永兴煤矿瓦斯抽放设计-毕业论文.doc

织金县绮陌乡永兴煤矿
瓦斯抽采设计

贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司

二0一一年七月

目 录
前 言 1
第一章 矿井概况 4
第一节 井田概况 4
第二节 地质特征 5
第三节 井田储量设计生产能力及服务年限 8
第四节 井田开拓 9
第五节 采掘方法 10
第二章 矿井瓦斯储量及可抽采量预测 11
第一节　煤层瓦斯参数 11
第二节　瓦斯储量及涌出量计算 12
第三节　瓦斯可抽量计算 19
第三章 瓦斯抽采系统 20
第一节　瓦斯抽采系统的选择原则 20
第二节　瓦斯抽采管径计算及管材选择 21
第三节　瓦斯抽采管路阻力计算及设备选型 22
第四节 瓦斯抽采管路布置及敷设 25
第五节 瓦斯抽采附属装置及设施 27
第六节 瓦斯抽采监测监控系统 34
第四章 瓦斯抽采方法 35
第一节　一般规定 35
第二节 瓦斯抽采方法选择 36
第三节　抽采钻孔施工工艺 37
一、钻孔参数确定 37
第五章　瓦斯抽采达标评判 41
第六章　抽采管理及安全技术措施 48
第一节　瓦斯抽采的组织机构 48
第二节　瓦斯抽采的技术管理 49
第二节　瓦斯抽采的现场管理 54
第四节　安全技术措施 56
第七章　瓦斯综合利用 59

