设计手册
第一节矿井抽放瓦斯设计依据及内容
一．设计依据
⑴煤层赋存条件（煤层和岩层的性质、厚度、倾角、层间距等）
⑵矿井瓦斯等级；
⑶矿井瓦斯地质图（或瓦斯等值线图）；
⑷有关煤层瓦斯基础参数，如煤层瓦斯压力及梯度、煤层瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰
减系数等；
⑸矿井瓦斯储量及其分布、矿井及工作面瓦斯来源构成情况；
⑹矿井开拓部署、采区布置、采煤方法、通风系统及方式等。
二．设计内容
⑴矿井概况：煤层赋存条件、矿井煤炭储量、生产能力、巷道布置、采煤方法及瓦斯、通风状况；
⑵瓦斯鉴定参数：瓦斯压力、瓦斯含量及分布、煤层透气性系数及钻孔流量衰减系数；
⑶瓦斯基础参数计算或预测：如瓦斯含量、瓦斯涌出量、瓦斯储量、瓦斯可抽量及抽放年限；
⑷抽放方法：钻场钻孔布置及工艺参数；
⑸抽放设备：抽放泵、管路系统、监测及安全装置；
⑹抽放泵站：泵房、供水、供电、采暖、避雷及其它；
⑺瓦斯利用：可利用量、利用方案、资金概算（属瓦斯利用专篇内容）；
⑻技术经济：投资概算、完成工期、技术经济分析；
⑼设计文件：包括设计说明书、设备清册、资金概算、图纸；
⑽主要图纸：①综合地质柱状图；②煤层瓦斯地质图（或瓦斯等值线图）；③抽放瓦斯方法平、剖面图；
④抽放管路系统图；⑤抽放瓦斯泵房设备平面布置图；⑥抽放站场地平面布置图；⑦供电系统图。
第二节建立瓦斯抽放系统的条件和指标
从煤矿安全生产角度而言，建立矿井瓦斯抽放系统主要取决于抽放瓦斯的必要性指标，如瓦斯含量、瓦
斯涌出量等，即在保持回采面适宜风速（或允许风速）前提下合理的通风能力所能稀排的瓦斯量；同时取决
于抽放瓦斯的可能性指标，如煤层透气性、瓦斯压力、钻孔瓦斯流量衰减系数等。
《矿井瓦斯抽放管理规范及反风规定》指出：凡申请建立瓦斯抽放系统的矿井，应同时具备下列 4 个
条件：
⑴ 1 个采煤工作面的瓦斯涌出量>5 m3/min最小或 1 个掘进面的瓦斯涌出量>3 m3/min最小；⑵矿井瓦
斯涌出量>15 m3/min最小；
⑶每 1 个瓦斯抽放系统的抽放量预定可保持在不小于 2 m3/min最小；
⑷瓦斯抽放系统服务在 10 年以上。
上述⑴，⑵项条件指标值是基于在保持回采面适宜风速（υ=2.0m/s）前提下合理的通风能力所能稀排
的瓦斯量，并假定回采面过风断面S=5.0m2,瓦斯涌出不均衡系数取千瓦=1.3 。符合这一条件的矿井可遵循
上述指标值。然而，在任意条件下，上述指标值不宜套用。
在任意取定回采面风速（在规程规定范围内）、回采面断面不确定的情况下，建立瓦斯抽放系统可参照
下列指标：
一．回采工作面瓦斯涌出量参考指标
1.绝对瓦斯涌出量指标（ｑ
）
回采面绝对瓦斯涌出量指标根据回采面过风断面的大小及回采面风速的取值来确定，即：
min
46
.0
60
min
Vi
S
Vi
Kw
C
S
q
q?
≈
?
?
?
=
?
绝
（1-1）
式中 q
绝
——回采面绝对瓦斯涌出量指标，m3/min ；
q
——通风所能稀释的瓦斯涌出量，m3/min ；
C ——回风流最大瓦斯浓度，取1%；
K
W
——瓦斯涌出不均衡系数，取1.3；
Smin——回采面最小过风断面，m2 ；
Vi——回采面风速，m/s。
若取工作面适宜风速V=2.0m/s，式（1-1）则为：
min 092.0S q q ?≈>绝 （1-2）
若取工作面最大风速V=4.0m/s ，式（1-2）则为：
min 084.1S q q ?≈>绝 （1-3）
为便于设计及管理人员参考和套用指标，可根据回采面的最小过风断面Smin 值，直接在图1-1中查出回采面考虑抽放的绝对瓦斯涌出量指标值。
在回采面过风断面S=5.0 m 2，取回采面风速V=2.0 m/s 的情况下，绝对瓦斯涌出量指标值约为5.0 m 3
/min 。
2.相对瓦斯涌出量指标（ｑ0相）
回采面相对瓦斯涌出量指标表达式为：
A
S V q min
655
Kw
A Smin
V C 601440q 0?=?????=
?相相 （1-4）
式中 q 相——回采面相对瓦斯涌出量指标，m 3/ t ；
q 0相——通风所能稀释的瓦斯涌出量，m 3/min ； A ——工作面产量，t/d ；
V ——工作面风速，m/s ；
其余符号同式（1-1）。
当取适宜风速V=2.0m/s ，式（1-4）变为：
A
S q q min 01330
≈>相相 （1-5）
若取工作面最大风速V=4.0m/s ，式（1-4）则为：
q 相>q 0相≈2660 S min/A （1-6） q 0相随V 的取值而成正比关系。按式（1-4）作曲线如图1-2。
图1-2 工作面相对瓦斯涌出量指标图 (V=2.0m/s时）
图1-1 工作面绝对瓦斯涌出量指标图 [例] 某
矿一个回采面的产量为1000t/d ，采场最小过风断面为Smin =5.0m 2
。当根据回采面适宜风速V=2.0 m/s 配风时，在图1-2中查得 q 绝 =6.65 m 3/ t ，即当q 绝 >6.65 m 3/ t 时就应考虑抽放；若按风速V ′=3.5 m/s 配风，则：
t m q /64.1165.62
5.3'3
0=?=
相
说明加大风量后，相对瓦斯涌出量指标值可达到11.64 m 3
/ t 。这样，加大工作面风速后，采面的相对量达11.64 m 3/ t 以上时可考虑抽放。
在回采过风断面Smin =5.0m 2、取风速V=2.0 m/s ，工作面产量为500 t/d 的情况下，相对瓦斯涌出量
指标值为q 0相 = 13.3m 3/ t （接近15m 3
/ t ） 。
二 。邻近层瓦斯涌出量参考指标： 1. 邻近层绝对瓦斯涌出量参考指标（q 0邻）：
是否有必要实行邻近层瓦斯抽放，主要取决于邻近层与开采层的瓦斯涌出量之和是否超过了通风所能稀排的最大瓦斯量。即：
本本邻邻q Smin Vi 46.060
min q 0-?=-???=?q Kw
C S Vi q （1-8）
式中 q 邻 ——邻近层向开采层瓦斯涌出量指标，m 3/min ； q 0邻 ——回采面通风所能稀释的瓦斯涌出量，m 3/min ； C ——回风流最大瓦斯浓度，取1%； K W ——瓦斯涌出不均衡系数，取1.3； Smin ——开采层采面最小过风断面，m 2 ； Vi ——回采面风速，m/s 。
q 本 ——开采层本层瓦斯涌出量（或经本煤层抽放后的瓦斯）；
将式1-8绘成曲线如图1-3。根据Smin 值、q 本值即可在图中查出相应的指标值 q 0邻。
[例]某开采层采面本层瓦斯涌出量为1.5 m 3/min ，采场过风断面Smin =3.0m 2，风速V=2.0 m/s ，从图1-3
中可查得邻近层向开采层允许涌入的瓦斯量为1.26 m 3/min 。因此，当邻近层向开采层瓦斯涌出量超过1.26 m 3/min ，即可考虑对邻近层抽放瓦斯。
若取任意风速V ′，则在图1-3中查的q 0邻 值基础上再乘以 V ′/2 ，即得q 0邻′。
在回采面过风断面S=5.0 m 2
，工作面产量为500 t/d ，取风速V=2.0 m/s 的情况下，在邻近层向开
采层瓦斯涌出量>1.5 m 3/min ，即应考虑对邻近层抽放瓦斯。
2.邻近层向开采层涌出量占工作面回风总瓦斯量的百分比指标（p ）
%100)min
46.01(0
00??-
==
?S Vi q q q p p 本
邻 （1-9）
上式的图示见图1-4，符号意义见式（1-1）及（1-8）。
图1-3 邻近层向开采层 瓦斯涌出量指标图
2
210
1
543 q 本 （m3/min）
q 0相 （m 3/m i n ）
3456
77
60
1020
3040506070
80
90100图1-4 邻近层瓦斯涌出量百分比指标图
(V=2m/s时）
q 本 （m3/min）
p 0（%）
根据有关以知条件即可在图中查出相应的邻近层向开采层涌出量占工作面回风总瓦斯量的百分比指标po 。
在矿井条件符合上述“1”的情况下，该指标值为po=30%。
是否实行邻近层抽放，还应考虑是否有一定的邻近层抽放量。若邻近层的瓦斯抽放量<0.6 m 3/min ，一般无抽放价值。
三．矿井抽放瓦斯参考指标
随着矿井工作面单产的日益提高，在矿井相对瓦斯涌出量一定的条件下，绝对瓦斯涌出量大大提高。因此，套用原有的相对涌出量指标已显得不能适应形势的发展，且意义不大。只要通风或其他措施不能解决瓦斯问题，或矿井有稳定的抽放量（一般应大于2 m 3/min ）满足利用要求，就应建立抽放系统。
四．本煤层瓦斯抽放参考指标（W OB ）
通风可以解决的瓦斯含量指标，由下式求得，当瓦斯含量大于W OB 时，需进行瓦斯抽放。
W
OB B AK QC W W 1001400?=
?+C W (1-10)
式中 W OB ———通风可以解决的瓦斯含量指标，m 3/t ； W C ———残存瓦斯量， m 3/t ；见表1-1； Q ———工作面配风量，m 3/min ；
A ———工作面日产量，t/d ； 其余符号同式（1-1）。
表1-1 残 存 瓦 斯 含 量 表
五．抽放瓦斯难易程度参考指标
抽放瓦斯难易程度可参照表1-2所列指标。
第三节 煤层瓦斯基础参数测定
瓦斯基础参数测定，是判断矿井是否进行瓦斯抽放的先决条件。矿井瓦斯抽放设计必须测算的基础参数有：瓦斯风化带、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、瓦斯储量、瓦斯涌出量、透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数和瓦斯抽放率等。
一．瓦斯风化带
煤中的瓦斯成分随着煤层埋藏深度的不同而变化。由浅到深大致可分为四个带：二氧化碳－氮气带，氮气带，氮气－沼气带，沼气带，见表1-3。
沼气浓度： CH 4%=80%
沼气压力： P=0.1～0.15MPa
沼气含量： Wh=1.0～1.5m 3
/t (长焰煤) Wh=1.5～2.0m 3/t (气煤)
Wh=2.0～2.5m 3/t （肥、焦煤） Wh=2.5～3.0m 3/t (瘦煤)
Wh=3～4m 3
/t (贫煤) Wh=5～7m 3/t (无烟煤) 各带瓦斯成分见表1-4
表1-4 各 带 瓦 斯 成 分 变 化 表
前苏联在顿巴斯煤田进行的研究表明，在其他条件相同时，瓦斯风化带深度和瓦斯涌出量梯度与煤的变质程度有关（见表1-5）。变质程度愈高，瓦斯风化带深度和瓦斯涌出量梯度愈小，反之亦然。这是因为煤的变质程度愈高，其透气性愈差。
表 系 表
⑴含煤地层排放瓦斯时间愈长，瓦斯风化带就愈深；
⑵地质错动程度愈高，煤层排放瓦斯的不均匀性和排放深度就愈大； ⑶剥蚀过程，它使含煤地层无瓦斯化的范围减少或局部消失；
⑷覆盖层（或一些地区的冻土层）阻碍瓦斯风化带的进一步扩大。
上述因素决定了瓦斯风化带的不同深度，不同矿区，煤层瓦斯风化带变动很大。
瓦斯风化带的深度各地不一，一般也有取垂深110m 或H 值的1/5的，或取瓦斯涌出量小于2 m 3/t 的垂深。
从沼气带起，煤层瓦斯含量和瓦斯涌出量按一定的梯度增加，借以可确定抽放瓦斯区域或及时确定巷道在接近沼气带前预先采取相应的措施。同时还可估计某一矿井或矿区未来瓦斯涌出的规模，因此瓦斯带的划分和确定有着生产实际意义。
二．瓦斯压力计算及测定
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。在研究煤和瓦斯突出、瓦斯涌出和瓦斯抽放时，瓦斯压力是其重要的基本参数之一。
未受开采影响的煤层原始瓦斯压力测算方法通常有推算法和实测法，且以实测法最好。 ㈠推算法
1.根据瓦斯压力梯度推算某一垂深瓦斯压力
P=P 0+P M （H －H 0） （1－11）
式中 P ——瓦斯压力，Mpa ；
P 0——瓦斯风化带的瓦斯压力，一般可取P 0=0.196 Mpa ； P M ——瓦斯压力梯度 ，Mpa/m ，由式（1-12）计算； H ——垂深，m ；
H 0——瓦斯风化带的垂深，m 。
101H H P P P M --=
（1－12）
式中 P 1——实测瓦斯压力，Mpa ；
H 1——测瓦斯压力P 1地点的垂深，m 。
[例]抚顺龙凤矿于－400m 水平（地表标高100m ），曾测得瓦斯压力为0.784 Mpa ，欲求下水平－460m 水平的瓦斯压力。
取H 0=205m 、P 0=0.196Mpa ，瓦斯梯度为：
m MPa H H P P P M /00199.0205
500196.0784.00
101=--=
--=
预测－460 m 水平的瓦斯压力为：
P=P 0+P M （H －H 0）=0.196+0.00199×（560－205）= 0.902 Mpa 经计算，－460m 水平的瓦斯压力为0.902 Mpa 。
2．根据经验公式计算瓦斯压力
开采同一煤层的相邻矿井，可根据该式推算瓦斯压力：
P=0.098×（KH α
-ｂ） （1－13） 式中 P ——瓦斯压力，Mpa ； K ——系数；
H ——测定瓦斯压力地点的垂深，m ； α——指数常数；
ｂ——常数。
3. 国内实测
经对国内一些矿区瓦斯压力实测值分析，瓦斯压力P 与深度H 的关系可以表示为下列直线关系：
P=（2.03～10.13）H （1-14）
式中 P ——距地表垂深H 处煤层瓦斯压力，Kpa ； H ——垂深，m ；
㈡瓦斯压力实测
测量瓦斯压力一般是在地质勘探钻孔中进行，或是在井下巷道中打钻孔测压，由于地勘测压工艺较复杂、精度较低。所以生产中广泛采用井下巷道打钻测压法，其钻孔、封孔、测压施工要求为：
6----压力表
5---
挡板
4----木契
3----测压管
2----堵孔材料
测量室
1----封孔测定瓦斯压力
图1-5
三.煤层瓦斯含量计算
瓦斯含量是指煤层或岩层在自然条件下，单位重量或单位体积所含有的瓦斯量。瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯两部分，影响瓦斯含量的因素有煤的吸附能力、瓦斯压力、温度等。
（一） 间接测定计算法
该类方法需在实验室作出吸附常数，在井下实测瓦斯压力，然后进行计算。由于实验室测出的a 、b 值是根据干煤样测定出来的，而实际上水分对瓦斯吸附容量有很大影响，为此，公式（1-16）考虑了1+0.31W f 的修正系数。
计算公式：
y x h W W W += (1-15)
f
f
f
X W
A
W
bp
abp W 31.0111+--?+=
(1-16)
γ
p
f Wy n +=
2.10 (1-17)
式中 Wh ——煤层瓦斯含量，m 3
/t ；
Wx ——在瓦斯压力为p 、煤层温度为t 时煤的吸附瓦斯量，m 3
/t ；
Wy ——游离瓦斯量，m 3
/t ；
a ——吸附常数，表示在给定温度下，单位质量固体的表面饱和吸附气体的气体体积，m 3/t ，一般为
15～55 m 3/t ；
b ——吸附常数，MPa -1，一般为0.5～5 MPa -1； W f ——煤中的水分，%； A f
——煤中的灰分，%；
?n ——煤的孔隙率，%；参见表1-10； γ——煤的容重，m 3/t 。
表1-10
[例]打通一矿6号煤层实测a=28.089m 3/t 、b=0.136MPa -1,p=1.47MPa,W f =2.14%,A f =24.99%, ?n =10.89%,γ=1.57t/m 3,求Wh=?
