参考瓦斯计算

第一章通风与安全第一节瓦斯资源分析和瓦斯涌出量计算一、瓦斯资源分析瓦斯1） 鉴定结果根据贵州省煤炭管理局文件（黔煤生产字【2008】1507号）《对遵义市2008年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复》，朝锦煤矿相对瓦斯涌出量为23.88m3/t绝对瓦斯涌出量为1.99m3/min属高瓦斯矿井；锦浩煤矿相对瓦斯涌出量为16.87m3/t绝对瓦斯涌出量为1.64m3/min属高瓦斯矿井。贵州省能源局文件（黔能源发【2009】306号）《关于遵义市煤炭管理局《关于呈报2009年度煤矿瓦斯等级鉴定结果的报告》的批复》，众源煤矿相对瓦斯涌出量为14.19m3/t绝对瓦斯涌出量为1.34m3/min鉴定为高瓦斯矿井。目前矿井建设中已经揭煤，但本次设计暂未获得揭煤过程中的瓦斯资料，建议矿方尽快提供相关资料，以利于本矿瓦斯情况分析。2） 瓦斯压力及瓦斯压力系数储量核实报告未提供。根据煤炭科学研究总院于2012年11月编制提交的《桐梓县众源煤业有限公司C1煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，C1煤层在鉴定范围内测得最大瓦斯压力为0.39Mpa（埋深180m）。因此，根据以上数据计算可得出鉴定范围内C1煤层最大瓦斯压力梯度分别为：0.39/180=0.002167MPa/m（C1煤层）。由于目前C5、C4煤层尚未进行突出鉴定，因此无法计算其瓦斯压力梯度，且鉴定的C1煤层范围只是可采局部区域，尚不能代表整个矿井内C1煤层瓦斯压力情）兄。为安全起见，本设计在参考C1煤层突出鉴定结果的基础上同时考虑一定的安全系数暂取瓦斯压力系数K=4.0计算考虑，按P=K«H（H——埋藏深度）计算至矿井深部瓦斯压力（详见下表6-1-1中计算）。建议矿方后期有条件时补做C5、C4煤层及C1煤层其余区域突出鉴定以获取详细测定数据，计算C5、C4、C1煤层瓦斯压力梯度以修正本设计中相关计算结果，更好地指导矿井建设和生产。3） 各煤层瓦斯含量及梯度由于储量核实报告未提供各煤层瓦斯含量数据，且突出鉴定报告中测定的C1煤层瓦斯含量只局限于鉴定范围内，尚不能代表整个矿井C1煤层瓦斯含量情况。因此，本设计按《采矿工程设计手册》中给出的经验公式进行预测计算，如表6-1-1所示。表6-1-1各煤层瓦斯含量预测结果表开采水平标高/m煤层编号水分Wf(%)灰分Af(%)挥发分Vr（%）系数a=2.4+0.21Vr系数b=1-0.004Vr煤的孔隙率fn煤的容重Y（t/m3）瓦斯压缩系数KY吸附瓦斯量Wx（m3/t）游离瓦斯量Wy（m3/t）瓦斯含量Wh=Wx+Wy(m3/t)计算垂深H（m）瓦斯压力瓦斯压力系数K（2.03-P=H・K温度t(C)温度系数en0021n0.9930.007P+54410.13)C51.1812.789.502004.000.8020.00.4011.4934.3950.962101.471.0613.260.5213.79C41.0716.749.792124.000.8520.00.4001.4924.4560.961101.471.0613.150.5613.71C10.9818.349.20 240 4.00计算公式：w 65.5100AfWf) Wx009d0^bVr)0.146en10.31Wf)100fPW nY9.8KYWWW0.96 20.0 0.400 1.492 4.332式中：Wx——煤的瓦斯吸附量，m3/tWf、Af、Vr——煤的水分、灰分、挥发分，%（根据煤质特征表选取）。P——瓦斯压力，Mpa（按式P=KH=（2.03—10.13）H计算，H为垂深。en——温度系数（其中，t为温度取20°）a——系数（a=2.4+0.21Vr）b 系数（b=10.004Vr） 0.963 10 1.4/ 1.06 13.98 0.63 14.61WY——游离瓦斯量，m3/tfn——煤的孔隙率，％，按《采矿工程设计手册》表8-7-10°无烟煤6—11.4%，取10%Y——煤的容重（t/m3）ky——在瓦斯压力P下的瓦斯压缩系数，根据《采矿工程设计手册》中表8-7-14选取Wh——瓦斯含量m3/t。本次设计矿井瓦斯涌出量预凯中各煤层瓦斯含量暂采用表6-1-1中经验公式预测值。本次设计据矿方介绍，众源煤矿周边矿井目前均为建设矿井，经鉴定均为高瓦斯矿井。本次设计暂未获得众源煤矿周边生产矿井或井田已有瓦斯资料，无法对预测结果进行类比分析，建议矿井下一步尽快对该矿各煤层瓦斯含量展开实测，以修正本设计中相关预测结果。4） 煤与瓦斯突出煤炭科学研究总院于2012年11月编制提交了《桐梓县众源煤业有限公司C1煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告》，鉴定结论：C1煤层在鉴定区域（见本设计大图中根据鉴定报告中拐点坐标所圈定的ABCD鉴定区域）+561m标高以上没有煤与瓦斯突出危险性。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监察局、贵州省煤炭管理局文件《关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见》（黔安监管办字[2007]345号），本矿井位于煤与瓦斯突出区域。综上所述，本矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计与管理，其中C1煤层在鉴定区域标高内按突出煤层无煤与瓦斯突出危险区进行管理。5） 矿井瓦斯等级参考瓦斯等级鉴定批复文件、分源预测法预测数据，并参考黔安监管办字[2007]345号及，本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计。矿井瓦斯涌出量预测按照AQ1018-2006标准，可采用矿山统计法和分源预测法进行，本设计采用分源预测进行预测，采用如下的预测步骤：矿井瓦斯涌出构成关系如图6-1-1所示。图6-1-1矿井瓦斯涌出构成关系图根据本次设计井下开拓、开采设计，设计众源煤矿同一区段先采C1煤层，然后自上而下开采C5、C4煤层。由于C1煤层开采后，上覆的C5、C4煤层瓦斯将得到不同程度的释放，同时由于设计开采C1煤层时，布置顶板穿层钻孔预抽C5、C4各煤层瓦斯。因此，本矿C1煤层开采时，采掘面瓦斯涌出量最大，因此，设计仅预测最低开采标高C1煤层开采时作为矿井的瓦斯涌出量，作为矿井瓦斯抽采和通风设计依据。本矿井按煤与瓦斯突出矿井设计，根据《防治煤与瓦斯突出规定》，石门揭煤、煤巷掘进及煤层开采前，矿井必须将煤层瓦斯含量抽采至8m3/t以下或将煤层瓦斯压力降至0.74MPa以下。因此，本设计按未抽采前及抽采至7.9m3/t时进行矿井瓦斯涌出量预测，并据此确定瓦斯抽采量、风排瓦斯量等相关参数。相关预测公式及具体预测参数选择如下：

