8203对拉采煤工作面设计说明书.doc

8203对拉采煤工作面设计说明书第一章 工作面概况及危险源分析第一节 工作面概况 一、采面概况 工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。该工作面对应地面位置为：羊儿坡、半边街，地表为丘陵地带，无大型建筑物，地面标高在+450-530m之间。二、煤层赋存情况 煤层走向75-85之间，倾向345-355之间，倾角4-6之间，平均倾角5。该煤层为复杂结构，以双层结构为主,由24个分煤层组成，纯煤厚度0.30.67m，由13层夹矸组成，夹矸厚度0.040.33m。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，工作面煤层最大厚度为0.6m，最小厚度为0.3m，平均厚度为0.45m，煤层厚度基本稳定。三、地质构造该工作面地质构造为单斜构造，从揭露出来的巷道及开切眼来看均无断层出现，因此估计该对拉工作面在开采过程中不会遇到断层；只是局部煤层有变薄的现象。四、顶底板岩性顶板为黑色、深灰色页状粘土岩,质软,底部含砂质,富有植物化石碎片,煤层与顶板多呈直接接触,个别地段有0.030.12m厚的含黑色高炭质粘土岩伪顶与煤层呈过渡接触,间有微冲刷接触的。底板为K8与K7煤层相夹的一套沼泽相沉积物灰,以粘土岩为主，间夹0.3m的泥质粉砂岩或细砂岩透镜体,与煤层呈明显接触。五、水文条件本矿区位于犍乐煤田东翼，地层产状平缓，出露地层为：上三叠纪须家河组顶部，中下侏罗系沙溪庙组，岩层为碎屑岩类，含水性弱，区类气候温暖潮湿，常年降雨量1668mm，地貌属低山丘陵，矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一若含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。根据其临近的8201工作面机巷煤厚变化情况并结合附近钻孔资料分析，预计在开采过程中不会受断层水的影响；该工作面无地质钻孔。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。 六、瓦斯根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。二氧化碳相对涌出量为5.48 m3/t，绝对涌出量为1.936m3/min，属于高瓦斯矿井。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理。七、地表情况该工作面地面为荒坡，周围无建筑物和其他设施，不会造成其他影响。第二节 危险源分析及采掘工艺、采面生产能力确定一、危险源分析1、顶板根据8201采煤工作面掘进及回采期间的资料分析，该采面区域内地质构造简单，在局部地段可能会有小的褶区，但对巷道施工及回采无大的影响。在回采过程中经过煤层薄化地段及其顶板破碎带时，要加强工作面及回风巷的瓦斯检查，预防瓦斯大量涌出，工作面的液压支柱要加固加牢，对压力增大地点要加密支护，顶板采空区用大荆笆背实背严。2、水害矿井主要水源为顶板含水层充水、地表水等，井田水文地质属简单类型。煤层顶板上部有一弱含水层，其上部至地表有多层隔水层。在掘进8201E风巷时，未见顶板有淋水，估计在开采过程中不会受影响。工作面在开采过程中的洒水防尘后的积水，水量小，对开采影响小。3、煤层自燃根据四川省煤炭产品质量检定站对我矿主采煤层的检测报告：K8煤尘无爆炸危险，煤层为容易自燃，煤自燃倾向性等级为级。根据我矿和邻近矿的开采情况，该煤层未发生过自燃和煤尘爆炸。4、瓦斯根据2010年瓦斯鉴定情况，矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。