织金县永兴煤矿瓦斯抽采系统方案设计
前 言
一、项目名称
贵州省织金县永兴煤矿瓦斯抽采系统方案设计。
二、任务来源
根据《煤矿安全规程》（2011）有关规定和2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的第五号令第十条，高瓦斯矿井应建立瓦斯抽采系统。为保障矿井安全、高效生产，根据贵州省织金县永兴煤矿的委托，贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司编制本瓦斯抽采系统方案设计。
三、编制依据
1、贵州省国土资源厅颁发的贵州省织金县永兴煤矿开采许可证；
2、永兴煤矿提供的贵州丰顺矿山安全生产技术咨询服务有限公司设计的《织金县永兴煤矿（整合）安全设施设计》。
3、贵州省织金县永兴煤矿规划方案采掘工程平面布置图；
4、《煤矿安全规程》（2011版）；
5、《煤炭工业小型煤矿设计规定》；
6、《煤矿瓦斯抽采规范》AQ1027-2006;
7、2003年7月国家安全生产监督管理局(国家煤矿安全监察局)发布的《煤矿安全生产基本条件规定》（2003.7.4）；
8、《采矿工程设计手册》（2003、5）；
9、《矿井抽采瓦斯工程设计规范》（MT5018-96）
10、《矿井通风安全装备标准》（MT/T5016-96）；
11、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）；
12、《矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）；
13、《瓦斯抽采用热导式高浓甲烷传感器》（AQ6204-2006）；
14、《矿井安全监测系统管理规范》；
15、贵州省织金县永兴煤矿的委托书。
16、《防治煤与瓦斯突出规定》（2009）
四、矿井简介
织金县永兴煤矿属于织金县所辖，企业性质为国有企业，为技改矿井，矿井位于织金县绮陌乡。
五、瓦斯抽采的必要性
根据《煤矿安全规程》第一百四十五条规定以及AQ1027-2006《煤矿瓦斯抽采规范》的规定，本矿井必须建立瓦斯抽采系统。考虑矿井生产规模、矿井瓦斯涌出量大、以及业主条件。本设计建议建立地面永久性瓦斯抽采系统。
六、瓦斯抽采的可行性
按抽采瓦斯来源分类可分为开采层抽采、采空区抽采、采邻近层抽采和围岩抽采四类；抽采瓦斯可分为开采层未卸压抽采、采层卸压抽采、邻近层抽采和围岩瓦斯抽采法四种；抽采工艺（或钻孔布置）可分为多种抽采方式。根据永兴煤矿实际情况：首采工作面布置在M23号煤层，瓦斯涌出主要来自M23号煤层及下附近层M27煤层，因此对M23号煤层进行瓦斯抽采是可行的。
七、设计的主要内容
1、对系统进行瓦斯抽采；
2、对系统壁式采面进行瓦斯预抽采；
3、高、低压水环式真空泵共4台；
4、抽采管路2100m；
5、建地面瓦斯抽采泵房1间，配电房1间；
八、主要结论、存在的问题及建议
（一）结论
1、本次瓦斯抽采设计是对贵州省织金县永兴煤矿高瓦斯煤层进行瓦斯抽采设计。
2、本项目属安全投入，不产生直接的经济效益，其效益主要体现在间接经济效益、安全效益、社会效益方面。
3、通过建立瓦斯抽采系统，将使贵州省织金县永兴煤矿在生产中的安全更加稳定可靠，能够有效治理瓦斯、减少煤与瓦斯突出的可能，确保矿井安全生产，安全效益十分明显。
4、通过建立瓦斯抽采系统，减少安全事故和人员伤亡、财产损失、促进矿井的稳定和发展。
（二）存在的主要问题及建议
1、本次对系统进行的抽采瓦斯设计所采用的采掘工程图为贵州省织金县永兴煤矿提供的矿井规划设计图，矿井可采储量、服务年限、采面长度、采面设备等均为矿井规划内容，届时规划系统形成后，再根据采掘实际情况继续完善抽采瓦斯设计。
2、矿井瓦斯资料比较少，本次设计只对矿井今后需解决的安全工程进行瓦斯抽采设计，建议国家相关部门加大对贵州省织金县永兴煤矿的安全投入，同时本矿自身应加强搜集本矿的瓦斯资料、地质资料及安全投入、进一步健全矿井安全生产系统，提高生产矿井的安全可靠性。
3、本次设计暂未作瓦斯利用设计，待后应根据情况请有资质单位作瓦斯利用专题设计。
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第一章 矿井概况
第一节 井田概况
一、交通位置
永兴煤矿位于织金县城西北部，相距县城平距3Km左右，行政区划隶属织金县绮陌乡所辖。有公路通过矿区，交通比较方便。
二、地形地貌
区域地貌属构造剥蚀山地地貌，区域沟谷纵横，海拔标高一般1676m～1560m，海拔标高最高为+1687.1m，最低为+1549.3m，相对最大高差为137.8m，一般为116m，属山区丘陵地带。
三、水系
矿区范围内无较大的水源地分布，仅有零星泉水点或水点可供利用。
四、气象
根据《贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源/储量核实报告》中提供的测试结果表明，本矿区属地温正常区。
五、地震情况
根据《建筑抗震设计规范》（GB50011—2001）规定，本区地震基本烈度为Ⅵ度。
六、现有煤炭运销和经济效益情况
贵州省煤炭远远不能满足市场需求。永兴煤矿技改后，对本地区市场而言有电厂和其他燃煤用户，对省外市场来说有云南、重庆、湖南、两广及海南省等。
该矿煤炭储量较丰富，资源较可靠，地质、开采条件较好，电源、水源有保证，交通较为便利，为矿井的建设及其产品的销售提供了有力的保证。因此，织金县永兴煤矿的建设，其煤炭销售市场前景广阔。
七、现有电源情况
矿井采用两回路10KV电源供电，一回引自引自织金城关镇金风35/10kv变电站，另一回引自织金城关镇三道坡35/10kv变电站，地面安装GF（380v）柴油发电机一台，KTAA19-G6A（660v）柴油发电机一台，矿井生产及生活用电可得到保证。矿井已形成井上、下供电系统，地面变电所、主排水泵房、主通风机、主井绞车房、瓦斯抽采泵、主运输系统均实现双回路供电。局部通风机供电实现“三专两闭锁”，矿井供电“三大”保护齐全可靠，能满足矿井生产要求。
第二节 地质特征
一、地层
区内出露地层有中二叠统茅口组、上二叠统龙潭组及长兴组、下三叠统夜郎组及第四系，从老至新描述如下：
1）、茅口组（P2m）：
分布于矿区东部边缘，与龙潭组第一段呈假整合接触。为灰色厚层含燧石团块生物灰岩一浅灰色厚层块状蜓灰岩组合。出露厚度大于200m。
2）、龙潭组（P3l）：
分布于区内中部，为区内含煤岩系。分布于矿区中部，根据岩性组合特征分为三个岩性段。
(1)第一段(P311)
下部为灰色粘土岩偶夹泥质灰岩及煤层组合，中部为灰、黑灰色炭质粘土岩—煤层组合，上部为中厚层岩屑砂岩—粘土岩—煤层组合。含煤6～14层，其中以M23、M27、M30为可采煤层。该段厚约70～110m。与下伏峨眉山玄武岩组呈平行不整合接触。
(2)第二段(P312)
下部为灰色粘土岩一煤层组合，中部为灰色泥质粉砂岩一煤层组合，上部为灰、深灰、黄灰色薄层粘土岩一煤层组合。含煤10～20余层，多以薄层煤为主，单层厚0.15—2.00m，可采煤1～3层，煤层厚1.20～2.00m。其中以16号煤层(M16)为主要可采煤层，厚1.5—3.3m。该段厚约80～120m。
(3)第三段(P3l3)
下部为灰色薄层粘土岩一煤层组合，上部为灰色中厚层含硅、泥质灰岩一黄绿、灰褐色薄层粉砂质粘土岩一粘土岩一煤层组合。含煤10余层，可采煤层1—5层，单层厚0.96～3.50m，矿区内为局部可采。厚90m。
3）、二叠系上统大隆组(P3d)
分布于矿区西部。由灰、深灰、黑灰色薄至中厚层硅质灰岩质硅质岩—钙质硅质岩—凝灰质粘土岩或页岩组成，厚2～8m。
4）、二叠系上统长兴组(P3c)
分布于矿区西部。主要由灰、深灰色中至厚层粉至细晶灰岩—灰绿、褐黄色薄层粉砂岩组成，厚23～30m。
5）、夜郎组（T1y）：以海相灰岩为主。由钙质砂岩、粘土岩、灰岩、泥灰岩组成，据岩类组合特征分为三段，矿区内只有第一段，分布于矿区北西部外围，与下伏大隆组呈整合接触。
第一段(Tlyl)：下部由土黄、褐黄色薄层钙质粉砂岩一灰、浅灰色薄至中厚层含泥质灰岩组成，上部由褐黄色薄层粉砂质粘土岩或粘土质粉砂岩一灰、浅灰色薄层至中厚层泥晶灰岩或含泥质灰岩组成，厚77.0m左右。
6）、第四系（Q）：主要分布于矿区地势较低的山麓较平坦及冲沟地带。为残坡积粘土、亚粘土、含砾亚粘土及人工填土等，零星分布于区内缓坡地带，不整合覆盖于各时代地层之上，厚0—15.0m。与下伏地层呈角度不整合接触。
二、地质构造
矿区位于贵阳复杂构造变形区西部，阿弓向斜北东段，绮陌背斜北西翼，一般15°～30°在矿区及附近主要发育有二条断层。F1：逆断层，倾向220°，倾角70°，最大断距50m，张家田南M30煤层逆于M27煤层之上，延伸大于2.2km。F2：逆断层，倾向225°，倾角82°～87°，最大断距90m。延伸大于2.9km。节理裂隙：矿区内节理较发育，主要有北东向、北西向两组。北东向剪节理延伸长，节理面平直紧闭；北西向张节理延伸短，对岩石完整性破坏较大。综上所述，本区总体为一单斜构造，地层倾角平缓，断层较少，构造复杂程度属简单—中等类型。
三、煤层
矿区内主要可采局部可采煤层为 M16、M27、M23、M30四层。各可采煤层的主要特征见下表：
可 采 煤 层 特 征 表 表1-2-1
地层
层位
煤层
编号
厚度
（m）
平均
厚度
（m）
稳定性
结构
备 注
P2l
M16
1.5—2.0
1.80
稳定
简单
下距M23煤层48m
M23
1.60
1.60
较稳定
较简单
下距M27煤层29m
M27
1.5—1.6
1.55
较稳定
较简单
下距M30煤层6m
M30
1.5—1.70
1.6
较稳定
较简单
下距茅口组顶界40m
四、煤质
可采煤层煤质指标见下表 表1-2-2
煤层编号
工业分析(%)
St,d(%)
Qnet，ar（MJ/g）
Mad
Ad
Vdaf
M16
原煤
0．26
11．19
5．89
3.00
29．400
M23
原煤
1．09
10．78
5．67
2．43
29．412
M27
原煤
0．55
10．37
5．44
2．78
29．564
M30
原煤
0．54
12．95
6．65
1．32
28．929
第三节 井田储量设计生产能力及服务年限
一、井田境界
扩能后的织金县绮陌乡永兴煤矿矿区平面积为1.0106km2，共由4个拐点坐标圈定，其拐点坐标见下表。
矿区范围拐点坐标 表1-3-1
点 号
X坐标
Y坐标
0
2953323
35574062
1
2953717
35573456
2
2954899
35573897
3
2954323
35574675
面 积
1.0106Km2
拟采矿标高
由+1600m至+1260m
二、储量
1、地质储量
根据贵州省地质矿产勘查开发局地球物理地球化学勘查院2007年8月提交的《贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源储量核实报告》，及贵州省国土资源厅黔国土资储备字【2007】325号文件“关于《贵州省织金县绮陌乡永兴煤矿资源储量核实报告》矿产资源储量评审备案证明，截至2007年8月16日，核实M16、M23、M27、 M30煤层保有资源量为(122b+333+334？）553万吨，其中：（122b）12万吨；（333）363万吨；（334）？178万吨。
三、矿井工作制度
根据《煤炭工业小型矿井设计规范》，矿井设计年工作日数为330天工作制度为：矿井采用“三、八”作业制，二班采煤一班检修设备。
四、矿井生产能力和服务年限
1. 矿井生产能力
永兴煤矿矿井年生产能力15万t/a，设计用2个采区1个壁式炮采工作面满足设计年产量。
2. 服务年限
服务年限 ＝ 可采储量/（井型×储量备用系数）
＝183.63/（15×1.4）＝8.7（a）
第四节 井田开拓
一、开拓方案
1、开拓系统
采用斜井开拓，中央抽出式的通风方案。开拓巷道布置，设计确定自原主斜井东南约50米处新布置一主斜井，井口标高为+1472米，主斜井一次至M23煤层，井底标高为+1400米，沿煤层走向布置运输大巷；利用该矿原主斜井改造为行人平硐兼安全出口，在行人平硐内224m处新掘暗行人斜井至+1400米，距运输大巷20m与其同向布置岩石行人大巷。在主斜井东面约100m处+1456m标高沿M23煤层布置回风平硐。
主斜井到设计标高后，沿M23煤层走向+1400水平布置运输大巷至矿区中部，顺M23煤层布置运输上山、行人上山、回风上山至+1480m标高；在回风上山+1456m标高作回风大巷与回风平硐相通，形成矿井开拓系统。
2、水平划分及标高
本区共有可采煤4层，全矿井设计考虑一个水平、上下山二个采区双向布置开采。水平标高+1400m。M23、M16煤层分层开采，M27、M30煤层联合开采。
3、通风系统及方式
本矿采用中央并列抽出式通风方法。
通风线路1：主斜井→运输大巷→运输上山→工作面运输顺槽→工作面→工作面回顺槽→回风上山→回风大巷→回风平硐→引风道→地面
通风线路2：行人平硐→行人大巷→行人上山→工作面运输顺槽→工作面→工作面回顺槽→回风上山→回风大巷→回风平硐→引风道→地面
矿井设计主通风机总需风量43.7m3/s，选用FBCDZ№17型防爆轴流通风机二台，风量28.9～53.8m3/s,负压2550～750pa，电机功率2×75kw。一台工作，一台备用。
第五节 采掘方法
一、采煤方法的选择
1）采煤方法的确定
本区设计可采煤层为M16、M23、M27、M30号煤层，倾角17°,煤层为近水平中厚煤层，采用走向长壁后退式采煤法。
2）采煤工作面的回采工艺及装备
工作面采用气动钻机ZQS-22/2.0打眼，爆破落煤，铺设SGB-620/40型可弯曲刮板输送机运输，运输能力150t/h，电机功率40kw。采用DZ22单体液压支柱配HDJA-1000金属铰接顶梁进行支护。
二、掘进方法的选择
工作面采用风腿式凿岩机YT-28或ZQS-22/2.0打眼，爆破落煤，铺设SGB-620/40型可弯曲刮板输送机运输，运输能力150t/h，电机功率40kw，采用锚网（喷）或架棚支护。