解：y x h W W W += f
f
f
W
A
W
bp
abp 31.0111+--?+=
γ
p
f n ++
2.10
57
.147
.11089.02.100214
.031.01)2499.00214.01(47
.1136.02.10147.1136.0089.282.10??+
?+--?
??+???=
t m /61.143
=
经计算，6号煤层瓦斯含量为t m /61.143。
（二）由瓦斯含量系数a 求煤层瓦斯含量 略。
[例]取样地点是地宗矿东二1373风巷，新鲜的干煤样，煤层温度15.2℃，煤的容重γ=1.45g/cm 3
,大气压力P d =0.1Mpa,
煤样重=42g,瓦斯含量罐体积V=134cm 3
。试求煤层瓦斯含量系数？
测得数据（测两次）
P 1=1.62Mpa, P 2=0.85Mpa, P 3=0.31Mpa
Q 1-2=965 cm 3 , Q 2-3=747cm 3
将上列数值代入下式计算
()(
)G
P P P P G V Q P d 2
12121-??
????-????
??--=
-γγα (1-19)
第一次
()(
)
42
85.062.145.185.062.145.1421349651.0-
??
????-??? ??
--?=
α
)/(3537.15
.03
MPa
m m ?=
第二次
()(
)
42
31.085.045.131.085.045.1421347471.0-
??
????-??? ??
--?=
α
)
/(699.15
.03
3MPa
m m ?=
取瓦斯含量系数平均值，则
α=（1.537＋1.699）/2=1.618 m 3/ m 3·Mpa
0.5
该方法的优点是直接采样、装佯，煤样的水分和煤层相同，注入罐中瓦斯就是煤层瓦斯，因而设备简单、易行，两天可以测定结果。
㈢经验公式计算煤层瓦斯含量
在无测定参数条件或要求精度不高的情况下，可用经验公式计算煤中的瓦斯含量。
1. 经验公式之一
100)31.01()(098.0)
100(5.65146.0f n r f
f X W e V b p W A W +???? ??+--=
α (1-20)
γ
Y n K P
f Wy 8.9=
(1-21) 式中 W x —— 煤的瓦斯吸附量，m 3/t ；
W f 、A f 、V r ——煤的水分、灰分、挥发分，%；
P ——实测瓦斯压力，Mpa ； e n
——温度系数，查表1-12； e —— 自然对数底；
n —— 0.02t/0.993＋0.007P; α——2.4＋0.21 V r 或查表；
b ——1－0.004 V r
或查表； Wy ——游离瓦斯量，m 3/t ；
?n ——煤的孔隙率，%，查表1-10； γ——煤的容重，t/m 3 ；
Ky ——相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表1-14； T ——温度，℃。
n
[例] 某矿井煤层W f
=3.1% 、A f
=1.9%、V r
=14.1%
、P=1.47 MPa 、t=20℃、γ=1.4 t/m 3
，求瓦斯含量？
解： 100)31.01()(098.0)
100(5.65146.0f n r f
f X W e V b p W A W +???
? ??+--=
α
式中，查表1-12，1/e n
=0.96
查表1-13，
5.44)
(5.65146
.0=r
V
α=2.4＋0.21×14.1=5.36 b =1－0.004×14.1=0.94
t m e W n X /5.11100)1.331.01(10.1494.047.1525.0)
1.39.1100(5.653
146
.0=??+??
?
??+--=
根据V r 查表1-10，?n =6，根据压力P 查表1-14，Ky=1.05。
t m K P f Wy Y n /6.04
.105.18.947.168.93
=???=
=
γ
最终求得煤层瓦斯含量
Wh= Wx ＋Wy= 11.5＋0.6=12.1 m 3
/t
2.经验公式之二
当挥发分V r 小于15%时可用下式：
t
P B f W
A P V t t W n f
r r X 004.034.012.10)](01.01[])
(54.8719.00016.0[2.100
55
.02-+
--+-?=
- (1-22)
当挥发分V r
在15%～40%时可用下式：
t
P B f W A P V t t W n f
r
r
X
004.034.01
2.10)](01.01[)2.02319.00016.0(2.1002
-+
---+-?= (1-23)
Wy= ?n ×10.2P/Ky （1-24） 式中 Wx ————在P 、t 条件下的吸附瓦斯量，m 3/t ； Wy ————在P 、t 条件下的游离瓦斯量，m 3/t ； A f ————煤中灰分，%； W f ————煤中水分，%； ?n ————孔隙率，%；
B 0————水分对吸附能力影响系数， B 0=P/（0.098×0.9792），一般取1。
3. 经验公式之三
该公式一般用来计算残余瓦斯量。
当挥发分V r 小于21%时用下式：
P f P
C P B A t Wh y t ?+-++-=
2.10)002172.0(2.101)0003835.0(2.102
(1-25)
当挥发分V r 大于21%时用下式：
P f P
t C P t C Wh y ?+-+-?=
2.10)00218.0(2.101)00218.0(5
3.152.1011 (1-26)
式中 Wh ——在P 、t 条件下的煤的瓦斯含量，m 3
/t ；
?y ——煤单位重量的孔隙容积，m 3
/t ，见表1-15；
A 、
B 、
C 、C 1——系数，见表1-16。
四．瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量，是指井田开发过程中，受采动影响能够排放瓦斯的煤层（包括不可采煤层）所储存的瓦斯量。
W=W 1＋W 2＋W 3 （1-27） 式中 W ——矿井瓦斯储量， Mm 3；
W 1——矿井可采煤层瓦斯储量，Mm 3
；
∑==
n
i i i
W A
W 1
111 (1-28)
A 1i ——矿井i 可采煤层的地质储量，Mt ； W 1i ——矿井i 可采煤层的瓦斯含量，m 3/t ；
W 2——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，Mm 3
；
∑==
n
i i i
W A
W 1
222 (1-29)
A 2i ——受采动影响后能够向开采空间排放的i 不可采煤层的地质储量，Mt ；
W 2i ——受采动影响后能够向开采空间排放的i 不可采煤层的瓦斯含量，m 3/t ；
W 3——受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm 3，实测或按下式计算：
W 3= K （W 1＋W 2） （1-30）
式中 K ——围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.05～0.20。
如果要计算某区域（水平、采区、工作面等）的瓦斯储量，方法同上，但要将A 1i 、A 2i 、W 1i 、W 2i 变为所计算区域的煤层储量和煤层瓦斯含量。
五．瓦斯涌出量计算
瓦斯涌出量是指在生产过程中，矿井或采区涌出的瓦斯数量，主要由回采、掘进、采空区三部分瓦斯组成。
(一） 回采、掘进及采空区瓦斯涌出量
1. 回采瓦斯涌出量
1） 开采单一煤层时的回采瓦斯涌出量计算（不考虑邻近层的瓦斯涌出量）
h p f W K q μ= (1-31) 式中 f q ——— 开采本煤层瓦斯涌出量，t m /3；
μ——— 机械化程度系数，联合采煤机和风镐采煤时等于1.0，截煤机掏槽落煤等于1.2。 p K ——— 瓦斯释放系数，即计算的瓦斯涌出量对煤层瓦斯含量的比例，由图1-9查。 W ——— 煤层瓦斯含量，;/3
t m
2(1) 有邻近层的回采瓦斯涌出量计算之一：0
q ?= K w ·q c ＋q h ＋q s ＋ q x (1-32)
式中 q ? ——采煤时瓦斯涌出量， m 3
/t ； K w ——围岩瓦斯系数，一般取1.2；
q c ——采出煤中的瓦斯含量，m 3/t ，其计算公式见式（1-33）；
q h ——开采层由于回采率不高而产生的附加瓦斯涌出量，m 3
/t ，
其计算公式见（1-34）
q s 、q x ——分别为顶、底板邻近层及不可采夹层泄出的瓦斯量，m 3/t ，
其计算公式见式（1-35）及（1-36）。
q c =W h -W c (1-33)
式中 W h ——邻近层的瓦斯含量，m 3/t ；
W c ——邻近层的残存瓦斯含量，m 3/t ，可按表7-1选取。
h
h W C
C b
Q -=100 (1-34)
式中 b ——考虑丢失在井下煤中瓦斯涌出程度系数，取0.6～0.8； C ——丢煤百分率，%。
)(00c h s s s W W m
m
b h L L q --=∑ (1-35)
)(00c h x x
x W W m
m b h
L L q --
=
∑ (1-36)
式中：L 0 ——阶段倾斜长度，米；
∑
h ——阶段煤柱总长度，米；
m s ——上邻近层的厚度，米； m x ——下邻近层的厚度，米； m ——开采层的可采厚度，米；
b s 、b x ——邻近层向开采层涌出瓦斯程度系数，其计算公式是：
bs 、?
?
????-++-
=)sin(1
)sin(1cos cos 1αγαγαγL N bx
(1-37)
式中：N ——邻近层至开采层的法线距离，米； L ——开采工作面长度，米； α——煤层倾角，度；
γ——卸压角，度。 γ值也可按下表选取
b s 、b x 值也可按下表（经验数据）选取
[例]
7、8、9、11号层，6号层为开采层（保护层），8号层为主要突出层，地质资料提供煤层瓦斯含量值如下表：
求6根据公式 q ?= K w ·q c ＋q h ＋q s ＋ q x 取K w =1.2
查表1-1，W C =8 m 3
/t （无烟煤）
q c =W h －W c =14.83－8=6.83 m 3
/t
K w ·q c =1.2×6.83=8.2 m 3
/t b=0.7,c=15%
t m W c
c b
q h s /83.183.1415
100157
.01003
=?-=-=
各邻近层涌向开采层的瓦斯量q x ：
7号层向6号层的涌出量
取阶段倾斜长度90m ，阶段煤柱总长度15m
t m q /2.9)8-13.18(102.177.01590903
67=???-=
-
8号层向6号层的涌出量
t m q /7.23)8-0.462(5.002
.123.31590903
68=???
-=
-
9号层向6号层的涌出量
t m q /4.3)8-8.211(45.002.163.01590903
69=???-=
-
11号层向6号层的涌出量
t m q /5.1)8-8.211(2.002
.163.015
90903
611=???
