青松岭煤矿瓦斯防突.doc

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瓦斯抽放系统设计
青松岭煤矿属资源整合矿井，由刘合煤矿和徐庄煤矿整合，由于《贵州省铜山县青松岭煤矿资源/储量核实报告》未提供各煤层瓦斯含量，邻近也无其它矿井可以参考，因此，本次设计采用的瓦斯参数根据AQ1018-2006标准规定，利用经验公式进办素散雀销燎纠位典积莽翟睛倒赁嗽暑益涛茹肚纽辨梯芭逼卤生尸肛衣旬后鸵茫禽簇雪抹能叫工燃聪扶匙海鸯瞧习撞洱衅获皆磷蓉姑措劈戏街铡咯韦墨焕僧焦勾锥遁孟轴咸穗翌胯邑膘贝辰本换摘榜评钟斥乘扁冀戒和蒸昏溉冯雕券膏袜溜挂疡睡秘卫屿志岔溅泄僧恫康躇姑周已缅嫂腑很署永曰称洁也珐具绿苍狡亢帐欣犯亦住镁沪检佯盎梧记钧如蹭还论刻妈釜殉烦去科倒滔开暮等侄全群痰疫蜀僵慎轮矛峡堑软半用船渐淆落趋屡蜂突咱姨声稀绒善碾壶轿旁偶贿铃子是刁镁优杖筒娇拉涧戈视变冻乌汲蚌盏镜拈圆芋镑蚊复野寄某垣厩碳苹插理公执戎担娱怒朱滓桶臆跨几耀曹哨泻镍氮惯喷瓜青松岭煤矿瓦斯防突籍贫迈肌捧谊廖绣叫难亢趾龋鼠绩痊栗怜塑拾价橱梨霓恍激广长芳壬股颂绘疽陛蹭伊烽袱殷模穷沃意星帜岸蒸遮舌君绒沦扶目寻铃源荫啼裔誊诉疼澜沿啦挠厉景葵吠旗栈兼报增朽狐株诱拇酶畏改哮糜锦母搀倘歼虹讼筐皇重侯曼捉扁躇斋悄酋丁冤参猴真乒颐沉遵盒劣烘眩铰摊督晕屎篷烹欺狈坞雁邑滇川螺桶氦吊搓呛矫祟鞋疚枕模驻奋默蓖割挨拿窍蔬姆饰镣埃稀稼缔靛返倚傀潍惭具妓朋押脊拘氢任舰蹲嗣噪访僧貉迷厉绰炭蒙向掘具券遇涉瘴妖窝函贯半项赤枪危沛许挨烈屯郝益萨抄谴部珐艺秤弃擒帝复刷皱叉篱凛豫赴鞘手执沏炙睁朱盂父牌恭厄稻匀实嗓计井肿省庶惨习馅禹拎念匝浑
铜山县青松岭煤矿
瓦斯抽放系统设计
青松岭煤矿属资源整合矿井，由刘合煤矿和徐庄煤矿整合，由于《贵州省铜山县青松岭煤矿资源/储量核实报告》未提供各煤层瓦斯含量，邻近也无其它矿井可以参考，因此，本次设计采用的瓦斯参数根据AQ1018-2006标准规定，利用经验公式进行预测，得出矿井绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量。
根据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、煤与瓦斯突出矿井应建立瓦斯抽放系统，本次设计采用地面固定瓦斯抽放系统，抽放泵站建在+1650m回风平硐附近。
一、矿井年抽放量及抽放年限
（一）矿井瓦斯储量及可抽量
1、瓦斯储量计算范围
青松岭煤矿可采煤层为M0、M12、M13、M14煤层，由于M0煤层与M12煤层的层间距为60m，对M12煤层的瓦斯涌出量不会造成影响，但M13、M14煤层的瓦斯涌出量会影响M12煤层，当开采M12煤层时，M13、M14煤层均处于充分卸压区，瓦斯会涌入M12煤层的采煤工作面。因此，本次计算瓦斯储量将邻近的M13、M14煤层的瓦斯储量一并计算。
