《矿井通风与安全》精品学习教案第9章矿井瓦斯.docx

矿井通风与安全第九章 矿井瓦斯第一节 概述本章主要内容1、瓦斯概念2、煤层瓦斯赋存与含量3、矿井瓦斯涌出4、瓦斯喷出与突出5、瓦斯爆炸与预防6、瓦斯抽放 矿井瓦斯是煤矿生产过程中，从煤、岩内涌出的各种气体的总称。煤矿术语中的瓦斯指的就是甲烷。 物理化学性质。 危害：爆炸，突出，人员窒息、环境污染。 作用：能源、化工原料。第二节 煤层瓦斯赋存与含量一、瓦斯的成因与赋存（一）矿井瓦斯的生成煤层瓦斯是腐植型有机物（植物）在成煤过程中生成的。成气过程两个阶段一是生物化学成气时期；二是煤化变质作用时期。（二）瓦斯在煤体内存在的状态煤体是一种复杂的多孔性固体，包括原生孔隙和运动形成的大量孔隙和裂隙，形成了很大的自由空间和孔隙表面。煤层中 瓦斯赋存两种状态： 游离状态 吸附状态 吸着状态 吸收状态二、煤层中瓦斯垂直分带 形成原因：当煤层直达地表或直接为透气性较好的第四系冲积层覆盖时，由于煤层中瓦斯向上运移和地面空气向煤层中渗透，使煤层内的瓦斯呈现出垂直分带特征。 垂直分为四带： CO2- N2带、N2带、N2CH4带、CH4带。名 称气 带 成 因瓦斯成分 %N2CO2CH4CO2 N2带生物化学空气2080208010N2带空气80102020N2CH4带空气变质208010202080CH4带变质201080瓦斯风化带下界深度确定依据：可以根据下列指标中的任何一项确定。（1）煤层的相对瓦斯涌出量等于23m3/t处；（2）煤层内的瓦斯组分中甲烷及重烃浓度总和达到80%（体积比）；（3）煤层内的瓦斯压力为0.10.15MPa；（4）煤的瓦斯含量达到下列数值处：长焰煤1.01.5 m3/t（C.M.），气煤1.52.0m3/t（C.M.），肥煤与焦煤2.02.5m3/t(C.M)，瘦煤2.53.0m3/t(C.M.)，贫煤3.04.0m3/t(C.M.)，无烟煤5.07.0m3/t(C.M.)（此处的C.M.是指煤中可燃质既固定碳和挥发分）三 影响煤层瓦斯含量的因素煤的瓦斯含量是指单位体积或重量的煤在自然状态下所含有的瓦斯量（标准状态下的瓦斯体积），单位为 m3/m3(cm3/cm3)或 m3/t(cm3/g)。煤的瓦斯含量包括游离瓦斯和吸附瓦斯含量之和。主要影响因素： 1、煤的吸附特性 煤的吸附性能决定于煤化程度， 一般情况下煤的煤化程度越高，存储瓦斯的能力越强。2、.煤层露头 煤层如果有或曾经有过露头长时间与大气相通，瓦斯含量就不会很大。反之，如果煤层没有通达地表的露头，瓦斯难以逸散，它的含量就较大。3、煤层的埋藏深度 煤层的埋藏深度越深，煤层中的瓦斯向地表运移的距离就越长，散失就越困难4、围岩透气性煤系岩性组合和煤层围岩性质对煤层瓦斯含量影响很大。如果围岩为致密完整的低透气性岩层，围岩的透气性差，所以煤层瓦斯含量高，瓦斯压力大。反之，围岩由厚层中粗砂岩、砾岩或裂隙溶洞发育的石灰岩组成，则煤层瓦斯含量小。5、煤层倾角6、地质构造7、水文地质条件 四、煤层内的瓦斯压力 瓦斯流动动力高低以及瓦斯动力现象的基本参数。 瓦斯压力测定：打钻、封孔、测压 瓦斯带内瓦斯压力变化规律： 末受采动影响的煤层内的瓦斯压力，随深度的增加而有规律地增加，可以大于、等于或小于静水压。 