析矿井瓦斯来源是确定抽放方法的主要依据，因此，应尽量详细地做好以下测量工作：――必须测定出掘进、采煤与采空区的瓦斯涌出量分别占全矿井瓦斯涌出量的比例；――必须准确地判断出采区工作面的瓦斯主要来自本煤层还是邻近层。一般把回采工作面老顶初次冒落前的平均瓦斯涌出量认为是本煤层的瓦斯涌出量，而将老顶初次冒落后的平均瓦斯涌出增加量认为是邻近层的瓦斯涌出量。53

32河南理工大学本科毕业设计由于己15煤采面为近距离开采保护层采面，己15煤层与己16-17煤层层间距厚度不均，在开采过程中己16-17煤层瓦斯释放入该采面，尤其是采空区附近。5.3抽放方法选择根据上面建立的抽放瓦斯的必要性指标和可行性指标，依据规程、规范的规定论述采用矿井集中抽放瓦斯系统或地面钻孔抽放瓦斯系统，还是采用井下移动式抽放瓦斯系统。瓦斯抽放方法及各方法的抽放率详见《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》附录B。抽放瓦斯方法、方式的选择，应根据瓦斯及煤层赋存情况，瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定。（1）为提高瓦斯抽放率应采用开采层、采空区相结合的综合抽放方法；（2）当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，只有抽放开采层本身的瓦斯才能解决问题时，应采用开采层瓦斯抽放；（3）工作面后方采空区瓦斯涌出量大，危害工作面安全生产或老采空区瓦斯积存量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯量多以及增大采区和采区总排瓦斯量，应采取采空区瓦斯抽放；（4）对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯，可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法加以解决；（5）对于煤层透气性较低，采用预抽方法不易直接抽出瓦斯，掘进时瓦斯涌出不很大而回采时有大量瓦斯涌出的煤层，可采用边采边抽或增大孔径和孔长及钻孔密度等措施进行抽放瓦斯的方法；（6）若围岩瓦斯涌出量大，以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯并喷出时，应采取围岩瓦斯抽放措施。由于己15煤采面为近距离开采保护层采面，己15煤层与己16-17煤层层间距厚度不均，在开采过程中己16-1753

33河南理工大学本科毕业设计煤层瓦斯释放入该采面，尤其是采空区附近。为达到降低回采时的绝对瓦斯涌出量，控制采面瓦斯超限事故，考虑五矿现有抽放手段。己15煤采面选择的抽放方法为：上下顺槽打顺层平行钻孔预抽、高位钻孔抽放和采空区埋管抽放、上隅角抽放相结合的瓦斯抽放方法。5.4钻孔及钻场布置及封孔方法1、顺层平行钻孔预抽（1）抽放层位开孔位置在己15煤层上、下顺槽，钻孔终孔位置位于己15煤层中。（2）钻孔布置在运输顺槽和回风顺槽向煤层打钻，采用MK-Ⅳ型钻机施工，孔径90mm，孔深80m，钻孔间距3m。（3）封孔联网封孔工艺：根据封孔效果及封孔程序的难易程度选择聚胺酯封孔方法，封孔深度5m，封孔管采用对接2寸铁管，封孔管外接孔板和阀门，然后用2寸软管直接与主抽放干管连接。2、高位钻孔抽放（1）抽放层位该工作面采高1.4m，全冒落带高度为：H=M/（k-1）cosα=1.4/（1.3-1）cos10=4.8m（5-1）H——冒落带高度K——岩石碎胀系数M——工作面采高α——煤层倾角根据高位抽放钻孔抽放原理，钻孔终孔位置应布置在裂隙带内，因此设计钻孔终孔位置应布置在采面顶板以上5～9m范围内。（2）钻孔布置53

34河南理工大学本科毕业设计根据五矿顶板抽放经验，为保证抽放钻孔的有效抽放空间，钻孔位置应布置在裂隙带内，根据五矿现场条件，由于采面回风顶板较为完整，由采面回风巷直接向裂隙带内施工抽放钻孔，间距每40m布置6个钻孔，呈扇形布置。孔径90mm，孔深80m。为保证钻孔有效抽放距离增大，终孔位置控制在采面上出口向下20m，煤层顶板以上9m处（裂隙带高度内）。具体布置见表5-1；图5-1。表5-1高位钻孔布置参数表孔号孔深（m）孔径（mm）偏角（°）仰角（°）1809006.5280903.65.5380907.24.64809010.83.75809014.535809017.52图5-1己15煤层钻场位置53