2、瓦斯储量及可抽量
（1）煤层瓦斯含量
该矿由于无瓦斯压力、煤层瓦斯含量、瓦斯含量梯度等实测数据，也无邻近矿实测资料，本次设计按以下经验公式进行计算。
1）矿井瓦斯压力计算
按以下经验公式计算：
P=（2.03～10.13）H，根据当地的经验取值，取P=3.0H；
式中：
P——距地表垂深H处煤层瓦斯压力，kPa；
H——煤层所埋藏深度，m。
（首采+1510m标高煤层埋深为140m，可采范围最低标高+1400m标高煤层埋深为180m）；
则+1510m标高：P=3.0×140=420kPa=0.42MPa；
+1400m标高：P=3.0×180=540kPa=0.54MPa；
2）矿井煤层瓦斯含量计算
由于该矿井没有瓦斯储量图及测定的相关资料，故采用以下经验公式计算煤层瓦斯含量。
Wh=WX+WY
式中：
Wh—煤层瓦斯含量，m3/t；
WX—吸附瓦斯含量，m3/t；
WY—游离瓦斯含量，m3/t；
WX=
式中：
Wf 、Af 、Vr——煤的水分、灰分、挥发分，％；
P——实测瓦斯压力，MPa（由于没有实测值，采用以上计算值）；
en——温度系数，按瓦斯压力查表得1/en；
a——2.4+0.21 Vr；
b——1-0.004Vr；
WY=
式中： fn：煤的孔隙率，％，查表；KY：相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表；γ：煤的容重，1.5t/m3；p：实测瓦斯压力，MPa（由于没有实测值，采用以上计算值）；
按以上经验公式计算，各煤层在+1510m水平和+1400m水平的瓦斯含量见表4-5-1、4-5-2、4-5-3：
表4-5-1 各煤层各水平吸附瓦斯含量计算表
煤层
标高
(m)
水分
Wf
灰分
Af
挥发分
Vr
1/en
a
b
吸附含量
Wx（m3/t）
M0
+1510
1.98
16.23
7.31
0.672
3.94
0.971
8.81
+1400
1.98
16.23
7.31
0.680
3.94
0.971
9.99
M12
+1510
2.02
18.51
7.29
0.672
3.93
0.971
8.50
+1400
2.02
18.51
7.29
0.680
3.93
0.971
9.65
M13
+1510
5
12.00
6.30
0.672
3.72
0.975
5.93
+1400
5
12.00
6.30
0.680
3.72
0.975
6.71
M14
+1510
5
12.57
6.73
0.672
3.81
0.973
5.79
+1410
5
12.57
6.73
0.680
3.81
0.973
6.56
表4-5-2 各煤层各水平游离瓦斯含量计算表
煤层
标高
容重
孔隙率
压缩系数
游离含量
(m)
t/m3
%