瓦斯压力梯度： gp=(P2-P1)/（H2-H1） （9-2-1）则 P=gp(H-H1)+P1 (9-2-2a)或 P= gp (H-H0)+P0 (9-2-2b)式中 P预测的甲烷带内深H(m)处的瓦斯压力，MPa gp瓦斯压力梯度，MPa/m P1，P2甲烷带内深度为H1、H2(m)处的瓦斯压力，MPa。 P0-甲烷带上部边界处瓦斯压力，取0.2MPa 。 H0-甲烷带上部边界深度，m。第三节 矿井瓦斯涌出 普通涌出 特殊涌出一、瓦斯涌出量1、含义 瓦斯涌出量是指在矿井建设和生产过程中从煤与岩石内涌出的瓦斯量，对应于整个矿井的叫矿井瓦斯涌出量，对应于翼、采区或工作面，叫翼、采区或工作面的瓦斯涌出量2、瓦斯涌出量表示方法 绝对瓦斯涌出量 单位时间涌出的瓦斯体积，单位为m3/d或m3/min： Qg=QC/100 式中 Qg绝对瓦斯涌出量， m3/min； Q风量， m3/min； C风流中的平均瓦斯浓度，。 相对瓦斯涌出量平均日产一吨煤同期所涌出的瓦斯量，单位是 m3/t 。 qg=Qg/A 式中：qg相对瓦斯涌出量，m3/t； Qg绝对瓦斯涌出量，m3/d； 日产量，t/d 二、影响瓦斯涌出的因素 决定于自然因素和开采技术因素的综合影响。(一) 自然因素1、 煤层和围岩的瓦斯含量，它是决定瓦斯涌出量多少的最重要因素。单一的薄煤层和中厚煤层开采时，瓦斯主要来自煤层暴露面和采落的煤炭，因此煤层的瓦斯含量越高，开采时的瓦斯涌出量也越大。 2、地面大气压变化。地面大气压变化引起井下大气压的相应变化，它对采空区（包括回采工作面后部采空区和封闭不严的老空区）或坍冒处瓦斯涌出的影响比较显著（二）开采技术因素1、 开采规模 （1）矿井达产之前，绝对瓦斯涌出量随着开拓范围的扩大而增加。绝对瓦斯涌出量大致正比于产量，相对瓦斯涌出量数值偏大而没有意义。（2）矿井达产阶段后，绝对瓦斯涌出量基本随产量变化并在一个稳定数值上下波动。对于相对瓦斯涌出量来说，如果矿井涌出的瓦斯主要来源于采落的煤炭，产量变化时，对绝对瓦斯涌出量的影响虽然比较明显，但对相对瓦斯涌出量影响却不大，（3）开采工作逐渐收缩时，绝对瓦斯涌出量又随产量的减少而减少，并最终稳定在某一数值，这是由于巷道和采空区瓦斯涌出量不受产量减少的影响，这时相对瓦斯涌出量数值又会因产量低而偏大，再次失去意义。2、 开采顺序与回采方法 首先开采的煤层（或分层）瓦斯涌出量大。采空区丢失煤炭多，回采率低的采煤方法，采区瓦斯涌出量大。顶板管理采用陷落法比充填法能造成顶板更大范围的破坏和卸压，临近层瓦斯涌出量就比较大。3、 生产工艺瓦斯从煤层暴露面（煤壁和钻孔）和采落的煤炭内涌出的特点是，初期瓦斯涌出的强度大，然后大致按指数函数的关系逐渐衰减。4、 风量变化矿井风量变化时，瓦斯涌出量和风流中的瓦斯浓度会发生扰动，但很快就会转变为另一稳定状态。5、 采区通风系统 采区通风系统对采空区内和回风流中瓦斯浓度分布有重要影响。6、 采空区的密闭质量采空区内往往积存着大量高浓度的瓦斯（可达6070%），如果封闭的密闭墙质量不好，或进、回风侧的通风压差较大，就会造成采空区大量漏风，使矿井的瓦斯涌出增大。三、矿井瓦斯涌出来源的分析与分源治理 按划分目的的不同，对矿井瓦斯来源有三种划分方式：.按水平、翼、采区来进行划分，作为风量分配的依据之一；.按掘进区、回采区和已采区来划分，它是日常治理瓦斯工作的基础；.按开采区、临近区划分，它是采煤工作面治理瓦斯工作的基础一般是将全矿的（或翼的、水平的）瓦斯来源分为回采区（包括回采工作面的采空区）、掘进区和已采区三部分。