35河南理工大学本科毕业设计（3）封孔联网封孔工艺：根据封孔效果及封孔程序的难易程度选择聚胺酯封孔方法，封孔深度5m，封孔管采用对接2寸铁管，封孔管外接孔板和阀门，然后用2寸软管直接与主抽放干管连接。3、采空区埋管抽放由于采面回采后己16-17煤层瓦斯大量涌入采空区，为消除己15煤层开采、己16-17煤层采掘时的瓦斯危害和突出威胁，必须将采空区瓦斯尽可能排除，为此在回风顺槽铺设专用管路进行采空区抽放。作为采空区瓦斯抽放的预埋管路，管路上每隔一段距离串接一个专用三通管，作为抽放采空区瓦斯的吸气口。在三通管进入采空区一定距离后，根据抽放效果及浓度逐渐打开三通管上吸气口阀门，进行抽放。具体布置见图5-2。图5-2采空区抽放53

36河南理工大学本科毕业设计4、上隅角抽放：为解决回采期间上隅角瓦斯问题，在采面回风顺槽铺设专用管路或利用采空区瓦斯抽放的预埋管路，对己15煤采面上隅角瓦斯进行抽放。具体布置见图5-3。图5-3上隅角抽放5、掘进工作面边掘边抽：掘进工作面防突以降低前方煤体集中应力，释放煤层瓦斯压力为主。因此，在掘进过程中，对顺槽掘进进行超前卸压抽采。另外，在保证掘进工作面正常循环作业的情况下，采用“边掘边抽”的防突方法。具体布置见图5-4。53

37河南理工大学本科毕业设计图5-4边掘边抽53

38河南理工大学本科毕业设计6瓦斯抽放管路系统及设备选型6.1抽放管路选型及阻力计算6.1.1规定根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放管路有如下要求：5.4.1条：抽放管路系统应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、瓦斯利用的要求以及矿井的发展规划等因素确定，避免或减少主干管路系统的频繁改动，确保管道运输、安装和维护方便，并应符合下列要求：——抽放管路通过的巷道曲线段少、距离短，管路安装应平直，转弯时角度不应大于50°；——抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；若设于主要运输巷内，在人行道侧其架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；抽放瓦斯管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m；——当抽放设备或管路发生故障时，管路内的瓦斯不得流入采掘工作面及机电硐室内；——尽可能避免布置在车辆通行频繁的主干道旁；——管径要统一，变径时必须设过渡节。5.4.2条：抽放瓦斯管路的管径应按最大流量分段计算，并与抽放设备能力相适应，抽放管路按安全流速为5~15m/s和最大通过流量来计算管径，抽放系统管材的备用量可取10%。5.4.3条：当采用专用钻孔敷设抽放管路时，专用钻孔直径应比管道外形尺寸大100mm；当沿竖井敷设抽放管路时，应将管道固定在罐道梁上或专用管架上。53

39河南理工大学本科毕业设计5.4.4条：抽放管路总阻力包括摩擦阻力和局部阻力；摩擦阻力可用低负压瓦斯管路阻力公式计算；局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10%~20%。5.4.5条：地面管路布置：——不得将抽放管路和自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆及通讯电缆等敷设在同一条地沟内；——主干管应与城市及矿区的发展规划和建筑布置相结合；——抽放管道与地上、下建(构)筑物及设施的间距，应符合《工业企业总平面设计规范》的有关规定；——瓦斯管道不得从地下穿过房屋或其它建(构)筑物，一般情况下也不得穿过其它管网，当必须穿过其它管网时，应按有关规定采取措施。瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：⑴分期建设、分期投产的矿井，抽放瓦斯工程可一次设计，分期建设、分期投抽。⑵抽放瓦斯站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，宜采用集中建站方式。当有下列情况之一时，可采用分散建站方式：——分区开拓或分期建设的大型矿井，集中建站技术经济不合理。——矿井抽放瓦斯量较大且瓦斯利用点分散。——一套抽放瓦斯系统难以满足要求.设计选用的抽放管路基本沿回风巷道布置。根据瓦斯抽出量及分布情况，抽放管路主管管径、规格：主干管为一趟DN600mm无缝钢管和一趟DN300mm无缝钢管。各抽放管路均选用热轧无缝钢管。抽放管的连接采用CDU快速接头，主管趟数为一趟DN600mm无缝钢管和一趟DN300mm无缝钢管。53