由于该工作面的开采深度增加、规模扩大为普采、相似开采解放层、全部垮落法管理顶板，因此采用统计法进行预测：该工作面绝对瓦斯涌出量为1.3 m3/min，绝对涌出量为0.40 m3/min；同时，该工作面为W型通风，上隅角容易瓦斯超限，通风部门要加强通风管理并做好瓦斯抽放工作。5、煤尘根据四川省煤炭产品质量检定站对我矿主采煤层的检测报告：K8煤尘无爆炸危险，煤层为容易自燃，煤自燃倾向性等级为级。根据我矿和邻近矿的开采情况，该煤层未发生过自燃和煤尘爆炸。6、矿压根据8201采煤工作面风、机巷在掘进期间的巷道压力情况分析，8203风、机巷在掘进期间巷道两帮（特别是上帮）会受到矿压的影响，容易出现片帮现象，顶板受矿压影响较小。在掘进期间应加强顶部及两帮管理，加强顶板离层观测及两帮压力观测。二、采掘工艺 （一）回采工艺工作面由于地质构造简单，煤层赋存较稳定。为实现高产高效，按高档普采工作面布置。该工作面煤层平均厚度为0.65m，煤层倾角4-6左右，顶板不易垮落，采用倾斜长壁对拉仰斜式采煤法。 1、落煤的方式与装备选择选用MG100TP型爬底式单滚筒采煤机落煤、装煤，双向割煤、往返一次进两刀。2、装煤装备的选择采用煤机滚筒的刮板输送机配合工作面运输机进行装煤，少量浮煤由人工铲到工作面运输机上。3、运煤装备的选择工作面使用SGB30型可弯曲刮板运输机运煤，运输巷使用SGB80T型刮板运输机及DTL65/20/240型皮带运输机运煤至煤仓转载。 4、支柱选型选用DW08300/100X型单体液压支柱和DW06-300/100X型单体液压支柱配套规格为DFC800/200型绞梁支护,最大控顶距为5排支柱，最小控顶距为4排支柱。5、工作面支护形式单体液压支柱沿工作面倾斜方向成直线排列，柱距0.9m，排距0.8m，端面距不超过300mm。 6、端头支护 上下端头使用长3m型钢梁按“四对八梁”、“二对四梁”架设，一梁三柱，交替迈步前移，移动步距0.8m。 7、顶板管理 采用全部跨落法。 (二) 掘进工艺 新开巷道均采用炮掘。 三、采面生产能力确定QLSHC=2400.80.451.450.97=121.5t式中: Q-工作面日生产能力，t/dL-工作面长度, mS-工作面日推进度，mH-煤层平均采高，m-煤的容重，t/m3C-工作面回采率，中厚煤层取0.97。第二章 工作面工程 第一节 工作面巷道布置工作面按倾斜条带对拉布置，采面布置三条巷道：依次为8203W风巷、8203机巷、8203E风巷。三条巷道均沿K8煤层布置，以K8煤层顶板做为巷道顶板。1、原8201E风巷沿空留巷维修后作为8203W工作面回风巷。2、机巷：从+214m水平东翼运输巷19#点以西37m开口平推6m施工人行斜巷至8203机巷位置，平推10m转向50施工8203机巷上部绞车位置；从8203机巷上部绞车位置开口平推47m施工与原K8-11回风斜巷汇穿;再施工煤仓13m，以上工程完工后，施工8203机巷。总工程量：1050m。3、8203E风巷：从+214m水平东翼回风巷开口施工甩巷至8203E风巷位置，平推12m施工上部绞车位置；从+214m水平东翼运输巷开口施工进风行人斜巷35m与绞车平台贯通;再施工煤仓13m，以上工程完工后，施工8203 E风巷。总工程量：1050m。第二节 巷道断面及支护 一、巷道的断面形状 K8煤层伪顶为0.3米厚的灰白色砂质粘土岩,直接顶为0.5米的泥质页岩,老顶为2.5米厚的泥质页岩。煤层底板为泥质页岩,厚度1.2m。根据K8煤层顶底板岩层特性，8203机巷及8203E风巷采用矩形断面。二、巷道断面尺寸 1、巷道净宽度 8203机巷：2.6m;8203E巷：2.0m。 2、巷道净高度：2.2m 3、巷道净断面面积8203机巷：5.72m2;8203E巷：4.4m2。 4、巷道掘进断面面积8203机巷：6.39m2;8203E巷：4.92m2。 