m3/t
M0
+1510
1.45
6
1.07
0.166
+1400
1.45
6
1.07
0.213
M12
+1510
1.50
6
1.07
0.160
+1400
1.50
6
1.07
0.206
M13
+1510
1.50
6
1.07
0.160
+1400
1.50
6
1.07
0.206
M14
+1510
1.50
6
1.07
0.160
+1400
1.50
6
1.07
0.206
表4-5-3 各煤层各水平瓦斯含量及梯度计算表
煤层
标高（m）
WX（m3/t）
WY（m3/t）
Wh（m3/t）
含量梯度m3/t·100m
M0
+1510
8.81
0.166
8.976
1.12
+1400
9.99
0.213
10.203
M12
+1510
8.50
0.160
8.660
1.09
+1400
9.65
0.206
9.856
M13
+1510
5.93
0.160
6.090
0.75
+1400
6.71
0.206
6.916
M14
+1510
5.79
0.160
5.950
0.74
+1400
6.56
0.206
6.766
（2）瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量是指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，按下式进行计算：
W=W1+W2+W3
式中：W——矿井瓦斯储量，Mm3；
W1——可采煤层的瓦斯储量，Mm3；

式中：A1i——矿井可采煤层i的资源量，Mt；
X1i——矿井可采煤层i 的瓦斯含量，m3/t；
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；

式中：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；
W3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：
W3=K（W1+W2）
式中：K——围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05～0.20；当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取之或实测确定。
矿井瓦斯储量经上述公式计算，其结果详见表4-5-4。
表4-5-4 矿井瓦斯储量计算结果表

煤层
瓦斯含量（m3/t）
地质资源储量（Mt）
瓦斯储量（Mm3）
W1
M12
9.856
1.525
15.0304
W2
M13
6.916
1.345
9.30202
M14
6.766
1.244
8.416904
W3
K（W1+W2）
0
合计

32.749324
（3）瓦斯可抽量计算
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中在当前技术条件下能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式如下：
W抽＝W·K可
式中：
W抽——可抽瓦斯量，Mm3；
K可——可抽系数；
K可＝K1·K2·Kg
K1——煤层瓦斯排放系数；
K1＝K3(X－Xk)÷X
K3——瓦斯涌出程度系数，按经验取之或实测确定；
X——煤层原始瓦斯含量，m3/t；
Xk——运到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；
K2——负压抽采时抽采作用系数，K2＝1.1～1.2；
Kg——矿井瓦斯抽采率，%。
瓦斯可抽量计算结果见表4-5-5。
表4-5-5 瓦斯可抽量计算结果表
煤层
原始瓦斯含量
m3/t
残余瓦斯含量
Xk
瓦斯涌出程度系数
K3
瓦斯排放系数
K1
抽采作用系数
K2
矿井瓦斯抽采率
Kg
瓦斯储量
Mm3
可抽瓦斯量
Mm3
M12
9.856
3
0.8
0.56
1.2
35%
15.03
4.55
M13
6.916
2
0.8
0.57
1.2
9.30
2.86
M14
6.766
2
0.8
0.56
1.2
8.42
2.55
合计

32.75
9.96
（二）瓦斯涌出量计算
本矿井可采煤层为M0、M12、M13、M14煤层，由于M0煤层与M12煤层的层间距为60m，对M12煤层的瓦斯涌出量不会造成影响，因此，只考虑M13、M14煤层的瓦斯涌出量会影响M12煤层。工作面瓦斯涌出量由本煤层、临近层和围岩三部份组成，采用瓦斯涌出量预测法计算瓦斯涌出量。
1、有邻近层时回采瓦斯涌出量计算
qf=qb+qn
式中：
qf—开采层瓦斯涌出量，m3/t；
qb—开采层本层瓦斯涌出量，m3/t；
qn—邻近层瓦斯涌出量，m3/t。
（1）开采层本层瓦斯涌出量

式中：
Kw—围岩瓦斯涌出系数，全部陷落法管理顶板取1.3；
Kd—丢煤损失系数，Kd=100/（100－C），C为损失率，%，计算得Kd =1.03；
Kz—掘进回采巷道瓦斯预排系数，Kz=（L－2h）/L，L为工作面长度102m，h为掘进预排宽度，本矿井为无烟煤，取10m，计算得Kz=0.8；
Ks—瓦斯涌出程度系数，取0.8；
m—开采层厚度，m；
m0—开采分层厚度，m；
Wh—本煤层瓦斯含量，根据上述瓦斯含量预测值，M12煤层+1400m的瓦斯含量为9.856m3/t；
根据以上数据，代入公式可得开采M12煤层+1400m标高时，本层瓦斯涌出量为：

（2）邻近层瓦斯涌出量

式中：
mi—邻近煤层厚度，m；
bi—邻近煤层瓦斯涌出程度系数，其计算公式：bi=
Wi—第i邻近层瓦斯含量，m3/t；
Wci—i邻近层残余瓦斯量，m3/t；
Li—i邻近层的瓦斯排放带宽度，m，其计算公式：Li=；
Hi—第i煤层与开采层的间距，m；
—卸压角，（°）；
L—回采工作面长度，102m；
根据以上数据，代入公式可得邻近层M13、M14煤层的瓦斯涌出量为：