-=
-
总计6号层回采的瓦斯涌出量为：
q ?= K w ·q c ＋q 7-6＋q 8-6＋ q 9-6＋ q 11-6 =8.2+1.83+9.2+23.7+3.4+1.5 =47.83 m 3/t
6号层回采时，瓦斯涌出量为47.83 m 3
/t 。
(2) 有邻近层的回采瓦斯涌出量计算之二：
q ?= q b ＋q n
式中：q ? ——开采层的瓦斯涌出量，m 3
/t ；
q b ——开采层本层瓦斯涌出量，m 3
/t ，其计算公式见（1-39）。
q n ——邻近层瓦斯涌出量，m 3
/t ，其计算公式见（1-40）。
h s z d w b W m m K K K K q 0
= （1-39）
i s i i
n W K b m
m q ∑=
（1-40）
式中：K w ——围岩瓦斯涌出系数，一般取1.2；
K d ——丢煤损失系数，C
K d -=
100100；
C ——损失率，%；
K z ——掘进回采巷道瓦斯预排系数；其计算见公式（1-41）
L
h L K z 2-=
（1-41）
L ——工作面长度，m ；
h ——掘进预排宽度，无烟煤、贫煤取10m ，瘦煤、焦煤取14m ；其它煤种取18m ；
K s ——瓦斯涌出程度系数，一般取0.8（运到地表的煤中还残存一部分瓦斯，这部分残余量约占
沼气含量的20%）； m ——开采层厚度，m ； m 0——开采分层厚度，m ；
W b ——本煤层瓦斯含量，m 3/t ； m i ——邻近煤层厚度，m ；
b i ——邻近煤层瓦斯涌出程度系数，其计算见公式（1-42）
L
W L W W b i i
ci i i ?-=
)( （1-42）
式中：W i ——第i 邻近层瓦斯含量，m 3/t ； W ci ——i 邻近层残余瓦斯含量，m 3/t ；
L i ——i 邻近层瓦斯排放带宽度，m ；其计算见公式（1-43）。
L tg H L i
i +=δ
2 （1-43）
式中：H i ——第I 煤层与开采层的间距，m ； δ——卸压角，（?），按表1-19选取；
L ——回采工作面长度，m ；
图1-10 沿倾斜卸压角示意图
层
(3) 中厚、厚煤层分层开采时的回采瓦斯涌出量计算：
)]()([)1)()(1(111z b h c h f W W Z W W M m m W W n q -+-++-+=γ
γ
（1-44）
式中：q ?——回采瓦斯涌出量，m 3
/t ；
W h ——回采的自然分层中煤的瓦斯含量，m 3
/t ； W c ——煤运至地面残余瓦斯含量，m 3/t ； W 1——煤柱内剩余的瓦斯量，m 3/t ；
W 2——未采的自然分层中剩余的瓦斯量，m 3/t ； m ——回采的自然分层厚度，m ；
γ——回采的自然分层煤的容重，t/m 3
； m 1——未采的自然分层厚度，m ；
γ1——未采的自然分层煤的容重，t/m 3；
n ——围岩中涌出的瓦斯量占采煤中涌出的瓦斯量的比值系数； 全部充填管理顶板时取0.1； 局部充填管理顶板时取0.15； 全部冒落管理顶板时取0.2； M ——煤柱煤量占采区煤量比，%； Z ——采空区残煤占采区煤量比，%；
[例] 某矿单一煤层长壁式工作面，煤厚8m ，分层采高2m ，全部冒落管理顶板，预计瓦斯含量20 m 3/t ，求回采期间吨煤瓦斯涌出量？
已知：围岩瓦斯涌出系数n =20%；煤中残存瓦斯量W c =8 m 3/t; 煤柱内剩余的瓦斯量W 1=12m 3/t ；未采的
自然分层中剩余的瓦斯量W 2=10m 3
/t ；煤柱煤量占采区煤量比M=20%；采空区残煤占采区煤量比Z=5%；煤的容重γ=γ1=1.4 t/m 3。
由公式得：
t m q f /7.59)1020(05.0)1220(2.0)4
.124.161)(820)(2.01(3
=-+-+??+
-+=
则该工作面预计瓦斯涌出量为59.7 m 3/t 。
2. 掘进瓦斯涌出量
掘进工作面瓦斯涌出量按下式计算：
1） 计算式1：
L m j q q q += （1-45）
)1/2(0-???=v L q V m n q v m （1-46）
)(c h L W W V s q -??=γ （1-47）
式中： q j ——掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/min ；
q m ——掘进煤壁瓦斯涌出量，m 3/min ；其计算公式见1-46 q L ——落煤瓦斯涌出量，m 3/min ；其计算公式见1-47 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 ；
q v ——煤壁瓦斯涌出初速度，m 3/m 2·min （无实测数据时可参照公式1-48）取值）；
h r v W V q ?+=]16.0)(0004.0[026.02
（1-48） V r ——煤的挥发分，%；
W h ——煤层瓦斯含量，m 3
/t ；
L 0——巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，m ；
S ——掘进端头见煤面积，m 2
； γ——煤的容重，t/m 3；
W c ——煤层残存瓦斯量，m 3
/t 。
[例]淮南潘一矿13-1煤层普掘工作面，有关参数为：n=2、m=4.97m 、 V=0.00347 m/min 、L 0=800m 、V r =38.67%、W h =8.18 m 3/t 、 W c =3.5 m 3/t 、S=8 m 2、 γ=1.4 t/m 3
，求掘进面瓦斯涌出量？
解： )
1/2(0-???=v L q V m n q v m
()
min
/32.51
00347.0/8002161.000347.097.423
m =-????=
h
r
v W V q ?+=]16.0)(0004.0[026.02
min
/161.018
.8]16.0)67.38(0004.0[026.03
2
m =?+?=
)
(c h L W W V s q -??=γ
min
/18.0)
5.318.8(4.100347.083
m =-??=
min
/50.518.032.53
m q q q L m j =+=+=
则该煤层掘进工作面预计瓦斯涌出量为5.50m 3
/min 。
2） 计算式2： 对于单巷： )(45.01c h j W W bmv t mvc q -+= （1-49） 对于双巷： ])()[(811215
.02b v b b v W W m t
mvc q c h j ++-+= （1-50）
式中 m ——煤层厚度，m;
V ——巷道的掘进速度，m/d ； t ——巷道掘进时间，d ； b ——单巷宽度，m ；
b 1、b 2——分别为双巷主巷和副巷的宽度，m ；
W h 、W C ——分别为煤层的原始瓦斯含量与残余瓦斯含量，m 3/t ； V 1、b 1——分别为联络巷的掘进速度与宽度，m/d ，m ； C 1——单巷的瓦斯涌出量特性系数，m 3/m 2·d 0.5或m/d 0.5; C 2——双巷的瓦斯涌出量特性系数， m/d 0.5;
q j ——单巷或双巷掘进工作面瓦斯涌出量，m 3/d ；
煤壁暴露面的瓦斯涌出随着暴露时间的延长而逐减，当达到一定时间t 1时，它就接近于零，这个时间T 1定义为排放瓦斯极限期，一般为6～12个月，当巷道掘进时间t>T 1时，则
单巷 5
.0114T mvc q j = （1-51） 双巷 5.01
28T mvc q j = （1-52）
如果巷道在掘进中有停掘期，则应分段计算，以上计算适用于巷道周围瓦斯地质条件相同，煤厚不超过巷高两倍和掘进速度变化不大的条件下。
瓦斯涌出特性系数可以按下列方法直接从掘进巷道中测得。在图1-11所示断面①②③三处，同时测定巷道风流中的瓦斯平均浓度与风量，进而算出瓦斯涌出量，即求得q j ①、q j ②、q j ③，然后求出瓦斯涌出特性系数的平均值作为该巷的C 值。
q j ①-q j ②)(4211t t mvc -= （1-53） q j ②-q j ③)(4321t t mvc -
= （1-54）
式中q j ①、q j ②、q j ③已测得，t 1、t 2、t 3为各测点的暴露时间和m 、v 等均为已知，未知数C 1即可解出，C 2的求法类似可求出。
3. 采空区瓦斯涌出量
采空区瓦斯涌出量可参照下式计算：
)(j c k q q K q += （1-55）
式中： q k ——采空区瓦斯涌出量，m 3/t
K ——采空区瓦斯涌出系数，一般为0.15～0.25； q c ——采出煤的瓦斯涌出量，m 3/t ； q j ——掘进煤的瓦斯涌出量，m 3/t 。
（二） 采区瓦斯涌出量
采区瓦斯涌出量由下式计算：
A
q q
q
q k
j
f
a ∑∑++
=
（1-56）
式中 q a ——采区瓦斯涌出量，m 3
/t
Σq f ——采区采煤工作面瓦斯涌出量总和，m 3/d Σq j ——采区掘进工作面瓦斯涌出量总和，m 3/d q k ——采区采空区瓦斯涌出量，m 3/d; A ——采区日产煤量，t/d 。
A ——采区日产煤量，t/d
（三） 矿井瓦斯涌出量
矿井瓦斯涌出量可采用矿山统计法或根据前述煤层瓦斯含量计算确定。 1. 矿山统计法 1） 线性方程计算法
根据矿井不同生产水平的实测相对瓦斯涌出量，用作图或数理统计分别找出矿井及采区，回采工作面的瓦斯涌出量与开采深度的函数关系，通常可用线性方程表示：
q h =aH+b (1-57) 式中 q h ——瓦斯涌出量，m 3
/t ；
a 、
b ——常数；
H ——矿井、采区或回采工作面的平均采深，m 。
2） 统计法
当矿井的风量比较均衡正常时，其平均瓦斯涌出量的计算为： （1） 月平均瓦斯涌出量：
nA
C Q C Q C Q T q n n k )
(14402211+++=
（1-58）
式中qk ——矿井月平均瓦斯涌出量，m 3/t;
T ——该月中的天数，d
Q 1~n ——进行测风时的回风量，m 3
/min n ——测定次数
A ——采煤量，t/月 （2）某一时期的瓦斯涌出量
在某一时期内平均瓦斯涌出量，如年、月测定的结果：
n
n
n k A A A A q A q A q q +++++=
212211 （1-59）
式中qk ——某一段时间内，矿井的平均瓦斯涌出量，m 3/t ； q 1~n ——按月计算的矿井瓦斯涌出量，m 3/t ； A 1~n ——按月计算的采煤量，t/月。 （3）根据瓦斯梯度计算
2)
0(+-=
a
H H q （1-60）
式中 q ——H 深度的瓦斯涌出量, m 3/t ； H ——开采深度，m ；
H 0——瓦斯风化带深度，m ；
a ——瓦斯梯度数，m 3/t ·m 。瓦斯梯度按下式计算：
n
n H H q q a )
()
(00--=
（1－61）
式中 q 0——瓦斯风化带内瓦斯涌出量，一般取q 0=2 m 3
/t 或查表； n ——梯度指数，在现代开采条件下等于1； 其余符号意义同前。
按上式可求出不同深度的瓦斯涌出量，但应注意以下三个问题：
A.开采方法的变化影响瓦斯涌出量，因此开采方法不变时统计法比较容易做，在有变化时，预测深部瓦斯要做适当修正。
B.当地质条件没有大变化时，统计法可以比较切合实际的估算深部瓦斯大小，如果有较大的断层、褶曲，就不宜应用。
C.根据已有理论及其他煤田的实际资料表明，瓦斯不是随着开采的延深而无限增加，因此应用时应注意梯度指数的变化。
2.计算法
按前述公式根据煤层瓦斯含量计算出回采、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量后，按下式计算矿井瓦斯涌出量：
2
1
1
N N q kj
n
i ai
q q k ∑∑+
=
= （1-62）
式中 k q ——矿井瓦斯涌出量，t
m /3；
∑i a q ——各采区瓦斯涌出量的总和，t m /3；
∑kj q ——矿井开拓巷道掘进瓦斯涌出量总和。（岩石巷道0=kj q ），t m /3； 1N ——采区数量；
2N ——同时掘进的矿井开拓巷道掘进工作面数量。
六．煤层透气性系数
煤层透气性系数是煤层瓦斯流动难易程度的标志，煤层透气性系数λ的测算方法有径向稳定流动测算法和径向不稳定流动测算法等。
1. 径向稳定流动测算法
1）测定方法：在石门见煤前，先打两个钻孔1M 、2M 测定瓦斯压力，待压力平衡后，在中间打一个排瓦斯钻孔Mc 。因钻孔Mc 涌出瓦斯使钻孔Mc 与测压钻孔1M 、2M 之间造成瓦斯压力变化，并测得钻孔Mc 瓦斯流量0Q ，将测得的数据代入下式计算透气性系数λ。此法简便，用于煤层透气性较大，打完排放孔后即可明显看出1p 、2p 变化，不适于透气性较小的煤层。
2） 计算公式：
)
(ln
2
2
11
0y c
P P m CQ -=
γγλ （1-63）
式中 λ——透气性系数，d MPa m ?22/；
1γ——测压孔1M 距排放孔Mc 的距离，m ；
c γ——排放孔半径，m ；
0Q ——当大气压等于0.101325)1(atm MPa 时的钻孔流量，d m /3
；
m ——煤层厚度，m ；
y p ——排放钻孔瓦斯压力，MPa p y 101325.0=； 1p ——测压孔绝对瓦斯压力，MPa ；
C ——系数，310634.1-?=C 。
3） 实例。抚顺龙凤矿-460m 水平№10钻场测定煤层透气性系数λ，1,055.0γγm c ==9.5m , ===?=?=y p d m Q m m MPa p MPa p ,/2292,0.6,101325.027.4,101325.066.43
0210.101325Mpa 。将上
述数值代入式1-63，得：
d MPa
m P P m CQ y c
?=-????=
-=
-2
22
2
3
2
2
1101/98.14)
101325.047217
.0(0.6055.05
.9ln
229210634.1)
(ln
γγλ
同理算出;2/27.182d MPa m ?=λ取均值d MPa m ?=+=2
2
21/84.162/)(λλλ。
2. 径向不稳定流动测算法； 1） 测定方法：
（1） 从岩石巷道向煤层打钻孔，记录钻孔方位角、仰角和钻孔在煤层中的长度、钻孔进入煤层和打
完煤层的时间，取平均值作为打钻时钻孔开始排放瓦斯时间（年、月、日、时、分）。
（2） 封孔测定瓦斯压力，上表前要测定钻孔瓦斯流量，记录流量和测定流量时的时间（年、月、日、
时、分）。
（3） 上升到煤层真实压力或压力稳定后，卸下压力表排放瓦斯，测定钻孔瓦斯流量，记录
每次瓦斯流量和测定时间。