三、支护工作面机巷、回风巷使用树脂锚杆支护，巷道均布置在煤层中，巷道求直不求平，始终保持沿煤层，主要用于运输、回风、行人。第三章 工作面各生产系统第一节 主运输系统工作面使用SGB420/40刮板运输机，8203集中运输巷使用一台SGB420/40刮板运输机及一台DTL65/20/240型皮带运输机至煤仓，运输大巷使用1T“U”型矿车装载，5T矿用防爆机车运至井底车场，绞车提升出井。集中机巷和回风巷各安装2台JD-1.6-25KW调度绞车做为工作面搬运材料之用。工作面8201集中运输巷煤仓+214m水平东运输大巷井底车场主斜井地面煤仓。第二节 辅助运输系统地面材料库房主斜井井底车场+214m水平东运输大巷8203绕巷8203人行巷8201集中运输巷工作面。地面材料库房主斜井井底车场+215m水平东回风大巷8203W联络巷(8203E东联络巷8203W回风巷(8203E回风巷)8203W工作面(8203E工作面)。第三节 通风系统 一、通风系统(一)风量计算工作面实际需要风量根据瓦斯、工作面温度、炸药和同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值进行风速验算，满足要求时，该最大值即是工作面实际需要的风量。1按瓦斯涌出计算Q=100qk式中Q工作面实际需要风量，m3/min；q工作面瓦斯绝对涌出量，1.3m3/min；k工作面瓦斯涌出不均匀备用系数，k=1.8。由此计算得Q=234 m3/min2按工作面温度计算Q=60vsk式中v工作面平均风速，1.2m/s；s工作面的平均断面，2.87m2；k工作面放顶煤长度调整系数，k=1。由此计算得Q=207 m3/min3按工作面每班最多工作人数计算Q=4n式中n工作面的最多工作人数，30人。由此计算得 Q=120 m3/min4按炸药用量计算Q=25A式中A采煤工作面一次爆破的最大炸药量，3kg。由此计算得 Q=75 m3/min5按风速验算工作面的最小风量Q152.87 =43.05m3/min工作面的最大风量Q2402.87 =688.8 m3/min根据以上计算,一台工作面实际需要风量取240 m3/min，8203对拉工作面实际需要风量=2402=480 m3/min。（二）通风路线主斜井进新风+214m水平运输大巷8203绕巷8203人行巷8203集中运输巷8203W（8201E）工作面8203W（8203E）工作面回风巷+215水平回风巷副井地面。二、瓦斯防治1、瓦斯检查地点：工作面进风巷、回风巷、工作面的风流中，工作面上隅角、顶板冒落空洞，电动机附近等固定点，每班检查次数不得少于三次，并向调度室汇报，放炮员躲避地点，放炮地点附近20m风流中、回柱放顶处要加强瓦斯检查。2、瓦斯检查人员必须执行瓦斯巡回检查制度和请示汇报制度，并认真填写瓦斯检查。瓦斯检查班报手册必须有上班、本班、下班瓦斯检查员签字，检查地点的瓦斯牌板要有三班的瓦斯记录。做到班报、牌板、日报三对照，不得空班、漏检、假检。3、当工作面风流中瓦斯达到1%时，停止用煤电钻打眼，爆破地点附近20m以内风流中瓦斯浓度达到1%时，严禁爆破。工作面及其进、回风巷道内，体积大于0.5m3空间积聚瓦斯浓度达到2%时，附近20m内必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。4、工作面风流中，电动机或开关安设地点附近20m以内风流中的瓦斯达到1.5%时，必须停止工作，切断电源，撤出人员，进行处理。工作面回风巷风流中瓦斯浓度超过1%（或二氧化碳浓度超过1.5%时）必须停止工作，撤出人员，采取措施进行处理。因瓦斯浓度超过规定被切断电源的电气设备，必须在瓦斯浓度降到1%以下时，方可通电启动。