煤矿思采区瓦斯抽采设计--课程设计.docx

课 程 设 计

题 目 --煤矿思采区瓦斯抽采设计
院(系)别 安全工程学院
专业班级 地质13-2班
姓 名
指导教师

2016 年 12 月

摘 要
--矿井可采煤层有68 #、79 #、85 #和93 #，共四层。可采储量为28.755 Mt，服务年限45年，根据--一矿地质资料和生产技术资料，确定本设计为单水平斜井开拓方式，采煤工艺为综采。--煤矿矿井生产能力为0.9Mt/a，煤层倾角为14°～23°，本设计主要针对于矿井四采区，四采区单翼开采工作面走向长度1400m、倾向长度206m，采区回风上山长度1275m。
本次瓦斯设计工作面每天推进速度为2.4m/d，设计日产量为1500t，根据瓦斯赋存情况以及煤样化验结果表明，该采区瓦斯含量为11m3/t 。85号煤层用顺层平行钻孔布孔，钻孔间距6m，孔深100m，共466个钻孔，封孔长度为5m。本次设计不仅实现了矿井安全生产的目的，同时也提高了资源利用率，降低了通风费用，并为环境保护做出了贡献。

关键词：瓦斯抽采，瓦斯抽采系统，平行钻孔，瓦斯检测及管理

目 录
摘要 I
1 概况矿井开拓 1
1.1 矿井概况 1
1.1.1 地理位置 1
1.1.2 交通 1
1.1.3 气象 2
1.1.4 水源 2
1.2 井田地质特征 2
1.2.1 地质年代，地层层序 2
1.2.2 煤系地层走向、倾向及倾角 3
1.2.3 断层和褶皱情况 4
1.2.4 煤层特征 4
1.2.6 煤质特征 4
1.2.7 地质勘探程度 5
1.3 矿井安全概况 5
1.3.1 水文地质特征 5
1.3.2 瓦斯情况 6
1.3.3 爆炸危险性，预防措施 6
1.3.4 煤的自燃性 7
1.3.5 井下高温的处理措施 7
2 工作面概况 9
2.1 采区位置范围、地质条件 9
2.2煤层瓦斯参数和抽放瓦斯参数 9
2.3采区和工作面巷道布置、采煤方法 9
2.4矿井二采区储量计算 10
3 瓦斯储量计算﹑抽放瓦斯必要性论证 11
3.1 煤层瓦斯储量计算 11
3.1.1 煤层瓦斯储量计算 11
3.2抽放必要性可行性论证 12
3.2.1 瓦斯抽放的必要性 12
3.2.2 工作面可以供给的风量 13
3.2.3 通风方法可以解决的瓦斯含量 13
3.2.4 采面瓦斯涌出量预测 13
3.2.5掘进工作面瓦斯涌出量预测 15
3.2.6 通风处理瓦斯量核定 16
3.3 瓦斯抽放的可行性 17
4 工作面可抽瓦斯量及可抽期 18
4.1瓦斯抽放率 18
4.1.1工作面瓦斯抽放率的测定与计算： 18
4.1.2可抽放瓦斯总量计算 19
4.1.3 年抽采量和可抽期 20
5煤层瓦斯抽放方法设计 22
5.1抽放方法的选择 22
5.1.1一般规定 22
5.1.2抽放方法选择 22
5.1.3本煤层瓦斯抽放方法 23
5.2抽放钻孔参数确定 23
5.2.1钻场及钻孔布置 24
5.2.2本煤层预抽钻孔钻场布置 26
5.2.3封孔方法 27
5.2.4封孔长度 28
5.2.5 抽采方法效果预测 28
6工作面瓦斯抽放系统 31
6.1工作面瓦斯抽放设施的配置和布置 31
6.1.1井下移动瓦斯抽采泵站 32
6.2抽放管路的计算和选择 32
6.2.1抽放管路选型及阻力计算规定 32
6.2.2计算方法 34
7瓦斯泵选型 37
7.1瓦斯泵选型确定 37
7.1.1 规定 37
7.1.2 选型原则计算 37
7.1.3 瓦斯泵类型 38
结论 40
致谢 41
参考文献 42