回采工作面相对瓦斯涌出量预测开采层瓦斯涌出量计算(本矿为薄及中厚煤层不分层开采)预抽情况KCK=1/CLhK=(L-2h)/LmMWW一q.预抽前 1 —U3—0.9521.05110.0012.003―0.782 1.32—1^2 0 14.61C3.40111.99 预抽后 1__3 _095__105_110001200__0782 132_ 132 790_340481_计算公式：鱼=K「Kf 町)M挥发分『距 争■-注：煤的残存瓦斯量亦可近1q1——开采层相对瓦斯涌出量，m3/tK1——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C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，根据AQ1020-2006附录D按K3=(L-2h)/L计算(L为面长，h为掘进巷道预排等值宽度)。m——开采层厚度，mM 工作面采高，mW0——煤层原始瓦斯含量，m3/tWc——运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，按下表选取12^ 12-18^ 16-26^ 2435- 35~4小 42-5A心4小 3=2』 2』 2』 2“队旭振溪衣JUMPa压力条件下的瓦斯吸附量取值｝，h-掘进巷道预排等值宽度，m，参照AQ1018-2006标准表D.1取值。在采用分源预测法对矿井瓦斯涌出来进行预测时，Wc应取原煤残存瓦斯含量，因此在得到纯煤残存瓦斯含量后，需采用以下公式将纯煤残存瓦斯含量换算成原煤残存瓦斯含量再进行计算，本矿各可采煤层原煤残存瓦斯含量换算如下：m100AMW c100(10.31M)其中，W其中，W——原煤残存瓦斯含量Wc’———纯煤残存瓦斯含量A——灰份M 水份煤层编号Wc'AMWcC55.512.781.183.46C45.516.741.073.39C15.518.340.983.40e100—A—即一=液100(1—0.31M)其中，W,——原煤残存瓦斯含量W/——纯煤残存瓦斯含量A灰份M水份因此，将得到的各可采煤层原煤残存瓦斯含量带入各预测公式进行计算。AQ1018-2006表D.1巷道预排瓦斯带宽度值

巷道煤壁，，暴露时间T/d-不同煤种巷道预排瓦斯带宽度h/g无悯煤”瘦煤或焦煤，•肥煤、气煤及长顾，11.577.4^10.5^13加100h9.0<-12.4疽16.0^15tk14.2」13.0^200*111.0^15.4*'_19.孙25山山炉1氏叫21$300p13.18.0P23.0^"值亦可采用下或计篡：W■ffi变质煤：h=0.涕T哗卜..城笋层瓦斯涌出量计算；叫ni胎tv⑴预抽前—参数上邻近层C5下邻近层C4——合计一(2)预抽后参数上邻近层C5■ffi变质煤：h=0.涕T哗卜..城笋层瓦斯涌出量计算；叫ni胎tv⑴预抽前—参数上邻近层C5下邻近层C4——合计一(2)预抽后参数上邻近层C5下邻近层C4——合#—计算公式：勿=£(町-盼号小m MW

0T-13.7913.71W

0T-7.907.90W

cT-3.463.39W CT3.463.39m

—0.940.95m

i-0.940.95a3030a3030_JM_1.321.32M1.321.32_d5545d5545q2——邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t;m.——第1个邻近层煤层厚度，m；a——煤层倾角，°;M 工作面采高，m；d——开采层与邻近层距离，m；n——第.个邻近层瓦斯排放率，%,1 按AQ1020-2006附录D中右图选取；W0.——第.个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/tW：——第.个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/tn40%55%2.944.087.031.261.793.05n40%55%邻近层瓦斯排放率与层间距

关系曲线回采工作面瓦斯涌出量计算预抽情况开采层涌出量q邻近层涌出量q回采工作面瓦斯涌出量q〒备注预抽前1 1199 2 7_03 采 1902 预抽后 481305786(3e=4+氏由以上预测结果可知，预抽刖工作面相对瓦斯涌出量为19了2fc/t可计算祯抽刖工作面绝对瓦斯涌出量：Q『=19.02义5x10000/(330>24>60)=6.00(m3/min)。同理，可得出预抽达标后工作面绝对瓦斯涌出量：Q工后=7.86X5x10000/(330X24X50)=2.48(m3/min)。2)掘进工作面瓦斯涌出量(1)掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量预抽情况2)掘进工作面瓦斯涌出量(1)掘进巷道煤壁绝对瓦斯涌出量预抽情况mD=2mV(m/月)v(m/min)VrWLqnq.