第四节 供水及综合防尘系统 一、供水系统1、采面主要用水点（1）机风巷净化水雾、洒水灭尘（2）泵站用水量（3）转载点、架间喷雾（4）煤机冷却、喷雾（5）输送机冷却水Q =（Q1+Q2+Q3+Q4+Q5）K =（0.12+0.48+1.08+1.08+0.12）1.2=3.56m3/h式中： K水量备用系数取1.22、供水管径 Dp=4Q/（3600Vp） d=（Q/900Vp）1/2=（3.56/9003.142.2）1/2=（3.56/6217.2）1/2=（0.0005）1/2=0.025m=25m式中：VP水速 根据计算采煤工作面配备1.5寸防尘水管能满足防尘需求。二、综合防尘系统1、防尘管路系统地面消防、防尘水池副井+214m水平运输大巷8203集中运输巷工作面；地面消防、防尘水池副井+215m水平回风巷+8203W（8203E）联络巷8203W（8203E）回风巷工作面。供水管路每隔100m(机巷50 m)安装一个三通装置，平时定期冲洗巷道和消防使用。副井使用直径3寸镀锌钢管，工作面的回风巷、运输巷、联络巷道使用直径1.5寸镀锌钢管，工作面用直径1寸的软水管。2、防尘措施工作面实现采煤机采煤喷雾降尘；做切口时放炮必须使用水炮泥,每次爆破落煤后，先洒水降尘后再人工攉煤到输送机上。输送机转载点、皮带转载点和煤仓装载点都安装喷雾洒水装置，工作面运输巷、回风巷各设置两组净化水幕，定期对工作面回风巷冲刷一次。工作面作业人员工作时戴好口罩。3、隔绝瓦斯、煤尘爆炸措施工作面运输巷和回风巷各设置一组隔爆集中水棚；水棚设置在直线段巷内，与工作面的距离保持在60200m。棚区长度不得小于20m，水量不小于200L/m2。水袋棚安装方式的原则是：当受爆炸冲击力时，水袋中的水容易洒出。两个水袋之间间隙不得大于1.2m，水袋边支架、顶板之间的距离不得小于0.1m。风巷2.02.0200=800L，集中运输巷2.42.2200=1056L。通风部门应安排人员随时清理隔爆水袋，保证水质、水量。第五节 排水系统工作面8203E回风巷是求直不求平，在平巷低处设置临时水仓，预计工作面开采一段时间，上部含水层向采空区的正常涌水量2m3/h，水仓容积不得小于20m3，安装一台11kw单级清水泵，涌水直接排到+214m运输大巷水沟，流至井底水仓，工作面排水管直径1.5寸，主水仓使用型号80D309排水泵三台，一台正常使用，一台备用，一台检修，排水管直径100mm。排水路线为：工作面8203E回风巷临时水仓排水管+214m运输大巷水沟主水仓直径100mm排水管地面。第六节 通讯系统1、掘进期间在以下地点须安设电话：（1）避难硐室内；（2）距工作面不超过50m处；2、回采期间泵站列车、输送机机头、转载机机头、机尾分别设置电铃、信号装置。小绞车运输设置声光信号装置。工作面刮板输送机安设信号的间距不超过15米。在以下地点须安设电话：（1）机巷转载机头；（2）风巷切眼往外100m处；（3）机巷外口；（4）乳化液泵站；（5）移动变电站。第七节 监测监控系统一、便携式甲烷报警仪的配备和使用各级管理人员、队长、值班队长、技术员和流动电钳工等下井时必须携带便携式甲烷报警仪,对所经过的路线和地点随时进行瓦斯监控。瓦检员每次放炮时必须做好”一炮三检”工作,作好记录,并随时对工作地点进行瓦斯检查,电钳工在工作地点20m范围内检查甲烷气体浓度,有报警信号时必须停止作业,进行处理。二、瓦斯检测1、掘进期间矿井使用KJ90NA监测监控系统, 掘进工作面使用KG9701型甲烷传感器,通过监控分站与矿KJ90NA安全监控系统相连,由于本矿为高瓦斯矿井,掘进工作面配置三台瓦斯传感器:在工作面距碛头5米的范围内设置甲烷传感器T1;在工作面回风流中距回风口1015米处设置甲烷传感器T2；并实现瓦斯风电闭锁。放炮时由瓦检员把T1移至距碛头最近的躲避洞内或50m以外，并掩盖好，放炮后及时将传感器恢复悬挂到工作面规定位置。传感器应垂直悬挂,距顶板不大于0.3m,距巷帮不小于0.2m,且该处巷道顶板要支护完好、无淋水、安装维护方便，不影响行人和行车。