煤层透气性系数测定方法如图1-12所示：
2） 计算公式： b
aF Y 0= （1-64）
式中 Y ——流量准数，无因次，其计算公式（1-65） 0F ——时间准数，无因次，其计算公式（1-67）
a 、
b ——系数，无因次，见表1-20
2
1
201
(p p q Y -=λγ （1-65） 式中 q ——在排放时间为t 时钻孔壁单位面积的瓦斯流量（即比流量），d m m ?2
3/，
其计算公式（1-66） 1γ——钻孔半径，m
λ——透气性系数，d MPa m ?22/；
0p ——煤层原始绝对瓦斯压力（表压力值），MPa 1p ——钻孔内瓦斯压力，MPa p 101325.01=
L
Q q t 12πγ=
（1-66）
式中 t Q ——在时间t 时的钻孔瓦斯流量，d m /3 L ——钻孔长度，一般等于煤厚，m
2
1
5
.10
04αγ
λtp F =
（1-67）
式中 t ——开始排放瓦斯到测量瓦斯比流量q 的时间间隔，d α
——煤层瓦斯含量系数，,/
p W h =α其中h W 为瓦斯含量，
单位33/m m ，p 为瓦斯压力，单位MPa
由于流量准数随时间准数变化，难以用一个简单公式表达，所以采用分段表达方法，有关透气性系
数λ的计算及参数见表1-20。
3） 计算步骤：
（1） 根据测定所得参数，计算出A 、B 值。
（2） 一般选择[λ]计算公式进行试算（时间d t 1>时，可先用0F =1～10公式；时间在1d 以上时，
可先用0F =102
～103
公式作第一次试算）。
（3） 把求出的λ值代入λB F =0中，校验0F 值是否在选用公式的范围内。如0F 不在所选公式范围，
则根据计算出的0F 值，另选公式计算，直到符合所选公式的范围为止。
4） 实例。已知,/53.3,05.0,/194.13,053.43
15
.03
30d m Q m MPa
m m MPa P t ==?==γα
d t m L 41,5.3==。求?=λ
解： 4
2
5.121
5.10
3
2
2
21
20
12
3110
0569.405
.0194.13053.4414410
7767.9101325
.0053
.405.021.3/21.35.305.01416.3253
.32?=???=
=
?=-?=
-=
?=???=
=-αγγπγtp B p p q A d m m L Q q t
由于时间较长，选择0F =103
～105
。
d MPa
m B A ??==-2
22
11.111.1/10
9887.31.2λ
检验 2.16180==B F λ
0F 在103
～105
范围内，公式应用正确。故d MPa m ??=-2
2
2
/10
9887.3λ。
七．百米钻孔瓦斯流量衰减系数
百米钻孔流量衰减系数，是衡量煤层预抽瓦斯难易程度的一种指标，它反映不受采动影响条件下，煤层内钻孔瓦斯流量随时间呈衰减变化的特性。
1. 测量方法：
选 择有代表性、未受采动影响的煤层区域，向煤层打直径75mm 的钻孔，测出其初始瓦斯流量,0q 经过时间
d t 10(以上）后，测其流量q 即可。
2. 计算公式
根据钻孔瓦斯流量at
e q q -=0衰减变化的关系
t
q
q ln ln 0-=α （1-68）
式中 α——百米钻孔瓦斯流量衰减系数；
0q ——百米钻孔初始瓦斯流量，m m 100min /3
?；
q ——经过t 时间的百米钻孔瓦斯流量，m m 100min /3
?；
0ln q 、q ln ——为0q 、q 的自然对数；
t ——时间，d
八．瓦斯抽放率和可抽量计算 （一）瓦斯抽放率
瓦斯抽放率是指矿井、采区或工作面的瓦斯抽放量占相应瓦斯涌出量或瓦斯储量的百分比，前者在生产实践中应用广泛更具有实际意义，它是衡量矿井、采区或工作面瓦斯抽放效果效果的主要标志。瓦斯抽放率的计算见表1-21
（二）可抽量计算 1. 单一煤层
b W W C
N c h )(100100--=
（1-69）
式中 N ——每吨煤瓦斯可抽量，;/3t m
C ——丢煤百分率，%；
b ——解吸瓦斯系数，一般取1；
h W ——煤层瓦斯含量，;/3
t m
c W ——煤层残存瓦斯含量，t m /3
。
2. 多煤层
1） 对陷落的顶板邻近层
h c p
W m
m b C N -=
100100 （1-70）
2） 对不陷落的顶板邻近层
)(100100c h c m
W W m
m b C
N --=
（1-71） 3） 对下邻近层
)(1001009
.0c h c m
W W m
m b C
N --= （1-72）
式中 p b ——陷落邻近层的瓦斯放出系数，对距开采层15倍开采层厚度的邻近层取0.8，距开采层15～
30倍开采层厚度的邻近层取0.9；
c m ——邻近层的厚度，;m m ——开采层的厚度，;m
m b ——不陷落的邻近层的瓦斯放出系数，在实际计算时值取0.9。
应当指出，如果矿山地质条件和矿山技术条件发生变化，确定邻近层瓦斯可抽量用这种方法在实际计算中可能产生较大误差，因此，必须附加一修正值，见表1-22。
第四节 抽放瓦斯系统
一. 选择抽放瓦斯系统的一般原则 （一） 系统分类
目前，我国抽放瓦斯系统一般分为地面钻孔抽放系统、矿井集中抽放系统和井下临时抽放系统三类。 （二） 选择原则
选择抽放瓦斯系统，主要根据煤层赋存、地形条件、总体规划状况，矿井瓦斯涌出特点和采煤方法等因素综合分析确定。抽放瓦斯系统的选择基本原则为：
（1） 若煤层赋存较浅（＜800m ），煤层较厚，或煤层层数较多，层间距较近，且首采层以为中、下部
煤层，地面又较平坦，可采用地面钻孔抽放系统。
（2） 若煤层透气性较低，地面地形条件复杂，不适宜采用地面钻孔抽放，则应设立矿井集中抽放系统。
（3） 不具备建立全矿井抽放瓦斯系统的矿井，个别区域瓦斯涌出量达到场3~5m 3
/min ，或采用加大风
量稀释瓦斯不经济时（如采掘工作面、岩石裂隙带、溶洞等），可采用局部抽放措施。
在选择管路系统时，应根据抽放层位或钻场的分布、地面地形或井下巷道布置、利用瓦斯的要求，以及发展规划等状况，全盘考虑，避免和减少以后在主干系统上频繁改动。瓦斯管路系统的选择是地面或矿井瓦斯抽放工作中的一项重要环节，选择是否合理，不仅直接影响着抽放费用和日常的检查、修理和维护等工作，而且影响着整个矿井的安全生产。
二．井下临时抽放系统
井下临时抽放系统主要针对个别地点瓦斯涌出较大而采取的局部抽放措施，其设备一般选用YD和YWB 系列煤矿井移动式瓦斯抽放泵，其适用条件和特点为：
（一）适用条件
（1）局部瓦斯涌出量大或局部煤与瓦斯突出矿井；
（2）需抽放瓦斯的地方中小煤矿；
（3）采空区抽放、预抽、边采边抽及新区试抽放、瓦斯卸压抽放等。
（二）系统特点
（1）投资少，可有效地解决井下个别地点瓦斯涌出量较大的矛盾；
（2）抽入设备少，系统简单、抽放泵体积小、移动方便、用途较广泛；
YD系列煤矿井下移动式瓦斯抽放泵具有瓦斯浓度检测，超限报警断电，抽放量数码显示等功能（该设备有关技术参数见表(1—23)。
表1—23 YD系列移动式瓦斯抽放泵
环境瓦斯浓度、泵的运行状态参数和供水参数等）监测、安全控制等三大部分。该泵具有可移动、易安装、易操作、运行安全可靠和勿需专人值守等特点。该泵有关技术参数见表1—24。
三．矿井集中抽放系统
（一）适用条件
当矿井瓦斯涌出量大，采用地面钻孔抽放瓦斯不经济，采用井下临时抽放方式不能有效解决瓦斯超限问题，则应建立矿井集中抽放系统。
（二）系统特点
矿井集中抽放瓦斯系统，是解决井下风流中瓦斯浓度高的有效措施。它是在地面设置抽放泵房，由抽放泵房到井下，敷设主管、干管、分管（或支管）至钻场钻孔，并设置相应附属设施所组成的专用管道系统，将采、掘工作面、采空区等地的瓦斯抽排至地面。其特点是能较有效地抽出部分或大部分煤层解吸瓦斯，减轻矿井通风负担，且抽出的瓦斯浓度较高，是优质的工业或民用能源。
全国约98％的抽放瓦斯矿井采用建立矿井集中抽放系统抽放瓦斯。
四．地面钻孔抽放系统（略）
第五节抽放瓦斯方法及钻场布置
一.抽放方法分类
按抽放瓦斯来源分类可分为开采层抽放、邻近层抽放和围岩抽放三类；抽放瓦斯方法可分为开采层未卸压抽放、开采层卸压抽放、邻近层抽放和围岩瓦斯抽放法四种；按抽放工艺（或钻孔布置）可分为多种抽放方式，瓦斯抽放类型、方法、方式、适用条件见表1-33。
表1-33 瓦斯抽放类型、方法、适用条件
二.抽放方法选择
（一）抽放方法选择原则
矿井瓦斯抽放的类型和方法，可按下列因素考虑确定：
（1）为提高瓦斯抽放率，宜选用多种抽放方法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，应采用开采层晚上瓦斯抽放。
（3）煤层群条件下首采层开采时，来自邻近层的瓦斯占有很大比例威胁工作面安全生产，应采用邻近层瓦斯抽放。
（4）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矿井总排瓦斯量，应采取采空区瓦斯抽放。
（5）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。
酸等措施人为卸压后抽放瓦斯的方法。
（7）若煤层赋存较浅（一般600m以内），煤层较厚，或煤层层数较多，煤层瓦斯含量较高，地面施工钻孔条件较好，可采用地面钻孔抽放。
（8）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。
（二）抽放方法选择
1.开采层抽放
开采层瓦斯抽放分未卸压抽放法，采（掘）卸压抽放和人为卸压抽放法。
1）开采层未卸压抽放法。
开采层未卸压抽放法适用于透气性较高的煤层，煤层透气性系数一般要求大于0.1m2/MPa2d。开采层未卸压抽放法的布孔方式一般可分为穿层式和沿层式两种，其优点分别为：
（1）穿层钻孔
A．由于钻孔正交或斜交煤层，穿透了煤层的全部分层接触面，而沿这些接触面方向的透气性较垂直于这些层理和接触面方向的透气性为高，所以在煤层孔长相同的条件下，穿层钻孔抽出的瓦斯大于沿层钻孔抽出的瓦斯量。
B．可以利用开拓巷道提前打钻孔，赢得充分的抽放时间，对由突出危险的煤层，可以避免石门揭煤和掘进煤巷时采用其它麻烦得局部防突出措施。
C．一般在岩石中开孔，封孔较可靠。
（2）沿层钻孔
A．钻孔揭露煤层的面积大。
B．在煤层中打钻通常速度较快、成本低。
因此，采用未卸压抽放法抽放薄及中厚煤层瓦斯时，一般优先考虑沿层布孔的方式。当煤层特厚或煤层突出危险性较大时，可打穿层钻孔。
2）开采层采（掘）卸压法。
该方法除靠煤层天然透气性外，主要靠采（掘）工作或人为采取措施，对周围煤体的卸压作用来实现抽放瓦斯得目的。该抽放方法得主要特点是：
（1）在薄及中厚煤层条件下，鉴于采掘工作对开采层本身的卸压范围较小，且卸压区得位置随采掘工作面推进而变化，所以同时起作用的抽放瓦斯孔数少，且钻孔服务期短。
（2）在分层开采厚煤层条件下，向开采分层上下各未采分层打钻抽瓦斯时，由于煤体充分卸压松动，在其中产生大量裂隙，且大面积与采空区相连，为此，只有在煤层厚度特别大（＞10～20m）时，该效果才会较好。
（3）开采层采（掘）卸压抽放瓦斯，因卸压范围小，抽放时短，可作为辅助抽放方法应用。在特厚煤层条件下，利用该法可取得较好的效果。
（4）人为卸压抽放，单一低透气性高瓦斯含量煤层的瓦斯抽放是煤矿瓦斯抽放的最困难问题，人工卸压抽放瓦斯法的基本原则为：
A．从煤层中提取部分物质，形成空洞使煤体卸压、扩大原有裂隙，并产生新裂隙以提高煤体透气性。
B．在有自由面得情况下，使煤体膨胀、变形，以提高煤层的透气性。
C．在煤体无自由面得情况下，改善煤中裂隙得分布情况，使煤体中产生透气性良好得贯通裂隙，以提高整个煤层的透气性。
按上述原则，国内外所采用的措施为：
a．水力压裂：在钻孔揭穿煤层处注入携带支撑剂（一般为石英砂）的高压水，在一定时间后瞬时卸压，如此反复卸压，使煤体在一定范围内形成无数微小裂隙，并由支撑剂支撑其微裂缝而增大煤层透气性。
b．水力割缝：利用高压水流射向煤体，掏出部分煤炭，形成卸压裂隙以提高抽放效果。
c. 高压水射流扩孔：采用高压水射流，扩大预抽钻孔的直径，增加煤层暴露面积，增大钻孔卸压范围，降低地应力，提高低透气煤层的抽放效果。
d. 松动爆破：在钻孔见煤层段装入炸药引爆，使之扩大孔径和使煤体部分膨胀变形增大透气性。
e. 煤体物化处理：一般用酸来溶解煤杂质中的碳酸盐，以提高煤层的透气性。
开采层瓦斯抽放方法及钻孔布置方式、适用条件见表1-34。
2.邻近层抽放
邻近层瓦斯抽放是国内外应用最广泛的抽放类型，就首采层与邻近层的相互位置来看，通常把邻近层分
为上邻近层和下邻近层两种，抽放上邻近层的效果一般较下邻近层为好。
1）邻近层瓦斯来源。
邻近层瓦斯来源，一般是根据回采工作面开采过程中的瓦斯涌出变化来区分。开采初期的瓦斯涌出不大
且比较平稳，可以认为是本煤层涌出的瓦斯);
(
1
Q当工作面推进一段距离)
(L后，瓦斯逐渐增加，随着老顶
的冒落，瓦斯大量泄出而使其达到最高值),
(
2
Q则邻近层的瓦斯量近似为
1
2
3
Q
Q
Q-
=。
邻近层的瓦斯涌出，随着开采层工作面的推进，沿走向方向的变化，可划分为几个带（见图1-23）。正
确掌握每个带的位置对邻近层抽放瓦斯的布孔角度和间距有着重要关系。、
2）邻近层的选择
邻近层的选择主要考虑岩层的卸压和瓦斯变化，邻近层的层位与开采层的距离、层间岩性、倾角等因素
年，一般数值见表1-35
3）邻近层抽放方法及钻孔布置
（1）邻近层抽放钻孔布置原则。
A.钻孔的孔底要位于卸压带内，保证能有充足的瓦斯源进行抽放。
B.钻孔孔口部分要严密不漏气，孔身位于未卸压的非裂隙带内。
（2）抽放方法及钻孔布置。
抽放方法及钻孔布置方式见表1-37
(三)采空区抽放
采空区抽放瓦斯的方法较多,选择适宜的抽放方法的同时,更应注意合理的钻孔布置方式.
1.采空区瓦斯抽放布孔原则
1)瓦斯抽放钻孔或插管应布置在采空区回风侧(压能低)位置,以便利用通风压力及采空区内漏风对
瓦斯起运移作用,以便提高瓦斯抽放浓度和效果.
2)向采空区(冒落后)插管或打钻孔抽放瓦斯,并利用瓦斯密度小的特点,钻孔或插管应尽量偏向冒
落带上部,以提高瓦斯抽放浓度.
3)插管式钻孔蕊管周围应封闭严密,尽量减少外部空气漏入,有条件地点(如老空区插管抽放),可设
置均压密闭等.
4)采空区瓦斯抽放的孔口负压应适当,以瓦斯浓度满足要求为前提,并注意防止局部漏风引起煤炭
自燃.
2.采空区瓦斯抽放的钻孔参数计算
当采用斜交钻孔向采空区冒落拱上方打钻孔抽放时,钻孔倾角β可用下式计算:
φ
φ
α
β
ctg
m
n
b
n
m
tg
?
?
+
?