预抽前132—264—1800005920_ 0 —1461 550_00074—3066_ 预抽后 _132_264__180_0005_920_ 790 550__0040 036_计算公式：%=D，(2^^一1)q0.026[0.0004(Vr)20.16]W0 0q3——掘进巷道煤壁瓦斯涌出量，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，m为开采层厚度；对于厚煤层，D=2h+b，h及b分别为巷道的高度及宽度；u——巷道平均掘进速度，m/min；L——巷道长度，m；q0——煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2min)Vr——煤中挥发分含量，％；W0 煤层原始瓦斯含量，m3/t⑵掘进巷道落煤的瓦斯涌出量煤层编号SvYWWq,预抽前—8.2—0.0051.47 0 14.61C3.40—4—0^2——J火IEn'j 预抽后 _82_0005__147790_340__021 计算公式：%=S3•户（吒—叽）q4——掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min：S——掘进巷道见煤面积，m2；u——巷道平均掘进速度，m/min；Y——煤的密度，t/m3；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（3）掘进工作面瓦斯涌出J量预抽情况煤壁涌出量q落煤涌出量q单个掘进工作商瓦斯涌出量q-备注预抽前3 0.66 4 0.52 掘 1.18 J火MB1JU 预抽后 036 0^1 057 =+%」3）生产采区瓦L斯涌出H量 口地预抽情况k'q一」A(t/a)A(t/d)qLnAq^备注预抽前—1.35—木i19.02150000i454.55掘 0 522.73—区31.11J!V<3LU1JU 预址后 _1々R_7父6 —nR7 _"9" 1344计算公式：K位稣4+144苛^掘）—H it弧一 4q区一一生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K'——生产采区内采空区瓦斯涌出系数，按AQ1018-2006附录D单一煤层1.20—1.35，近距离煤层群1.25一1.45；q*——第1个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai-—第1个回采工作面的日产量，t；4掘i——第1个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；A0—-一生产采区平均日产量一to4）矿井瓦斯涌出量预抽情况_K"_q,q=(K"-1)xa,qH Kn —q,,,q— q,5 名注预址前—1^5—区31.11空 区 10.89 开42.00——1^——矿相50.40矿绝—18^0—J火IEn'j 预抽后 _135_1344 ^70 _1814 1_2 2177 790 计算公式： 史&细如彳井=Tq二Knxq；矿 开q井一一矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区.一一第1个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Aoi——第1个生产采区平均日产量，t；K”——已采采空区瓦斯涌出系数，按AQ1018-2006附录D单一煤层1.15—1.25，近距离煤层群1.25—1.45；Kn——矿井瓦斯涌出不均衡系数取Kn=1.1—1.3,本设计取1.2。由上表预测得出，预抽前矿井相对瓦斯涌出量为 50.40m3/t绝对瓦斯涌出量为18.30m3/min;由上表预测得出，预抽达标后矿井相对瓦斯涌出量为21.77m3/t绝对瓦斯涌出量为7.90m3/min5）矿井瓦斯涌出量预测结果根据上述方法和步骤，矿井瓦斯预抽前及预抽后的涌出量预测分区域统计结果详见表6-1-2（1）、6-1-2（2）o表6-1-2（1）瓦斯涌出量预测结果表（预抽前）木掘工作面工作面j涌出量本层、邻近层相对瓦斯r涌出量及所占百分比绝对量血3/in）相对量（m3/t本煤层血3/t百分比（%）上邻近层血3/t百分比（%）下邻近层血3/t百分比（%）回采工作面6.0019.0211.9963.17.0336.9单个掘进工作面1.18合计矿井绝对瓦斯涌出量18.30m3/nin，相对瓦斯涌出量50.40n3/t。表6-1-2(2)瓦斯涌出量预测结果表(预抽后)采掘工作面工作面涌出量本层、邻近层相对瓦斯涌出量及所占百分比绝对量(n3/nin)相对量(m3/t本煤层(m3/t)百分比(%)上邻近层(m3/t)百分比(%)下邻近层(m3/t)百分比(%)回采工作面2.487.864.8161.23.0538.8单个掘进丁作面0.57合计矿井绝对瓦斯涌出量7.90m3/min，相对瓦斯涌出量21.77m3/^设计采用数据可靠性评价根据本矿瓦斯涌出量预测结果表6-1-2(1)，可知预测结果大于该矿瓦斯等级等级鉴定结果，为安全起见，本次设计暂以预测结果作为设计依据。根据安监总煤监【2012】130号及要求，由于目前众源煤矿矿已具备条件实测瓦斯参数，矿方下一步应及时补作该项工作，并根据实测数据修正本次设计中相关预测计算内容。二、瓦斯抽采瓦斯抽采的必要性及可行性瓦斯抽采的必要性分析根据AQ1055-2008煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范，有下列情)兄之一的矿井必须进行瓦斯抽采：1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。 _矿井绝对瓦斯涌出量等于40m3/min；年产量1.0-1.5Mt的矿井，大于30m3/min;年产量0.6-1.0Mt的矿井，大于25m3/min;年产量0.4-0.6Mt的矿井，大于20m3/min;年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min高瓦斯或煤(岩)与瓦斯(二氧化碳)突出的。本矿按煤与瓦斯突出矿井设计，因此，该矿必须进行瓦斯抽采，本设计在地面建立瓦斯抽采泵站，采用高、低负压系统进行抽采，矿井应委托有资质的部门编制瓦斯抽采专项设计，并按瓦斯抽采专项设计进行施工。本设计建立地面集中瓦斯泵站，设高、低负压抽采系统，经分析认为是合理的。瓦斯抽采可行性分析瓦斯抽采难易程度分析煤层抽放瓦斯难易程度分类详见表6-1-3表6-1-3煤层预抽瓦斯难易程度分类表指标难易程度6(d)4(fiMpa2d)容易抽放<0.003>10可以抽放0.00—0.0510-0.1较难抽放>0.05<0.1由于没有提供煤层的透气性系数(扪和钻孔瓦斯流量衰减系数(6)，建议矿井尽快补做该工作，以确定煤层瓦斯进行预抽的难易程度。设计根据业主反应周边矿井预抽煤层瓦斯的难易程度分析，推测本矿井煤层预抽瓦斯的难易程度为可以抽采。瓦斯抽采率根据各煤层瓦斯含量预测和《防治煤与瓦斯突出规定》(煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/tffl预抽区域为无突出危险区)，设计综合瓦斯抽采率取46.77%。