瓦斯抽放系统阻力测试与改进设计方案word参考模板

目录
目录 (I)
第一章绪论 (1)
1.1课题来源及意义 (1)
1.2国内外瓦斯研究及抽放现状 (1)
1.2.1 国外瓦斯抽放现状 (1)
1.2.2 我国煤矿瓦斯研究及抽放现状 (2)
1.3瓦斯抽放系统 (4)
第二章矿井概况 (7)
2.1井田概况 (7)
2.1.1 位置与交通 (7)
2.1.2 井田范围和煤炭储量 (7)
2.2屯留3#矿井基本参数 (8)
2.2.1 矿井3#煤层瓦斯基本参数测定情况 (8)
2.2.2 矿井3#煤层瓦斯赋存规律 (9)
2.2.3 瓦斯可抽量 (11)
2.3矿井瓦斯涌出量计算 (12)
2.3.1 预测数学模型 (12)
2.3.2 综放工作面瓦斯涌出量预测 (15)
2.3.3 掘进工作面瓦斯涌出量预测 (16)
2.4抽放参数的确定 (17)
2.4.1抽放率的确定 (17)
2.4.2 根据煤层可抽性及抽放实践确定的抽放率 (21)
2.4.3 矿井３＃煤层采掘面设计的抽放率 (22)
2.4.4 抽放时间 (23)
第三章管道阻力损失计算理论 (24)
3.1管道阻力分类 (24)
3.1.1 沿程阻力与沿程损失 (24)
3.1.2 局部阻力与局部损失 (25)
3.1.3 总阻力与总能量损失 (25)
3.2管路中的局部损失 (25)
3.2.1 管道截面突然扩大 (26)
3.2.2 弯管 (28)
3.2.3 流阀门 (30)
3.2.4 非圆截面管路沿程损失的计算 (30)
3.2.5 减小局部损失的措施 (32)
3.3管路计算 (32)
3.3.1 简单管路 (35)
3.3.2 串联管路 (35)
3.3.3 并联管路 (36)
3.3.4 管网 (38)
第四章瓦抽放系统计算及设备选型 (41)
4.1抽放管路系统的选择及计算 (41)
4.1.1 抽放管路系统的选择 (41)
4.1.2 瓦斯抽放管路系统选择原则 (41)
4.1.3 瓦斯抽放管路系统的组成及布置 (42)
4.2瓦斯管径计算 (42)
4.2.1 抽放管材的选择和管径确定 (43)
4.3抽放管路阻力计算 (44)
4.3.1 直管阻力损失计算 (44)
4.3.2 局部阻力损失计算 (46)
4.4管路敷设及附属装置 (46)
4.5抽放设备选型计算 (47)
4.5.1 瓦斯泵流量计算 (47)
4.5.2 瓦斯泵压力计算 (48)
4.5.3 抽放泵选型 (49)
4.6泵房布置 (50)
第五章结论 (51)
致谢 (52)
参考文献 (53)
第一章绪论
1.1课题来源及意义
所谓矿井瓦斯抽放，就是在矿井中利用专门的巷道系统将瓦斯抽排至地面或井下回风巷道的安全地点，从而达到减少矿井瓦斯涌出量，实现安全生产的目的。

我国是世界上最大的产煤国，同时也是发生煤矿灾害事故最严重的国家。

瓦斯灾害是造成我国煤矿灾害事故严重的主要原因，预防瓦斯灾害对煤矿安全生产具有十分重要的意义。

随着矿井开采深度与开采强度的增加，矿井瓦斯涌出量日益增大，仅用通风办法稀释瓦斯，有时不仅在经济上不合算，在技术上也不合理。

抽放瓦斯可以降低采区及工作面瓦斯涌出量，能有效地解决瓦斯浓度超限，提高矿井安全性，降低通风费用，因此矿井瓦斯抽放是治理瓦斯的有效手段，而瓦斯抽放是防治煤矿瓦斯灾害事故的根本措施，所以，对瓦斯抽放系统的研究具有很重要的意义。