?
=
±
cos
)
( (1-75)
式中: α--- 煤层倾角,(o),沿煤层倾斜方向打钻孔时取正值,沿煤层仰斜方向打钻孔时取负值,倾斜长壁工
作面取α=0;
n --- 采高的倍数, n=4～11;
m --- 采高, m;
￠ --- 斜交角, (o);
b --- 煤柱宽度, m,采用矸石垛护巷,当矸石带宽度小于12 m时,取b=0; 当矸石带宽度大于12 m时,
b取0.5倍矸石带宽度;
φ--- 岩石冒落角, (o),可参照下表.
φ
α
βcos
)
sin(?
±
?n
m
L (1-76)
式中: L --- 钻孔长度, m;
n --- 采高的倍数, n=4～11;
m --- 采高, m;
β--- 钻孔倾角, (o)
α--- 煤层倾角,(o)
￠ --- 斜交角, (o).
3.采空区抽放方式
1)密闭老采空区抽放
(1)设密闭墙插抽放管抽放
将回采完毕得采煤工作面有关巷道关闭,在回风巷道侧设抽放密闭进行抽放.
(2)向密闭的采空区打钻孔抽放
开采急倾斜煤层时,可从运输水平或回风水平的岩石平巷直接向采空区打钻抽.
生产中,若开采层距岩石平巷较远,也可从下部煤层的巷道向采空区打钻,抽放钻孔穿过采空区的
地点,距运输水平的垂高一般按阶段高度的7/10考虑.
钻孔倾角β和孔长L
按下式确定:
从运输水平打钻时:
0.7H
sinα
tgβ= ------------- (1-77)
M－0.7H
cosα
0.7H
L
= -------- (1-78)
sinβ
从回风水平打钻时:
0.3H
sinα
tgβ= ------------- (1-79)
M＋0.3H
cosα
0.3H
L
= -------- (1-80)
sinβ
式中: H
--- 阶段高度, m;
M --- 孔口到开采层的法线距离, m;
α --- 煤层倾角,(o)
2)预埋管抽放采空区瓦斯
开采缓倾斜煤层时,可采用在顺槽预埋管抽,利用配风巷向采空区打钻抽.
3)利用配风巷抽放采空区瓦斯
4)随采随抽采空区瓦斯
随采随抽采空区瓦斯可分为两种类型,一种是用顶板裂隙钻孔抽采空区瓦斯.另一种是直接在工作面回风顺槽预埋管抽.
该种方式抽放钻孔的布置形式有以下三种:
1.邻近巷道打钻孔抽放;
2.在钻场内向工作面上方打钻孔抽放;
3.直接从回风巷向工作面上方打钻孔抽放.
5)采空区抽放孔口负压及抽放率
3.围岩瓦斯抽放
围岩瓦斯几乎全处于游离状态，且溶洞或裂隙对瓦斯流动的阻力很小，所以抽放围岩瓦斯是较容易的。
围岩瓦斯抽放的关键是在于对矿井地质构造的准确分析和对围岩裂隙带或溶洞位置的准确预测，然后打钻或插管进行抽放。
（四）综合抽放
略·
二．抽放钻场布置
(一）钻场（钻孔）的间距
1.开采层抽放钻孔布置
1）沿倾斜布孔
以钻场和钻孔工作面水平所成的角度来划分，有上向孔、下向孔、水平孔三种形式。
三种形式的优缺点：
（1）下向式钻孔瓦斯流量较大，可以加速排放瓦斯，但下向孔中易积水，打钻施工困难。
（2）上向式钻孔不会积水，瓦斯涌出量较均衡，但在相同条件下比下向孔略小。
（3）水平孔处于两者之间。
2）沿走向布孔
沿走向布孔的间距，决定于抽放瓦斯的影响范围，即抽放半径B，而影响范围的大小与煤质、瓦斯等诸因素有关。
2.
决定钻孔间距主要是根据钻孔的抽放影响范围。在一定条件下，上邻近层的影响范围要大些，下邻近层要小些，远距离邻近层要大些。
1）抽放影响距离L，它是随开采层工作面的推移，瓦斯量逐渐增加，当达到最大值后又逐渐下降，直至恢复到原来的水平，此时钻孔至回采工作面的距离为“抽放影响距离”。
2）有效抽放距离L
1
，当满足下列条件，工作面推过钻孔的距离称为“有效抽放距离”。
（1）钻孔抽出的瓦斯浓度不应小于30%。
（2）回采工作面回风流中的瓦斯可以维持在允许限度之内。
（3）钻孔瓦斯流量不应小于一个常数，一般小到0.3～0.5m3/min以下时，即不再抽放。
3）可抽距离L
2
，钻孔能够抽出瓦斯是在回采工作面采过钻孔一定距离后才开始的，这个距离称为“可抽距离”。
钻孔的可抽距离，为设计布置采区内第一个抽放钻场位置提供了依据，而钻孔的有效抽放距离，决定着工作面的钻场个数。
钻场间距M
M=K（L1-L2）（1-81）式中：K——抽放不均衡系数。见下表。
（二）钻孔角度的确定
1.本煤层抽放钻孔角度计算（表1-47）
表1-47 本煤层抽放钻孔角度计算
表1-49 邻近层卸压角γ值 注：N 为层间距，M 为开采厚度，当
3 N 或 80>M N 抽放效果一般很差。 图1-33 邻近层钻孔合适位置 1----弯曲带 2----钻孔 3----裂隙带 4----冒落带 2.邻近层钻孔角度计算 1）．钻孔布置原则 （1） 钻孔必须深入到邻近层的卸压带内； （2） 保持钻孔不受岩压活动影响而中断； （3） 考虑打钻是否方便。 邻近层钻孔合适布置，见图1-33 2）钻孔角度计算（表1-48） 三． 抽放钻孔封孔方法 第六节 瓦斯管路布置及选择 一.瓦斯管路的布置及敷设 (一)瓦斯管路系统布置的原则 为了进行瓦斯抽放,必须在井上下敷设完整的抽放管路系统,以便把矿井瓦斯抽出井输送至地面利用。在布置抽放管路系统时,应遵守以下原则: (1) 布置瓦斯管路,应根据井下巷道的布置、抽放地点的分布、地面瓦斯泵站的位置、瓦斯利用的要 求以及矿井的发展规划等因素统筹考虑,尽量避免减少以后在主干管路系统进行频繁改动. (2) 瓦斯管路应敷设在曲线段最少、距离最短的巷道。 (3) 瓦斯管路要敷设在矿车不经常通过得巷道中，避免撞坏漏气，故一般放在回风系统的巷道中为 宜。若设在运输巷道中，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、维修和日常检查的方便。 （二）瓦斯管路系统的组成 瓦斯管路系统由以下几部分组成： （1） 支管：抽排和输送一个回采工作面或掘进区的瓦斯管路； （2） 分管：抽排一个采区或区段的瓦斯管路； 主管：抽排和输送一个矿井或几个采区的瓦斯管路； （3） . （4） 抽放管路附属装置，包括： 测压、测流量和调节装置：用于调节、控制和测量管路中瓦斯浓度、流量和负压等。 安全装置：包括防爆炸、防回火装置、放水器和放空管等。 （三）瓦斯管路敷设 煤矿井下条件复杂，如巷道 变形、坡度变化和矿内空气 湿度大、易腐蚀管路等、都 不利于管路的敷设、安装和 维护。为此，在敷设瓦斯管 路时，为保证敷设质量，应 采取必要的措施。 （1） 为了防止瓦斯管锈蚀，安装前应对管内外涂抹防腐剂。防腐剂可用经过热处理的沥青、油漆和红丹等。 （2） 在巷道敷设管路必须用可缩木支垫，以防底板隆起折损管路。垫木高度不应小于0.3m ，并保证每节管子 下面有两个托木。 （3） 在敷设倾斜管路时，为了防止管子下滑，应采用管卡将管子固定在巷道支架上，管卡间距根据巷道倾角 α而定，一般α不小于30o时，为15～20m 。 （4） 管路敷设应尽量将管道敷设平直，坡度一致，尽量减少弯头、气门等附属管件，避免急转弯。 （5） 敷设运输巷道的管路时，应将其牢固地悬挂（或架）在专用支架上，且管路高度应不小于1.8m ，以便行 人和运输。 （6） 根据巷道高低、进、回风巷温度有明显差别等情况，敷设管路时应创造排除管中积水的条件。 （7） 井下敷设管路，一般采用法兰盘或快速接头接合、法兰盘中间应夹有胶皮垫，且垫的厚度最好不小于5 ㎜。 （8） 凡是新敷设的瓦斯管路都要进行漏气检验。检验方法可采用负压方法试验或用SF6捡漏仪检测。 二．管路选择 （一） 管径 根据主管、干管、支管中不同瓦斯流量，合理的瓦斯管径均可按下式计算： 21 )( 1457.0V Q d = （1-82） Q —— 瓦斯管内流量，m3/min； d —— 瓦斯管内径， m ； V —— 瓦斯管内流速，5～15m/s 。 按上式计算的管径、流量、流速可查表1-51。 （二） 管壁厚度 当采用钢管卷焊管或强度要求较高的远距离输瓦斯干管，可按下式计算壁厚： P·dw δ= ------- (1-83) 2[α] 式中： δ ——输瓦斯管管壁厚度，㎝ P —— 管路最大工作压力，MPa Dw —— 瓦斯管外径，㎝ [α]——容许压力，取屈服极限强度的60%，缺少此值时，可参考以下 数值：对于铸 铁管取20 Mpa ；焊接钢管取60 Mpa ；无缝钢管取80 Mpa 。 （三） 管路阻力计算 1. 摩擦阻力计算 根据管径、流量的不同应分段计算阻力，每段管路摩擦阻力可用下式计算： 2 5 081 .9Q d K L h f ?= (1-84) 式中： h f ——某段管路的摩擦阻力，P a ； L —— 管路长度， m ； Δ—— 混合瓦斯对空气的相对密度； Q ——某段管路的混合瓦斯流量，m 3/h ； K 0——系数，根据管径由表1-54查得； d —— 管路内径，c m 。 （1-84）式中混合瓦斯对空气的相对密度Δ按下式计算： 2 2 211ρρρn n ?+?= ? 表1-54 不同管径的系数K 值 2. 局部阻力计算 1） 基本方程。 1 h 1=ξ·—ρv 2 (1-85) 2 式中 h 1——瓦斯管路的局部阻力，Pa ； ξ——局部阻力系数，见表1-55； ρ——混合瓦斯密度，kg/m 3，见表1-56； v ——瓦斯平均流速，m/s 。 2） 折算法。 实际计算时，可把各种管件局部阻力折算成相当于一定管路长度所产生的阻力，即阻力强度。 一支阀门相当于1/5d 的阻力长度，m ； 一支丁形件相当于1/10d 的阻力长度，m ； 一支滑阀相当于1/20d 的阻力长度，m ； 一支弯头相当于1/100d 的阻力长度，m ； 以上“d ”单位为㎜，代入上式后再扩大1000倍即可。 [例]在直径为175㎜的导管中，有一支阀门，它的阻力长度为1/5×175×1000=35 m 导管长度。 在实际工作中或初步设计时,也可用估算法计算局部阻力,一般取摩擦阻力得10%～20%。 [例]某煤矿抽放瓦斯系统中,一条最长、阻力最大的管路系统的情况是，支管长360 m ，管径150㎜，瓦斯量600 m 3/h ，瓦斯浓度60%；分管长度800 m ，管径226㎜，瓦斯量1800 m 3/h ，瓦斯浓度50%；主管长度3800 m ，管径380㎜，瓦斯量3600m 3 /h ，瓦斯浓度45%；局部阻力用估算法计算，按摩擦阻力15%考虑。试计算该矿井瓦斯抽放管路的总阻力。 由公式（1-84）得： （1） 支管阻力： 360×6002×0.733 h 支=9.8× —————————— =1728.48 Pa 0.71×155 1 n 1 ——混合瓦斯中瓦斯浓度； ρ 2 ——空气密度，取1.293kg/m3； n 2——混合瓦斯中空气浓度 （2）分管阻力： 800×18002×0.777 h 分 =9.8 ×—————————— =4719.81Pa 0.71×22.65 （3）主管阻力： 3800×36002×0.799 h 主 =9.8 ×—————————— =6861.64Pa 0.71×385 （4）管路阻力： h 总=（h 支 ＋h 分 ＋h 主 ）×1.15 =（1728.48＋4719.81＋6861.64）×1.15 = 15306.42 Pa 第七节瓦斯泵及附属装置选择 一.瓦斯泵选择 (一)瓦斯泵布置方式 瓦斯泵的布置方式,要根据矿井开拓系统、瓦斯管路系统、抽放量等因素，满足技术可行、经济合理和安全可靠的要求。一般矿井瓦斯泵的布置方式及适用条件见表1-57 1、瓦斯泵压力计算 瓦斯泵压力就是从井下钻孔开始，经过抽放瓦斯管路至瓦斯泵，再从瓦斯泵送到用户所消耗的全部阻力损失之和，即： H f =(H i +H o )·K=[(h i +h zf )+(h o +h oz )]·K （1-86） 式中 H f—— 瓦斯泵压力，Pa； H i —井下负压管路系统全部阻力损失，Pa； H o —井上正压管路系统全部阻力损失，Pa； K—备用稀疏，约为1.2； h i —井下负压段管路最大总阻力，，Pa； h zf —井下抽放钻场或钻孔必须造成的负压，Pa； h o —井上正压段管路总阻力，Pa； h oz —用户在瓦斯管出口所必需造成的正压，Pa； 钻孔负压h f 的确定决定于以下因素： 煤层透气性低，负压应大些，相反应小些； 抽放的允许时间短，负压应大些，相反应小些； 预抽钻孔负压应大些，邻近层、采空区、边采边抽的负压应小些； 我国部分抽放瓦斯矿井钻场负压见表8-7-58。 克服管路正压段损失，所必须的压力包括： 最远用户（即最大管路阻力系统）至瓦斯泵出口之间的管路摩擦损失。 该段管路中的局部阻力损失。 2．瓦斯泵流量计算 Q=K?ΣQ c /(X?η)（1-87） 式中 Q—瓦斯泵额定流量，m3/min ΣQ c —在抽放期间内抽出的最大纯瓦斯量之和，m3/min X—瓦斯泵入口处瓦斯浓度，《煤矿安全规程》规定X≥0.3 η—瓦斯泵的机械效率，η=0.8 K—抽放备用系数，一般取K=1.2。 3.真空度计算 ηZ= 3. 101 100 ? Hc（1-88） 式中：Hc——矿井抽放负压，Kpa； ()2.1? + ∑ + =Hzf Hl Hi Hc（1-89） 采06级课程设计说明书 学校：河北工程大学 学院：资源学院 专业班级：采矿（1）班 姓名：周万存 指导教师：李新旺 设计日期：2010.01.20 目录 第一章：课程设计大纲 (2) 第二章：采区开采范围及地质情况 (3) 第三章：采区工业和可采储量 (6) 第四章：采区巷道布置 (8) 第五章：采煤方法及回采工艺 (14) 第六章：采区生产能力及服务年限 (18) 第七章：采区巷道断面设计 (21) 第八章：采区生产系统及设备 (27) 第九章：采区主要经济技术指标 (35) 第十章：安全措施 (36) 第一章课程设计大纲 一、实践课程的性质、目的与任务 采矿工程专业课程设计是采矿工程专业学生一项实践性的教学环节。