预抽时间及预抽效果必须达到的指标本矿瓦斯抽采工作结合防突工作进行。根据《防治煤与瓦斯突出规定》：煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/tffl预抽区域为无突出危险区，否则，即为突出危险区，预抽防突效果无效"，因此瓦斯抽采必须达到的指标为预抽区域的煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t瓦斯抽采控制范围根据《防治煤与瓦斯突出规定》，矿井瓦斯控制范围采用如下指标：穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。该范围与上述回采巷道外侧的要求相同。穿层钻孔预抽石门含立、平硐等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施在构造破坏带应适当加大距离)。钻孔的最小控制范围是：石门和立井、平硐揭煤处巷道轮廓线外12m(急倾斜煤层底部或下帮6m)，同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线)的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m。顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，巷道两侧的控制范围与上述回采巷道外侧的要求相同。当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m。预抽时间预抽时间以达到上述规定的煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa或残余瓦斯含量小于8m3/t为)隹。瓦斯灾害治理措施选择瓦斯基础资料来源及可靠性分析矿井提供瓦斯基础资料不很全面，根据AQ标隹预测其结果隹确性不很高，本次暂按预测结果进行通风设计和设备选型，矿井必须定期做好每年的瓦斯等级鉴定工作，并适时开展煤层瓦斯基础参数测试工作，并根据测试结果采取针对性措施，以确保矿井安全生产。对瓦斯等级及地温变化的预测本矿井浅部有煤层露头出露，并且浅部煤层大部分已采空，矿井瓦斯释放条件较好。矿井内随着开采深度的增加，来自开采层围岩的瓦斯涌出的增高，矿井的瓦斯平衡也发生了有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。随着开采深入，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。随着开采煤层及开采面积的增大，邻近不可采煤层的瓦斯涌出将导致工作面瓦斯涌出量的增加；由于矿井已存在采空区，采空区附近受采空区瓦斯的威胁将越来越严重。矿井瓦斯来源矿井瓦斯分别来源于回采工作面、掘进工作面及采空区。(1回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近层煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层，影响范围一般上邻近层约80m,下邻近层约40m。(2掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。(3采区瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。(4矿井瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区包括其它辅助巷道)瓦斯涌出量之和。降低矿井瓦斯浓度的可能途径分析本矿瓦斯来源主要可以采用以下可能途径降低瓦斯浓度：风排瓦斯根据矿井采掘工作面瓦斯涌出量及巷道断面要求，对采掘工作面等主要用风地点进行合理的配风，以稀释矿井涌出的瓦斯。矿井生产过程中切实做好风量调节，确保采、掘工作面通风要求的前提下，保证其他巷道和硐室风量满足要求。瓦斯抽采从前述预测结果可知采煤工作面瓦斯涌出量较大，因此应重点进行回采工作面瓦斯抽采。采煤工作面瓦斯涌出构成中来源于本煤层瓦斯及邻近层瓦斯，矿井需加强本煤层瓦斯抽采，有效降低本煤层开采时的瓦斯涌出。掘进工作面瓦斯涌出量不大，但为有效控制掘进巷道瓦斯涌出量，需进行掘进头瓦斯抽采。另外，本矿预抽后开采过程中，采空区瓦斯抽采也是必须的。抽采方法(C1煤层突出鉴定区域外开采时)本设计采用地面瓦斯抽采泵，设计C1煤层突出鉴定区域外开采时采用如下抽采方法：高负压抽采系统(1)石门斜巷)揭煤区域穿层钻孔预抽煤层瓦斯本设计采用区段石门联系煤层，因此石门揭煤前打穿层钻孔预抽煤层瓦斯，见图6-1-1图6-1-1石门揭煤诂孔布置示意图石门揭煤参照图6-1-1执行钻孔布置要求：钻孔直径75—120mm，抽放应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施在构造破坏带应适当加大距离)。石门揭煤钻孔封孔长度不得小于5m。（2）回采工作面顺层钻孔抽采A、抽采巷道：工作面运输顺槽B、 抽采煤层：本煤层C、 钻孔布置完善首采工作面煤体预抽，做好区域防突措施设计由111工作面运输顺槽作为瓦斯抽采巷道，向本煤层打顺层钻孔抽采本煤层的瓦斯。见下图6-1-2D、钻场、钻孔参数a、 钻场间距：不设钻场b、 钻孔长度：100105m（设计采面真斜长为110m）c、 钻孔间距：3~5m（实际抽采过程中根据抽采效果适当调整）d、 抽采孔口负压：不小于13kPae、 封孔：水泥砂浆，封孔深度不小于8m。（3）专用顶板瓦斯抽采巷穿层钻孔预抽瓦斯A、 抽采巷道：顶板瓦斯抽采进风巷、瓦斯抽采回风巷B、 抽采煤层：各开采煤层区域防突措施首先应考虑保护层的开采，但由于目前C1煤层接替面翼不在突出鉴定范围内，仍存在突出的可能性，接替面翼尚不具备开采保护层的条件。因此，本设计考虑接替面翼C1煤层开采前采用布置顶板专用瓦斯抽采巷预抽瓦斯的区域防突措施。初期顶板专用瓦斯抽采巷布置在C1煤层顶板中（距C1煤层法线距20m），采用穿层钻孔对上下邻近煤层的瓦斯进行预抽，该抽采方法是解决掘进巷道煤层消突及回采面瓦斯超限的有效方法，是矿井采取的一项主要抽采措施。抽采方法见图6-1-3