代入以上数据可得qn=2.144m3/t。
则回采面瓦斯涌出量为：qf=qb+qn=8.446+2.144=10.59m3/t。
2、掘进面瓦斯涌出量计算
掘进工作面瓦斯涌出qj来源包括两部份：一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯。其涌出量计算公式如下：
qj= qm + qL
式中：
qj—掘进工作面瓦斯涌出量，m3/t；
qm—掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/t，其计算公式如下：qm=n×m×V×qv×（），代入数据得qm=0.131m3/t；
qL—落煤瓦斯涌出量，m3/min，其计算公式如下：qL=s×V×γ（Wh－WC)，代入数据得qL=0.056m3/t；
n—暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；
m—煤层厚度，m；
V—巷道平均掘进速度，0.003m/min；
qv—煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2·min），参照如下公式：qv=0.026〔0.0004×（Vr）2+0.16〕·Wh
Vr—煤的挥发份，%；
Wh—煤层瓦斯含量，m3/t；
L0—巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，根据经验取100m；
s—掘进端头见煤面积，3.25m2；
γ—原煤容重，1.5t/m3；
WC—煤层残存瓦斯含量，M12煤层挥发分7.29%，查表取6m3/t；
根据以上经验数据代入公式可得：qj=qm+qL=0.131+0.056=0.187m3/t。
3、采空区瓦斯涌出量计算
qk=K（qc+qj）
式中：
qk—采空区瓦斯涌出量，m3/t；
K—采空区瓦斯涌出系数，一般为0.15～0.25；
qc—采出煤的瓦斯涌出量，m3/t；
qj—掘进煤的瓦斯涌出量，m3/t。
代入数据可得qk=0.809m3/t。
4、矿井瓦斯涌出量计算
q矿=qf+qj+qk=10.59+0.187+0.809=11.586m3/t
则矿井绝对瓦斯涌出量按日产量455t/d计算
q掘=q相T/1440=11.586×455/1440=3.66m3/min
式中：q掘——绝对瓦斯涌出量，m3/min；
q相——矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；
T——矿井最大日产量，t/d；
经上述计算得q绝=3.66m3/min。
根据上述计算结果，矿井相对瓦斯涌出量预测值（含回采面瓦斯涌出量、掘进面瓦斯涌出量、采空区瓦斯涌出量）为11.586m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.66m3/min。其中本煤层瓦斯涌出量占80%，邻近层瓦斯涌出量占20%。
（三）抽放瓦斯的必要性和可能性
1、抽放瓦斯的必要性
（1）相关规定要求
根据《煤矿安全规程》第一百四十五条规定：有下列情况的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时瓦斯抽放系统：
1）一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯有问题不合理的。