第二章 矿井瓦斯储量及可抽采量预测
第一节　煤层瓦斯参数
一、井田瓦斯、煤尘、自燃、煤与瓦斯突出及地温情况
1、瓦斯等级鉴定
根据贵州省能源局文件：黔能源发【2009】281号“关于毕节地区煤炭局《关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告》的批复”，织金县绮陌乡永兴煤矿矿井绝对瓦斯涌出量为6.98m3／min，相对瓦斯涌出量为68.92m3／t。根据《煤矿安全规程》第133条规定，该矿井瓦斯等级为高瓦斯。
2、煤的自燃倾向及煤尘爆炸危险性
根据贵州省煤田地质局实验室2007年11月鉴定，该矿井M16、M23、M27、M30煤层煤尘无爆炸危险性；M16、M23、M27、M30号煤层自燃倾向为三类（不易自燃煤层）。
3、地温
根据地质报告，本井田无地温异常现象，属于正常地温矿井。
二、煤层透气性系数及钻孔瓦斯流量衰减系数
本矿未有钻孔的瓦斯参数记录。
三、采区瓦斯来源
开采M23煤层，瓦斯来源于本煤层及下邻近层M27。可采煤层均为缓倾斜煤层，M23号煤层距M27号煤矿29m。根据图D.1，邻近层受采动影响瓦斯排放率为：ηi ＝70%， 图D.1