图6-1-3顶板抽采巷预抽煤层瓦斯示意图A、图6-1-3顶板抽采巷预抽煤层瓦斯示意图a、 钻场布置：每个钻场长3m，高2m。钻场采用矿用工字钢梯形支架支护。钻场内抽采钻孔呈扇形布置，每个钻场服务两排钻孔，钻场间距暂定为40m。b、 钻孔长度：穿过各开采煤层顶（底）板0.5m以上c、 终孔间距：8m（实际抽采过程中根据抽采效果适当调整），上下煤层顺槽位置钻孔加密至3—5mod、 抽采孔口负压：不小于13kPae、封孔：水泥砂浆，封孔深度不小于5m。2）低负压抽采系统（1）回风巷设高位钻场打钻抽放采空区瓦斯的抽放方法该方法需作高位钻场，并在高位钻场打抽放钻孔抽采空区及裂隙带卸压瓦斯。钻场间距100m，钻场距煤层顶板20m左右，钻孔呈扇形布置，每个钻场打6一8个钻孔。这种布孔方式，要求工作面投产前施工一部分，在回采过程中，边回采，边施工，一般应保证超前工啰1一2个钻场。该理^放方法见图—r 150 一100m一6-1-4A_A3图6-1-4回风巷设高位钻场打钻抽放采空区瓦斯6-1-4A_A3图6-1-4回风巷设高位钻场打钻抽放采空区瓦斯1-工作面运输巷；2t工作面回风巷；3■高位钻场；4-抽放钻孔（2）采空区埋管抽采抽采巷道工作面回风顺槽。布置在工作面回风顺槽内安设抽放支管，抽放支管前端埋入采空区，边回采，边抽放采空区瓦斯，抽放管路上每隔4Q-50m安设一个三通。见图6-1-5图6-1-5埋管抽采采空区瓦斯示意图1恒风顺槽；2-抽采瓦斯管3） 封孔方式、材料及工艺钻孔封孔可采用膨胀水泥人力进行封孔。封孔材料为膨胀水泥，其配比为：76%硅酸盐水泥，12%矾土水泥，12%石膏粉与水混合搅拌而成。封孔方法：封孔前用水或压风将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，然后放入套管孔内抽放管）。套管直径25—108mm。往孔内送泥可用专用工具或将水泥做成圆柱形状分次送入，每送泥0.厂1.0m放入一个木塞，并用力捣实，直至封完钻孔。套管顶端应钻5一10直径为10mm的筛孔，以免煤、岩屑及杂物堵塞。挡盘直径要略小于钻孔直径。4） 设备选型及主要检测仪表（1） 钻机选用MYZ-150B防爆型钻机3台（2台使用，1台备用），其钻进深度可达150m，开孔直径87mm，终孔直径42mm，钻孔角度0一90°，配备动力15kW。（2） 主要检测仪表孔板式流量计2台安装在管道的直线段内，孔板前后最好有5m以上的直线段，孔板圆孔与管路要同一圆心，端面与管路轴线垂直。孔板式流量计安装在抽采总管、分管和支管上。AFJ-3-150U型急倾斜压差计3台。AFP系列皮托管4支。①光干涉瓦斯检定器AQJ-2型0—100%，2台。抽采方法（C1煤层突出鉴定区域内开采时）根据突出鉴定结论，C1煤层在假定范围（ABCD）内无突出危险性，且目前已布置出了首采工作面。因此，和C1煤层突出鉴定区域外开采时相比，投产时首采翼开采时暂不采用顶板瓦斯抽采巷对C1煤层进行预抽，即不采用图6-1-3所示抽采方法。其余抽采方法相同。瓦斯抽采系统及瓦斯抽采设备选型1）瓦斯资源储量、可抽量计算（1）瓦斯资源储量矿井瓦斯储量可按下列公式计算：WWWWWnaX11i1ii1WnaX22i2ii1WKWW)3 1 2式中:W一矿井瓦斯储量（Mm3）;W]一可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；W2一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）；W3一受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量（Mm3），实测或按上式计算；Ah一矿井可采煤层i的资源量（Mt）;X1.一矿井可采煤层i的瓦斯含量（m3/）;A2.一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（Mr）;X2.一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/）；K一围岩瓦斯储量系数，可取0.0厂0.20（本设计取0.05）；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。本次设计暂未获得该矿不可采煤层相关资料，因此，不可抽煤层瓦斯储量暂按0计算。因此，计算的该矿瓦斯储量如下表所示:可采煤层编号可采煤层资源（Mt）可采煤层瓦斯含量（m3/t）可采煤层瓦斯储量W] （Mm3） 不可采煤层瓦斯储量W（Mm3）围岩瓦斯储量可Mm3瓦斯储量W（Mm3）_抽采率（%）瓦斯可抽量 （Mm3） C5 0.8455 13J9 11.66 2 0 'LT3C4 0.907 13J1 12^3 0 C115875146123190—合计一J..UOtU 3^4 . 47.28 0.00 2.36—49.65—60.00%29.79——合计 3.34 47.28 L_根据上表计算，该矿瓦斯储量为49.65Mm3。（2）可抽瓦斯量可抽瓦斯量是指瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出来的最大瓦斯量。其概算法是：可抽采瓦斯量二瓦斯储量x抽放率按照《煤矿瓦斯抽采基本指标》要求，并结合我国目前抽采瓦斯的实际水平及设计对本矿煤层瓦斯抽采所采用的方法（综合抽采），取凡=60%。因此，根据上表计算，本矿可抽瓦斯量为49.65Mm3x60.00^=29.79Mm3。2）抽采管路系统矿井瓦斯抽采方式为在地面设置瓦斯抽采泵。设计考虑瓦斯抽采最长线路为全矿井开采时期。（1）抽采管路铺设（初期）主管高负压：地面瓦斯泵房一回风平硐一回风上山一区段石门低负压：地面瓦斯泵房一回风平硐一回风上山一区段石门支管高负压：①自11区段运输石门主管一111运输顺槽自12区段材料石门主管一111运输顺槽（掘进头1）自22区段材料石门主管一112回风顺槽掘进头2）自11区段运输石门主管一瓦斯抽采进风巷自22区段材料石门主管一瓦斯抽采回风巷低负压：自11区段材料石门主管一111工作面回风顺槽(2)抽采管路铺设(最长线路，仅作为瓦斯泵选型计算依据)主管高负压：地面瓦斯泵房…回风平硐…回风上山…区段石门低负压：地面瓦斯泵房…回风平硐…回风上山…区段石门支管高负压：自51区段材料石门主管-51区段材料斜巷-153工作面运输顺槽低负压：自51区段回风石门主管-51区段回风斜巷-153工作面回风顺槽高、低瓦斯抽采纯量的确定(1)高负压瓦斯抽采纯量的确定高负压瓦斯抽采量计算基础参数高负压瓦斯抽采包括利用煤层顶板瓦斯抽采巷区域预抽和本煤层顺层钻孔区域预抽等。