43

1 概况矿井开拓
1.1 矿井概况
1.1.1 地理位置
--煤矿位于七台河矿区西部生产区的东部，行政区划归七台河市--区。地理座标：东经130°55′42″～130°58′53″，北纬45°43′39″～45°47′50″。
1.1.2 交通
矿井北部边缘有铁路经七台河站与国铁相接，通往全国各地。公路通哈尔滨、佳木斯、牡丹江、鸡西等地，交通十分方便见交通位置如：图1.1。

图1.1交通位置图
1.1.3 气象
本区属寒温带大陆性气候，由11月至次年4月为冻结期，冻结深度1.5～2.0米。最高气温（7～8月份）零上35℃，最低气温（12～1月份）零下38℃，平均气温3～3.5℃。年降雨量400～600mm，多集中在7～9月份，占年总降雨量的60％。年蒸发量80～1000mm。本区冬季以西北风为主，夏季多东南风，风力一般2～4级，最大可达7～8级，春季多大风。
1.1.4 水源
七台河发源于本区南部山区，为倭肯河支流，河宽20m左右，水深0.30m左右，平常期流量为0.5～1.5m3/s，水期流量为10～200m3/s，属季节性河流，该河位于本区西部，泾流方向由南向北，垂直煤系地层走向，基本切割本矿区全部煤系地层，对矿区的开发有一定的影响。本区内第四系地层广泛分布，地下含水量极其丰富，水源充足。供水水源来自于倭肯河附近的五个水源井和--水库净化水，水量满足生产需要。
1.2 井田地质特征
1.2.1 地质年代，地层层序
城子河含煤组是鸡西群中上部地层，岩性以粉砂岩、细砂岩、粉细砂岩互层为主，其次是中粗砂岩及炭页岩。下部较细，自下而上中、粗砂岩增多，本组是矿内主要含煤组，主要可采煤层均分布在本组内，可分为8个含煤段。
（1）第一含煤段：上界至97号煤层下部的含砾粗砂岩为界，厚约250米，岩性以中粗砂岩为主，夹多层含云母的粉砂岩及页岩，含煤十余层，其中98号煤层零星可采。
（2）第二含煤段：上界以94层顶板细中砂岩为界，以中砂岩为主，下部不含煤，上部有三层簿煤，间距较小，局部可采。
（3）第三含煤段：上界以88层顶板粗中砂岩为界，以粉砂岩为主，夹中细砂岩。含煤五层其中两层可采，93号煤层全区发育，是矿井主要可采煤层。
（4）第四含煤段：上界以81层顶板粗中砂岩为界，岩性以粉细砂岩互层为主，其次是粉砂岩、中细砂岩。含煤五层，其中可采与局部可采共三层，85层全区发育，是主要可采煤层。
（5）第五含煤段：上界以67层顶板粗中砂岩为界，以粉砂岩为主。67、72、74层底板有凝灰岩及凝灰质粉砂岩，可做对比标志。含煤10层，其中可采与局部可采共7层，68层和79层全矿发育，是主要可采煤层。
（6）第六含煤段：上界以55层底板粗砂岩为界，粉砂岩和粉细砂岩互层为主，局部夹中细砂岩，含煤十二层，均匀分布，以簿煤层为主，局部可采四层，61层底板局部有一层凝灰岩，可做对比依据。
（7）第七含煤段：上界至51层底板中砂岩，岩性以粉砂岩细砂岩互层为主，含煤2至3层，均为簿煤层，无可采煤层。
（8）第八含煤段：上界至44层顶板中粗砂岩与穆棱组分界。岩性以粉细砂岩互层为主，厚度较大，含煤十一层，可采与局部可采者七层，其中44、47、48三层发育较好，44层底板有一层凝灰岩是本区的重要对比标志。