其测定方法是同时测定全矿井、各回采区和各掘进区的绝对瓦斯涌出量。然后分别计算出各回采区、掘进区和已采区三者各占的比例。测定回采区或掘进区的瓦斯涌出量时，要分别在各区进、回风流中测瓦斯浓度和通过的风量，回风和进风绝对瓦斯涌出量的差值，即为该区的绝对瓦斯涌出量。四、瓦斯涌出不均系数正常生产过程中，矿井绝对瓦斯涌出量受各种因素的影响其数值是经常变化的，但在一段时间内只在一个平均值上下波动，峰值与平均值的比值称为瓦斯涌出不均系数。 矿井瓦斯涌出不均系数表示为： kg=Qmax/Qa 式中：kg给定时间内瓦斯涌出不均系数； Qmax该时间内的最大瓦斯涌出量，m3/min； Qa该时间内的平均瓦斯涌出量，m3/min；方法：确定区域，进回风量、瓦斯浓度确定瓦斯涌出不均系数的方法是：根据需要，在待确定地区（工作面、采区、翼或全矿）的进、回风流中连续测定一段时间（一个生产循环、一个工作班、一天、一月或一年）的风量和瓦斯浓度，一般以测定结果中的最大一次瓦斯涌出量和各次测定的算术平均值代入上式，即为该地区在该时间间隔内的瓦斯涌出不均系数 五、矿井瓦斯等级 1.矿井瓦斯等级划分依据：按照平均日产一吨煤涌出瓦斯量（相对瓦斯涌出量）和瓦斯涌出形式，划分为： 低瓦斯矿井：10m3及其以下； 高瓦斯矿井：10m3以上； 煤与瓦斯突出矿井。 2、矿井瓦斯等级鉴定（1）鉴定时间和基本条件 矿井瓦斯等级的鉴定工作应在正常生产的条件下进行。一般在七月或八月。在鉴定月的上、中、下旬中各取一天（间隔10天），分三个班（或四个班）进行测定工作。所谓正常生产，即被鉴定的矿井、煤层、一翼、水平或采区的回采产量应达到该地区设计产量的60%。（2）测点选择和测定内容及要求。确定矿井瓦斯等级时，是按每一自然矿井、煤层、一翼、水平和各采区分别计算相对瓦斯涌出量，并取其中最大值（而不是全矿井的平均值）。所以测点应布置在每一通风系统的主要通风机的风峒、各水平、各煤层和各采区的回风道测风站内。如无测风站，可选取断面规整并无杂物堆积的一段平直巷道作测点（3）矿井瓦斯等级的确定。 六、矿井瓦斯涌出量预测瓦斯涌出量的预测：指根据某些已知相关数据，按照一定的方法和规律，预先估算出矿井或局部区域瓦斯涌出量的工作。瓦斯涌出量的预测的方法：（1）统计法 A、 瓦斯涌出量梯度：深度与相对涌出量的比值 B、 物理含义：它的物理含义为相对瓦斯涌出量每增加1m3/t 时，开采深度增加的米数，其单位为m/(m3/t)。瓦斯涌出量梯度愈小，矿井瓦斯涌出量随深度增加的速度愈快。 C、计算 gg=(H2-H1)/(q2-q1)n 式中: 瓦斯涌出量梯度，m/（m3/t）或t/m2；甲烷带内的两个已采深度，m； 对应于深度的相对瓦斯涌出量，m3/t； n 指数系数，大多数煤田在垂深1000m内时n=1。已知瓦斯涌出量梯度和瓦斯风化带下界深度时，就可用下式预测相对瓦斯涌出量。 qm=q0+(H-H0)/gm （8-3-6）或 qm=qm1+(H-H1)/gm （8-3-7）式中 预测的深H(m)处的相对瓦斯涌出量，m3/t； H0 瓦斯风化带下界深度，m； 瓦斯涌出量增深率，(m.t)/m3 q0、q1瓦斯风化带下界或H1处的相对瓦斯涌出量，q0=2m3/t；例如，利用公式（9-3-7）来预测抚顺龙凤矿深500m处的瓦斯涌出量： qm=qm1+(H-H1)/gm=330.0+（500.0-410.0）/10.9=41.2 m3/t统计法预测瓦斯涌出量时，必须注意以下两点：1)此法只适用于瓦斯带以下已回采了12个水平的矿井，而且外推深度不得超过100-200m，煤层倾角和瓦斯涌出量梯度值越小，外推深度也应越小，否则误差可能很大。）