四、煤与瓦斯突出
根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】539号）“关于毕节地区煤炭局《关于请求审批织金县绮陌乡永兴煤矿M23、M16号煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告的报告》批复，织金县永兴煤矿M23、M16号煤层分别在矿井井田范围内+1391米、+1422米标高以上区域为不具有突出危险性。其它煤层及其它区域未作鉴定。另依据黔安监办字【2007】345号文《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》，永兴煤矿属煤与瓦斯突出矿区，故M23号煤层+1391m以上、M16号煤层+1422m以上按无突出危险性设计，矿井、一采区、其它煤层及区域在未进行突出危险性鉴定前按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。
第二节　瓦斯储量及涌出量计算
一、矿井瓦斯压力计算
瓦斯压力是标志煤层瓦斯流动特性和赋存状态的一个重要参数。因本矿未进行瓦斯参数测定，无实测资料，瓦斯压力按《采矿工程设计手册》（8-7-14）公式计算。瓦斯压力P和深度H的关系可以表示为下列直线关系：
P=(2.03~10.13)H
式中P――距地表垂深H处煤层瓦斯压力，MPa；
H――垂深。52m。
瓦斯压力为：0.105Mpa—0.526Mpa。取最大值0.526Mpa.
二、煤层瓦斯含量
矿井瓦斯绝对涌出量计算公式（AQ1027-2006）如下：