40河南理工大学本科毕业设计6.1.2计算方法⑴瓦斯抽放管径选择选择瓦斯管径，可按下式计算：（6-1）式中D—瓦斯管内径，m；Q—管内瓦斯流量，m3/min；V—瓦斯在管路中的经济流速，m/s，一般取V＝10~15m/s。根据采区及各采区抽放瓦斯量、抽放瓦斯浓度，考虑到为今后抽放瓦斯留有余量(可能的最大流量)，分别计算选择各段抽放管路如下：1、对于去往己15采面高位钻场与平行钻场管路的选择（1）总干管：（6-2）（m）管路选用DN300mm无缝钢管做为抽放瓦斯主管。（2）己15支管上：D=（6-3）（m）管路选用DN200mm无缝钢管做为己15采面上顺槽抽放瓦斯管。己15支管下：D=（6-4）（m）管路选用DN100mm无缝钢管做为己15采面下顺槽抽放瓦斯管。2、对于去往己16-17采面己15采面与上隅角与采空区埋管抽放管路的选择53

41河南理工大学本科毕业设计（1）总干管：（6-5）=0.572m管路选用DN600mm无缝钢管做为去往己16-17与己15抽放瓦斯主管。（2）己16-17支管上：D=（6-6）（m）管路选用DN400mm无缝钢管做为己16-17采面上顺槽抽放瓦斯管。己16-17支管下：D=（6-7)（m）管路选用DN300mm无缝钢管做为己16-17采面下顺槽抽放瓦斯管。（3）己15采面上隅角与采空区埋管抽放管路支管的选择：己15支管上：D=(6-8)（m）管路选用DN300mm无缝钢管做为己15采面上顺槽抽放瓦斯管。己15支管下：D=(6-9)（m）管路选用DN250mm无缝钢管做为己15采面下顺槽抽放瓦斯管。⑵管路摩擦阻力计算53

42河南理工大学本科毕业设计计算直管摩擦阻力，可按下式计算：（6-10）式中H—阻力损失，Pa；L—直管长度，m；Q—瓦斯流量，m3/h；D—管道内径，cm；k0—系数，见表4；D—混合瓦斯对空气的相对密度，见表5。表6-1不同管径的系数K0值通称管径(mm)152025224050K0值0.460.470.480.490.500.52通称管径(mm)7080100125150>150K0值0.550.570.620.670.700.71局部阻力可用估算法计算，一般取摩擦阻力的10%~20%。管路系统长，网络复杂或主管管径较小者，可按上限取值，反之则按下限取值。53

43河南理工大学本科毕业设计表6-2在0℃及105Pa气压时的值瓦斯浓度%0123456789010.9960.9910.9870.9820.9780.9730.9690.9640.960100.9550.9510.9470.9420.9380.9330.9290.9240.9200.915200.9110.9060.9020.8980.8930.8890.8840.8800.8750.871300.8660.8620.8570.8530.8480.8440.8400.8350.8310.826400.8220.8170.8130.8080.8040.7990.7950.79107860.782500.7770.7730.7680.7640.7590.7550.7500.7460.7420.737600.7330.7280.7240.7190.7150.7100.7060.7010.6970.693700.6880.6840.6790.6750.6700.6660.6610.6570.6520.648800.6440.6390.6350.6300.6260.6210.6170.6120.6080.603900.5990.5950.5900.5860.5810.5770.5720.5680.5630.5591000.554采区瓦斯抽放管网阻力，按系统中管路最长，阻力最大的一条进行计算，由于有两趟瓦斯管路，则分别如下：1、对于平行钻场与高位钻场阻力计算其管路最长，阻力最大的是总干管从地面瓦斯泵房经己四采区风井到回风石门，再由回风下山到己15工作面回风巷(上顺槽)抽放分管采煤工作面的管路。根据本采区抽放瓦斯系统管路布置，总干管从地面到回风下山的己15工作面回风巷(上顺槽)L1=3200m，最大混合瓦斯流量30.1m3/min，采用DN300mm抽放瓦斯管1趟；支管1至己15采面回风下山下端L2=1200m，最大混合瓦斯流量2.27m3/min，采用DN100mm抽放瓦斯管1趟；根据上述抽放瓦斯管路系统，计算管网阻力如下：（1）直管段摩擦阻力53