本课题通过对屯留井田瓦斯抽放的研究设计，分析出瓦斯抽放系统存在的问题，提出明确的设计方法与观点，对该问题进行数学分析和建立数学公式，为屯留矿区采空区瓦斯抽放提供一个科学的、量化的参考依据，进而解决屯留矿区瓦斯抽放的基本问题。

1.2 国内外瓦斯研究及抽放现状
1.2.1 国外瓦斯抽放现状
早在1907年美国学者Chamberlin和Darton研究概括出了甲烷聚集和运移的机理。

1910年为促进安全生产，减少甲烷灾害，美国成立了矿业局这一专门的政府机构。

1928年Rice提出了在采煤前采用垂直钻孔从煤层中除去甲烷的设想。

然而，在随后的40年里，控制甲烷的通用做法仍然是降低煤炭产量和建立复杂的通风系统。

1964年Lindine 等根据所观察到的气含量和残余气含量与深度之间存在的非线性函数关系，提出了第一
个预测生产矿井瓦斯涌出量的经验模型。

1968年，Airey从理论上推导出第一个预测矿井静止工作面瓦斯释放量的偏微分方程，采用解析法求解，建立了一维、单孔隙、气相的产量预测解析模型。

1972年Price-Abdalla提出了二维、单孔隙、气一水两相综合性产量预测的数学模型和有限差分的数值模型，该模型能求解具不规则边界条件和模拟工作面推进的移动内边界问题，并且开发了相应的计算机软件工NTERCOMP-1。

经过长期的矿井瓦斯抽放工作实践，人们逐渐认识到煤层气既是影响煤矿生产的灾害性气体，同时也是一种高效洁净的替代能源。

1969年美国矿业局钻出了第一个采空区瓦斯抽放井。

1973年石油禁运引发的能源危机，强化了对煤层气资源的需求，由此在美国掀起了煤层气地面垂直井开发试验的热潮。

1949~1950年间，比利时和英国先后进行工业规模的瓦斯抽放，年抽放量达5700m3。

1951~1987年间，世界煤矿瓦斯抽放量呈线性增加，自1951年的1.246亿扩增至1987年的54.31亿m3，抽放瓦斯的矿井由68个增加到619个，单个抽放矿井的平均年抽放量由1951年的198万m3/井，增至1987年的877万m3/井。

到目前为止，世界上己有17个采煤国家进行了瓦斯抽放，年抽放量超过1亿扩的国家有10个，如原苏联、德、英、中、法、美、波、日、澳等。

其中原苏联抽放瓦斯量最多，达21.2亿扩，德、英年抽放瓦斯量均在5亿扩以上。

这些国家都把抽放瓦斯工作作为治理瓦斯的生产工序，是高瓦斯含量煤层回采中一个必不可少的工艺环节.国外主要采用综合的总体抽放方式，在掘进过程中抽放瓦斯，回采过程中边采边抽和采空区抽放，千方百计地增加瓦斯抽放量，提高瓦斯抽放率，同时建立瓦斯监测系统，为矿井的安全生产提供了很大的保障。

1.2.2 我国煤矿瓦斯研究及抽放现状
我国工业抽放瓦斯始于1938年的抚顺龙凤矿，但系统地连续抽放瓦斯是1952年在龙凤矿建抽放瓦斯泵站开始的。

我国煤矿的瓦斯灾害是比较严重的，在原国有重点煤矿576处矿井中，高瓦斯矿井、煤与瓦斯突出矿井有277处，占48%，且95%以上的矿井具有煤尘爆炸危险，更加剧了瓦斯的威胁。