按照煤矿安全规程和AQ1029-2007行业标准的规定,甲烷传感器浓度的设置，T1：报警浓度: 1、断电浓度1、复电浓度设为1,断电范围为该掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；T2：报警浓度: 1、断电浓度1、复电浓度设为1,断电范围为该掘进巷道内全部非本质安全型电气设备；2、回采期间采煤机司机、采面上隅角必须佩戴和悬挂便携式甲烷监测报警仪。工作面安装瓦斯断电仪，并且与矿井安全监测监控系统连网在一起，工作面风流中，工作面回风巷风流中各安装一个甲烷传感器，前者安装具体位置在回风巷距工作面小于10m的风流中，后者安装在回风巷距离混和风流10-15m处的风流中。它们的报警浓度1%（CH4），工作面风流中传感器断电浓度1.5%（CH4），断电范围为工作面及其回风巷全部非本质安全型电气设备，回风巷风流中传感器断电浓度1%（CH4），断电范围是工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备，它们的复电浓度都是1%（CH4）。工作面上隅角和采煤机悬挂便携式甲烷检测报警仪器，它们的报警浓度1% CH4）。在回风巷距离混和风流10-15m处的风流中和皮带输送机滚筒下风侧10-15m处安装一个一氧化碳，报警浓度0.0024%（CO）；在回风巷距离混和风流10-15m处的风流中应设置温度传感器，报警值为30；皮带输送机滚筒下风侧1015m处应设置烟雾传感器。安全监测监控系统设备必须定期进行调试,校正,每月至少一次,甲烷传感器、甲烷检测设备每10天必须使用标准气样和空气样高校一次,每10天必须对甲烷传感器超限断电功能和甲烷风电闭锁功能进行测试。安全监控设备发生故障时,必须及时处理。必须每天检查安全监控设备及电缆是否正常,使用便携式甲烷检测报警仪或便携式光学甲烷检测仪与甲烷传感器进行对照,并将记录和检查结果报监控值班员,当两者计数误差大于允许误差时,先以计数大者为依据,采取安全措施并必须在8小时内将两种仪器调准。 三、顶板监测 1、掘进期间：风机巷原则上每隔3050m布设一个顶板离层观测仪、一个巷道帮顶位移观测站。及时掌握巷道压力变化、巷道变形情况，以便调整支护参数或合理确定二次支护时间。2、回采期间：加强矿压观测，矿井成立以总工程师为组长的矿压观测小组。要求人员组织到位，培训到位，观测仪器落实到位。矿压观测人员每班测出的数据，由组长负责收集、整理，要及时将工作面情况向安全生产副总经理和总经理汇报，采取应急措施。观测人员要不定期对支柱抽查，发现支柱初撑力低，必须让现场作业人员进行二次补液，否则不准作业。观测人员发现支柱工作阻力达到额阻力或有相当一部分支柱安全阀开启现象，提醒作业人员采取措施或撤离工作面，并向调度室汇报。第八节 压风自救系统1、压风自救风量和风压要求：风压不小于0.4MPa，风量不低于Q=K1K2总q自=1.21.2150.1=2.16m3/minQ源 K1、K2为漏风系数与备用系数2、压风自救管选择压风自救管选用2寸无缝钢管，对破损的压风管必须更换或进行相应的处理，保证不漏气。3、压风自救站设置掘进期间：每隔50m安装一组压风自救，个数不少于5个，最后一组压风自救距工作面迎头2540m，个数不少于15个，压风自救安装在支护良好且无杂物处，安装高度距离巷道底板1.21.3m。回采期间：机巷安装一组压风自救，安装位置机巷切眼外100m处，个数25个。风巷在切眼往外2540m处安装一组压风自救，个数20个;在回风口以里5m处安装一组压风自救，个数5个;在风巷每组绞车处安装两个压风自救。