采煤工作面瓦斯抽放技术设计专业：通风与安全系班级：09通风（2）班姓名：张学伟指导老师：姚向荣淮南职业技术学院通风与安全系2011年6月1地质概况：本工作面走向长度1500m 、倾向长度120m ，停采线至回风上山距离150m ，采区回风上山长度1800m 。

局部弯头长度100m ，工作面日产量3000t 。

本煤采区开采某煤层（2号），煤层厚度为5m ；赋存稳定，倾角为15°顶板为砂质泥岩，岩层不能致密，上覆1号煤层50m ，煤厚2m 。

本区域本区有小断层，对开采影响不大。

2煤层瓦斯参数和抽放瓦斯参数：2.1煤层瓦斯参数：1号煤层瓦斯含量为12m3/t.r ，煤的密度为1.45t/m3，水分0.2%、灰分21%、挥发份15%；2号煤层瓦斯含量为11.5m3/t.r ，煤的密度为1.32t/m3，水分1.2%、灰分18%、挥发份17%。

2.2抽放瓦斯参数：2号煤层透气性系数λ＝0.0276（m2/MPa2.d)，如用未卸压长钻孔预测抽煤层瓦斯，百米钻孔瓦斯抽和量为0.01m3/min·hm。

3瓦斯储量计算：3.1煤层瓦斯储量计算：根据已知条件：2号煤层瓦斯含量为11.5m3/t.r ，煤的密度为1.32t/m3，水分1.2%、灰分18%、挥发份17%； 1号煤层瓦斯含量为12m3/t.r ，煤的密度为1.45t/m3，水分0.2%、灰分21%、挥发份15%。

可以得到原始瓦斯含量，公式如下：100/100A M Q Q d ad ）（可燃基原--⨯=式中：Q 原——矿井原始瓦斯含量，m ³/t;Q 可燃基——可燃基瓦斯含量，m ³/t.r;Mad ——水分；Ad ——灰分。

可得： 292.9100/182.11005.11Q 2=--⨯=）（原可采层瓦斯储量：ρ⨯⨯⨯⨯=D H L Q W 22原式中：Q 原2——2号煤原始瓦斯含量，m ³/t ；L ——2号煤工作面走向长度，m ；H ——煤层厚度，m ；D ——2号煤倾向长度，m ；ρ——2号煤的密度，t/m ³。

可得： ρ⨯⨯⨯⨯=D H L Q W 22原 =9.292×1500×5×120×1.32=1104（万t ）3.2工作面可抽量计算：相对瓦斯涌出量q 可由以下公式求得：100/100A M Q d ad ）（原---=W c q式中：W C ——可燃基残存量，m ³/t可燃基残存量可根据表2-1查取表2-1q=9.292-3.2× (100-1.2-18)/100=6.7064可采抽瓦斯总含量W 可： W 可=q ×L ×H ×D ×ρ=6.7064×1500×5×120×1.32=7967203.2（m ³）预抽纯量Q 纯: Q 纯=W 可/(24×60×330)= 16.766(m ³/min)抽放量Q: Q= Q/0.4= 41.915(m³/min)纯4瓦斯抽放的必要性可行性论证：4.1瓦斯抽放的必要性：根据供风量为1500m³/min,工作面瓦斯浓度按0.6％计算风排瓦斯量Qp=Q×C=1500×0.6/100=9m3/min。

而工作面绝对瓦斯涌出量为16.766m3/min，如不可抽-Qp=16.766-9=7.766m3/min 放瓦斯，则工作面的瓦斯浓度将超限，尚需抽放瓦斯量＝QCH4工作面瓦斯浓度才能维持0.6％4.2、瓦斯抽放的可行性：本煤层瓦斯抽放的可行性是指在自然透气条件下进行预抽的可能性，衡量本煤层瓦斯预抽可行性指标有三个：煤层透气性系数（λ），钻孔瓦斯流量衰减系数（α）和百米钻孔瓦斯极限抽放量衰减系数（Qj）。

按λ、α和Qj判断本煤层瓦斯抽放可行性标准如表2-2示。

表2-2 本煤层预抽瓦斯难易程度分类表根据已知条件，2号煤层透气性系数λ=0.0276（㎡/MPa2·d）,2号煤属于较难抽采煤层，如不采取其他技术措施，基本不具备预抽本煤层瓦斯的可能性，因此，我们要选取合适的抽采方法来治理工作面的瓦斯超限。

5瓦斯抽放方法设计：5.1、瓦斯抽放方法分类与选择规定：a.按抽出瓦斯来源分：本煤层抽采、邻近层抽采、采空区抽采。

b.按被抽采煤层的卸压状况分：原始煤体未卸压预抽瓦斯；煤层卸压后抽瓦斯。

c.按抽采瓦斯源的汇集工程方法分：抽采瓦斯钻孔法、抽采瓦斯巷道法和抽采瓦斯钻孔巷道综合法。

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。

瓦斯抽放系统选择还应注意以下问题：（a）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。

（b）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。

根据本煤层的特点，我们选取抽采瓦斯钻孔法，而钻孔抽采瓦斯的方法又有穿层钻孔抽采瓦斯、顺层钻孔抽采和边采边抽。

5.2、瓦斯抽放方法的比较和选择根据钻孔抽采瓦斯的优缺点及适用条件，我们最终选择顺层钻孔抽采，因为顺层钻孔抽采的适用条件是：①单一煤层；②煤层透气性较小但应有抽放可能；③煤层赋存条件稳定，地质变化小；④钻孔要提前打好，有较长的预抽时间；⑤突出危险煤层（密集钻孔），而我们要设计的煤层就是煤层透气性较小但应有抽放可能，煤层赋存条件稳定，地质变化小。