据统计，在1991～2000年间，瓦斯事故死亡人数总体呈上升趋势。

1991年死亡1364人，2000年死亡2662人，10年中增加近一倍。

2001年全国煤矿事故死亡5670人，瓦斯事故死亡2436人，占总死亡人数的43%。

2002年，在一次死亡3人以上和10人以上的重、特大事故中，瓦斯事故所占比重最大。

每年在10人以上重、特大死亡事故中，瓦斯事故死亡人数占总死亡人数的比重基本在80%以上。

由此可见，瓦斯事故是制约我国煤矿安全状况好转的最主要因素。

不把瓦斯事故控制住，就不能实现全国煤矿安全生产状况的稳定好转，也无法保障煤炭工业的持续健康发展。

而作为防治瓦斯灾害事故的主要技术措施的瓦斯抽放，虽然取得了较快地发展，但总体上看水平仍然较低。

我国目前的平均抽放率仅有23%，而俄罗斯、美国、澳大利亚等主要采煤国家的抽放率均在50%以上，大大高于我国。

目前，我国煤矿总体瓦斯抽放效果不佳，具体表现为瓦斯抽放率低。

我国抽放率低的原因主要有以下几点：一是有些矿井该建抽放系统而未建，据2001年统计，国有大中型矿井中的277座高瓦斯矿井，其中有154座未建立瓦斯抽放系统；二是煤层基础条件差，透气性普遍较低；三是钻孔工程量少，有些矿井虽然建立了抽放系统，但对瓦斯抽放的认识不高，也缺乏相应的巷道和钻孔工程；四是抽放方法落后，很多矿区缺乏对瓦斯抽放工艺方法的研究，几十年一贯制，抽放效果差，难以满足安全生产的要求。

尤其是放顶煤采煤法推广以后，工作面单产大幅度提高，日产3000～5000t已是较低水平，日产万吨也较普遍，因此工作面瓦斯涌出量也大幅增长。

另外，我国抽放瓦斯的发展亦不平衡，有些矿区频繁发生瓦斯爆炸，也从一个侧面说明瓦斯抽放工作搞得不好，不能满足安全生产的要求。

一些企业的领导“安全第一”的观念还没有牢固树立，对抽放瓦斯重要性的认识仍然不够，对抽放瓦斯装备等的投入不能满足实际工作的需要，有些地方仍然维持在20世纪80年代的水平，须尽快转变观念，加快抽放瓦斯系统建设及更新改造。

只有这样才能从根本上提高抽放瓦斯的能力，减少瓦斯事故的发生，提高安全生产水平。

瓦斯抽放是防治煤矿瓦斯灾害事故的根本措施，我国政府及有关部门对此给予了高度重视。

从20世纪50年代开始，我国就将瓦斯抽放作为治理煤矿瓦斯灾害的重要措施在高瓦斯和突出矿井推广；2002年，国家煤矿安全监察局制定了
“先抽后采，以风定产，监测监控”的煤矿瓦斯防治方针，强化了瓦斯抽放治理瓦斯灾害的地位；《煤矿安全规程》（2001年版）也以法规的形式对煤矿瓦斯抽放作了详尽的规定。

半个世纪以来，我国实施瓦斯抽放的矿井数量和瓦斯抽放量逐年稳步上升，抽放瓦斯总量仅少于美国，居世界第2位。

尽管如此，和煤矿瓦斯灾害治理对瓦斯抽放的要求相比，我国煤矿瓦斯抽放效果有待提高。

1.3瓦斯抽放系统
瓦斯抽放系统是由一系列抽放设备组成的，通过形成一定负压将瓦斯从煤层中抽出并通过管道输送到地面或者其他安全地方。

它主要由瓦斯泵、管路系统、流量计和安全装置等组成。

1.瓦斯泵
我国常用的瓦斯泵主要有离心式瓦斯泵、回旋式瓦斯泵和水环式真空泵。

水环式真空泵具有真空度高、负压大、流量小、安全性能好的特点，在我国广泛应用。

2.抽放管路
瓦斯抽放管路系统主要有主管、分管、支管及附属装置等组成。

管路直径的大小可根据瓦斯的抽放量和管路的不同位置进行确定。

对瓦斯管路敷设的要求为：瓦斯抽放管路应设在曲线最少、距离最短、尽量减少弯头的使用和矿车不经常通过的巷道，减少矿车碰撞的概率，并架设一定高度和固定在巷壁上，以免水淹腐蚀管路，缩短管路的使用寿命。