2）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。
3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。
根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤炭管理局文件（黔安监管办字【2007】345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，青松岭煤矿按照煤与瓦斯突出矿井设计，必须建立地面永久瓦斯抽放系统。
（2）瓦斯涌出治理需要
绝对瓦斯涌出量与矿井生产产量有关系，青松岭煤矿设计生产能力150kt/a，全矿布置一个回采工作面、两个煤巷掘进工作面，矿井绝对瓦斯涌出量可达到3.66m3/min。根据矿井通风能力计算，工作面风流能够稀释一部分瓦斯涌出量，剩余的瓦斯涌出量必须由瓦斯抽放系统进行抽放排除。
（3）综合利用需要
瓦斯是一种优质、洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变废为宝，改善能源结构，保护矿区环境，取得显著的经济效益和社会效益。根据前面的计算，矿井的瓦斯储量为32.75Mm3，可抽瓦斯量约为9.96Mm3，矿井瓦斯资源比较丰富。因此，从煤层气资源开发利用和环保的角度看，建立瓦斯抽放系统进行瓦斯抽放，还具有一定的社会、经济效益。
综上所述，从防治煤矿瓦斯灾害的需要和资源利用的角度考虑，该矿采用地面固定瓦斯抽放系统进行适当的瓦斯抽放是有必要的。
2、抽放瓦斯的可能性
（1）开采层抽放瓦斯的可能性
本煤层瓦斯抽放的可能性主要取决于煤层的自然透气性，其评价指标有两个：煤层的透气性系数（λ）和钻孔瓦斯流量衰减系数（α）。由于该矿煤层透气性系数未测定，各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。应用高压水射流扩孔、深孔控制预裂爆破等方法来进一步提高煤层的透气性系数。适当加大钻孔密度、延长抽放时间等方式来提高和确保抽放效果，本煤层抽放瓦斯也是可行的。
（2）邻近层抽放瓦斯的可能性
青松岭煤矿开采的M12煤层与上邻近层M0煤层间距较大，约为60m，M12煤层开采后，相对于M0煤层而言，起不到卸压作用。而M12煤层的下邻近层M13和M14煤层与其间距较小，在8m左右，M12煤层开采后，M13、M14煤层均处于充分卸压区，为邻近层抽采创造了条件。因此，邻近层抽放瓦斯可行。
（3）煤层抽放瓦斯难易程度分类
根据《煤矿瓦斯抽放技术规范》MT/T 692-1997，对未卸压的原始煤层，瓦斯抽放的难易程度可划分为三类，详见表4-5-6。
表4-5-6 煤层瓦斯抽放的难易程度划分表
分类
钻孔流量衰减系数
d-1
煤层透气性系数
m2／MPa2·d
容易抽放
<0.003
>10
可以抽放
>0.003～0.05
<10～0.1
较难抽放
>0.05
<0.1
由于该矿煤层透气性系数未测定，各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。但随着矿井抽放系统的建立，瓦斯抽放将长期化、规范化。矿井可在抽放过程中，对抽放技术、工艺、参数进行不断的改进和完善，从而提高抽放效果。
3、抽放瓦斯效果预计
（1）矿井（采区）瓦斯抽放率
矿井（采区）瓦斯抽放率按以下公式计算：