1.2.2 煤系地层走向、倾向及倾角
井田范围内的构造按其力学性质和展布规律分为两个区域。以F6断层为界，北部为走向N70°W接近向南倾斜的单斜构造，在此范围内褶皱不发育，地层倾角一般在20～25°，断层较少，以小正断层为主，走向N45°W落差一般在一米左右，一般对生产影响不大。F6号断层以南为一个压扭性帚状构造带，受帚状构造控制，煤系地层走向及主要断层走向均以弧形展布，走向从N15°W向，逐渐转为南北向，地层倾向由近向南倾斜转为向西倾斜，地层倾角一般在15～30°，局部褶皱挤压，一般褶曲轴部煤层加厚，翼部煤层变簿。构成帚状构造的主要断层为压扭性断层，如：F6、F2断层等，在这些逆断层之间，常有一组次级构造，为张扭性，如：F30，与主体构造线组成入字型构造。
1.2.3 断层和褶皱情况
构造复杂程度类型：根据--煤矿南北两区构造的差异性，构造复杂程度类型不同。
构造：根据--煤矿南北两区（以F6断层分界）构造的差异性，构造复杂类型不同。（1）F6断层以北区：含煤地层的产状有一定变化，大中型断层9条，单斜构造，伴有落差5m左右小断层较多；靠F6断层附近地层产状变化大。斜井区的构造复杂程度定为Ⅱ类。（2）F6断层以南区：含煤地层的产状变化很大，煤系地层走向及主要断层走向均以弧形展布，走向从N15度W向，逐渐转为南北向，大中型断层23条，断层呈帚状。F6号断层以南属Ⅲ类；因此井田构造复杂类型分地段评价：F6号断层以北，属Ⅱ类；F6号断层以南，属Ⅲ类；全区构造复杂程度评价为Ⅲ类。
1.2.4 煤层特征
据本采区范围内所有钻孔资料,参与储量计算的煤层共有两层:
85#煤层：厚度在0.63～4.16m，平均1.50m。属结构复杂、全区发育可采的稳定型煤层。
93#厚度在0.64～3.25m，平均1.50m。属结构复杂～简单、全区发育可采的稳定型煤层。
1.2.6 煤质特征
依据《中国煤炭分类国家标准》，确定本区煤类有焦煤、1/3焦煤、瘦煤。斜井区除94煤层为JM外，其它煤层为1/3焦煤；立井区79号煤层以上煤层为焦煤，85号煤层以下煤层从浅部向深部由焦煤过度到瘦煤。72、75和87号煤为1/3焦煤；56、60、65、67上、68号煤为1/3焦煤和焦煤；67、94号煤层为焦煤，其他煤层为1/3焦煤、焦煤和瘦煤。
1.2.7 地质勘探程度
基本查明了--矿井井田内地层层序和含煤地层形态，比较详细的划分了含煤地层，查明了勘探区的构造形态，确定了区内的构造复杂程度；详细查明各主要可采煤层的煤质特征、煤类、层位、厚度、结构和煤层的分布范围。为设计提供了可以满足要求的资料。
1.3 矿井安全概况
1.3.1 水文地质特征
井田位于倭肯河南0.5km，呈山区丘陵地貌。井田内的河流和沟谷有：倭肯河、六闾沟、八道岗沟和二采小沟。
（1）倭肯河：河宽20m左右，水深0.30m左右，平常期流量为0.5～1.5m3/s，水期流量为10～200m3/s，属季节性河流，该河位于本区西部，泾流方向由南向北，垂直煤系地层走向，基本切割本矿区全部煤系地层，对矿区的开发有一定的影响。