3.流量计
在瓦斯抽放管路和各个钻场内安装流量计是为了全面掌握和了解瓦斯的抽放情况，更好的管理瓦斯抽放工作。

4.安全装置
瓦斯抽放系统的安全装置主要有“三方装置”和放水装置。

1）三方装置是指安设在地面瓦斯抽放泵吸气管路中具有防回火、防回气、和防爆炸作用的安全装置。

2）放水装置是安装在抽放管路上的，为了放出管路中的水，减少负压的降低。

图1-1 矿井瓦斯抽放与利用设施布置示意图
1--井下抽放瓦斯区 2--瓦斯钻孔 3--瓦斯钻场 4一钻场分支管 5一抽放区支管6--抽放区流量计 7一阀门 8—抽放瓦斯主管 9—放水器 10—抽放主管阀门11—放水器 12—抽放主干管阀门13一井下抽放主干管 14一地面防爆阻火器 15一放水器 16--避雷器 17--防爆阻火器 18一放空管 19一阀门 20--瓦斯泵 21一阀门 22—放空管 23--阀门 24--流量计 25--避雷器 26一瓦斯罐 27--防爆阻火器 28一地面瓦斯供应干管 29--放水器 30--地面供应住宅区 31--瓦斯发电厂 32一地面瓦斯利用车间 33--井口 34一瓦斯泵房
第二章矿井概况
2.1 井田概况
2.1.1 位置与交通
屯留井田位于山西省屯留、襄垣县境内，潞安矿业（集团）公司西部。

矿区对外交通有太（原）焦（作）铁路、邯（郸）长（治）铁路和太（原）洛（阳）公路。

太焦铁路经矿区东部由北向南通过，太焦铁路的夏店站距潞矿集团约7km，距五阳站16km。

以夏店站为起点距太原市约230km，距焦作市约204km，距邯郸市约216km。

本矿选煤厂距邯长铁路长治站。

2.1.2 井田范围和煤炭储量
（1）井田范围
屯留矿井田井界为：北与文王山断层为界，南以西魏正断层西端点与坐标点（X=4015350，Y=38392000）连线为界；西以经线38392000为界，东以经线3840200为界。

Km
井田走向长约16Km，倾斜宽10km，面积160.242
（2）煤炭储量
矿井煤炭地质储量为1528.28Mt，可采储量为679.93Mt。

其中3#煤层地质储量为1281.98Mt，可采储量为636.04Mt。

详见表2－1－1。

表2－1－1 矿井煤炭储量汇总表
2.2 屯留3#矿井基本参数
煤层瓦斯基本参数包括煤层瓦斯压力、瓦斯含量、钻孔自然瓦斯涌出量、钻孔瓦斯涌出衰减系数、煤层透气性系数、煤的工业分析、瓦斯吸附常数、煤的孔隙率、煤的瓦斯放散初速度、坚固性系数及钻孔瓦斯组分等参数。

2.2.1 矿井3#煤层瓦斯基本参数测定情况
重庆分院《潞安矿区3#煤层瓦斯赋存及涌出预测研究研究报告》提供的在屯留矿井底车场附近南翼胶带机巷进行的煤层瓦斯基本参数测定结果为：
原煤瓦斯含量： 8.4～8.63m3/t，平均8.51m3/t
残存瓦斯含量： 2.37m3/t
煤层瓦斯原始压力： 0.42～0.45MPa
钻孔瓦斯流量衰减系数：0.0811～0.2525d-1
煤层透气性系数： 0.524～1.7415m2/MPa2·d
百米钻孔瓦斯涌出量： 0.015～0.037m3/min·hm
瓦斯放散初速度△P： 20
煤的坚固性系数： f=0.44～0.53
煤的空隙率： 4.93～6.71％
是否处于沼气带：处于沼气带
抽放难易度：较难抽放到可以抽放类型
煤层对瓦斯的吸附性：吸附常数a=26.2098～31.4086m3/t，b=1.0969～1.6836Mpa-1，
吸附表面积为70.0939m2/g，吸附能力很强。