积累的瓦斯涌出量资料，至少要有一年以上，而且积累的资料愈多、精度愈高，已采水平（或区域）的瓦斯地质情况和开采技术条件与新设计水平（或区域）愈相似，预测的可靠性也愈高。否则，应根据有关资料进行相应的修正，或按相似程度进行分区预测。（2）计算法以煤层瓦斯含量为基础进行计算。第四节 瓦斯喷出 瓦斯喷出：大量承压状态的瓦斯从煤、岩裂缝中快速喷出的现象。一、瓦斯喷出的分类根据喷瓦斯裂缝呈现原因的不同，可把瓦斯喷出分成：地质来源形成的和采掘卸压形成的两大类。二、瓦斯喷出的预防预防瓦斯喷出，首先要加强地质工作，查清楚施工地区的地质构造、断层、溶洞的位置、裂隙的位置和走向、以及瓦斯储量和压力等情况，采取相应的预防或处理措施。分为：1、瓦斯喷出量和压力都不大时，黄泥或水泥沙浆等充填材料堵塞喷出口；2、当瓦斯压力和喷出量较大时，可能的喷出地点附近打前探钻孔，探测、排放。前探钻孔的要求： 前探钻孔的要求是： 1、立井和石门掘进揭开有喷出危险的煤层时，在该煤层10m以外开始向煤层打钻。钻孔直径不小于75mm，钻孔数不少于3个，并全部穿透煤层，如图9-41所示。 2、在瓦斯喷出危险煤层中掘进巷道时，可沿煤层边掘进边打超前孔，钻孔超前工作面不得少于5m。孔数不得少于3个，钻孔控制范围要超出井巷侧壁23m。 3、巷道掘进时，如果瓦斯将由岩石裂隙、溶洞以及破坏带喷出时，前探钻孔直径不小于75mm，孔数不少于2个，超前距不小于5m。第五节 煤与瓦斯突出及其预防 一、概述含义：煤矿地下采掘过程中，在极短的时间内(几秒到几分钟)，从煤、岩层内以极快的速度向采掘空间内喷出煤(岩)和瓦斯(CH4、CO2)的现象，称为煤与瓦斯突出危害：它所产生的高速瓦斯流(含煤粉或岩粉)能够摧毁巷道设施，破坏通风系统，甚至造成风流逆转；喷出的瓦斯由几百到几万m3，能使井巷充满瓦斯，造成人员窒息，引起瓦斯燃烧或爆炸；喷出的煤、岩由几千吨到万吨以上，能够造成煤流埋人；猛烈的动力效应可能导致冒顶和火灾事故的发生。 二、突出的机理突出的机理是关于解释突出的原因和过程的理论。突出是十分复杂的自然现象，它的机理还没有统一的见解，假说很多。多数人认为，突出是地压、瓦斯、煤的力学性质和重力综合作用的结果。三、突出的一般规律1、突出发生在一定的采掘深度以后。每个煤层开始发生突出的深度差别很大，最浅的矿井是湖南白沙矿务局里王庙煤矿仅50m，始突深度最大的是抚顺矿务局老虎台煤矿，达640m。自此以下，突出的次数增多，强度增大。2、突出多发生在地质构造附近，如断层、褶曲、扭转和火成岩侵入区附近。据南桐矿务局统计，95以上的突出(石门突出除外)发生在向斜轴部、扭转地带、断层和褶曲附近。北票矿务局统计，90以上的突出发生在地质构造区和火成岩侵入区。3、突出多发生在集中应力区，如巷道的上隅角，相向掘进工作面接近时，煤层留有煤柱的相对应上、下方煤层处，回采工作面的集中应力区内掘进时，等等。 4、突出次数和强度，随煤层厚度、特别是软分层厚度的增加而增加。煤层倾角愈大，突出的危险性也愈大。5、突出与煤层的瓦斯含量和瓦斯压力之间没有固定的关系。瓦斯压力低、含量小的煤层可能发生突出；压力高，含量大的煤层也可能不突出。