44河南理工大学本科毕业设计(6-11)式中：hf－某段管路的摩擦阻力，Pa；L－管路长度，m；△－混合瓦斯对空气的相对密度，△=，n1为混合瓦斯中瓦斯的浓度，n2为混合瓦斯中空气的浓度；Q－某段管路的混合瓦斯流量，m3/h；K0－系数，根据管径查得，DN150mm以上管取0.71；D－管路内径，cm。直管段管路总阻力：H1==5166+2815=7981(Pa)（2）局部阻力抽放系统的局部阻力为：Hj=7981×15%=1197.15(Pa)（3）抽放系统最大管网阻力抽放管路系统最大管网阻力为：HZ=7981+1197.15=9178.15(Pa)2、对于上隅角与埋管抽放阻力计算其管路最长，阻力最大的是总干管从地面瓦斯泵房经己四采区风井到回风石门，再由回风下山到己15工作面回风巷(上顺槽)抽放分管采煤工作面的管路。根据本采区抽放瓦斯系统管路布置，总干管从地面到回风下山的己15工作面回风巷(上顺槽)L1=3200m，最大混合瓦斯流量29.6m3/min，采用DN600mm抽放瓦斯管1趟；支管1至己15采面回风下山下端L2=1200m，最大混合瓦斯流量53

45河南理工大学本科毕业设计26.51m3/min，采用DN250mm抽放瓦斯管1趟；根据上述抽放瓦斯管路系统，计算管网阻力如下：（1）直管段摩擦阻力(6-12)式中：hf－某段管路的摩擦阻力，Pa；L－管路长度，m；△－混合瓦斯对空气的相对密度，△=，n1为混合瓦斯中瓦斯的浓度，n2为混合瓦斯中空气的浓度；Q－某段管路的混合瓦斯流量，m3/h；K0－系数，根据管径查得，DN150mm以上管取0.71；D－管路内径，cm。直管段管路总阻力：H1==6940+3740=10680(Pa)（2）局部阻力抽放系统的局部阻力为：Hj=10680×15%=1602(Pa)（3）抽放系统最大管网阻力抽放管路系统最大管网阻力为：HZ=10680+1602=11282(Pa)53

46河南理工大学本科毕业设计6.2瓦斯抽放泵选型6.2.1规定根据《AQ1027-2006煤矿瓦斯抽放规范》，对瓦斯抽放设备有如下要求：5.5.1条：矿井抽放瓦斯设备的能力，应满足矿井抽放瓦斯期间或在抽放瓦斯设备服务年限内所达到的开采范围的最大抽放量和最大抽放阻力的要求，且应有不小于15%的富裕能力。矿井抽放系统的总阻力，必须按管网最大阻力计算，抽放瓦斯系统应不出现正压状态。6.2.2选型原则根据以上规定，瓦斯泵选型原则为：⑴瓦斯泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽出量的需求；⑵瓦斯泵的负压能克服管路系统的最大阻力；⑶具有良好的真空度；⑷抽放设备配备电机必须防爆。6.2.3计算方法⑴瓦斯泵流量计算抽放瓦斯泵流量必须满足抽放系统服务年限之内最大抽放量的需要。（6-13）式中—抽放瓦斯泵的额定流量，m3/min；—矿井瓦斯最大抽放总量（纯量），m3/min；x—矿井抽放瓦斯浓度，%；η—瓦斯抽放泵的机械效率，一般取0.8；K—备用系数，K=1.2。根据矿井抽放瓦斯期间最大纯瓦斯抽放量和最低抽放瓦斯浓度25%，计算抽放泵所需的流量：53