2004年，中国矿业大学在南二胶带大巷及余吾断层附近测定3#煤层的瓦斯含量为7.18～7.80m3/t。

鉴于上述两个单位测定3#煤层瓦斯含量的结果较为接近，从保证矿井安全的角度出发，采用相对较大的重庆分院测定结果为基础。

地勘期间采用直接法测定了3#、12#、15-2、15-3煤层的瓦斯含量，其结果见表2-2-1。

表2－2－1 地勘期间煤层瓦斯含量测定结果表
2.2.2 矿井3#煤层瓦斯赋存规律
屯留矿井田范围较大，分布着较多的褶曲构造和断层，造成煤层瓦斯赋存极不均衡。

根据地勘期间测定的瓦斯含量资料分析，在向斜轴部的瓦斯含量一般较高，在背斜轴部的瓦斯含量一般较低。

这次在井底车场附近的南翼胶带机巷，采用间接法测定3#煤层瓦斯含量，共打5个钻孔，测得3号煤层瓦斯压力为0.42～0.45MPa，计算煤层瓦斯含量值为8.4～8.63 m3/t，平均为8.51 m3/t。

测定结果比较接近，较真实地反映了测定区域的瓦斯含量分布情况，但并不能完全代表整个井田的瓦斯含量分布情况。

由于目前还处于基建施工阶段，掘出的巷道较少，不可能在较大范围内打更多的钻孔来测定煤层瓦斯压力。

为此，可以利用地质勘探期间所测瓦斯含量与建井期间实测瓦斯含量进行对比
分析，寻找相关系数，然后以地勘中所测瓦斯含量为基础，预测各区域的瓦斯含量平均值。

从屯留井田3#煤层地质勘探钻孔上可以找到，在测定区域附近、埋深为494～530m 的地质勘探钻孔(902、903、1103钻孔)所测定的瓦斯含量为5.53～9.76 m3/t·г（可燃基），换算成原煤瓦斯含量为4.96～8.34 m3/t，平均为6.13 m3/t，则瓦斯含量修正系数为K=1.39（与重庆分院测定结果比较）。

全矿井3#煤层修正后的瓦斯含量值见表2－2－2。

表2－2－2 地勘期间煤层瓦斯含量测定及与实测比较修正结果表《瓦斯治理研究报告》对屯留矿井3#煤层各钻孔的埋藏深度与瓦斯含量的分析如图3-1所示，得出了如图2-1所示的瓦斯含量与煤层埋藏深度关系。

图 2-1 屯留矿3#煤层瓦斯含量与埋深关系
W=0.028H-3.8531 （2-1） 式中 H ——煤层埋藏深度(450.08m ≤H ≤901.4m)，m 。

2.2.3 瓦斯可抽量
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，《抽放可研报告》对其计算下：
抽w ＝Wc ·可k （2-2）
式中：
抽w ——可抽瓦斯量，Mm 3； 可k —可抽系数； 可k ＝K 1·K 2·K g ’
K 1——煤层瓦斯排放系数； K 1＝K 3(X
X k )÷X
K 3——瓦斯涌出程度系数； X ——煤层原始瓦斯含量，m 3
/t ；
X k ——运到地面煤的残余瓦斯含量，m 3
/t ； K 2——负压抽放时抽放作用系数，K 2＝1.2； K g ’
——矿井瓦斯抽放率，%。

因屯留矿井瓦斯涌出主要来自于开采层，所以今后的瓦斯抽放基本上属于开采层瓦斯抽放，所以取K 3＝0.95。

经计算3#煤层的残余瓦斯含量计算为2.37m 3
/t(按绝对瓦斯压力为0.1MPa 计算)，其他煤层因没有采取煤样测定瓦斯吸附常数，所以无法计算有关煤层的残存瓦斯含量，只有近似采用3#煤层的残存瓦斯含量。