因为突出是多种因素综合作用的结果。但值得注意的是，我国30处特大型突出矿井的煤层瓦斯含量都大于20m3/t。6、突出煤层的特点是强度低，而且软硬相间，透气系数小，瓦斯的放散速度高，煤的原生结构遭到破坏，层理紊乱，无明显节理，光泽暗淡，易粉碎。如果煤层的顶板坚硬致密，突出危险性增大。7、大多数突出发生在放炮和落煤工序。例如，重庆地区132次突出中，落煤时124次，占95。放炮后没有立即发生的突出，称延期突出。延迟的时间由几分钟到十几小时，它的危害性更大。8、突出前常有预兆发生，如煤体和支架压力增大；煤壁移动加剧，煤壁向外鼓出，掉碴，煤块迸出；破裂声，煤炮声，闷雷声；煤质干燥，光泽暗淡，层理紊乱；瓦斯增大或忽大忽小；煤尘增多；气温降低；顶钻或夹钻，等等。熟悉或掌握本矿的突出预兆，对于及时撤出人员，减少伤亡，有重要意义。 四、预防煤与瓦斯突出的主要技术措施 防突措施分类： 区域性防突措施：实施以后可使较大范围煤层消除突出危险性的措施，称为区域性防突措施； 局部防突措施：实施以后可使局部区域(如掘进工作面)消除突出危险性的措施称为局部防突措施。 (一)、区域性防突措施 区域性防突措施主要有开采保护层和预抽煤层瓦斯两种。 1、开采保护层 保护层：在突出矿井中，预先开采的、并能使其它相邻的有突出危险的煤层受到采动影响而减少或丧失突出危险的煤层称为保护层。 被保护层：后开采的煤层称为被保护层。保护层位于被保护层上方的叫上保护层，位于下方的叫下保护层。 1)、开采保护层的作用 (1) 地压减少，弹性潜能得以缓慢释放。 (2).煤层膨胀变形，形成裂隙与孔道，透气系数增加。所以被保护层内的瓦斯能大量排放到保护层的采空区内，瓦斯含量和瓦斯压力都将明显下降。 (3) 煤层瓦斯涌出后，煤的强度增加。据测定，开采保护层后，被保护层的煤硬度系数由0.30.5增加到1.01.5。2).保护范围保护范围：指保护层开采后，在空间上使危险层丧失突出危险的有效范围。划定保护范围，也就是在空间和时间上确定卸压区的有效范围（1）垂直保护距离 保护层与被保护层间的有效垂距表8-5-2保护层与被保护层间的有效垂距名称上保护层，m下保护层，m急 倾 斜 煤 层缓倾斜与倾斜煤层 60 50 80 100 (2) 沿倾斜的保护范围 确定沿倾向的保护范围就是沿倾向划定被保护层的上、下边界。 1=180- (8-5-1) 2=180- g-+ (8-5-2) 式中 1、2岩石冒落角； 倾斜方向采空区下边界岩石移动角，参见表8-5-3； 倾斜方向采空区上边界岩石移动角，=90+/2； 冒落角与移动角之间的夹角，参见表8-5-3； 煤层倾角。(3) 沿走向的保护范围。超前距一般不得小于两个煤层之间垂直距离的两倍，至少不小于30m。(4) 煤柱的影响 2. 预抽煤层瓦斯对于无保护层或单一突出危险煤层的矿井，可以采用预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。这种措施的实质是，通过一定时间的预先抽放瓦斯，降低突出危险煤层的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层收缩变形、地应力下降、煤层透气系数增加和煤的强度提高等效应，使被抽放瓦斯的煤体丧失或减弱突出危险性。 (二) 局部防突措施 1、松动爆破 作用机理：松动爆破是向掘进工作面前方应力集中区，打几个钻孔装药爆破，使煤炭松动，集中应力区向煤体深部移动，同时加快瓦斯的排出，从而在工作面前方造成较长的卸压带，以预防突出的发生。松动爆破分为深孔和浅孔两种。深孔松动爆破一般用于煤巷或半煤岩巷掘进工作面，钻孔直经一般为4060mm，深度8m15m(煤层厚时取大值)。浅孔松动爆破主要用于采煤工作面，鸡西矿务局大通沟煤矿的施工参数为：孔径42mm、孔深2.4m、孔间距3.0m。钻孔垂直煤壁，松动炮眼超前工作面1.2m 2、钻孔排放瓦斯作用机理：石门揭煤前，由岩巷或煤巷向突出危险煤层打钻，将煤层中的瓦斯经过钻孔自然排放出来，待瓦斯压力降到安全压力以下时，再进行采掘工作。3、水力冲孔作用机理：水力冲孔是在安全岩(煤)柱的防护下，向煤层打钻后，用高压水射流在工作面前方煤体内冲出一定的孔道，加速瓦斯排放。同时，由于孔道周围煤体的移动变形，应力重新分布，扩大卸压范围。此外，在高压水射流的冲击作用下，冲孔过程中能诱发小型突出，使煤岩中蕴藏的潜在能量逐渐释放，避免大型突出的发生。4、超前钻孔 作用机理：它是在煤巷掘进工作面前方始终保持一定数量的排放瓦斯钻孔。它的作用是排放瓦斯，增加煤的强度，在钻孔周围形成卸压区，使集中应力区移向煤体深部5、金属骨架作用机理：当石门掘进工作面接近煤层时，通过岩柱在巷道顶部和两帮上侧打钻，钻孔穿过煤层全厚，进入岩层 0.5m 。孔间距一般为 0.2m 左右，孔径75100mm。然后将长度大于孔深0.40.5m的钢管或钢轨，作为骨架插入孔内，再将骨架尾部固定，最后用震动放炮揭开煤层(图9-5-8)。 此法适用于地压和瓦斯压力都不太大的急倾斜薄煤层或中厚煤层6、超前支架 作用机理：多用于有突出危险的急倾斜煤层厚煤层的煤层平巷掘进时。为了防止因工作面顶部煤体松软垮落而导致突出，在工作面前方巷道顶部事先打上一排超前支架，增加煤层的稳定性。7.卸压槽它的实质是预先在工作面前方切割出一个缝槽，以增加工作面前方的卸压范围，8、震动放炮震动放炮是采用增加炮眼数和装药量，一次爆破揭开煤层并成巷的爆破方法。在此情况下，因爆破震动，围岩应力和瓦斯压差急剧变化，创造了最有利的突出条件1）、岩柱厚度 岩柱厚度愈大，爆破前突出的可能性愈小，但愈难一次揭开全煤层。规程规定，急倾斜煤层岩柱厚度不小于1.5m。缓倾向和倾斜煤层，为了全断面一次揭开煤层，可将工作面做成台阶状或斜面，然后布置炮眼。2）、炮眼数和炮眼布置要求能一次揭开煤层全断面。一般情况下，震动放炮的炮眼数为普通放炮的 23 倍，炮眼数N也可按北票矿务局的经验公式计算:N=5.5s1/2f2/3 (9-5-3) 式中 S掘进巷道的断面积。m2 f岩石的硬度系数，见表9-5-4。可用单列三组楔形掏槽的方式。岩眼和煤眼要交错相间排列，顺序爆破3）、装药量决定于巷道断面、岩石性质和需要爆破的岩石体积。各矿实际装药量，往往相差很大，在1.76kg/m311kg/m3之间，应根据本矿的实际爆破经验确定。4）、注意事项 (1)震动放炮时，应将井下人员撤至地面。为了少影响生产，一般在交接班时放炮； (2)放炮时应将放炮区或全井断电，进风系统内不得有火源存在，以免引燃瓦斯； (3)放炮半小时后由救护队进入检查。具有延期突出的矿井，进入的时间还要加长； (4)为了限制突出的波及范围，可在距离工作面45m处，垒起高不小于1.5m的矸石堆或高至顶板的木垛。有人提出，采用延发雷管分次爆破，使一部分岩石落在工作面附近，起到限制突出的作用。 