是在“矿山压力及其控制”、“井巷工程”、“采煤方法”、“矿井设计”等课程的理论教学和生产实习的基础上，通过采区设计把理论知识融会贯通于实践的综合性的教学过程。 通过采区设计要达到下列目的： 1.系统地灵活运用和巩固所学的理论知识； 2.掌握采区开采设计的步骤和方法； 3.提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。 本课程设计的主要任务是： 1.编写采区设计说明书一份（30～50页）； 2.设计图纸部分： ①采区巷道布置平、剖面图（平面图1：2000，剖面图1：1000）； ②工作面布置图（平面图1：100或1：200，剖面图1：100或1：50），其中附工作面循环作业图表、工作面技术经济指标表及工人出勤表； 二、课程设计的基本要求 1.加深对采矿工程专业所学理论的认识和理解，提高对就业岗位的感性认识； 2.使学生在课程设计过程中，独立完成教学要求，提高设计工作能力； 3.使学生能熟练采区设计内容级步骤，提高和培养学生文字编写、绘图、计算和分析问题、解决问题的能力。 第二章采区开采范围及地质情况 一. 采区的位置及开采范围 本采区位于河北某矿4采区（二水平），走向长度2125m，倾向长度1150m/cos13°=1185m。煤层面积2518125m2. 二. 采区地质 1、地质构造： 本井田储量丰富、地质构造中等，井田为单斜构造，以断裂构造为主。矿井地质构造简单。地层走向为34 o，倾向向东南倾斜，倾角10o—15o。其特点是断层少，褶曲起伏变化较小，对开采影响不大；对矿井开采，尤其是初期开采影响很小。 2、煤层 本井田共有3个煤层，煤层总厚17.44m，含煤系数为8.7%。不稳定的煤层为10、11、12号煤层，详见可采煤层特征表。 表1 前言 一、任务来源 亭南井田位于陕西省彬（县）长（武)矿区中部，长武县亭口乡西南部矿井设计生产能力为1.２Ｍt/ａ。亭南矿按高瓦斯矿井进行初步设计，目前首采面已贯通，即将进行试生产。 根据煤炭科学研究总院抚顺分院《陕西长武亭南煤业有限责任公司亭南煤矿矿井瓦斯基础参数测定与瓦斯抽放可行性及煤与瓦斯突出危险性区域预测》研究报告,亭南投产初期矿井瓦斯涌出量较大，回采工作面和掘进工作面都必须进行瓦斯抽放。由于瓦斯抽放系统的建立及正常运转需要一个过程，为此陕西长武亭南煤业有限责任公司决定立即着手在亭南煤矿开展瓦斯抽放工作，委托煤炭科学研究总院抚顺分院进行瓦斯抽放设计，抚顺分院的设计人员认真研究和分析了亭南煤矿的煤层赋存、开拓开采及瓦斯涌出等情况后认为:由于亭南煤矿缺乏瓦斯抽放的经验,建立地面瓦斯抽放泵站的时机尚不成熟,应尽快着手在亭南煤矿建立井下局部瓦斯抽放系统,由试验确定最佳抽放方法和抽放参数，为建立永久性地面泵站抽放系统提供可靠的依据，避免盲目投资造成浪费。经陕西长武亭南煤业有限责任公司及亭南煤矿同意，双方签定了技术合同，煤炭科学研究总院抚顺分院承担了亭南煤矿井下局部瓦斯抽放设计任务。 二、设计的主要依据 １、《矿井抽放瓦斯工程设计规范》（MT５０１8－９6) 中华人民共和国煤炭工业部1９97年1月; 2、《矿井瓦斯抽放管理规范》中华人民共和国煤炭工业部 19９７年4月； 3、《煤矿安全规程》煤矿安全监察局2005年１月１日; 4、《陕西长武亭南煤业有限责任公司亭南煤矿矿井瓦斯基础参数测定与瓦斯抽放可行性及煤与瓦斯突出危险性区域预测》（以下简称《抽放可行性》报告）煤炭科学研究总院抚顺分院２OO５年9月; 5、亭南煤矿提供的通风、生产和地质方面的资料。 三、设计的指导思想 1、在符合规范要求,满足使用的前提下，尽可能降低成本，节省工程投资; 2、设备、管材选型留有余地，能充分满足矿井安全生产的需要； 3、采用的工艺技术具有先进性,且符合实际。 四、设计的主要内容 设计的主要内容为： 筠连县xxxxxx煤业有限责任公司 （xxx煤矿） 1271回采工作面瓦斯抽放设计 二〇一六年三月 会审表 单位签字时间 矿长 技术负责人 生产副矿长 安全副矿长 机电副矿长 通风科 安全管理科 生产技术科 机电科 生产调度室 编制 会审意见： 目录 一、编制目的 (1) 二、编写依据 (1) 三、工作面煤层、瓦斯、地质构造等基本情况 (1) 四、瓦斯抽采钻孔设计 (2) 五、瓦斯抽采钻孔施工 (3) 六、瓦斯抽采 (4) 七、抽放量及抽放效果预期 (6) 八、组织管理 (6) 九、施工安全技术措施： (7) 十、附图 (11) 1271回采工作面瓦斯抽放设计 一、编制目的 为了贯彻《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》相关内容，结合矿井实际情况，编制了1271采回工作面瓦斯抽放设计。 二、编写依据 1、《煤矿安全规程》 2、《防治煤与瓦斯突出规定》 3、《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》 4、《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006） 5、《煤矿瓦斯抽放规范》（AQ1027-2006） 6、其它相关规定及标准 三、工作面煤层、瓦斯、地质构造等基本情况 1、工作面布置情况 该工作面位于二区段东翼，上至+525m标高,下至+500m标高,东至矿区边界保安煤柱，西至井筒保护煤柱。 工作面北为未采动区域，开切眼东为矿区边界保安煤柱,南为1171采空区隔离煤柱,西为回风暗斜井保护煤柱。本面与上覆为已开采的1221工作面采空区。 2、工作面地质构造概况 矿区位于落木柔复式背斜北翼官田湾向斜南东翼倾没端，其构造特征是北东方向的构造大量发育，主要表现为一系列走向N10°～40°E的宽缓褶曲和规模不等的断层。东西向和南北向的构造相对较 煤矿瓦斯抽放停采方案及 风排瓦斯安全技术措施Through the process agreeme nt to achieve a uni fied action policy for differe nt people, so as to coord in ate acti on, reduce bli ndn ess, and make the work orderly. 编制：____________________ 审核：____________________ 批准：____________________ 煤矿瓦斯抽放停采方案及风排瓦斯 安全技术措施 简介：该方案资料适用于公司或组织通过合理化地制定计划，达成上下级或不同的人员之间形成统一的行动方针，明确执行目标，工作内容，执行方式，执行进度，从而使整体计划目标统一，行动协调，过程有条不紊。文档可直接下载或修改，使用时请详细阅读内容。 根据山西焦煤函【2012】372号文件《关于抓好低浓度瓦斯抽采输送安全的工作安排》及霍煤电通字【2013 1 10号 文件《关于加强瓦斯抽采系统管理工作》通知的安排，我矿特制定瓦斯抽采停运方案及风排瓦斯安全技术措施，具体方案及措施制定如下： 一、矿井瓦斯涌出情况 1、20xx年度矿井瓦斯等级鉴定情况： 根据山西省煤炭工业厅下发的晋煤瓦发【2012 1 68号文件《关于山西焦煤集团有限公司20xx年度矿井瓦斯等级 鉴定结果的批复》，我矿井绝对瓦斯涌出量为2.99m3/min , 相对瓦斯涌出量为0.53m3/t，二氧化碳绝对涌出量为4.86 m3/min ，相对涌出量为0.85m3/t，鉴定结果为低瓦斯矿井。 2、目前采掘工作面瓦斯涌出量情况： 目前我矿井下共布置有一个综采工作面，七个掘进工作面。掘进工作面有一个炮掘工作面，六个综掘工作面。目前2-112回采工作面回 首页>>政策法规>>法律法规>>国家法律>>煤矿 关于发布《矿井瓦斯抽放管理规范》的通知 【标题】关于发布《矿井瓦斯抽放管理规范》的通知 【时效性】有效 【颁布单位】煤炭工业部 【颁布日期】19970417 【实施日期】19970701 【失效日期】 【内容分类】安全 【文号】煤安字(1997)第189号 【名称】关于发布《矿井瓦斯抽放管理规范》的通知 【题注】 【章名】通知 各煤管局、省（区）煤炭厅（局、公司），各直管矿务局（公司），北京矿务局，神华集团公司、华晋焦煤公司、伊敏煤电公司、新疆生产建设兵团工业局，各直属矿务局（公司）： 为认真贯彻《煤矿安全规程》中有关防治瓦斯的各项规定，原中国统配煤矿总公司在１９８９年制定和发布了《矿井瓦斯抽放管理规范》。该规范在生产实践中对瓦斯抽放工作起到了积极的指导作用，使瓦斯抽放管理水平有了很大提高。但随着煤矿安全生产技术的发展，原《矿井瓦斯抽放管理规范》已不适应需要。为此，部组织有关专家，并在广泛征求意见的基础上，对原《矿井瓦斯抽放管理规范》进行了修改。现将修改后的《矿井瓦斯抽放管理规范》发给你们。请各单位认真组织学习，严格贯彻执行。 本《矿井瓦斯抽放管理规范》从１９９７年７月１日起施行。原《矿井瓦斯抽放管理规范》同时废止。 【名称】矿井瓦斯抽放管理规范 【题注】 【章名】第一章总则 第１条为切实贯彻执行《煤矿安全规程》中有关瓦斯抽放的各项规定，加强瓦斯抽放技术管理，提高抽放瓦斯效果，防止瓦斯事故，保证煤矿安全生产，提高生产力、保护环境和开发资源，特制定《矿井瓦斯抽放管理规范》（以下简称《规范》）。 第２条本《规范》适用于全国煤矿企业、管理部门及有关事业单位。 第３条矿井瓦斯抽放工作由各级总工程师负全面技术责任。应定期检查、平衡抽放瓦斯工作、解决所需设备、器材和资金；负责组织编制、审批、实施、检查抽放瓦斯工作长远规划、年度计划和安全技术措施，保证抽放瓦斯工作面的衔接，做到“掘、抽、采”平衡；局、矿行政正、副职负责落实和检查所分管的有关抽放瓦斯工作；局、矿各职能部门负责人对本职范围内的抽放瓦斯工作负责；抽放瓦斯所需要的费用、材料和设备等，必须列入局、矿财务、供应计划和生产环节计划。 第４条应进行瓦斯抽放的矿井必须把矿井瓦斯抽放纳入到采掘工作面、采区、矿井设计中，投产验收时必须同时对瓦斯抽放工程验收，不合格不得投产。 第５条抽放瓦斯的局、矿必须将上级管理部门下达的抽放瓦斯指标列入经济承包指标进行考核。 第６条为促进矿井瓦斯抽放和利用工作，各局、矿要制定相应的奖励办法，对抽放瓦斯工作做出成绩的个人和单位进行必要的表彰奖励。 第７条各级安全监察部门对本《规范》的贯彻实施负责监督、检查。 第８条要加强瓦斯抽放技术的研究工作，并大力推广使用新技术、新装备。 矿井瓦斯灾害防治与利用-课程设计 1、矿井概况和煤层赋存条件 1.1、矿井概况 矿井位于平原地区，地面标高+150m ，井田走向长4.0km ，倾斜长1.8km ，井田上界-100m ，下界-860m ，两翼以断层为界。可采储量60000万吨，井型为年产90万吨，服务年限67年。井田采用立井多水平上山开拓方式，分区式通风。第一水平回风水平-100m ，运输水平-260m ，水平服务年限14年。矿井开拓系统见图1、图2所示。水平运输大巷及采区集中上山布置在煤层地板石灰岩层内，每翼一个采区，采区走向长度2000m （采区每翼长度1000m ）。 1.2、煤层赋存条件 井田内煤层赋存稳定，有可采煤层三层，自上而下分别是k11(3.0m)K10(1.5m)K9(3.2m)，煤层地层柱状图见图3，经上级批准K11、K9煤层有煤与瓦斯突出。煤层倾角20。。 2、抽放瓦斯设计的基础参数 经测定第一水平回风水平（-100）各煤层的瓦斯压力1.5MPa ，运输水平（-260）为3.1MPa(绝对压力)。煤层温度20°C ，煤的真比重1.43，假比重1.3。在30°条件下煤样的吸附常数为a=21.5m3/t ，b=1.1MPa ，煤的工业分析，挥发分V=21.5%，灰分A=16.5%，水分W=1.5%；运出采区煤样残留瓦斯压力0.1MPa （绝对压力），煤柱残留瓦斯压力0.5MPa （绝对压力）。K10 瓦斯参数特性表 2.1、瓦斯含量 X y ＝VpT 0/(Tp 0ξ)（2-1） 式中V ——单位重量煤的孔隙容积，m 3/t ； p ——瓦斯压力，Mpa ； T 0、p 0——标准状况下的绝对温度(273K)与压力(0.101325MPa)； T ——瓦斯的绝对温度，T ＝273+t ，t 瓦斯的摄氏温度(℃)； ξ——瓦斯压缩系数，； X y ——煤的游离瓦斯含量，m 3(标准状况下)／t(煤) 根据所给数据，得: P=(1.5+3.1)/2=2.3 V=1/1.3×[（1.43-1.3）/1.43]=0.07m 3/t ，ξ取1.04 所以，X y =0.07×2.3×273/(293×0.101325×1.04)=1.424m 3/t 100 10031.0111)(0W A W e bp abp x t t n x --++= -（2-2） 式中 t 0——实验室测定煤的吸附常数时的试验温度，℃。 矿井瓦斯抽放系统规范 1 建立瓦斯抽放系统的规范 1.1凡有下列情况之一的矿井，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： 1.1.1 一个采煤工作面瓦斯涌出量大于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问题不合理的。 1.1.2 矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的； —大于或等于40m3／min； —年产量1.0～1.5Mt的矿井，大于30 m3／min； —年产量0.6～1.0Mt的矿井，大于25 m3／min； —年产量0.4～0.6Mt的矿井，大于20 m3／min； —年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15 m3／min。 