(2)六闾沟：位于井田北部，为季节性沟谷，垂直地层走向展布，向北流入倭肯河，汇水面积5km2。沟谷经过一水平一、三采区的采空区，1981年曾发生地表水经小井采空区灌入矿井，造成无死人的淹井事故，目前在六闾沟的主要集水部位疏通了水流，修建了一条750m长的排水渠道，1992年又在六闾沟上游修建一条长120m的人工渡槽，保证六闾沟排水畅通。
(3)八道岗沟：位于井田西北部，为季节性沟谷，垂直地层走向展布，向北流入倭肯河，汇水面积8平方公里，主要集水部位处在一水平五采区右翼，对五采区安全有一定影响。1981年曾发生地表水经小窑灌入大井采空区造成五井淹井事故，目前已对采空区附近进行了治理，保证露头防水煤柱可靠性，以防再次造成水害事故。
（4）二采小沟：位于井田中部，为季节性沟谷，垂直地层走向展布，向东流入--河，汇水面积约5.2km2，由于沟下大、小井采空区较浅，表土较薄，故对矿床充水有一定影响，治理措施是已对二采沟局部地段修筑渡槽。
第四系疏松含水层主要分布在倭肯河及--河两侧，呈条带状分布，对该矿床充水影响不大。
煤系岩层由不同粒级的砂岩组成，其中以粉砂岩、细砂岩为主，矿床的充水程度主要决定于岩层裂隙发育程度和补给条件，富水性较强的中、粗砂岩层仅在局部发育。故不利于地下水的富集，也就造成了矿井水较少的条件。
矿井采掘工程受水害影响不大，遇断层有时会发生涌出现象，但由于其水量有限，且在短期内就被疏干，对矿井安全不会造成威胁。
1.3.2 瓦斯情况
85#煤：，根据钻探资料分析，区内部瓦斯含量为11m3/t。煤的密度为1.4t/m3，水分1.23%、灰分9.37%、挥发份17.18%；
93#煤：区内煤层瓦斯含量较高。钻孔揭露情况表明：浅部煤层为瓦斯低含量区，属瓦斯含量富集区，瓦斯含量为11m3/t。煤的密度为1.4t/m3，水分1.23%、灰分30%、挥发份30%；
综上所述，本采区85～93煤层赋存情况总体基本上为瓦斯高含量区，矿井绝对瓦斯涌出量30m3/min，本矿井属于高瓦斯矿井。，局部伴有瓦斯含量富集区，因而瓦斯对煤层的开采有不同程度的影响。
1.3.3 爆炸危险性，预防措施
一井具有完善的防尘供水系统，井下主要运输巷带式输送机巷道、上山与下山、采煤运输巷与回风巷、采煤工作面机巷与风巷、掘进巷道，煤仓放煤口，溜煤眼放煤口，路，并安卸载点，卸载点等地点都敷设有防尘供水管装支管和阀门，三通闸阀实行编号管理，全矿累计防尘管路49330 m。
1.3.4 煤的自燃性
根据生产证实，煤层顶底板与原勘探报告和上次矿井地质报告相比无变化；瓦斯比以前低；地温梯度基本无变化；从采掘看地压有明显增大趋势，具体表现在二水平一采区左翼。
矿井为高瓦斯矿井，各煤层的煤尘均有爆炸性，平均爆炸指数31％。
表1.1 瓦斯鉴定情况表
年
绝对瓦斯涌出量（m3/min）
相对瓦斯涌出量（m3/t）
2004
15.2
8.7
2005
14.8
8.4
2006
13.9
8.3
2007
12.8
7.9
2008
10.3
6.2