屯留矿井3#煤层属于较难抽放到可以抽放类型，根据国内瓦斯抽放经验对瓦斯抽放率K g
=0.5。

屯留矿井瓦斯可抽量计算结果见表2-2-3，从表中可以看出，矿井瓦斯可
抽量为8571.428
Mm3其中3#煤层瓦斯可抽量为7455.834Mm3,这为屯留矿井瓦斯抽放提供了较为充足的资源条件。

表2-2-3 矿井瓦斯可抽量计算结果表
2.3 矿井瓦斯涌出量计算
根据《瓦斯治理研究报告》对矿区采掘工作面瓦斯涌出进行的研究，得出了分源统计预测法，即采用以分源预测法为主体、并根据矿区瓦斯涌出统计对分源预测法进行修正的综合预测方法。

使用该预测模型对已采部分回采工作面和掘进工作面进行了预测，其结果为回采工作面的预测误差为2.13%～14.25%，平均误差为8.64%，预测准确率为85.75%～97.87%；掘进工作面的预测误差为5.51～14.43%，平均为8.89%,预测准确率为85.67%～94.49%。

预测准确率均达到85%以上。

2.3.1 预测数学模型
1．矿井相对瓦斯涌出量按下式计算：
Q=Q1+Q2+Q3（2-3）
式中：
m t d⋅;
Q——采区相对瓦斯涌出量，3
m t d⋅;
Q1——回采工作面相对瓦斯涌出量，3
Q 2——掘进工作面相对瓦斯涌出量，3
m t d ⋅;
Q 3——采空区相对瓦斯涌出量，3
m d ⋅。

2．回采工作面瓦斯涌出预测数学模型
回采工作面的瓦斯涌出量由开采层、邻近层和采空区（含围岩）瓦斯涌出量三部分组成，其相对瓦斯涌出量按下式确定：
1Q ＝'1Q ＋'
2
Q ＋'3Q （2-4） 式中：
'1Q ——开采层相对瓦斯涌出量，3m d ⋅；
'
2
Q ——邻近层相对瓦斯涌出量，3m d ⋅； '3
Q ＇
——采空区（含围岩）相对瓦斯涌出量，3m t d ⋅。

开采层相对瓦斯涌出量按下式确定：
Q 1＇
＝K 6 (K 1+K 2)·(X －X k ) （2-5） 式中 ：
K 1——采煤方法系数，K 1＝
L h
L
-2； L ——回采工作面长度，m ；
h ——巷道煤体瓦斯排放带宽度，m ，对瘦煤和焦煤取h ＝14m ； K 2——煤柱影响系数，K 2＝
∑L /l ；
l ——采空区中残留煤柱沿倾斜方向的宽度，m ；
K 6——开采影响系数。

邻近层相对瓦斯涌出量按下式确定： Q 2＇
＝
∑e
m m i
（X i －X ki ）（1－h h i p
） （2-6） 式中：
m i ——第i 邻近层厚度，m ；
m e ——开采层开采厚度，m ；
X i ——第i 个邻近层的原始瓦斯含量，m 3
/t ； X ki ——第i 个邻近层残余瓦斯含量，m 3/t ； h i ——第i 个邻近层至开采层的距离，m ；
h p ——受采动影响的瓦斯排放带范围，对下邻近层h p ＝35m 。

采空区（含围岩）相对瓦斯涌出量按下式确定： Q 3＇
＝K n Q 1＇
式中 K n ——由顶板管理方法决定的采空区（含围岩）瓦斯涌出系数，全面冒落法管理顶板时，取K n ＝0.25。

3．掘进工作面相对瓦斯涌出预测数学模型
掘进工作面的瓦斯涌出量由落煤瓦斯涌出量和煤壁瓦斯涌出量两部分组成，其绝对瓦斯涌出量按下式确定：
掘q ＝煤q ＋壁q （2-7）
式中：
掘q ——掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m 3/min ；
煤q ——落煤瓦斯涌出量，m 3/min ；
壁q ——煤壁瓦斯涌出量，m 3/min ；
煤q ＝SV γ(X －X c ) （2-8）
式中 ：
S ——煤巷掘进断面积，m 2
； V ——掘进速度，m/min ； γ——煤的密度，t/m 3。