47河南理工大学本科毕业设计Qb=100∑Q纯×K1/(X×η)=100×23×1.2/(30×0.8)=115（m3/min）⑵瓦斯泵压力计算瓦斯抽放泵的压力是克服瓦斯从井下抽放孔口起，经抽放管路到抽放泵，再到释放点所产生的全部阻力损失。（6-14）式中H—瓦斯抽放压力，Pa；—井下负压段管路全部阻力损失，Pa；—井上正压段管路全部阻力损失，Pa；K—压力备用系数，取K=1.2；—井下负压段管路摩擦阻力损失，Pa；—井下负压段管路局部阻力损失，Pa；—井下抽放钻场或钻孔孔口必须造成的负压，Pa；根据经验，对于非卸压煤层可取≥13kPa；对于卸压煤层可取≥6.7kPa；对于采空区瓦斯抽放，孔口负压不可太高，以免引起采空区煤的自燃；—井上正压段管路摩擦阻力损失，Pa；—井上正压段管路局部阻力损失，Pa；—用户在瓦斯出口所需的正压，Pa；—井上、下管路最大总摩擦阻力损失，Pa；—井上、下管路最大总局部阻力损失，Pa。53

48河南理工大学本科毕业设计根据抽放管网最大阻力计算值，，钻场孔口要求的负压值，以及排放端管路的摩擦阻力，局部阻力的要求，抽放泵必须产生的压力：Hb=K×(Hz+H钻孔口+H泵出口)=1.2×(13932.71+20000)=33932.71（Pa）式中：H－瓦斯泵压力，Pa；K－备用系数，取K=1.2。⑶瓦斯抽放泵真空度计算（6-15）式中—瓦斯抽放泵的真空度，%；—瓦斯抽放泵提供的最大负压，Pa，其值可通过式（6-14）进行计算。抽放瓦斯泵的真空度ηz=Hb/101300×100%=33.4%。6.2.4瓦斯泵类型目前国内使用的瓦斯泵类型主要有：⑴离心式鼓风机；⑵回转式鼓风机(包括罗茨鼓风机、叶式鼓风机、滑板式压气机等)；⑶水环真空压缩机；⑷往复式压气机(只用于地面正压输送瓦斯)。53

49河南理工大学本科毕业设计表6-3各类瓦斯泵的特点及适用条件类型优点缺点适用条件离心式鼓风机1、运转可靠，不易出故障；2、运行平稳，供气均匀，便于维修，保养，使用寿命长；3、流量大，最大可达1200m3/min。1、工作效率低，两台并联运转，性能较差；2、相同的功率，流量，压力与回转式鼓风机相比，成本高1.5-2倍。1、适用于瓦斯流量大(800-1200m3/min)，负压要求高(4000-50000Pa)的抽放瓦斯矿井；2、可作为正压鼓风输往用户，同时又可作为负压抽出瓦斯。回转式鼓风机1、流量不受阻力变化的明显影响，接近一个常数；2、运行稳定，供气均匀，效率高，便于保养；3、相同功率，流量和压力的瓦斯泵成本只是离心泵的70-80%1、检修工艺复杂，机械加工要求较高；2、运转中噪音大；3、压力高时，漏气大，磨损较严重；4、转子表面易粘灰尘，需定期清洗1、因压力改变时流量不变，故适用于用户要求流量稳定的工艺过程；2、适用于瓦斯流量大(1-600m3/min)，负压高(20000-90000Pa)的抽放瓦斯矿井；3、空气冷却的鼓风机适用于缺水的地方水环式真空压缩机1、真空度高，且可正压输出；2、工作水不断带走气体压送时产生的热量，泵题不会升温，当抽出瓦斯浓度达到爆炸界限时，也没有爆炸危险；3、结构简单，运转可靠，平稳，供气均匀；4、将负压抽出和正压输出合二为一，一般不需另设正压输出设备需要提供工作水1、单机瓦斯抽出量由1.8-450m3/min，适用范围广，煤层透气性低，管路阻力大，需要高负压抽放的矿井；2、适用于负压抽出瓦斯；3、适用于瓦斯浓度经常变化的矿井，特别适用于浓度变化较大的邻近层抽放矿井往复式压气机1、最大特点是加压能力大，最大出口压力可达800kPa；2、流量只与转数成正比，而与压力无直接关系1、机械体积大，重量大，占地多，造价高；2、供气不均匀，有冲击震动和脉动；3、有曲柄，联杆装置，不能直接与电动机连接，转速低；4、活塞与气缸经常摩擦，磨损快1、适用于输出流量不大(50m3/min以下)，但需要高压(400-600kPa)，输送瓦斯的矿井；2、只用于正压输送瓦斯，不能作为负压抽出瓦斯用53