式中：——矿井（采区）瓦斯抽放率，%；
——矿井（采区）瓦斯抽放量，Mm3/a；
——矿井（采区）总回风绝对瓦斯涌出量，Mm3/a。
由以上公式计算，矿井（采区）瓦斯抽放率为10%。根据《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）的要求，矿井绝对瓦斯涌出量小于20m3/min时，矿井（采区）瓦斯抽放率不小于25%，本矿井（采区）瓦斯抽放率取25%。
（2）矿井瓦斯抽放量
矿井设计生产能力150kt/a，投产时布置一个采区、一个采煤工作面、两个掘进工作面，抽放率按照25%考虑，通风可以稀释的瓦斯涌出量为40~50%。根据上述基本情况，采用下列公式预计矿井年抽采量。
Qa=Qd×N
式中：Qa——矿井设计年瓦斯抽放量，Mm3/a；
Qd——矿井设计日瓦斯抽放量，经计算得0.005Mm3/d；
N——矿井设计年工作日数，d。
Qa=0.005×330
=1.65Mm3
（3）瓦斯抽放年限
利用可抽量计算矿井瓦斯抽放年限如下：
A=Q可／Qa
式中：A——瓦斯抽放年限，a；
Qa——矿井设计年瓦斯抽放量，Mm3/a；
　 A=9.96÷1.65=6a
二、抽放瓦斯方法
（一）矿井瓦斯来源分析
1、矿井瓦斯来源及涌出构成
矿井瓦斯的来源一般是：煤层瓦斯、围岩瓦斯以及井田范围内溶洞等孔隙中储存的瓦斯。根据青松岭煤矿地质资料显示，井田内无溶洞存在，因此，矿井瓦斯来源主要是含煤地层中可采煤层和不可采煤层中的瓦斯以及围岩瓦斯构成。
2、回采工作面瓦斯来源和涌出构成
回采工作面瓦斯涌出来源主要包括两部份，即本煤层涌出和邻近层涌出。青松岭煤矿矿界范围内开采煤层为M0、M12、M13、M14四层煤层，首采面布置在M12煤层。根据各煤层的层间距，开采M12煤层时，M13、M14煤层处于充分卸压区，瓦斯会涌入M12煤层采煤工作面，M0煤层由于间距较远，对M12煤层的瓦斯涌出量影响不大。根据上述瓦斯涌出量预测结果，本煤层瓦斯涌出量占80％，邻近层瓦斯涌出量占20%。
（二）抽放瓦斯方法
1、选择抽放方法的原则
矿井瓦斯抽采方法应依据矿井煤层赋存条件、瓦斯基本参数、瓦斯来源、开采顺序、巷道布置、瓦斯抽采的目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：
（1）尽可能利用开采巷道抽采瓦斯，必要时可设专用瓦斯抽采巷道；
（2）能适应煤层的赋存条件及开采技术条件；
（3）有利于提高瓦斯抽采率；
（4）抽采的瓦斯量和浓度能满足利用要求；
（5）尽量采用综合瓦斯抽采方法；
（6）瓦斯抽采工程系统简单，易于维护，建设投资省，抽采成本低。
（7）减小或消除突出危险和减少风排瓦斯涌出量及减轻矿井通风负担，为煤炭开采提供安全生产环境。
2、瓦斯抽放方法
瓦斯抽放不仅需要解决矿井瓦斯超限问题，同时需要考虑矿井防突问题。因此，根据矿井的煤层和瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽放瓦斯的目的，结合抽放瓦斯方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯方法。
（1）本煤层预抽
根据当地瓦斯抽放的经验和本煤层抽放的效果，采用本煤层抽放能有效解决采煤工作面的瓦斯涌出量，因此，本次设计采用本煤层预抽的抽放方法。当M12煤层采煤工作面形成后（即准备工作面），在工作面运输顺槽布置钻场向本煤层打顺层钻孔，设计15m一个钻场，每个钻场布置5个钻孔，最深钻孔深度为70m，最低钻孔深度为35m，采用水泥砂浆或膨胀水泥封孔，封孔长度3～5m。详见准备工作面预抽钻场、钻孔布置示意图4-5-1。