壁q ＝KNUVQ 0(2L V
－1) （2-9）
式中 ：
K ——巷道异常瓦斯涌出系数，一般取1～1.5； N ——掘进巷道个数，双巷掘进，N=2； V ——单巷掘进速度，m/min ；
U ——巷道暴露煤壁在巷道横断面上的周长，m ； L ——掘进工作面长度，m ；
Q 0——煤壁初始瓦斯涌出量，m 3
/m 2
·min ，按下式计算： Q 0＝0.026[0.0004(V r )2
＋0.16]X （2-10） 式中：V r
——煤的挥发份，%。

掘进工作面的相对瓦斯涌出量按下式计算：
Q 2
=
A
q 掘
（2-11）
式中：A ——矿井平均日产量，t/d 。

４、采空区相对瓦斯涌出量计算
Q 3＝K 2（Q 1+Q 2） （2-12） 式中 K 2——采空区瓦斯涌出系数，取K ＝0.2。

2.3.2 综放工作面瓦斯涌出量预测
预测采区的基本情况见表2-3-1，预测结果见表2-3-2。

从表中可以看出，屯留矿井余吾断层附近试采面(综放)的相对瓦斯涌出量为5.38m 3
/t.d ；绝对瓦斯涌出量将达到37.37m 3
/min 。

首采面(综放)的相对瓦斯涌出量为10.81～15.95m 3
/t.d ；绝对瓦斯涌出量将达到67.59～99.71m 3
/min 。

屯留矿井高瓦斯区综放面的相对瓦斯涌出量为19.03m 3
/t.d ；绝对瓦斯涌出量将达到127.75m 3
/min 。

表2-3-1 预测区域回采工作面基本情况一览表
注:3#煤层的残存瓦斯含量为2.37m3/t。

表2-3-2 综放工作面瓦斯涌出预测结果一览表
2.3.3 掘进工作面瓦斯涌出量预测
1．高瓦斯区采面瓦斯涌出
如前所述，矿井高瓦斯区采面瓦斯涌出量为19.03m3/t.d，按工作面设计年产量2.9Mt/a计算，则回采工作的绝对瓦斯涌出量为127.75m3/min。

2．高瓦斯区掘进面瓦斯涌出
由上述计算可得：1个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为：
q掘＝25.97m3/min。

按矿井达产时配备5个综掘工作面，则掘进工作面相对瓦斯涌出量为：
Q2＝5×25.97×1440÷20000
＝9.35m3/t.d
3．高瓦斯区采空区相对瓦斯涌出量计算：
Q3＝K2（Q1+Q2）
＝0.2×（19.03+9.35）
＝5.68m3/t.d
4．高瓦斯区矿井相对瓦斯涌出量计算：
Q＝Q1+Q2+Q3
＝19.03+9.35+5.68
＝34.06m3/t.d
根据上述计算结果，矿井相对瓦斯涌出量为34.06m3/t.d，按矿井设计生产能力6.0Mt/a计算，则矿井绝对瓦斯涌出量为473.06m3/min。

2.4 抽放参数的确定
2.4.1抽放率的确定
1．根据采掘情况、通风及瓦斯涌出量确定的采掘面瓦斯抽放率
1）高瓦斯区
（1）高瓦斯区综放面瓦斯治理方案
根据《瓦斯治理研究报告》，在矿井高瓦斯区，屯留矿井高瓦斯区瓦斯含量为15.87m3/t，综放开采工作面的日产量在9667t时，工作面瓦斯涌出相对量最大为19.03m3/t，对应绝对量为127.75m3/min，其中开采层为90.63m3/min，占总涌出量的70.94%；邻近层为14.44m3/min，占总涌出量的11.30%；采空区(围岩)为22.68m3/min、占总涌出量的17.76%。