50河南理工大学本科毕业设计根据抽放设备必须产生的流量、压力、抽放设备可选用回转式鼓风机和水环式真空泵两种方案。回转式鼓风机产生的负压较高，运行稳定，供气均匀。但运行噪音大，压力高时磨损严重，气体漏损较大，因此不宜推荐。结合本矿井抽放煤层透气性较差，抽放量不大的特点，设计推荐采用水环式真空泵作为本矿井瓦斯抽放设备，该方案的优点是：设备结构简单，运转可靠，工作轮内充满水，起防爆阻焰作用，安全性高。对于水环式真空泵，可选用SK型和2BE型两种泵，SK型水环式真空泵是目前效率较高的双作用水环式真空泵，该设备具有运转速度低，投资省等优点，但需2台泵并联运行，才能满足矿井抽放要求，效率低，运行费用高，故不宜推荐。2BE1400型水环式真空泵，设备尺寸小，质量轻、操作简单，运行平稳，具有电耗小，总投资少等优点。经综合技术经济比较，设计确定本采区瓦斯抽放设备选用2BE1405型水环式真空泵2台，其中1台工作，1台备用。电动机选用YB型，660V，185kW隔爆三相异步电动机。53

51河南理工大学本科毕业设计图6-42BE1水环真空泵系列型谱图53

52河南理工大学本科毕业设计6.3辅助设备抽放管路附属装置及设施安装应符合以下要求：——主管、分管、支管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置；——抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离(间距一般为200m～300m，最大不超过500m)应设置放水器；——在抽放管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置；——抽放管路分岔处应设置控制阀门，阀门规格应与安装地点的管径相匹配；——地面主管上的阀门应设置在地表下用不燃性材料砌成，不透水的观察井内，其间距为500m～1000m。――抽放管路应保持一定的坡度，一般不小于1%。――在倾斜巷道中，管路应设防滑卡，其间距可根据巷道坡度确定，对28○以下的斜巷，间距一般取15m-20m。――抽放管路应有良好的气密性及采取防腐蚀、防砸坏、防带电及防冻等措施。――通往井下的抽放管路应采取防雷措施。――抽放瓦斯管路必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别。真空泵采用闭路循环冷却系统，设置玻璃钢冷却塔和冷却水泵，水泵采用水位自动控制。为了方便安装与检修，泵机房内配备SDXQ-3型3t手动单梁悬挂式起重机一台。53

53河南理工大学本科毕业设计7安全技术措施7.1抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施应根据实际情况制定出如下安全措施：1)抽放钻场、钻孔施工防治瓦斯措施。2)管路防腐蚀、防漏气、防砸坏、电气防爆、防静电、防带电、防底鼓措施。3)立井(立眼)、斜井(斜巷)管路防滑措施。4)地面管路防冻措施。抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站，应遵从以下要求：――井下移动抽放瓦斯泵站应安装在抽放瓦斯地点附近的新鲜风流中。抽出的瓦斯必须引排到地面、总回风道或分区回风道；已建永久抽放系统的矿井，移动泵站抽出的瓦斯可直接送至矿井抽放系统的管道内，但必须使矿井抽放系统的瓦斯浓度符合《煤矿安全规程》第一百四十八条规定。――移动泵站抽出的瓦斯排至回风道时，在抽放管路出口处必须采取安全措施，设置橱栏、悬挂警戒牌。栅栏设置的位置，上风侧为管路出口外推5m，上下风侧栅栏间距不小于35m。两栅栏间禁止人员通行和任何作业。移动抽放泵站排到巷道内的瓦斯，其浓度必须在30m以内被混合到《煤矿安全规程》允许的限度以内。栅栏处必须设警戒牌和瓦斯监测装置，巷道内瓦斯浓度超限报警时，应断电、停止抽放瓦斯、进行处理。监测传感器的位置设在栅栏外1m以内。两栅栏间禁止人员通行和任何作业。――井下移动瓦斯抽放泵站必须实行“三专”供电，即专用变压器、专用开关、专用线路。7.2地面抽放瓦斯站安全措施抽放瓦斯站安全措施，应遵从以下要求：53