4、压风管路线路机巷：副暗斜井+214m水平东翼运输巷8203机巷人行斜巷8203机巷；风巷：副暗斜井+214m水平东翼回风巷8203东、西风巷人行斜巷8203东、西风巷；5、压风自救管理施工单位指定专人对压风管路进行检查，确保管路不漏气及压风自救完好，并及时移动压风自救，保证压风自救与掘进工作面保持合适的距离，要对气水分离器进行及时的放水和排油，保证管路的畅通和风流的清洁。第九节 防灭火系统根据四川省煤炭产品质量检定站对我矿主采煤层的检测报告：煤层为容易自燃，煤自燃倾向性等级为级。我矿开采10年以来和相邻矿井的开采情况：该区域未发生过煤炭自燃现象，但我们必须防患与未然。一、监测系统 1、在回风巷距离混和风流10-15m处的风流中安设有一氧化碳和温度传感器，皮带输送机滚筒下风侧10-15m处安设有一氧化碳传感器，在泵房和配电所安设有温度传感器，并都与地面监控中心联网，用以时时监控工作面和各点的温度，一旦发生火灾，能即使报警并切断所控区域内的电源。并都与地面监控中心联网。2、加强工作面回风巷检查，特别是沿采空区一侧和冒顶部分，对冒顶部分必须堵严背实，不能背实的地方须加强瓦斯温度的检查，如有自然发火预兆，应及时采取措施处理。二、综合防灭火措施及要求1、皮带运输机机头、乳化液压泵、移动变电站等硐室附近5m内严禁堆放易燃物并有良好通风。 2、工作面、进回风巷及硐室不准存放油脂，使用的润滑油、棉纱、布头等严禁乱仍，严禁将剩余油、废油洒在工作面及两巷和硐室附近，油脂限存放在距电器设备10m以外的地点，各台设备按规定加注油脂。 3、运输巷每隔50m，回风巷每隔100m安设一防火三通闸门。4、刮板运输机、皮带运输机机头、机尾、移动变电站处，必须配备不少于2个干粉灭火器及消防软管。 5工作面及两巷浮煤必须回收干净，机头、机尾及皮带下的浮煤由司机利用停机时间清收，加强检查，防治摩擦起火。 6、加强爆破器材和油脂等易燃易爆材料的管理和回收，严格按规定使用和存放。 7、运输机机头，传动装置，开关等设备不得堆积粉尘，坚持班班清扫，保持无粉尘堆积。8、井下发生火灾时严格按煤矿安全规程第226条规定及灾变计划执行。第十节 采面液压系统 1、乳化液泵站设置在工作面机巷上部车场（车场距采面下出口为550m），不影响机巷正常通风、行人等，泵站列车放置地点保证支护完好。2、乳化液泵站采用BRW80/20乳化液泵配XRXT乳化液箱向采面供液3、乳化液泵站向采面敷设供液管（16mm）一趟，在采面下端头供液管路安设一个三通分别向W、E采面液压支柱供液。在供液管路的W、E采面上、下端头和采面中间各设置一个截止阀以备检修和急用。第十一节 采面照明系统 按照规程第473条规定，在采面机巷转载点、皮带运输机机头硐室设固定照明。 第四章 专项设计 第一节 瓦斯抽放设计一、概况8203工作面位于+214水平东翼+250-+160m标高段，东部以8203E工作面风巷为界，西以8201E工作面风巷为界，南部+230东翼回风巷为界，北部为井田边界。工作面底板标高为+175m，最低标高为+160m，工作面走向长245m，倾向长平均840m，可采面积为205800m2。2010年8月对矿井进行了瓦斯等级鉴定，鉴定结果为：高瓦斯矿井。矿井相对瓦斯涌出量为22.14 m3/t，绝对瓦斯涌出量为7.823 m3/min。矿井瓦斯主要来源于采煤工作面和生产采空区，根据矿井开采煤层顶板岩性，所以：采煤工作面瓦斯主要来源于开采煤层，采空区瓦斯主要来源于开采后的顶板裂隙卸压瓦斯。二、采面最大风排瓦斯量计算在有瓦斯涌出巷道工作面内，其所需风量应保证巷道内任何地点瓦斯浓度不超限，其值可按下式计算：Qhg=100KgQg/CP-Ci，m3/min 式中，Qhg-排除瓦斯所需风量，m3/min；Qg-巷道瓦斯绝对涌出量，1.3m3/min；CP-最高允许瓦斯浓度，0.45%；Ci-进风流瓦斯浓度，0.05%； Kg-瓦斯涌出不均匀系数，取1.52.0。