图——回采工作面本煤层瓦斯抽放钻孔布置示意图5.3、抽放钻孔的参数：5.3.1钻孔直径：钻孔直径大，暴露煤壁面积就大，瓦斯涌出量相应也大，但二者增长并非线性关系，在煤层条件不同的情况下，瓦斯涌出量并不随孔径的增大而成比例增大。

据测定结果，孔径由73mm提高到300mm，钻孔的暴露面积增至4倍，而钻孔抽放量仅增至2.7倍，而日本赤平煤矿孔径由65mm增至120mm ，抽放瓦斯量增加到3.5倍。

孔径应根据钻机性能，施工速度与技术水平、抽放瓦斯量、抽放半径等因素确定，目前一般采用抽放瓦斯钻孔直径为60～110mm。

根据本煤层的特性，选取钻孔直径为90mm。

5.3.2钻孔的长度：据实测结果，单一钻孔的瓦斯抽放量与其孔长基本上成正比关系，因此在钻机性能与施工技术水平允许的条件下，尽可能采用长钻孔以增加抽放量和效益。

本煤层的倾向长度为120m，为了达到好的抽放效果，我们把钻孔从进风巷和回风巷顺煤层打入，进风巷打入的钻孔的长度为60m，回风巷打入的钻孔的长度为70m。

5.3.3钻孔的间距与抽放时间：2号煤层透气性系数λ＝0.0276（m2/MPa2.d)，根据表3-1，我们选取钻孔间距为3m。

表3-1 钻孔间距选用参考值表根据课程设计给的条件，我们可知抽放时间为一年。

5.3.4抽放负压与钻孔长度：钻孔抽放负压一般选用13.3～26.6kPa(即100～200mmHg)，但最低不宜小于6.7kPa （50mmHg）。

一些矿井提高抽放负压，抽放瓦斯量增大，但是也有的矿井抽放负压增加，抽放量变化不大。

封孔长度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量缩短，一般情况下岩孔应不小于2～5m，煤孔应不小于4～10m。

6工作面瓦斯抽放系统：6.1、抽采管路系统选择的原则：6.1.1 抽采管路系统应根据矿井开拓部署、井下巷道布置、抽采地点分布、瓦斯利用要求，以及矿井的发展规划等因素确定，并宜避免或减少主干管路系统的改动。

6.1.2 管路的敷设宜减少曲线，并宜使管路的长度较短。

6.1.3 管路宜敷设在矿车不经常通过的巷道中。

若必须敷设在运输巷道内时，应采取必要的安全措施。

6.1.4 当抽采设备或管路发生故障时，应使管道内溢出的瓦斯不流入采、掘工作面及机电硐室内。

6.1.5 抽采管路系统宜符合管道运输、安装和维护方便的要求。

6.2抽采管路管径、壁厚计算及管材选择：6.2.1抽采管径选择：选择瓦斯管径，可按下式计算：V Q0.1457D =式中 D —瓦斯管内径，m ；Q —管内瓦斯流量，m 3/min ；V —瓦斯在管路中的经济流速，m/s ，一般取V ＝10~15m/s ，在此取10m/s 。

可得：)(3.010915.411457.01457.0m V Q D === 6.2.2抽采管路壁厚选择：选择管路壁厚可按下式计算：][2σδd P •= （6.2.2）式中:δ——管路壁厚（mm）；P——管路最大工作压力（MPa）；d——管路内径（mm）；［σ］——容许压力（MPa），可取屈服极限强度的60％；缺少比值时，铸铁管可取20MPa，焊接钢管可取60MPa，无缝钢管可取80MPa。

管路最大工作取5Mpa,容许压力取80Mpa,δ=P*d/2[σ]=5*300/2*80=10mm6.2.3 抽采管路管材应符合抗静电、耐腐蚀、阻燃、抗冲击、安装维护方便等要求。

6.3抽采设备选型：6.3.1 抽采设备选型应符合下列规定。

1 瓦斯抽采泵应选用湿式。

2 抽采设备应配备防爆电气设备及防爆电动机。

3 备用的抽采泵及附属设备应与抽采设备具有同等能力。

6.3.2 标准状态下抽采系统压力可按下列公式计算：H=（Ht+Hc）·K (6.6.2-1)Hr= hrm +hrj+ hk(6.6.2-2)Hc= hcm +hcj+ hz(6.6.2-3)式中 H ——抽采系统压力（Pa）;Hr——抽采设备出口侧（负压段）10～15年内管路最大阻力损失（Pa）;Hc——抽采设备出口侧（正压段）管路阻力损失（Pa）;K——抽采系统压力富余系数，可取1.2～1.8；hrm——入口侧（负压段）管路最大摩擦阻力（Pa）;hrj——入口侧（负压段）管路局部阻力（Pa）;hk——井下抽采钻孔的设计孔口负压（Pa）;hcm——出口侧（正压段）管路最大摩擦阻力（Pa）;h rj ——出口侧（正压段）管路局部阻力（Pa ）h z ——出口侧（正压段）的出口正压（Pa ）；出口进入瓦斯储气罐，可取3500～5000 Pa 。