式中 ──煤层瓦斯含量，m3/t；
──吸附常数；a一般为15～55 m3/t，取a=35 m3/t;b一般为0.5～5MPa-1,取值3 MPa-1；
──煤层绝对瓦斯压力；取0.526Mpa
──煤的灰分；
──煤的水分；
──煤的孔隙率，m3/ m3，查表取值0.26；
──煤的容重(假比重)，1.4t/m3。
通过计算，可采煤层瓦斯含量见表2-1
煤层
煤层瓦斯含量平均值（m3/t）
M16煤层
26.1
M23煤层
25.55
M27煤层
29.52
M30煤层
28.72
　三、矿井瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量（按AQ1027-2006公式）：WK＝W1+W2+W3
W1_____可采煤层瓦斯储量的总和，万m3;
W2_____可采煤层采动影响范围内不可采邻近煤层的瓦斯储量的总和，万m3;
W3_____围岩瓦斯储量（按煤层瓦斯储量的10%-15%估算），万m3;
W1=×Xli　　　　W2=×X2i　
A1i_____矿井每一个可采煤层的煤炭储量，万t；
X1i_____每一个可采煤层相应的瓦斯含量，m3/t；
A2i_____可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的煤炭储量，万t；
X2i_____可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层相应的瓦斯含量，m3/t；
可采煤层瓦斯储量W1 ，万m3；
不可采煤层瓦斯储量暂按可采煤层的20%进行计算，W2，万m3；
围岩瓦斯储量W3=(W1+W2)×15%,万m3
矿井瓦斯储量：WK＝W1+W2+W3，万m3。
序号
煤层
瓦斯含量
（m3/t）
煤炭地质
储量（万t）
瓦斯储量
（万m3）
1
M16煤层
18.21
122
2222
2
M23煤层
16.11
102
1643