则，Qhg=100KgQg/CP-Ci=1001.51.3/0.45-0.05=487.5 m3/min三、采面瓦斯抽放必要性分析（一）、瓦斯涌出量与最大风排量能力的比较分析1、采面瓦斯涌出量预测（1）相对瓦斯涌出量Qa=（Wa-Wc）（L-Lh）/L式中：Qa 工作面相对瓦斯涌出量，m3/t； Wa开采煤层原始瓦斯含量，Wa=4.4m3/t Wc残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10%15%，这里取Wc=0.4m3/t； L工作面采长m，L=120m； Lh 机、风巷排放瓦斯带的总宽度m，当煤的挥发分小于27%时，取Lh=18m。经过计算得，Qa=3.4m3/t。（2）绝对瓦斯涌出量Qy=QaA/1440=3.4487.5/1440=1.15（m3/min）2、工作面所需风量计算Qb=100QyKw=1001.151.8=207（m3/min）式中：Kw工作面瓦斯涌出不均衡系数，取Kw=1.83、工作面可以供给的最大风量Qg = 60LHv式中：L最小控顶距，m， L=3.7m；H采高，设计采高为0.8m；有效断面系数，=0.75；V 工作面最适宜风速，v = 1.2m/s。经过计算，Qg=159.84m3/min从计算结果可以看出，工作面的需风量远大于可以供给的风量，根据规程第145条规定，“一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5 m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3 m3/min，用通风方法解决不合理时，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统。因此，8203采面建立瓦斯抽放系统是必须的。四、抽放系统的选择 1、通风方法可以解决的瓦斯含量Wb=2460Qg C /（100A Kw）+Wc =2460159.840.01/(1005001.8)+0.4 =0.42 m3/t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； Qg工作面可以供给的风量，m3/min ； A工作面日产煤量，t； Wc残存瓦斯量，m3/t，一般取煤层瓦斯含量的10% 15% Kw瓦斯涌出不均衡系数 2、煤层抽放可以解决的瓦斯含量 采面机风两巷各敷设一趟抽放管，抽放煤层钻孔 ，煤层抽放可解决瓦斯含量We=kWa =26%4.4 =1.14 m3/t 式中： We本煤层抽放可解决瓦斯含量，m3/t； Wa开采煤层原始瓦斯含量， m3/t ； k 预抽率3、机巷预抽巷穿层孔抽放可以解决的瓦斯含量 根据机巷预抽巷穿层孔抽放参数，计算机巷预抽巷抽放可解决瓦斯含量Wg=1440Wt/A =14400.5/500 =1.44 m3/t 式中： Wt 抽放瓦斯纯流量 ，m3/min ； A 工作面日产煤量，t； 4、通风、本煤层、机巷预抽巷穿层孔抽放解决瓦斯含量合计W=Wb+We+Wg =0.42+1.14+1.44 =3 m3/t 根据上述计算结果，用通风方法、本煤层及机巷预抽巷穿层孔抽放合计可解决的瓦斯含量小于煤层本身的瓦斯含量时，采面回采时有必要采取其他抽放瓦斯措施。 五、瓦斯抽放系统管径选择： 1、煤层抽放管径选择 （1）煤层抽放混合流量计算 煤层抽放，百米钻孔抽放量按Qb计算，取成孔率K： 1）、风巷抽采裂隙带瓦斯钻孔6个，裂隙带瓦斯单孔平均流量0.4 m3/min，则抽放纯流量：Q1=60.4=2.4 m3/min 抽放瓦斯浓度为a 则Qc1= Q1/a=6 m3/min 2）、风巷采煤工作面采空区“埋管抽采”隅角瓦斯钻孔2个，裂隙带瓦斯单孔平均流量0.2m3/min，则抽放纯流量：Q2=20.2=0.4 m3/min抽放瓦斯浓度为a 则Qc2= Q2/a=1m3/min3）本煤层总抽放混合流量：