区域预抽抽采量是根据要求在一定时间内利用煤层底板瓦斯抽采巷预抽和本煤层顺层钻孔预抽需将煤层瓦斯含量降到8m3/t(设计取7.9m3/)以下而确定；掘进工作面瓦斯钻孔抽采是在区域预抽达标的基础上，为防止出现煤层在掘进过程中发生煤与瓦斯突出事故，在巷道两帮作钻场向掘进工作面的前方施工钻孔进行的抽采，是作为要达到区域预抽效果的的一个辅助措施，因此，本次设计以区域预抽抽采量作为瓦斯抽采设备选型高负压抽采纯量的依据。A、 参与计算的煤层原始吨煤瓦斯含量见前表6-1-1oB、 参与计算的工作面参数根据该矿设计工作面的参数，工作面走向长度取550m、工作面倾斜宽取110m。C、 预抽时间根据国内瓦斯预抽经验，一般预抽时间不少于6个月。本次设计暂按6个月预抽时间考虑。矿井高负压瓦斯抽采量估算矿井设计在C4号和C1煤层之间布置专用瓦斯抽采巷，经计算对C1及以上煤层的抽采纯量为6.83m3/min各煤层瓦斯抽采量见表6-1-4。表6-1-4高•负压瓦斯!由采量计:算表序号煤层编号工作面斜长工作面走向长煤层厚度煤层容重煤层原始瓦斯含量煤层剩余瓦斯含量吨煤预抽瓦斯量瓦斯抽采量抽采时间瓦斯抽采量■J■1L-、(m)(m)(m)(t/n?)(m3/)(m3/)(m3/)(m3)(min)(m3/min)1C51105500.941.4713.797.95.89492138.612592001.902C41105500.951.4713.717.95.81490855.902592001.893C11105501.321.4714.617.96.71787565.982592003.04合计6.83(2)低负压瓦斯抽采纯量的确定低负压瓦斯抽采是当采煤工作面预抽消突后，煤矿在生产过程中，其产量要达到矿井生产能力，除风排瓦斯外，需根据实际情况采用高位钻孔卸压抽采、上顺槽埋管抽采等综合抽采技术进行抽采，其抽采量根据瓦斯限产需要确定。根据表6-1-1(2),预抽后开采C1煤层工作面相对瓦斯涌出量为7.86m3/t可计算工作面绝对瓦斯涌出量：Q =7.86)15x10000/(330沌4宏0)=2.48(m3/min)设计同时考虑矿井已采采空区瓦斯涌出系数和生产采区采空区瓦斯涌出系数，按AQ1018-2006标准表D.4分别按1.35,1.35取值，计算工作面的实际瓦斯涌出量为：Q工后实=Q工后冰1冰2=2.48X.35X.35=4.52(m3/min)K1——已采采空区瓦斯涌出系数，取1.35K2——生产采区采空区瓦斯涌出系数，取1.35根据瓦斯限产分析，考虑风排瓦斯量为1.74郝/min,则剩余的瓦斯由低负压抽放系统排走，则低负压抽放系统的抽放量为4.52-1.74=2.78m/min考虑瓦斯计算的误差及涌出的不均衡性，为缩短抽放时间，取低负压瓦斯抽放系统抽放纯量为3.0m3/min矿井总回风巷或一翼回风巷瓦斯和二氧化碳浓度不得超过0.70%，本矿井经预抽后绝对瓦斯涌出量为7.90m3/min本矿C1煤层开采时总配风40m3/§预计总回风瓦斯浓度为7.90/（4060）＞100%=0.33%，符合规定。根据贵州省人民政府办公厅文件（黔府办发[2008]83号）一一省人民政府办公厅关于加强煤矿瓦斯治理和综合利用工作的实施意见，矿井采掘工作面回风流中的瓦斯浓度必须治理到0.8%以下才能作业。工作面回风流经抽放后绝对瓦斯涌出量为2.48m3/min风排瓦斯考虑1.74m3/min其余考虑低负压抽放，工作面配风13m3/§瓦斯浓度为，1.74/（13宏0）河00%=0.22%，回采工作面及掘进工作面回风流瓦斯浓度满足通风要求。本设计根据分源预测法预测数据进行瓦斯抽采系统选择，矿井必须委托有资质的单位进行瓦斯抽采专项设计，本设计瓦斯抽采系统仅供瓦斯抽采专项设计参考。4）抽采管路管径、材质、规格抽采管路管径计算如下：d=0.1457（Q/V）0.5式中：d—瓦斯管内径，m;Q一瓦斯管混合瓦斯流量，m3/min;混合瓦斯浓度高负压按30%，低负压按10%计）V—瓦斯管内流速，m/s，计算时取10—15m/s取12计算m/s）。根据上述计算，设计高负压抽采总量为6.83郝/min设计抽采巷、采煤工作面运输巷抽采量按抽采总量的50%计算，掘进巷道抽采支管按采煤工作面抽采支管选取。设计低负压抽采总量为3.00m3/min考虑一定的抽采富余量，设计低负压支管流量按抽采总量的50%考虑。抽采管路选型计算及参数选择见下表:抽平系统管类别Q（纯量）瓦斯浓度Q（混合量） V d（计算）d（选择）实际流速备注JED/lx/J\—5/□高负压1_1X2DU主管W\-Lj1/683_L—-U/V1/八/—30%—W\/CL匚1—!—/2277— 12 0201—0225_—9^ 内径225mm焊接钢管支管342——30%—1138_ 12 0142—0150_107—内径150mm焊接钢管低负压1__>主管3.00——10%—30.00— 12 0.230—0.250—10.2—内径250mm焊接钢管支管150——10%—1500— 12 0163—0175—104—内径175mm焊接钢管根据上表计算结果，设计高负压选择管径为225mm的无缝钢管作为抽放主管，选择管径为150mm的无缝钢管作为抽放支管，低负压选择管径为250mm的无缝钢管作为抽放主管，选择管径为175mm的无缝钢管作为抽放支管。其管内流速满足AQ1027-1007第5.2.4经济流速5-15m/s之规定。矿方也可选择满足要求的其他材质的抽放管。5）抽采管路摩擦阻力（1）摩擦阻力Hi=9.81（Li^Qi2）/（Kd）Pa式中：△-混合瓦斯对空气的密度比，△=1-0.446C/100C-管路内甲烷浓度，%（高负压取30，低负压取10）;K-系数，根据管径选择；Li-管路i的总长度；Qi-管路i的混合气体流量，m3/h;- d-瓦斯管内径，cm。高负压：主管长度：L1=地面+风井+回风上山+区段石门（斜巷）（含联络巷）二60+377+295+165=897m支管长度：L2=153工作面运输顺槽=584m低负压：