M27煤层
19.71
83
1636

M30煤层
18.58
93
1728
合 计

400
7229
四、矿井绝对瓦斯涌出量计算
1、采煤工作面瓦斯涌出计算
Q采＝Q1+Q2
式中：
Q采 —回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；
Q1—开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
Q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；
① 开采层相对瓦斯涌出量计算
矿井开采的煤层为薄-中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：
Q1＝K1×K2×K3×（Wo—Wc）m /M
式中：
Q1—开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；
K1—围岩瓦斯涌出系数，取 1.30；
K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η为工作面回采率；
K3—分区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。采用长壁后退式回采时，K3按下式确定：K3＝（L-2h）/L；
L—工作面长度，m；
h—巷道瓦斯排放带宽度，m；
Wo—煤的原始瓦斯含量，m3/t；
Wc—煤的残存瓦斯含量，m3/t。
2、邻近层相对瓦斯涌出量计算

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，%,参照AQ1018-2006标准附录D选取。
矿井开采各煤层，回采工作面瓦斯涌出量见表3-1-5。
② 掘进工作面瓦斯涌出量预测
q掘＝ D×v×qo×(2-1)+S×v×γ×(Wo-Wc)
式中：
q掘—掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；
D—巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层取2m；
V—巷道平均掘进速度，0.0028m/min；
L—巷道长度， m；
qo—煤壁瓦斯涌出强度，（m2/min）；
qo＝0.026[0.0004(Vr)2+0.16]×Wo
Vr—煤中挥发分含量，％；
S—掘进巷道煤断面积， m2；
W0—煤层瓦斯原始含量，m3/t；
WC—煤层残存瓦斯含量，m3/t；
γ—煤的密度， t/ m3；
单个掘进工作面瓦斯涌出量计算见表3-1-6。
3、 生产采区瓦斯涌出量：
根据矿井开拓部署，该矿为一个采区一个生产工作面组织生产。

式中：
q区—生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；
K‘—生产采区内采空区瓦斯涌出系数，查表取;
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—第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量， m3/min;
A0—生产采区平均日产量， t;
矿井开采时，生产采区瓦斯涌出量计算见表3-1-7。
4、 矿井瓦斯涌出量
矿井瓦斯涌出量按下式计算：

式中：q井—矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；
q区—第i个生产采区相对瓦斯涌出量， m3/t；
A0i—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，查表取。
矿井瓦斯涌出量计算见表3-1-8。
5、 瓦斯涌出不均衡系数
回采工作面或掘进工作面瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.2-1.5或实际计算值，取1.2；矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.1-1.3或实际计算值，取1.1。
回采工作面瓦斯涌出量

煤层
K1
K2
K3
与开采层间距(m)
η%
煤层
厚度
(m)
采高
(m)
原始瓦
斯含量
w0(m3/t)
残存瓦
斯含量
wc(m3/t)
瓦斯相对涌出量
(m3/t)
开采层
M16
1.3
1.03
0.74

1.8
1.8
18.21
7.38
10.7
邻近层
M23

48
2
1.6
1.8
16.11
5.93
0.2

M27

77
0
1.55
1.8
19.71
6.85
0.0

M30

83
0
1.6
1.8
18.58
6.67
0.0
合计

13.1
开采层
M23
1.3
1.03
0.74

1.6
1.6
15.90
5.93
9.9
邻近层
M27

29
20
1.55
1.6
19.71
6.85
2.5

M30

35
15
1.6
1.6
18.58
6.67
1.8
合计

14.9
开采层
M27
1.3
1.03
0.74

1.55
1.55
17.14
6.85
10.2
邻近层
M30

6
70
1.6
1.55
16.79
6.67
7.3
合计

21.0
开采层
M30
1.3
1.03
0.74

1.6
1.6
9.71
6.67
3.0
合计

3.6

单个掘进工作面瓦斯涌出量
煤层
Vr (%)
γ(t/m3)
s (m2)
煤厚
D(m)
V (m/min)
L(m)
q0 (m3/m2)
W0 (m3/t)
Wc (m3/t)
Q掘(m3/min)
M16
11.19
1.4
5.72
1.8
3.6
0.0028
300
0.0995
18.21
7.38
1.08
M23
10.78
1.4
5.72
1.6
3.2
0.0028
300
0.0865
16.11
5.93
0.88
M27
10.37
1.4
5.72
1.55
3.1
0.0028
300
0.1040
19.71
6.85
1.05
M30
12.95
1.4
5.72
1.6
3.2
0.0028
300
0.1097
18.58
6.67
1.09