表1.2主要可采层煤尘爆炸指数表
煤层
煤种
Vrad挥发份
Ad灰分
爆炸指数
85
1/3JM
32.02
25.32
31.54
93
1/3JM
32.16
24.50
31.71
对67上、68、79、85、90、93、94号煤层共7个煤层样化验，均为不自燃煤层，历史上各煤层未发现自燃发火现象。
1.3.5 井下高温的处理措施
1．工作面回采完毕，要及时进行充填密闭，对废巷、盲巷要及时充填密闭，防止自燃生热。
2、巷道壁进行喷水降温，同时也可以达到降尘的目的，保证井下湿度，进一步降低井下温度。
3.在运输大巷设立水门，降低入井空气温度。
4．建立完善的火灾预测系统，设置阻化剂发射泵，惰性气体灭火装置等防火措施。

2 工作面概况
2.1采区位置范围、地质条件
  本煤采区开采煤层（85），煤层厚度为15m；赋存稳定，倾角为20°，顶板为砂质泥岩，岩层不能致密，93号煤层距离85号煤层垂直距离24m，煤厚1.5m。本区域有小断层，对开采影响不大。工作面走向长度1400m、倾向长度206m，区回风上山长度1275m。
85#煤层：煤厚0.63~4.16 m,平均1.5 m。
93#煤层：煤厚0.64~3.25 m,平均1.5 m。
煤层平均倾角为20°。
2.2煤层瓦斯参数和抽放瓦斯参数
主要瓦斯参数
85号煤层瓦斯含量为11m3/t，煤的密度为1.4t/m3，水分1.23%、灰分9.37%、挥发份17.18%；93号煤层瓦斯含量为11m3/t，煤的密度为1.4t/m3，水分1.23%、灰分30%、挥发份30%；煤层瓦斯压力1.8MPa，具有突出危险性。
2.抽放瓦斯参数：
85号煤层透气性系数λ＝5.75（m2/MPa2.d)93号煤层透气性系数λ＝12.76（m2/MPa2.d)。
2.3采区和工作面巷道布置、采煤方法
1.通风方式及风量
  采区采用抽出式，回风由采区主要扇风机排出地面，经计算工作面供风量为17.7 m3/s 。
2.采煤方法及巷道布置：
  采用走向长壁全部跨落顶板管理法，工作面后退式倾斜一次开采。
2.4矿井四采区储量计算
根据储量计算公式:
(2-1)
式中：——采区工业储量，t；
——采区面积，m2；
——煤厚，m；
——容重；
——煤层倾角，°
可得出矿井二采区的煤炭储量
本设计二采区面积为0.58km2，采区内包含二层煤，其中85#煤层煤厚1.6m，93#煤层煤厚1.4 m，则平均煤厚1.5 m，容重取1.4，煤层平均倾角20°左右。
85号煤层储量=（采区面积×煤厚×容重）/cos20°=1.23/0.41=3.17Mt
93号煤层储量=（采区面积×煤厚×容重）/cos20°=2.97/0.41=2.77Mt
采区工业储量= 3.17+2.77=5.94 Mt

3 瓦斯储量计算﹑抽放瓦斯必要性论证
3.1煤层瓦斯储量计算
3.1.1煤层瓦斯储量计算
根据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第4.0.1条规定，矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。可按下式计算：
（3-2）
（3-2）

(3-3)

式中：—采区瓦斯储量，Mm3；
W1——可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；
W2——受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；
W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量（Mm3），实测或按式4.0.1-4计算；
A1i——采区可采煤层i的资源量（Mt）；
X1i——采区可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；
A2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量（Mt）；
X2i——受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；
K——围岩瓦斯储量系数，可取0.05～0.20；当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定。
因此，
85号煤层瓦斯储量W185=3.17 Mt×11m3/t=34.87Mm3
93号煤层瓦斯储量W193=2.77Mt×11m3/t=30.47Mm3
可采煤层瓦斯储量：W1=W185+W193=65.34 Mm3
不可采煤层的瓦斯储量：W2=0
围岩瓦斯储量：W3=0.15×（W1+W2）=9.8 Mm3 （K取0.15）
最后得到，煤层瓦斯总储量W=W1+W2+W3=75.14Mm3