震动放炮容易引起冒顶事故，能诱使突出，不是好的防治措施，应尽可能不采用。 五、突出的预测 突出危险性预测是防治煤与瓦斯突出综合措施的第一步。突出危险性预测包括区域性预测和工作面预测。 (一)、预测指标 1、煤的瓦斯放散指数P： 一般情况下，P1525时有突出危险。 2、煤的坚固系数f ： 当f5m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应该抽放瓦斯。 抽放瓦斯的方法： 按瓦斯的来源分三类；开采煤层、邻近层、采空区抽放按抽放的机理分为两类；未卸压和卸压抽放按汇集瓦斯的方法分为三类。钻孔、巷道抽放、钻孔与巷道综合抽放二、开采煤层的瓦斯抽放 开采煤层的瓦斯抽放，是在煤层开采之前或采掘的同时，用钻孔或巷道进行该煤层的抽放工作。 1、未卸压的钻孔抽放 本法适用于透气数较大的开采煤层预抽的瓦斯。 按钻孔与煤层的关系分为穿层钻孔和沿层钻孔；按钻孔角度分为上向孔、下向孔和水平孔。我国多采用穿层上向钻孔。 钻孔参数：钻孔方向 我国多为上向孔；孔间距 3050m抽放负压 孔口负压不超过14kPa钻孔直径 70100mm2、卸压的钻孔抽放1）、随掘随抽在掘进巷道的两帮，随掘进巷道的推进，每隔10m15m开一钻孔窝，在巷道周围卸压区内打钻孔12个，孔径4560mm，封孔深1.52.0m，封孔后连接于抽放系统进行抽放。孔口负压不宜过高，一般为5.36.7kPa（4050mmHg）。巷道周围的卸压区一般为515m，个别煤层可达1530m。开滦赵各庄矿在掘进工作面后面1520m处，用煤电钻打孔，孔深49m。孔距46m。封孔后抽放，降低了煤帮的瓦斯涌出量，保证了煤巷的安全掘进。2）、随采随抽是在回采工作面前方由机巷或风巷每隔一段距离（2060m），沿煤层倾斜方向、平行于工作面打钻、封孔、抽放瓦斯。孔深应小于工作面斜长的2040m顶板走向钻孔和顶板巷道抽放。3、人工增加煤层透气系数的措施1）、水力压裂；水力压裂是将大量含砂的高压液体（水或其它溶液）注入煤层，迫使煤层破裂，产生裂隙后砂子作为支撑剂停留在缝隙内，阻止它们的重新闭合，从而提高煤层的透气系数。2）、水力割缝；水力割缝是用高压水射流切割孔两侧煤体（即割缝），形成大致沿煤层扩张的空洞与裂缝。3）、深孔爆破在钻孔内用炸药爆炸造成的震动力使煤体松动破裂4）、酸性处理；酸液处理是向含有碳酸盐类或硅酸盐类的煤层中，注入可溶解这些矿物质的酸性溶液。5）、交叉钻孔。交叉钻孔是除沿煤层打垂直于走向的平行孔外，还打与平行钻孔呈1520夹角的斜向钻孔，形成互相连通的钻孔网三、邻近层的瓦斯抽放 邻近层含义: 开采煤层群时，回采煤层的顶、底板围岩将发生冒落、移动、龟裂和卸压，透气系数增加。回采煤层附近的煤层或夹层中的瓦斯，就能向回采煤层的采空区转移。这类能向开采煤层采空区涌出瓦斯的煤层或夹层，就叫做邻近层。位于开采煤层顶板内的邻近层叫上邻近层，底板内的叫下邻近层. 为什么邻近层抽放总能抽出瓦斯呢？ 煤层开采后，在其顶板形成三个受采动影响的地带：冒落带、裂隙带和变形带，在其底板则形成卸压带。增大。注意问题参数： 钻场位置 钻场位置应根据邻近层的层位、倾角、开拓方式以及施工方便等因素确定，要求能用最短的钻孔，抽出最多的瓦斯，主要有下列几种：1) 钻场位于开采煤层的运输平巷内（图9-7-8a）。2)钻场位于开采煤层的回风巷内（图9-7-8b）。