生产采区瓦斯涌出量
煤层
采面瓦斯
涌出量
掘进瓦斯涌出量
工作面产量
采区
产量
采空区涌
出系数
采区瓦斯
涌出量
(m3/t)
(m3/min)
(t)
(t)
K′
(m3/t)
M16
13.1
1.08
420
455
1.35
28.10
M23
14.9
0.88
420
455
1.35
28.65
M27
21.0
1.05
420
455
1.35
38.71
M30
3.6
1.09
420
455
1.35
15.21

矿井瓦斯涌出量
煤层
矿井
产量
采区
产量
采区瓦斯
涌出量
采空区
涌出系数
矿井相对
瓦斯涌出量
矿井绝对
瓦斯涌出量
(t/d)
(t/d)
(m3/t)
K〞
(m3/t)
(m3/min)
M16
455
455
28.10
1.35
41.73
12.76
M23
455
455
28.65
1.35
42.54
13.01
M27
455
455
38.71
1.35
57.48
17.58
M30
455
455
15.21
1.35
22.58
6.91
设计根据《矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018－2006）》标准，采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测，经计算矿井在开采M27煤层时瓦斯涌出量最大，以此作为矿井设计的依据。其中：采煤工作面瓦斯涌出量为21m3/t、绝对瓦斯涌出量为6.13m3/min；2个煤巷掘进工作面绝对瓦斯涌出量为2×1.05=2.1m3/min；矿井相对瓦斯涌出量为57.48m3/t，矿井绝对瓦斯涌出量为17.58m3/min。

第三节　瓦斯可抽量计算
根据矿井突出危险性鉴定，矿井M23号煤层+1391m以上、M16号煤层+1422m以上按无突出危险区设计和管理，其它未鉴定区域按突出危险区设计和管理。设计建立地面永久性瓦斯抽采站，建立高低负压两套抽采系统。
①采面瓦斯抽采量分析
M27煤层瓦斯含量为19.71m3/t，根椐防治煤与瓦斯突出规定，采掘作业前需将煤层瓦斯含量降至8 m3/t以下或将煤层瓦斯压力降至0.74MPa以下。本次设计在采掘作业前将煤层瓦斯含量降至7.5 m3/t以下作为防突指标，开采M27煤层时主要采用抽采消突。则采面防突抽采量为：12.21m3/t，采面生产能力按矿井生产能力的90%计算，防突抽采量为（19.21-7.5）×150000×0.9/330/1440=3.5m3/min。
采面消突后瓦斯涌出量为7.5m3/t，采面生产能力按矿井生产能力的90%计算，则采面瓦斯涌出量为3.3m3/min，本煤层瓦斯涌出量为2.2m3/min，邻近层瓦斯涌出量为1.1m3/min。
② 掘进工作面瓦斯抽采量分析
矿井单个掘进面瓦斯涌出量为1.05 m3/min，掘进工作面生产能力按矿井生产能力的10%计算，则矿井掘进防突抽采量为2×（19.21-7.5）×150000×0.1/330/1440=0.8 m3/min，这部分主要靠高负压抽采解决。
③矿井瓦斯抽采量
采面防突抽采量为3.5m3/min，掘进防突抽采量0.8m3/min，则高负压抽采量为4.3m3/min，综合选取5m3/min进行抽采设备的选型。
考虑邻近层及不可采煤层对抽采的影响，低负压抽采量按3m3/min进行抽采设备的选型。
④本次抽采量、通风计算参数确定
综合上述计算结果，矿井瓦斯抽采总量为：8m3/min，其中高负压抽采量为5 m3/min，低负压抽采量为3m3/min。
采面风排瓦斯量为3.3 m3/min，掘进面风排瓦斯量为0.29m3/min，以此作为采、掘工作面风量计算依据。
第三章 瓦斯抽采系统
第一节　瓦斯抽采系统的选择原则
对于煤与瓦斯突出矿井或高瓦斯矿井，瓦斯抽采系统是为消除采掘工作面煤与瓦斯突出危险及解决高瓦斯矿瓦斯超限问题所建立的瓦斯抽采方法、抽采设备及抽采管道组成的系统总和。
达到以下条件的矿井必须建立地面永久瓦斯抽采系统或井下移动瓦斯抽采系统：
（1）一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min。
（2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件：①大于或等于40m3/min；②年产量（1.0～1.5）Mt的矿井，大于30m3/min；③年产量（0.6～1.0）Mt的矿井，大于25m3/min；④年产量（0.4～0.6）Mt的矿井，大于20m3/min；⑤年产量等于或小于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。
（3）开采具有煤与瓦斯突出危险煤层应建立地面永久瓦斯抽采系统的矿井：①瓦斯抽采系统的抽采量可稳定在2m3/min以上；②瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽采服务年限在5年以上。
新建瓦斯抽采系统的矿井，必须经具有相关资质的专业机构进行可行性论证，由企业技术负责人组织瓦斯抽采工程设计。
第二节　瓦斯抽采管径计算及管材选择
一、抽采管路管径计算
根据小煤矿安全管理水平、抽采设备价格、开拓开采设计及抽采的瓦斯放空不利用等，确定采用地面永久瓦斯抽采系统。本矿井分别设置高负压瓦斯抽采管路系统和低负压瓦斯抽采管路系统各1套。
高、低负压瓦斯抽采管路经回风斜井引出地面，在风井场地设置高、低负压联合瓦斯抽采站。地面及回风斜井内布置瓦斯主管，采面回风巷、采面运输巷、掘进工作面布置瓦斯支管。
矿井瓦斯抽出量资料表
项 目
低负压
高负压
纯瓦斯(m3/min)
2.72
2.76
瓦斯浓度(%)
25
40
混合量(m3/min)
10.88
6.9
孔口压力(kPa)
≤-8
≤-13
瓦斯抽采管径计算公式 D=0.1457（Q/V）1/2
式中：D——抽采瓦斯管内径，m；
Q——管道内瓦斯流量m3/min；
V——瓦斯管中混合瓦斯的平均流速，一般V=10m/s。
根据公式计算高负压和低负压时的管径结果详见表
高负压、低负压瓦斯抽采管径计算表
类型
管路名称
纯瓦斯流量(m³/min)
瓦斯浓度
混合瓦斯流量Q混(m³/min)
气体流速V(m/s)
计算管径(mm)
管材内径(mm)
备注
高负压
主管
2.76
40%
6.9
10
121
200
回风井主管
分管1
1.5
40%
3.75
10
89
150
工作面支管
低负压
主管
2.72
25%
10.88
10
151.97
200
回风井主管
分管1
1.2
25%
4.8
10
100.9
150
工作面支管