1.1.3 开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。 1.2 凡符合1.1条件，并同时具备下列两个条件的矿井，应建立地面永久抽放系统： —瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2 m3／min以上； —瓦斯资源可靠，储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限在5年以上。 1.3 新建瓦斯抽放系统的矿井，必须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放工程设计。 1.4 新建或改扩建扩建，根据地质报告提供的瓦斯资源或参照临近扩建参数而达 到第1.1条条件时，必须将瓦斯抽放工程纳入矿井设计中，但设计所依据的瓦斯参数必须经具有相关资质的专业机构进行可行性论证。 2 瓦斯抽放工程设计规范 2.1瓦斯抽放工程设计内容 —矿井简况：煤层赋存条件、矿井煤炭储量、生产能力、巷道布置、采煤方法及通风状况； —瓦斯基础数据：瓦斯等级鉴定、矿井瓦斯涌出量、煤层瓦斯压力、含量、矿井瓦斯涌出量及可抽量、煤层透气性系数与钻孔瓦斯流量及其衰减系数； —抽放方法：钻孔（巷道）布置与抽放工艺参数； —抽放设备：抽放泵、管路系统、监测及安全装置； —泵站建筑：泵房、供电系统、电控设备、供水系统及软化水装置、采暖、避雷系统； —瓦斯利用：利用方式和利用量、资金概算； —设计文件：设计说明书、设备与器材清册、资金概算、相关图纸。 2.2 瓦斯抽放工程设计的一般规定 2.2.1 瓦斯抽放工程设计应体现安全第一、技术经济合理原则，因地制宜地采用新技术、新工艺、新设备、新材料。 2.2.2 新建矿井瓦斯抽放工程设计应以批准的精查地质报告为依据，并参照临近或条件类似生产矿井的瓦斯资料；改（扩）建及生产矿井应以本矿地质、瓦斯资料为依据。 2.2.4 瓦斯抽放泵站的建设方式，应经技术经济比较确定。一般情况下，地面抽放泵站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； —矿井瓦斯抽放量较大且瓦斯利用点分散； —一套瓦斯抽放系统难以满足要求。 2.2.5 分期建设、分期投产的矿井，瓦斯抽放工程可一次设计，分期建设、分期 煤矿瓦斯抽放技术规范 为了规范煤矿瓦斯抽放技术，提高瓦斯抽放效果，防治瓦斯事故，保证煤矿安全生产，在总结以往生产经验和科研成果的基础上，制定本标准。 本标准的各项准则凡属行业通用的规定、术语的表达，均符合煤炭工业部颁发的《煤矿安全规程》、《矿井瓦斯抽放管理规范》等的规定。 本标准由煤炭工业部科技教育司提出。 本标准由煤炭工业部煤矿安全标准化技术委员会归口。 本标准由煤炭科学研究总院抚顺分院起草。 本标准主要起草人：翟云生、马丕梁、王玉武、范启炜、金玉明。 本标准委托煤炭科学研究总院抚顺分院负责解释。 1 范围 本标准规定了矿井瓦斯抽放的基本条件、泵站的技术要求、抽放参数方法及效果、抽放工程及施工和安全与测试等。 本标准适用于现有抽放瓦斯矿井、新建瓦斯抽放系统矿井及为解决瓦斯突出和局部抽放瓦斯矿井的一切区域。 2 抽放瓦斯的基本条件 矿井或采掘工作面瓦斯涌出量较大，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应抽放瓦斯。 2．1 凡符合下列情况之一者应建立瓦斯抽放系统，开展瓦斯抽放工作： ——一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3／min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3／min。 ——矿井瓦斯绝对涌出量大于15 m3／min，年产煤量不大于40万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于20m3／min，年产煤量不大于60万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于25 m3／min，年产煤量不大于100万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于30m3／min，年产煤量不大于150万t。 ——矿井绝对瓦斯涌出量大于40m3／min。 ——开采具有煤与瓦斯突出危险煤层。 2．2 在符合2．1条件拟建立永久性瓦斯抽放系统的矿井，还应符合下列要求： a)瓦斯抽放系统抽放量应稳定在不小于2m3／min以上； b)瓦斯资源可靠，储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限应不少于10年。 （如果确实搜集不到资料,可参考这个课程设计,但必须按自己地学号计算,完全照抄不及格）（只有封面可以打印,按这个格式,填上班级、后再打印,其它必须手写） 山西煤炭职工联合大学 课程设计 （说明书） 题目：号煤层十三采区设计水平15二矿390 专业班级：2010（业余） 学生姓名： 指导教师：张世登 二○一一年十二月三十日 目录 第一章矿井简况与采区地质特征2 第一节矿井简况2 第二节采区地质特征5 第二章采区储量、生产能力及服务年限7 第一节采区储量7 第二节采区生产能力及服务年限7 第三章采煤方法及采区巷道布置9 第一节采煤方法地选择9 第二节采区巷道布置9 第四章回采工艺设计13 第一节回采工艺过程13 第二节循环工作组织15 参考文献18 致谢19 第一章矿井简况与采区地质特征 第一节矿井简况 一、井田位置与境界 二矿井田位于阳泉矿区东南部,东距阳泉市约5km,其地理坐标为东经113°25′17″～113°33′07″,北纬37°46′44″～37°52′19″. 井田东部为大阳泉井田,西部为西上庄井田,南部与五矿井田相邻,北 部以石太铁路为界,隔桃河与三矿、四矿相望,井田走向长约8km,倾向长约7.8km,2. 62.4186km面积为二、矿井生产能力与服务年限 矿井设计按年工作日按300d计算,每天净提升时间14h,确定二矿设计生产能力为4.35Mt/a. 2005年山西省煤炭工业局以晋煤规发[2005]256号文下发《关于2005年省属煤炭集团公司及地方国有煤炭企业部分生产矿井生产能力核定地批复》,批准国阳二矿地核定能力为7.2Mt/a. 根据2005年底储量估算结果：保有地质储量821.54 Mt,期末可采储量473.91 Mt.按设计生产能力4.35Mt/a,可采储量473.684Mt,取储量备用系数１.4,矿井服务年限为78年.按核定生产能力7.2Mt/a,储量备用系数采用1.4,矿井服务年限为47a. 三、矿井开拓部署 在井田地北部建立工业广场,采用主斜井-副立井-石门大巷开拓方式.现分别为：,个14使用主要井筒． 主斜井（2个）：东、西主斜井分别装备钢绳芯胶带提升机、钢丝绳牵引胶带输送机,担负矿井主提升任务； 副立井（2个）：装备落地式多绳磨擦轮提升机,担负矿井辅助提升任务；材料斜井（1个）：任液压支架等大型材料地提升任务； 专用进风井（4个）：桑掌进风井、南山进风井、龙门进风井、1#进风井； 回风井5个：南山回风立井、桑掌回风立井、大南沟回风井(由一号 前言 何家冲煤矿位于赫章县妈姑镇境内。根据贵州省煤炭管理局等六厅局单位联合下发文件《关于毕节地区八县（市）煤矿整合、调整布局方案的批复意见》（黔煤办字〔2006〕97号），原赫章县妈姑镇何家冲煤矿、光明煤矿、顺达煤矿整合为一个矿井。由于顺达煤矿床地质条件复杂，经省、地两级主管部门的论证、审核，同意对赫章县妈姑镇煤矿的整合重新进行调整。2007年7月4日，根据贵州省人民政府文件《省人民政府关于毕节地区毕节市等八县（市）煤矿整合和调整布局方案的批复》（黔府函办字〔2007〕105号文），原赫章县妈姑镇何家冲煤矿、光明煤矿整合为赫章县妈姑镇何家冲煤矿，整合后矿井生产能力为9万t/a。 之后该矿进行扩界申请，并于2009年3月4日贵州省国土资源厅下发《关于领取赫章县妈姑镇何家冲煤矿(扩能、扩界)的通知》（黔国土资矿证字〔2009〕163号）。2009年3月，贵州省国土资源厅下发的赫章县妈姑镇何家冲煤矿《采矿许可证》（编号为：5200000920144）；矿区范围0.833km2，开采深度：+2120m～+1700m。生产规模15万t/a。 变更规模后，受业主委托，贵州硕翊矿山科技有限责任公司于2010年11月编制完成了《赫章县妈姑镇何家冲煤矿开采方案设计(变更) 》，设计生产能力为15万t/a。经评审后，贵州省煤矿设计研究院专家咨询意见，文号：贵煤设咨[2010]91号；尚未进行批复。根据政策要求及最新提供的《赫章县妈姑镇何家冲煤矿生产地质报告》，2010年12月由贵州省煤矿设计研究院编制的变更至30万吨/年《开采设计方案》，于2011年1月24日批复，文号：黔能源煤炭[2011]52号。 根据国家对煤矿安全生产提出的“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，《煤矿安全规程》等相关法规，也对高瓦斯、突出矿井的瓦斯抽放提出了明确的要求。根据该矿现状及以上精神，我设计院受业主委托，特编制何家冲煤矿矿井瓦斯抽放设计。 本次设计主要立足于解决安全问题。 煤矿瓦斯抽放管路安装安全措施通防科：_______ 机电科：_______ 工程师：_______ 矿长： 编制单位：泰丰煤矿 编制日期：二零一二年三月 瓦斯抽放管路安全技术措施 根据高瓦斯矿井必须安装瓦斯抽放系统的要求，并结合《防突规定》，特在风井井筒内敷设安装第二路瓦斯抽放管，为确保施工安全，特编制本措施，并要求严格遵照执行。一、巷道概况 风井井筒巷道为斜井，井筒净宽4m，风井井筒导“1”点到“导11”点斜长为945.6m，倾角-25°;平巷长度为60m。井口钢筋混凝土长度为50m。巷道轨道距离敷设抽放管路的巷帮为2.2m。抽放泵站距离风井井口直线距离为95m。 二、敷设管路系统概况 瓦斯抽放管计划使用直径450mm矿用聚乙烯PE管与高负压小流量瓦斯抽放泵相匹配。直径450mm瓦斯抽放管的敷设采取吊挂式敷设，每隔3米设置一个吊挂点，每隔16米设置一固定点，用于加固瓦斯抽放管放置管路下滑。 三、瓦斯抽放管路安装的准备工作 1、施工前应把工具、材料准备齐全。地面稳绞车安装固定完毕，提前进行试运行，确保完好正常使用。 2、抽放管材向井下运输必须采用平板车装运，装车时高度不准超过要求的高度和宽度，装好后用两个手拉葫芦捆绑牢固，以防管子滑落、刮帮影响运输。 3、管材提升运输应先与稳绞司机联系好，严格按照提升运输规程运输。上下扒钩要联系好，严格按照铃声信号提升 4、并严格执行规程的要求。 4、管材运到现场后应摆放到预定地点，要求摆放整齐、牢固，不得妨碍运输、通风。 5、管路吊挂眼要求每3m一个孔，每孔深度不小于400 mm，注眼用快速水泥注牢固。 四、瓦斯抽放管路安装安全措施 1、管路安装施工前应先观察施工地点有无安全隐患，发现隐患后先处理，确定无隐患后再施工。 2、现场管路运输敷设，人工抬管材时要同起同放，上山运输时要杜绝行车行人。 3、在较高位置施工时，要有牢固的脚手架以防被管子砸伤或摔伤。 4、连接法兰时严禁将手指插入法兰盘间隙和螺栓眼之间，以防错动挤手。 5、管路安装负责人必须随身携带便携仪，当施工地点风流中瓦斯浓度达1﹪时，必须停止施工，将施工人员撤到新鲜风流中。 五、施工操作工艺 1、本次敷设的瓦斯抽放管路要求用帮部吊挂的安装工艺。要求吊挂“平、直、牢”，第二路管路敷设在第一路抽放管(630mm)的上面离地不小于1.2m。 2、敷设管路时要按照由外向里的顺序逐节接入，管子连接 采区设计（矿井通风系统）课程设计任务书 1、设计依据 给定矿井开拓系统和某一采区区域范围及煤层地板等高线图，矿井概况及生产情况，以及采区生产能力（产量）、瓦斯涌出量等条件，进行采区巷道布置及采区通风系统设计。 设计题目及资料来源 由具体指导老师确定。 2、设计内容 1）采区设计：采区巷道布置（采区上下山、主要进回风、运输巷道），回采巷道布置，回采工作面布置，明确巷道之间的联接关系；简单进行采煤方法、回采工艺设计； 2）采区（或矿井）通风系统设计：采区通风系统确定（要有相应的通风构筑物）、用风地点风量计算与分配（采用由内向外四算一校核的方法），计算采区巷道通风阻力。进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）。 3）安全工程设计【推荐选作】：瓦斯抽采设计、防灭火灌浆设计、注氮气设计、阻化剂设计等。 3、设计要求 完成采区通风系统设计说明书一份，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、网络图。（说明书和图纸格式按照学校毕业设计要求的格式完成） 4、提交材料 采区设计及通风系统设计说明书，采区巷道布置图，矿井（采区）通风系统图、通风网络图。（包括草稿、电子文档） 5、指导要求 设计主要分为两个内容：采区巷道布置和矿井（采区）通风设计。 本着今后实施“课程设计进行简单矿井通风设计，毕业设计进行有针对性的老矿井改造通风设计和侧重安全系统设计，加强学生能力培养”的教学计划改革探索，也为适应当前煤矿集约化开采体系的需求，使学生尽早熟悉矿井通风设计的方法，及时消化《矿井通风与空气调节》课中的矿井通风设计内容，本次设计可根据学生情况可适当要求进行简单的矿井通风系统设计（通风机选型和工况点分析）； 在制定设计题目时，原始CAD图纸给出水平大巷、井底车场及主要硐室等矿井开拓布置 矿井瓦斯抽采设计 一、矿井概况 1、矿井位置及资源储量 地方永安煤业位于禹州市文殊镇南村，由原文殊镇顺利煤矿和兴发煤矿两个煤矿整合而成。