主管长度：L1二地面+风井+回风上山+区段回风斜巷+区段石门（斜巷）（含联络巷）二60+377+210+30+141=818m支管长度：L2=153工作面回风顺槽=592m（2） 局部阻力根据以往工作经验，管路局部阻力按摩擦阻力的10%一20%考虑即可，取0.15抽平系统管类别 Li 抽平系统管类别 Li C △ Qi K d(dm)— Hi Hm Hz JLU/1x/J\jyU高负压LJ-XX,/J3主管—897——30%—0.86621366.170.71—22^—3474.727830.829005.44支管—584——30%—0.8662683090.70———15——435609低负压1_1主管—818——10%—09554180000071 25 3582577439.238555.12支管—592——10%—0955490000071 —17^—385667HZ=1.15Hm计算结果见下表:6） 标准状态下抽采系统压力计算标准状态下抽采系统压力可按下列公式计算：H=（Hr+Hc）正Hr=hrm+hr/hkHc=hcm+hc+hz式中：H 抽采系统压力（Pa）;Hr——抽采设备入口侧（负压段）管路最大阻力损失（Pa）;H——抽采设备出口侧（正压段）管路阻力损失（Pa）;K——抽采系统压力富余系数，可取1.2-1.8;hrm——入口侧（负压段）管路最大摩擦阻力（Pa）;hrj——入口侧（负压段）管路局部阻力（Pa）;hk——井下抽采钻孔的设计孔口负压（Pa）;hm——出口侧（正压段）管路最大摩擦阻力（Pa）;h.——出口侧（正压段）管路局部阻力（Pa）;hz——出口侧（正压段）的出口正压；出口进入瓦斯储气罐，可取3500—5000Pa因此，对于高负压：H古二（7830.82+7830.820C15+14000+5000）xL.5=42008.16Pa低负压：H=（7439.23+7439.23仪15+5000+5000）xL.5=27832.68Pa7） 抽采泵土况压力计算抽采泵工况压力可按下式计算：P=Pd-H式中：Pg 抽采泵工况压力（Pa）;Pd 抽采泵站的大气压力（Pa）。因此，对于高负压抽采泵:Pg古=93566.02-42008.16=51557.86Pa低负压抽采泵：PgS=93566.02-27832.68=65733.34Pa8） 标准状态下抽采泵流量计算低标准状态下抽采泵流量可按下式计算：Qb=QK/Xn式中：Qb-标隹状态下抽采泵的计算流量，m3/min;Q-最大的设计瓦斯抽采量，m3/min;X-抽采泵入口处预计瓦斯浓度，％（高负压取30%，低负压取10%）n泵的机械效率（%），可取80%K-抽采能力富余系数，可取1.2-1.8计算结果如下表:抽采系统QKXnQb高负压 6.83 1.5 30% 0.8 b 42.69 低负压3001510%0856259）抽采泵工况流量计算抽采泵工况流量可按下列公式计算:P=P=Pd-HT=273+t式中：Q-工况状态下的抽采泵流量，m3/min；Qb-标准状态下抽采泵的计算流量，m3/min；P0-标准大气压力（P0=101325），Pa；P一抽采泵入口绝对压力，Pa；T一抽采泵入口瓦斯的绝对温度（T=273+t）,K；T0-按瓦斯抽采行业标准规定标准状态绝对温度（T0=273+t0），K；t一抽采泵入口瓦斯的温度，取20C；扩瓦斯泵出口瓦斯的温度，取20C。根据前面计算，高负压抽采泵入口绝对压力，P古=93566.02-1.157830.82-14000=70560.58Pa低负压抽采泵入口绝对压力，P高=93566.02-1.157439.23-5000=80010.90Pa因此，抽采泵工况流量计算结果如下：抽采系统QbPt(r)T(K)Pt(°C)T(K)Q备注高负压42.69— 0 101325——20———293—70560580——20——0—293—g61.31—nuj低负压56.25—101325 20———293—80010.90 20———293—71.23—10）瓦斯泵的选型原设计中，设计高、低负压抽放系统各选择2BE1-306-1型水环式真空泵2台（1台工作、1台备用），共计4台。目前，该矿井高负压抽放系统安装有2BEA-303型水环式真空泵2台（1台工作、1台备用），该泵在40kPa吸入压力状态下工况流量为68.8m3/min,配套电机功率为55KW。低负压抽放系统安装有2BEC-42型水环式真空泵2台（1台工作、1台备用），该泵在55kPa吸入压力状态下工况流量为95.0m3/min配套电机功率为110KW。根据上述计算结果，已安装的瓦斯抽放泵能够满足高、低负压抽放系统设计要求，因此本次设计予以利用。因此，根据上述计算结果，瓦斯泵选择如下表:抽采系统 计算结果 瓦斯泵选型 工况流量（m3/min）工况压力（Kpa）型号泵流量(m3/min)泵压力（Kpa）功率（KW）台数备注高负压61.31—51.56— 2BEA-303 ―68.8— 40—— 55 2 已安装1用1备H—u低负压71.23—65.73— 2BEC-42 95 55 110 2 —已安装，1用1备—11）瓦斯抽采设备冷却采用循环水冷却方式，选用冷却水泵：IS65-50-125型2台（一台工作，一台备用），配套防爆电动机YB100L1-2（3kW，380V）。主要附属装置管路系统的附属装置有各类阀门、测压嘴、计量装置、钻孔（场）连接装置、放水器、防爆阻火器等。1） 计量器瓦斯抽采支管、干管以及各个钻场内设置FKL型计量装置。在瓦斯抽采管出口处还应设瓦斯浓度和流量等瓦斯参数测定装置等。2） 放水器在高低负压抽放进气主管放空管前端、排气主管放空管后端各安装一套1型自动放水器；在抽放管路的低洼、抽放钻场、管路拐弯、温度突变处及管路中每隔200-300m安装一个自动放水器。通过自动放水器自动将管道中的水放掉。3） 除渣装置在高低负压抽放进、排气主管闸门后端各安装一套FZQ-1型排渣装置。定期将管路中的渣物清除。4） 测压嘴在瓦斯主管、支管以及钻孔连接装置上均应设置测压嘴，以便经常观测管内压力，测压嘴的高度一般小于100mm，其内径4~10mm，平常用密封罩罩住或用细胶管套紧捆死，以防漏气。测压嘴还可作为取气样孔，以取出气样进行气体成分分析或测其瓦斯浓度。5） 控制阀门管路控制闸门：主管、支管每隔300m安装一个控制闸门；主管与支管的分支或管路的分叉处各安装一个控制闸门。瓦斯泵站控制闸门：瓦斯泵站进、排气主管，进、排气主管上的放空管各安装一个控制闸门；瓦斯泵的吸气管、排气管处各安装一个控制闸门。6） 防爆、防回火器设计选择水封式防爆、防回火器，安设于瓦斯泵进、出口管路上。