3.2抽放必要性可行性论证
3.2.1 瓦斯抽放的必要性
抽放瓦斯的必要性论证应对矿井、回采工作面及掘进工作面分别进行抽放瓦斯必要性分析。
（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；
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。
本设计中煤层具有突出危险性，故必须进行抽放，对于一个突出煤层工作面而言，开采前需要通过采前瓦斯抽采消除煤层的突出危险性。开采期间需要通过采中瓦斯抽采保证工作面瓦斯浓度不超限。开采结束后通过对采空区进行采后瓦斯抽采提高矿井瓦斯抽采率。为了实现上述瓦斯抽采的目标，就需要在采掘活动的各个时期、各个地点进行瓦斯的综合抽采，因此为保证工作面及矿井的安全开采，对高瓦斯及突出煤层进行综合瓦斯抽采是非常必要的。
3.2.2 工作面可以供给的风量
Q = 15.84m3/s =1064m3/min
3.2.3 通风方法可以解决的瓦斯含量
通风方法可以解决的瓦斯含量是根据产煤量，供风量和煤的残存瓦斯量来估算煤层瓦斯的应抽指标。
(3-4)
式中：WB——通风方法可以解决的瓦斯含量m3/t
C——« 规程 »允许的最高瓦斯浓度，1％
Q——工作面供给的风量m3/min
A——工作面日产煤量t
WC——残存瓦斯量m3/t 取 WC =2 m3/t
KW——瓦斯涌出不均衡系数，取KW =1.6
经计算可得: =8.38m3/t
计算结果表明，用通风的方法可解决的瓦斯含量是8.38 m3/t，而煤层本身的瓦斯含量是11m3/t。故而仅用通风方法无法解决瓦斯问题，因此有必要采取预抽煤层瓦斯措施。
3.2.4 采面瓦斯涌出量预测
对于改（扩）建矿井及生产矿井，矿井瓦斯涌出量可以实测；对于新建矿井，矿井瓦斯涌出量要进行预测，预测依据《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》，采用分源预测法预测工作面瓦斯涌出量，论证是否需要抽放。
(3-5)
式中：q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；
K1——围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.1～1.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；
k2——工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率90%的倒数来计算；
　　 K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，如无实测值可按参照《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》附录D选取，
采用长壁后退式回采时，K3按式（D.1）计算。
K3=（L-2h）/L (3-6)
式中： L——工作面长度，m；
h——掘进巷道预排等值宽度，m；
K3=（L-2h）/L=(206-2×16)/206=0.84
　m——开采层厚度，1.5m；
　M——工作面采高，取1.5m；
　W0——煤层原始瓦斯含量，m3／t，
　Wc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3／t，如无实测值可参照《AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法》附录表3.1选取。

表3.1
挥发分
（％）

6－8

8－12

12－18

18－26

26－35

35－42

42－56
WC
（m3/t）

9－6

6－4

4－3

3－2

2

2

2

工作面日产量1500t。85号煤层瓦斯含量为11m3/t，采区采用抽出式，回风由采区主要扇风机排出地面，经计算工作面供风量为1064m3/min。
由此，计算得：q1 =1.3×1.1×0.84×1×（11-2）=10.81m3/t
由公式：
q2——开采层绝对瓦斯涌出量m3/min
　　A——工作面日产量t
　　q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3／t，
得：q2 = (q1×A)/(60×24) =11.26m3/min
根据供风量为1064m3/min,工作面瓦斯浓度按1％计算风排瓦斯量Qp=Q×C=1064×1/100=10.64m3/min。不抽放瓦斯，则工作面的瓦斯浓度将超限。
3.2.5掘进工作面瓦斯涌出量预测
掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出两部分：
q=q3+q4 （3-7）
式中：q—掘进工作面瓦斯涌出量，m³/min；
q3—煤壁瓦斯涌出量，m³/min；
q4—落煤瓦斯涌出量，m³/min。
1) 掘进工作面煤壁瓦斯涌出量
其计算公式为：
（3-8）
式中：—掘进巷道瓦斯涌出量，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，D=2m，对于厚煤层，D=2h+b，h、b分别为巷道的高度及宽度, v —巷道平均掘进速度，m/min；为保证矿井采掘的接续，根据矿方提供采掘安排，其平均掘进速度为0.0016m/min；
L—巷道长度，m，取L=1400 m；
q0 —煤壁瓦斯涌出初速度，m³/m2·min；