54河南理工大学本科毕业设计――在一个抽放站内，抽放瓦斯泵及附属设备只有一套工作时，应备用一套；两套或两套以上工作时，其备用量可按工作数量的60%计。钻机备用量按工作台数的60%计；――抽放站位置应设在不受洪涝威胁且工程地质条件可靠地带，应避开滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区等；宜设在回风井工业场地内，站房距井口和主要建筑物及居住区不得小于50m；――站房及站房周围20m范围内禁止有明火；——站房应建在靠近公路和有水源的地方；——站房应考虑进出管敷设方便：有利瓦斯输送，并尽可能留有扩能的余地；――抽放站建筑必须采用不燃性材料，耐火等级为二级；——站房周围必须设置栅栏或围墙；――站房附近管道应设置放水器及防爆、防回火、防回水装置，设置放空管及压力、流量、浓度测量装置，并应设置采样孔、阀门等附属装置。放空管设置在泵的进、出口，管径应大于或等于泵的进、出口直径，放空管的管口要高出泵房房顶3m以上。――泵房内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应采用矿用防爆型；――站房必须有直通矿调度室的电话；――抽放站应有供水系统。站房设备冷却水一般采用闭路循环。给水管路及水池容积均应考虑消防水量。污水应设置地沟排放。――抽放瓦斯泵必须有前后防回火、爆炸、电气防爆、防静电措施。――抽放瓦斯站必须有防雷电、防火灾、防洪涝、防冻措施。――必须有抽放瓦斯浓度规定及在规定浓度下的防爆措施。――必须有安全管理措施。53

55河南理工大学本科毕业设计8致谢合上这本厚厚的说明书，我的大学生活也逐渐画上了句号。回首这两个多月的时间，有很多遗憾，也有很多的留恋。毕业设计真正考验一个人的所学和意志品质。它是大学四年所学知识的一次大检阅，对即将走上工作岗位的毕业生来说，不单是考验个人动脑动手能力，更是模拟现场工程技术人员运用所学知识解决实际问题的一次锻炼，即使平时学的相当扎实认真，在毕业设计的进行中也遇到了几乎难以逾越的障碍和困难。这要求毕业生还要深化学习，因为煤矿安全实际要求工程技术人员是多面手，应该有全面而细致的知识系统。困难已经使很多人畏惧，更何况还要在知识的汪洋大海中再度捞针，所以说毕业设计也考验着一个人的意志品质。确定方案，计算数据，选型验算，绘制大图，对一个只是念过课本还未接触过实际问题的学子来说，是何其繁琐和艰难，没有一点毅力前进，真是不行。然而正是这两点才造就了千百万扎扎实实、兢兢业业的工程技术人员。三个月的时间虽然不长，但我却体会到了真正意义上的学习。只有在用中学，才是有所学乃至以后有所成。毕业设计不亚于以往任何形式的学习、实践。如鱼饮水，冷暖自知。菁菁校园，草木正绿，又是离别的时候。我衷心感谢在设计中给予我指导的王登科老师以及温志辉老师，感谢帮助我的各位同学，没有他们的真诚而又无私的帮助，或许也就没有我的这份设计。不仅如此，我还要感谢四年来所有教育关心我的各位领导老师。相处虽短，情谊无限。以后的道路上让我们共同珍惜。我会倍加努力，创造人生辉煌。53

56河南理工大学本科毕业设计参考文献[1]国家煤矿安全监察局，《煤矿安全规程》，煤炭工业出版社，2005年.[2]国家煤矿安全监督管理总局，《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006），2006年.[3]煤炭工业部，《矿井瓦斯抽放工程设计规范》（MT5018-96），1996年.[4]煤炭工业部.矿井瓦斯抽放管理规范.北京：煤炭工业出版社，1997.[5]建设部、质量监督检验检疫总局，《煤炭工业矿井设计规范》（GB50215-2005），2005年.[6]国家煤矿安全监督管理总局，《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006），2006年.[7]国家煤矿安全监督管理总局，矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006），2006年.[8]林柏泉张建国.矿井瓦斯抽放理论与技术.徐州：中国矿业大学出版社，1996.[9]朱银昌,候贤文.煤矿安全工程设计.北京：煤炭工业出版社，1995.[10]于不凡,王佑安.煤矿瓦斯灾害防治与利用技术手册.北京：煤炭工业出版社，2005.[11]俞启香.矿井瓦斯防治.徐州：中国矿业大学出版社，1992年.53