工作面采用“3进2回加采区专用瓦排巷”（试采面两进一回加外错瓦斯巷，切眼断面12m2）的巷道布置，通风方式，工作面总供风4200m3/min，工作面配备ZFS6000/17/33型放顶煤液压支架，有效通风断面为11.9m2时，工作面可以进风2856m3/min（47.6m3/s），其余1344m3/min风量从工作面回风侧的进风巷通过。

根据《瓦斯治理研究报告》,矿井高瓦斯区综放面瓦斯治理方案如表2-4-1所示。

表2-4-1 高瓦斯区综放面瓦斯治理方案表
（2）高瓦斯区掘进面瓦斯治理方案
m(矩形断面)，根据《瓦斯治理研究报告》预测，工作面巷道长2500m，断面13.282
煤层瓦斯含量15.87m3/t，月进500m时预计其瓦斯涌出量为25.97m3/min，其中落煤涌出3.23m3/min，煤壁涌出22.74m3/min。

掘进面的供风量设计为2000m3/min，通风解决瓦斯涌出量20.00m3/min，尚有5.97m3/min的瓦斯须由抽放治理。

此时预抽率为10％可减少涌出2.65m3/min瓦斯，加上掘进面煤壁抽放减少涌出3.32m3/min瓦斯，可解决掘进面瓦斯涌出问题。

2）首采面
（1）首采综放面瓦斯治理方案
根据《瓦斯治理研究报告》，屯留矿井首采面瓦斯含量为10.15～13.84m3/t(以下取最大值)，综放开采工作面的日产量在9000t时，工作面瓦斯涌出相对量最大为m3，对应绝对量为99.71m3/min，其中开采层为78.88m3/min，占总涌出量的15.95t
79.00%；邻近层为1.12m3/min，占总涌出量的1.00%；采空区(围岩)为19.72m3/min、占
总涌出量的20.00%。

根据《瓦斯治理研究报告》,工作面采用“3进2回加采区专用瓦排巷”的巷道布置、通风方式，首采面总供风6200m3/min
矿井首采面综放面瓦斯治理方案如表2-4-2所示。

表2-4-2 首采面综放面瓦斯治理方案表
（2）首采面掘进面瓦斯治理方案
m(矩形断面)，煤层瓦斯含量根据预测，工作面巷道长2000m，断面13.282
13.84m3/t，月进500m时预计其瓦斯涌出量为17.16m3/min，其中落煤涌出2.10m3/min，煤壁涌出15.06m3/min。

由于首采面掘进基本上无抽放时间，建议掘进面的供风量设计为2000m3/min（通风解决瓦斯涌出量20.00m3/min），通风基本能达到治理掘进面瓦斯涌出的目的。

3）试采面
（1）试采面瓦斯治理方案
根据预测，屯留矿井试采面瓦斯含量为7.8m3/t（中国矿大测定），综放开采工作面的日产量在10000t时，工作面瓦斯涌出相对量最大为 5.58m3/t，对应绝对量为37.37m3/min
工作面采用“2进1回加瓦排巷”的巷道布置、通风方式，采面总供风2880m3/min(工m,按4m/s风速计算，可通过风量2880m3/min)。

作面断面122
建议矿井试采面瓦斯治理方案如表2-4-3所示。

表2-4-3 试采面瓦斯治理方案表
（2）试采面掘进面瓦斯治理方案
根据预测，工作面巷道长2000m ，断面13.282m (矩形断面)，煤层瓦斯含量7.80m 3
/t ，月进500m 时预计其瓦斯涌出量为9.48m 3
/min ，其中落煤涌出1.00m 3
/min ，煤壁涌出8.48m 3
/min 。

由于试采面掘进基本上无抽放时间，建议掘进面的供风量设计为
2000m 3
/min （通风解决瓦斯涌出量20.00m 3
/min ），通风能达到治理掘进面瓦斯涌出的目的。

4)由上可知，由矿井采面产量、掘进面情况、采掘面通风及瓦斯涌出量确定相应瓦斯抽放率如表2-4-4所示。

表2-4-4满足矿井采掘面情况、瓦斯涌出及通风的瓦斯抽放率。