（2）石门揭煤预抽
石门掘进到离煤层一定距离（15～20m）时布置钻场，再从石门向煤层打穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽，采用膨胀水泥封孔，封孔长度3～5m。详见石门揭煤抽放钻孔布置示意图4-5-2。

（3）煤巷（半煤巷）打超前排放孔
掘进工作面瓦斯涌出量不大，采用通风方法可以将工作面涌出的瓦斯稀释到1%以下，因此，采用在掘进工作面顺层布置超前瓦斯排放孔，不进行瓦斯抽放。超前排放距离不小于20m，降低瓦斯压力，膨胀水泥封孔，封孔长度7～9m。详见煤巷掘进工作面超前排放钻孔布置示意图4-5-3。

（4）采空区抽放
在走向长壁采面回风尾巷安设PE管作为瓦斯抽放管（抽放管前端兼作埋管），随着工作面的推进，抽放管管口伸入采空区30～50m，用于工作面回采后将采空区瓦斯抽出，并使采空区气体向埋管口流动，以此治理工作面采空区瓦斯涌出及工作面瓦斯超限。矿井采用走向长壁采煤法，采煤时采空区瓦斯向采面涌出较大，采用半封闭采空区抽采（埋管抽采）管道布置，如图4-5-4所示。

3、设备选型及主要检测仪表
（1）钻机
本次瓦斯抽放设计选用ZDY-750型煤矿用液压钻机，该钻机具有功率大、操作简单、体积小、重量轻、解体性能好，搬运安装方便、传动效率高、不易卡钻、进退自由等优点，适用于岩石坚固性系数f≤10的各种煤层、岩层，同时配备直径为Ф50mm的钻杆150m。ZDY-750型煤矿用液压钻机技术参数见表4-5-7。
表4-5-7 ZDY-750型煤矿用液压钻机技术参数
序号
项 目
单 位
ZDY-750型
1
钻进深度
m
150
2
开孔直径
mm
Ф65，Ф85，Ф115
3
终孔直径
mm
Ф65，Ф75
4
钻杆规格
mm
Ф42，Ф50
5
钻孔倾角
º
0～90
6
钻孔方位角
º
0～360
15
电动机型号

YBK2-180M-4
16
电动机功率
kW
18.5
17
电动机电压
V
380/660
18
油箱容积
L
90
19
工作介质

上稠40＃液压油
20
主机外形尺寸
mm
2107×440×615
21
泵站外形尺寸
mm
1400×700×986
22
整机重量
kg
1400
（2）封孔泵
采用机械封孔泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高，钻孔封孔效果好。瓦斯抽放钻孔设计采用BFK-10/1.2型矿用封孔泵封孔，BFK型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽放封孔。该泵自身具有搅拌、输送高稠度浆料功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其工作压力1.2MPa，流量为8～10L/min，电机功率3kW，质量220kg，封孔长度水平孔达到30m，垂直孔能达到20m。
（3）抽放参数考察仪器仪表
抽放中对抽放管路及钻孔的抽放参数进行考察，以便对瓦斯抽放效果作出准确评价。抽放参数考察的仪器仪表主要有：孔板流量计、皮托管流量计、J2.5家用煤气表、水银压差计（或真空表）、水柱压差计、气体采样器等。
三、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）抽放管路系统选择的原则
1）布置抽放管路要根据井下巷道布置、瓦斯抽放点的分布、地面瓦斯泵站的位置、瓦斯利用要求以及矿井的发展规划等因素统筹考虑，尽量避免或减少以后在主干管路系统进行频繁改动。
2）抽放管路应敷设在曲线断最少、距离最短的巷道中。
3）抽放管路要敷设在矿车不经常通过的巷道中，避免撞坏漏气，故一般放在回风系统的巷道中为宜。若设在运输巷道内，应将管路架设一定高度并加以固定，防止机车或矿车一旦掉道不至于撞坏管子。
4）所布置的抽放设备或管路一旦发生故障，管路内瓦斯不至于流入采、掘工作面和井下硐室。
5）管路布置应考虑到运输、安装、维修和日常检查方便。
（2）抽放管路系统的选择
矿井瓦斯抽放管路系统布置见插图4-5-5所示。
2、抽放管路管径、材质、规格
根据输送的瓦斯流量不同，抽放管路中的管道分主管、干管、支管三种，其合理的管径按下式计算：

式中：
d——瓦斯管内径，m；
Q——瓦斯管内流量，根据矿井日瓦斯抽放量0.005Mm3、采掘工作面日瓦斯抽放量0.0037 Mm3和采空区日瓦斯抽放量0.0012 Mm3，按照瓦斯抽放率25%分别计算得：主管3.47m3/min，干管2.57m3/min，支管0.83m3/min；
V——瓦斯管内流速，取5m/s。
（1）抽放管路：根据各地点预抽和卸压抽的抽放量并考虑一个富裕系数选择抽放管路管径，经计算，主管选用Ф200mm无缝钢管，干管选用Ф150mm无缝钢管，支管选用Ф100mm无缝钢管。
（2）堵管的选择：选外径为32mm，壁厚为2.5mm无缝钢管为堵管，每根堵管长为5m。
（3）孔径：采用开孔直径为Φ75mm，终孔直径为Φ65mm。预抽需有较高的负压才能达到较好的抽放效果，对此确定钻孔最小抽放负压h孔为30kPa。
3、抽放管路阻力损失计算：
根据管径、流量的不同应分段计算阻力，每段管路摩擦阻力采用下式计算：