Vdaf —煤的挥发分含量，%；85号煤为17.18％；
W0—开采煤层瓦斯含量，m³/t；
q0=0.046m³/m2·min
q3=0.28m³/min
2) 掘进工作面落煤瓦斯涌出量
（3-9）
式中：q4—掘进巷道落煤瓦斯涌出量，m³/min；
S —掘进巷道断面积，m²；S＝13m²；
γ —煤的密度，t/m³，γ＝1.4t/m³；
W0—开采煤层瓦斯含量，m³/t；
Wc—开采煤层煤的残存瓦斯含量，m³/t；
所以q4=0.262 m³/min
故 q掘=q3+q4 =0.28+0.262=0.542 m³/min

3.2.6 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：
（3-10）
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；
W—通风所能解决瓦斯含量m3/t
A—日产煤量
q—掘进工作面瓦斯含量m3/min
q+q﹥qf=8.73m3/min故应该对煤层进行瓦斯抽放。
尚需抽放瓦斯量＝q+q-qf=11.8-8.73=3.07m3/min工作面瓦斯浓度才能维持1％。
3.3 瓦斯抽放的可行性
开采层瓦斯抽放的可行性是指在原始透气性条件下进行预抽的可能性，一般来说，其衡量指标有两个：一为煤层的透气性系数λ；二为钻孔瓦斯流量衰减系数α，按λ和α判定开采层瓦斯抽放可行性的标准，如表3.2所示。
表3.2 煤层瓦斯抽放难易程度分类表
抽放难易程度
钻孔瓦斯流量衰减系数（α）(d-1)
煤层透气性系数（λ）
(m2/MPa2.d)
容易抽放
<0.003
>10
可以抽放
0.003～0.05
0.1～10
较难抽放
>0.05
<0.1
本设计中85号煤层透气性系数λ＝5.75（m2/MPa2.d)，属于可以抽放；93号煤层透气性系数λ＝12.76m2/MPa2.d)，属于容易抽放。

4 工作面可抽瓦斯量及可抽期
4.1瓦斯抽放率
据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第4.0.3条规定：设计瓦斯抽采率，可根据煤层瓦斯抽采难易程度、瓦斯涌出情况、采用的瓦斯抽采方法等因素综合确定，也可按邻近生产矿井或条件类似矿井数值选取；并应符合国家现行标准《煤矿瓦斯抽采基本指标》AQ 1027的有关规定，同时应满足采、掘工作面的通风要求。
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%；
——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0.74 MPa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《AQ1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标》第4.2条进行选取。
4.1.1工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（4-11）计算工作面月平均瓦斯抽采率。
（4-1）
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；
—工作面月平均风排瓦斯量，m3/min
=100×0.768m3/min/（0.768·m3/min+1.31m3/min）=36.9%
4.1.2可抽放瓦斯总量计算
根据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第4.0.2条规定可按下列公式计算：
Wc＝W·K （4-2）
K＝K1·K 2·K 3 （4-3）
K1＝K4（My-Mc）/ My （4-4）
式中 Wc——可抽瓦斯量（Mm3 ）；
K——可抽系数；
K1——瓦斯涌出程度系数；
K2——负压抽采时的抽采作用系数，可取1.2；
K3——矿井瓦斯抽采率（%）。按目前我国的抽采技术水平，预抽煤层瓦斯时，可取25%～35%；抽采上下邻近层瓦斯时，可取35%～45%；
K4——煤层瓦斯排放率，可根据《 矿井瓦斯涌出量预测方法》（AQ1018-2006）中的规定选取；
当采高小于4.5m时，Ki按式（4-5）计算或按图4.1选取。　　
（4-5）
式中：hi——第i邻近层与开采层垂直距离，m；
hp——受采动影响顶底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。