系股份制企业，隶属于省煤层气开发利用。为“四证”齐全矿井。 矿井开采二1煤层，资源储量526.61万吨，累计动用资源储量74.22万吨，保有资源储量452.39万吨，可采储量206.46万吨。设计生产能力21万吨/年。 2、矿井瓦斯等级 根据省工业和信息化厅《关于省煤层气公司所属煤矿2010年度矿井瓦斯等级及二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》（豫工信煤〔2010〕200号），永安煤业相对瓦斯涌出量为12.66m3/t，绝对瓦斯涌出量8.12m3/min，矿井为高瓦斯矿井。 3、煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性 根据《国家安全生产矿山机械检测检验中心》于2009年10月26日所做的煤尘爆炸性和煤层自燃倾向性鉴定：永安煤业有煤尘爆炸性。二1煤层为Ⅲ类，即不易自燃煤层。 4、矿井开拓 矿井采用“三立井单水平上下山”开拓方式。其中主立井承担提升煤炭，辅助进风任务;副井承担提升人员、升降物料及主进风等任务;回风立井作为矿井专用回风井。 矿井开拓水平为-134m，全矿划分为11采区和12采区，其中11采区为上山采区，12采区为下山采区（因瓦斯高，治理难度大，予以密闭）。11采区为矿井首采区，老副井煤柱工作面目前为隐患整改工作面。 5、瓦斯参数测定情况 为合理开采11采区，地方永安煤业首先于2015年8月委托中国矿业大学对11采区-100m标高已浅二1煤层瓦斯含量及瓦斯压力进行测定，编制了《地方永安煤业11采区-100m标高已浅二1煤层瓦斯含量及瓦斯压力测定报告》，结果如下：二1煤层瓦斯含量为3.67～4.35m3/t，平均值为4.02 m3/t；瓦斯压力为0.075～0.090MPa，平均值为0.083 MPa。两个指标均小于“双六”，符合《强化煤矿瓦斯防治十条规定》。 其次，于2017年9月地方永安煤业委托中国矿业大学对11采区二1煤层顺层钻孔抽采半径进行测定，编制了《地方永安煤业11采区二1煤层顺层钻孔抽采半径测定报告》，结果如下： 1、当抽采40天,顺层钻孔抽采半径为1.0m,钻孔间距2m; 矿井瓦斯抽放管理 制度 中华人民共和国煤炭工业部制定 矿井瓦斯抽放管理规范 煤炭工业出版杜 关于发布<矿井瓦斯抽放管理规范>的通知 煤安字[1997]第189号 各煤管局、省(区)煤炭厅(局、公司),各直管矿务局(公司),北京矿务局,神华集团公司、华晋焦深公司、伊敏煤电公司、新疆生产建设兵团工业局,各直属矿务局(公司): 为认真贯彻<煤矿安全规程>中有关防治瓦斯的各项规定,原中国统配煤矿总公司在1989年制定和发布了<矿井瓦斯抽放管理规范>。 该规范在生产实践中对瓦斯抽放工作起到了积极的指导作用,使瓦斯抽放管理水平有了很大提高。但随着煤矿安全生产技术的发展,原<矿井瓦斯抽放管理规范>已不适应需要。为此,部组织有关专家,并在广泛征求意见的基础上,对原<矿井瓦斯抽放管理规范>进行了修改。现将修改后的<矿井瓦斯抽放管理规范>发给你们。请各单 位认真组织学习,严格贯彻执行。 本<矿井瓦斯抽放管理规范>从1997年7月1日起施行。原<矿井 瓦斯抽放管理规范>同时废止。 中华人民共和国煤炭工业部 一九九七年四月十七日 目录 第一章总则 (1) 第二章建立抽放瓦斯系统的标准及抽放瓦斯工程设计 (3) 第三章移动泵站抽放瓦斯 (5) 第四章抽放瓦斯方法 (6) 第五章抽放瓦斯管理 (7) 第六章瓦斯利用 (10) 第七章奖惩 (11) 第八章瓦斯抽放系统的报废 (12) 第九章附则 (13) 附录 (14) 第一章总则 第1条为切实贯彻执行<煤矿安全规程>中有关瓦斯抽放的各项规定,加强瓦斯抽放技术管理,提高抽放瓦斯效果,防止瓦斯事故,保 证煤矿安全生产,提高生产能力,保护环境和开发资源,特制定＜矿井瓦斯抽放管理规范＞(以下简称<规范>)。 第2条本<规范>适用于全国煤矿企业、管理部门及有关事业单位。 第3条矿井瓦斯抽放工作由各级总工程师负全面技术责任。应定期检查、平衡抽放瓦斯工作,解决所需设备、器材和资金;负责组织编制、审批、实施、检查抽放瓦斯工作长远规划、年度计划和安全技术措施,保证抽放瓦斯工作面的正常衔接,做到”掘、抽、采”平衡。局、矿行政正、副职负责落实和检查所分管范围内的有关抽放瓦斯工作;局、矿各职能部门负责人对本职范围内的抽放瓦斯工作负责。拍 放瓦斯所需要的费用、材料和设备等;必须列入局、矿财务、供应计划和生产环节计划。 第4条应进行瓦斯抽放的矿井必须把矿井瓦斯抽放纳人到采掘工作面、采区、矿井设计中,投产验收时必须同时对瓦斯抽放工程验收,不合格不得投产。 第5条抽放瓦斯的局、矿必须将上级管理部门下达的抽放瓦斯指标列入经济承包指标进行考核。 1.1设计依据 1.1.1矿井概况 矿井位于平原地区，井田长7200米，双翼开采，每翼长3600米。设计年产量60万吨，矿井第一水平服务年限为23年。矿井采用竖井主要石门开拓，在煤层底板开围岩平巷，已拟定采用两翼对角式通风，两区中央上部边界开回风井，每个采区共有上层工作面2个，下层工作面2个，工作日产量均为500吨，全矿同时有4个工作面生产即能满足要求。备用工作面2个。井下同时工作的最多人数为380人。该矿为单一煤层，煤层厚4m，倾角25°，低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为3.06m3 /t，煤尘有爆炸危险性。 1.1.2井巷尺寸及支护情况 井巷尺寸及支护情况表 2.1矿井及采区通风系统 2.1.1矿井通风系统的基本要求 一般情况下矿井通风系统，都要符合投产较快、出煤较多、安全可靠、技术经济标合理等总原则。具体地说要适应以下基本要求： 1）每个矿井，特别是地震区、多雷区的矿井至少要有两个通地面的安全出口，个出口之间距离不得小于30m； 2）进风井口，要有利于防洪，不受粉尘、污风炼焦气体矸石燃烧气体等有毒气体的侵入； 3）采用多台分区主扇通风时，为了保持联合运转的稳定性，总进风道的断面不宜过小，尽可能减少公共风路的风阻；各分区主扇的回风流中央主扇和每一翼的主扇的回风流都必须严格隔开； 4）所有矿井都要采用机械通风主扇和分区扇必须安装在地面； 5）北方矿井，井口要有供暖设备； 6）总回风巷不得作为主要人行道； 7）工业广场不允许受扇风机噪音的干扰； 8）装有皮带机的井筒不允许兼作回风井； 9）装有箕斗的井筒不允许兼作进风井； 10）可以独立通风的矿井，采区尽可能独立通风； 11）通风系统要为防瓦斯、火、水、尘及降温创造条件；通风系统要有利于深水平延伸或后期通风系统的发展变化； 12）要注意降低通风费用。 2.1.2矿井通风类型的确定 一般情况下，矿井主要有五种通风类型（图中主扇工作方法暂且按抽出式）：中央并列式（图2—1）、中央分列式（图2—2）、两翼对角式（图2—3）、分区对角式（图2—4）和混合式通风。 重庆三峡学院 《传感器与检测技术》课程 设计报告 题目瓦斯报警器 院系: 机械工程学院 专业: 机械设计制造及其自动化 年级: 2009级机械2班 学生姓名: 贠鹏 学生学号: 200907024212 指导教师: 吴光杰职称教授 完成课程设计（论文）时间2011 年12 月 目录 摘要................................................ 错误！未定义书签。关键词 (1) 1 引言.............................................. 错误！未定义书签。 1.1半导体气敏传感器 (1) 1.1.1半导体气敏原件的特性参数 (1) 1.1.2烧结型SnO2气敏元件 (2) 2 气敏传感器原理 (2) 3瓦斯报警器 (2) 3.1瓦斯的成分 (2) 3.2瓦斯报警器的电路及原理说明 (2) 3.2.1元器件的选择与制作 (3) 3.2.2 MQ-25气敏传感器性能参数介绍 (4) 3.3瓦斯报警器的实物制作 (4) 3.3.1瓦斯报警器零部件的购买 (5) 3.3.2瓦斯报警器的焊接 (5) 4.结论 (6) 半导体气敏传感器检测技术 重庆三峡学院机械工程学院机械设计制造及其自动化09级 摘要半导体气敏传感器在煤矿瓦斯，家用煤气检测环境中的重要作用 关键词气敏传感器瓦斯报警器 1、引言 气敏传感器是一种检测特定气体的传感器。它主要包括半导体气敏传感器、接触燃烧式气敏传感器和电化学气敏传感器等，其中用的最多的是半导体气敏传感器。它的应用主要有：一氧化碳气体的检测、瓦斯气体的检测、煤气的检测、氟利昂（R11、R12）的检测、呼气中乙醇的检测、人体口腔口臭的检测等等。 它将气体种类及其与浓度有关的信息转换成电信号，根据这些电信号的强弱就可以获得与待测气体在环境中的存在情况有关的信息，从而可以进行检测、监控、报警；还可以通过接口电路与计算机组成自动检测、控制和报警系统。 1.1半导体气敏传感器 气体敏感元件，大多是以金属氧化物半导体为基础材料。当被测气体在该半导体表面吸附后，引起其电学特性(例如电导率)发生变化。目前流行的定性模型是：原子价控制模型、表面电荷层模型、晶粒间界势垒模型。 1.1.1半导体气敏元件的特性参数 （1）气敏元件的电阻值将电阻型气敏元件在常温下洁净空气中的电阻值，称为气敏元件(电阻型)的固有电阻值，表示为Ｒａ。一般其固有电阻值在(103～105)Ω范围。测定固有电阻值Ｒａ时, 要求必须在洁净空气环境中进行。由于经济地理环境的差异，各地区空气中含有的气体成分差别较大，即使对于同一气敏元件，在温度相同的条件下，在不同地区进行测定，其固有电阻值也都将出现差别。因此，必须在洁净的空气环境中进行测量。（2）气敏元件的灵敏度是表征气敏元件对于被测气体的敏感程度的指标。它表示气体敏感元件的电参量（如电阻型气敏元件的电阻值）与被测气体浓度之间的依从关系。表示方法有三种（a）电阻比灵敏度K （b）气体分离度RC1—气敏元件在浓度为Cc的被测气体中的阻值：RＣ2—气敏元件在浓度为C2的被测气体中的阻值。通常，C1＞C2。（c）输出电压比灵敏度KV Va:气敏元件在洁净空气中工作时，负载电阻上的电压输出；Vg:气敏元件在规定浓度被测气体中工作时，负载电阻的电压输出（3）气敏元件的分辨率表示气敏元件对被测气体的识别（选择）以及对干扰气体的抑制能力。气敏元件分辨率S表示为Va—气敏元件在洁净空气中工作时，负载电阻上的输出电压；Vg—气敏元件在规定浓度被测气体中工作时，负载电阻上的电压Vgi—气敏元件在i种气体浓度为规定值中工作时，负载电阻的电压（4）气敏元件的响应时间表示在工作温度下，气敏元件对被测气体的响应速度。一般从气敏元件与一定浓度的被测气体接触时开始计时，直到气敏元件的阻值达到在此浓度下的稳定电阻值的63％时为止，所需时间称为气敏元件在此浓度下的被测气体 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 2 2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2-1 q=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) 煤矿瓦斯抽放规范 目次 1 范围 (1) 2 规范性引用文件 (1) 3 术语各定义 (1) 4 建立抽放瓦斯系统 (3) 5 地面永久瓦斯站瓦斯抽放系统 (4) 6 井下移动泵站瓦斯抽放系统 (6) 7 瓦斯抽放方法 (7) 8 瓦斯抽放管理 (8) 9 瓦斯利用 (10) 10 地面永久瓦斯抽放系统的报废 (10) 附录 A（规划性附录）瓦斯抽放基础参数测算 (44) 附录 B（规划性附录）瓦斯投放方法类别及抽放率 (14) 附录 C（规划性附录）瓦斯抽放参数监控系统 (16) 附录 D（规划性附录）瓦斯抽放工程设计 (17) 附录 E（规划性附录）主要单位换算 (19) AQ 1027—2006 前言 为切实贯彻落实先抽后采的方针，加强瓦斯抽放技术管理，保证瓦斯抽放工程的安全，提高瓦斯抽放效果，防止瓦斯事故．保护环境，制定本标准。 本标准以原国家安全生产监督管理局、国家煤矿安全监察局 2004 年颁布的《煤矿安全规程》、原煤炭工业部 1997 年制定的《矿井瓦斯抽放管理规范》、矿井抽放瓦斯工程设计规范》(MT 5018——96)为依据、在充分考虑煤矿瓦斯抽政工艺技术特点和目前我国煤矿瓦斯抽故现状及发展趋势的基础上编制而成： 本标准代替 MT T 692—1997《煤矿瓦斯抽放技术觇范》。 奉标准与 t 煤矿乩斯抽放技术规范》 (MT/T 692 一 1997)相比内容上有了较大增加： ——增加了矿井瓦斯抽放工程设计的内容： ——增加了移动泵站瓦斯抽敞系统； ——增加了瓦斯抽放方法； ——增加了瓦斯抽放管理； ——增由 B 了瓦斯刺用： ——增加了瓦斯抽放系统的报废； ——对一些词句进行了修改； 本标准的附录 A、附录 B、附录 C、附录 D、附录 E 为规范性附录。 本标准由国家安全生产监督管理总局提出。 本标准由全国安全生产标准化技术委员会煤矿安全分技术委员会归口。 本标准负责起草单忙：中国煤炭工业劳动保护科学技术学会。 本标准参加起草单位：煤炭科学研究总院抚顺分院。 本标准主要起草人：窦永山、王魁军．邱宝杓、张兴华、高坤、曹垚林、富向。采煤矿工程培训课程设计
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