7） 放空管安装在地面瓦斯泵进、出口管路上，靠近泵房。放空管设置位置，一般距泵房墙壁0.5-1.0m为宜，最远不得超过10m，且出口应加防护帽。放空管出口至少高出地面10m，且至少高出20m范围内建筑物房脊3m以上。井下管路的管理的安全措施1） 瓦斯管阻燃性本设计选择无缝钢管，为抗阻燃管材。2） 防砸无缝钢管具有一定的脆性，因此必须要注意防砸。（1加强巷道顶板支护和管理，经常检查巷道顶板情况，防止顶板掉矸砸坏瓦斯管；（2防止运输过程中的车辆掉道及所运输材料砸向瓦斯管；（3瓦斯管尽量铺设在无运输设备的巷道（回风巷道中）；（4防止用铁器（如铁锤、搬手等）砸瓦斯管产生火花而引发瓦斯爆炸。3） 防静电、防带电本设计选择无缝钢管，在入井处必须有良好的接地。管道不得与带电物体接触，并做好管道法兰盘连接处电气连接，管路每200m左右需要进行一处良好接地，以防静电和带电。4） 电气防爆各电气设备必须是获得MA标志的合格产品，以防电气失爆。瓦斯抽采站及其地面管路、瓦斯储气罐均要按GB50057《建筑物防雷设计规范》的第一类建筑物防雷要求，设置避雷装置（避雷针、避雷带、接地系统等），防止雷击并防止雷电波侵入井下。5） 防腐瓦斯管路需涂防腐剂，以防锈蚀。6） 防漏气新敷设的管路要求进行漏气检验，在用的瓦斯管也要进行气密性检查和检验。7） 防下滑倾斜巷道的管路，应用管卡将管路固定在巷道支护上，以免下滑，管卡间距为15一20m。8） 地面管路的防冻地面管路根据气温情况采取防冻措施，如将管路刷保温漆、包裹隔热石棉及涂刷保温沥青等。9） 防雷电在瓦斯泵房附近设置避雷针及避雷器，防止由于雷电引起的电火花破损坏建筑物或点燃放空管瓦斯，防止火灾等事故。10） 防底鼓瓦斯管路铺设离底板必须大于0.3m，防止底鼓破坏。瓦斯利用及监控1） 瓦斯利用目前瓦斯利用方式有：作为工业或民间液料直接加热、作为化工原料和燃气化电。但因用作原料直接加热的间断性以及用量的有限，性，使许多瓦斯的利用受到影响。因此，目前利用较多且较为成熟的技术是利用抽采瓦斯发电，然后利用瓦斯发电机组余热供暖。由于本矿井型较小，暂不考虑瓦斯利用。2） 瓦斯管路监控在瓦斯抽采泵输入管路中安设瓦斯抽采多参数传感器、管道压差传感器，当瓦斯浓度低于30%时打出出口放空侧阀门，直接放空。第二节矿井通风一、通风方式及通风系统通风方式通风方式：矿井通风方式为分列式。通风方法:矿井主要通风机的通风方法采用抽出式。回采工作面采用U型通风方式，掘进工作面采用局部通风机接风筒压入式通风。通风系统矿井为分列抽出式通风系统。通风线路111采面：新鲜风流从进风平硐…轨道上山^11区段运输石门…工作面运输顺槽…工作面…工作面回风顺槽-11区段材料石门…区段回风斜巷…回风上山…回风平硐…引风道f地面。矿井投产初期通风系统及通风网络图见插图6-2-1二、风井数目、位置、服务范围及服务年限详见下表：时期数目位置功能服务范围服务年限备注开采一采区3个主平硐、进风平硐、回风井）（1） 主平硐位于井田范围6号拐点附近+544m标高，顶板穿层布置；进风平硐、回风平硐位于位于矿区西南部C1和C4煤层露头间+703m、+707m标高，布置在C1煤层底板。（2） 三者井口距离均大于30m主平硐、进风平硐进风回风平硐回风为一采区（全矿井）服务主平硐、进风平硐及回风平硐为全矿井服务，即服务年限为矿井服务年限，8.3a改变全矿井通风系统时，必须编制通风设计及安全措施，并审批。

三、矿井风量、负压计算计算依据矿井瓦斯涌出预测结果详见表6-1-2（2）所示。矿井必须尽快委托有资质的单位测定本矿井煤层瓦斯含量等数据，并根据实测数据修改相关内容。通风容易时期和通风困难时期通风线路的确定本设计所选风机为全矿井开采服务。1） 通风容易时期通风容易时期为一采区113工作面开采时。2） 通风困难时期通风最困难的时期为一采区153工作面开切眼贯通刚形成通风系统时。风量计算矿井正常生产后必须进行矿井瓦斯等级鉴定，根据鉴定结果重新计算并校核并调整风机，如所选风机不合适时需更换风机。矿井必须进行通风能力核定，严格执行“以风定产”的原则，严禁超能力生产。1）按井下同时工作最多人数计算 参数 N K Q1备注矿井总风量计算 50 120 240 N今采掘人员及其他人员 计算公式：Q1=4NK式中：Q1一矿井总风量，m3/min;N一井下同时工作的最多人数，人；4一按井下每人每分钟4m3的单位风量计算矿井总风量。K-风量备用系数，取K=1.20。2）按各需风点实际需风量计算（1）回采工作面需风量计算①按抽采后瓦斯涌出量计算根据本章第一节中瓦斯涌出量预测计算，设计在采取瓦斯预抽措施将各煤层瓦斯含量降至8.0m3/t（7.9m3/）以下后，回采工作面瓦斯涌出量为2.48m3/min（产量按15万t/a计算），由于通风的需要，设计再采用开采层预抽（准备面顺层抽放、上顺槽埋管卸压抽放等综合抽放瓦斯措施，经综合抽放后（瓦斯综合抽放率约30%），工作面绝对瓦斯涌出量预计为1.74m3/min需要由通风排出，回采工作面配风量为390.98m3/min具体计算见下表:参数KaQ,抽采率qa.C1Qa1备洋 采面风量计算 1_8 采_248 3000%_174 0% 39098_计算公式：Qa1=Kaqa/(0.8/100-C1)式中：Q1-回风工作面需风量，m3/min;qa-回采工作面沼气的绝对涌出量，m3/min;Ka—回采工作面瓦斯涌出不均衡系数，它是最大涌出量与平均涌出量之比，一般对于机采工作面Ka为1.2一1.6，对于炮采工作面Ka为1.4—2.0。C1・回采丁作面入风流瓦斯浓度（不得大于0.5%），对于本矿可取0%时期 Va M——Imax时期 Va M——Imax——Lmin————Sa L ——Ka ——Qa2——备注UJ容易时期 1^ —1^2——5^———4^—6.20———140—— 1 55836开平C1煤层C-i0JRD困难时期_ nw 59 ZL9 /!/19 110 1 々Q779 ）1/I、〜L 开采」5煤层 计算公式：va耳值睥—I—ih—7^1，取值工作面温度.风速Va工作面长长度系数KaAQ<150.30.5<50L八C八0.815180.50.850800.9—18-200.8-1.080-120rcc-irr\ 1 1 -120231.01.5120150TLCTCC1.1—23-261.51.8150180 \rcc 1.2 J Q_J d Qa2=60xVaxSaxKaSa=(Lmin+Lmax)