二、抽采管路管材选择
矿井高低负压两趟瓦斯抽采管路，建议选用具有煤安标志、防腐的PVC塑管为瓦斯抽采管道。初期管路长度和内径见表
高负压管路
类型
主管长度(m)
内径(mm)
主管
600
φ200
支管
700
φ150
低负压管路
主管
600
φ200
支管
300
φ150

第三节　瓦斯抽采管路阻力计算及设备选型
一、管路阻力计算
（一）摩擦阻力计算
瓦斯管路磨擦阻力的计算，采用如下公式：
△=1－0.446C……………………………………………………(3-5-2)
式中：△—瓦斯管路中的瓦斯比重；
　　　C—瓦斯管路内瓦斯浓度。
………………………………………………(3-5-3)
式中：L—瓦斯管路长度，按服务期内最长管线考虑；
　　　Q—瓦斯管内混合瓦斯流量；
　　　K—系数；
　　　D—瓦斯管道内径，cm。
1、局部阻力
根据经验，管路局部阻力按摩擦阻力的10%～20%考虑即可。
2、管路总阻力
根据上述公式（3－5－2）、（3－5－3）计算管路阻力，管道阻力按开采到第一水平时的管道长度估算，计算结果详见抽采管路直管阻力计算表
抽采管路直管阻力计算表
抽采方式
管路名称
相对密度△
混合瓦斯流量Q混（m3/h）
系数K0
管道内径D (cm)
瓦斯浓度C (%)
长度L (m)
阻力损失H (pa)
高负压
主管
0.82
414
0.72
25
40%
300
71.73
分管
0.82
225
0.72
20
40%
400
272.5
直管阻力

344.23
局部阻力
按15%计算
51.63
总阻力

395.86
低负压
主管
0.85
65