1－上邻近层；2－缓倾斜煤层下邻近层；3－倾斜、急倾斜煤层下邻近层。
图4.1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
K1 = 1-=0.4
K＝K1·K 2·K 3 =0.4×1.2×0.3=0.144
所以，可抽瓦斯量：85号煤层：Wc=34.87×0.144=5.02Mm3
93号煤层：Wc=30.47×0.144=4.39Mm3
4.1.3 年抽采量和可抽期
根据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第4.0.4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。
矿井设计瓦斯年抽采量可按下式计算：
QN=1440×365×Q/1000000 （4-6）
式中：QN——矿井设计瓦斯年抽采量（Mm3）；
Q——矿井设计瓦斯抽采规模（m3/min）。
QN=1440×365×3.07/1000000 = 1.61Mm3
则可抽期:85号煤层：T=5.02/1.61=3.1年
93号煤层：T=4.39/1.61=2.7年

5煤层瓦斯抽放方法设计
5.1抽放方法的选择
5.1.1一般规定
根据《GB50471—2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范》第5.1.1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：
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。
——套抽放瓦斯系统难以满足要求。
5.1.2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。
5.1.3本煤层瓦斯抽放方法
未卸压煤层进行预抽，煤层瓦斯抽放的难易程度可划分为三类。
——煤层透气性较好，容易抽放的煤层，宜采用本层预抽方法，可采用顺层或穿层布孔方式。
——煤层透气性较差，采用分层开采的厚煤层，可利用先采分层的卸压作用抽放未采分层的瓦斯。
——单一低透气性高瓦斯煤层，可选用加密钻孔、交叉钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制预裂爆破等方法强化抽放。煤与瓦斯突出危险严重煤层，应选择穿层网格布孔方式。
——煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的抽放方法。
5.2抽采设计
鉴于钻孔预抽本煤层瓦斯有着多方面的优点，所以被我们国家很多的煤矿所采
用钻孔法预抽本煤层瓦斯主要分为两种：
1）穿层钻孔布置
2）顺层钻孔布置
（1）顺层钻孔
顺层钻孔的原理是：为了降低回采时涌向采煤工作面的瓦斯量，要提前掘进出新的煤巷，并且向煤层打顺层钻孔，经过一段时间抽放后，再进行采煤[12]。优点：在煤层中打钻的速度比在岩层中打钻的速度要快很多，工效高，成本低，钻孔揭露煤层的面积大。顺层钻孔法因为具有工程量小的特点，因而特别适用于倾角小、赋存稳定、煤硬度高、构造较简单的薄和中厚煤层。
（2）穿层钻孔
穿层钻孔的原理是：为了降低回采时涌向采煤工作面的瓦斯量，在底板岩石巷道或者邻近层煤巷向开采层施工穿层钻孔，经过一段时间的抽放在进入工作面进行采煤作业。由于矿井工作面的巷道都是沿煤层所布置的，没有底板岩石巷道，因而穿层钻孔预抽煤层瓦斯的方法在保德煤矿行不通。
（3）穿层钻孔与顺层钻孔比较
穿层钻孔的优点有：
①凭借掘进巷道，提前施工了钻孔，这样可以大大提高预抽时间。
②岩石硬度大，极其利于封孔。
顺层钻孔的优点是：
由于钻孔扰动，煤层的暴露面积逐步增大，而且煤的硬度相对较低，故相比开掘岩石巷道，打钻速度相对较快、成本相对低的优势可以格外有益于提高经济利益。所以，我们在抽放中厚煤层和薄煤层的瓦斯时，要首先考虑选用顺层钻孔方式。
5.2.1方案一钻孔及钻场布置
93号煤层百米钻孔初始瓦斯涌出量为0.032m/min•100m，钻孔瓦斯流量衰减系数α为0.002d-1。
Qt =1440 q0·(1-e-αt) /α （5-1）
K=Qt/QJ=(1-e-αt) （5-2）
式中：
Qt—百米钻孔在t时间内可抽瓦斯总量，m³；
t—抽采时间，d；
k—钻孔抽采有效系数，％