3)钻场位于层间岩巷内（图9-7-8c）。4)钻场位于开采煤层顶板，向裂隙带打平行于煤层的长钻孔(图9-7-9)。5)混合钻场，上述方式的混合布置。 钻场或钻孔的间距 邻近层抽放瓦斯的的上限与下限距离，应通过实际观测，按上述三带的高度来确定。上邻近层取冒落带高度为下限距离，裂隙带的高度为上限距离。下邻近层不存在冒落带，所以不考虑上部边界，至于下部边界，一般不超过6080m。 钻孔角度钻孔角度指它的倾角（钻孔与水平线的夹角）和偏角（钻孔水平投影线和煤层走向或倾向的夹角）。 钻孔进入的层位（1）30倍采高以内的邻近层，且各邻近层间的间距小于10m；（2）30倍采高以外的邻近层，且互相间的距离小于1520m。否则应向瓦斯涌出量大的各层分别打钻 孔径和抽放负压与开采煤层抽放不同，孔径对瓦斯抽出量影响不大，多数矿井采用5775mm孔径。同样抽放负压增加到一定数值后，也不可能再提高抽放效果，我国一般为几kPa（几十mmHg），国外多为13.326，6KPa（100200mmHg）。 四、采空区抽放采空区瓦斯抽放可分为全封闭式抽放和半封闭式抽放两类。全封闭式抽放又可分为密闭式抽放、钻孔式抽放和钻孔与密闭相结合的综合抽放等方式。半封闭式抽放是在采空区上部开掘一条专用瓦斯抽放巷道(如鸡西矿务局城子河煤矿)，在该巷道中布置钻场向下部采空区打钻，同时封闭采空区入口，以抽放下部各区段采空区中从邻近层涌入的瓦斯。抽放的采空区可以是一个采煤工作面(如松藻矿务局打通二矿)，或一两个采区的局部范围(如天府矿务局磨心坡煤矿)，也可以是一个水平结束后的大范围抽放(如中梁山矿务局)。 五、围岩瓦斯抽放 煤层围岩裂隙和溶洞中存在的高压瓦斯会对岩巷掘进构成瓦斯喷出或突出危险。为了施工安全，可超前向岩巷两侧或掘进工作面前方的溶洞裂隙带打钻，进行瓦斯抽放(如广旺矿务局唐家河煤矿)。六 、瓦斯抽放设备抽放瓦斯的设备主要有钻机、封孔装置、管道、瓦斯泵、安全装置和检测仪表。钻机根据钻孔深度选择，可用专用于打抽放钻孔的钻机（装有排放瓦斯装置），也可以用一般钻机。钻孔打好后，将孔口段直径扩大到100120mm，插入直径7080mm的钢管，用水泥砂浆封孔，也可以用胶圈封孔器或聚胺脂封孔。封口深度视孔口附近围岩性质而定，围岩坚固时23m，围岩松软时67m，甚至10m左右。封孔后，必须在抽放前用弯管、自动放水器、流量计、铠装软管(或抗静电塑料软管)、闸门等将钻孔与抽放管路连接起来， 1、抽放瓦斯的管道 一般用钢管或铸铁管。管道直径是决定抽放投资和抽放效果的重要因素之一。管道直径D（m）应根据预计的抽出量，用下式计算： D=(4Qc)/(60v)1/2 (9-7-1)式中; Qc - 管内气体流量，m3/min; v - 管内气体流速，m/s; 管内瓦斯流速V:5m/sV20m/s，一般取V=1015m/s。这样才能使选择的管径有足够的通过能力和较低的阻力。大多数矿井抽放瓦斯的管道内径为：采区的100mm150mm，大巷的150mm300mm，井筒和地面的200mm400mm。管道铺设路线选定后，进行管道总阻力的计算，用来选择瓦斯泵。管道阻力计算方法和通风设计时计算矿井总阻力一样，即选择阻力最大的一路管道，分别计算各段的摩擦阻力和局部阻力，累加起来即为整个系统的总阻力。摩擦阻力hf (Pa)可用下式计算: hf=(1-0.00446C)LQc2/kD5 式中 L-管道的长度， m