煤矿底板巷瓦斯抽采设计.doc

安阳鑫龙煤业（集团）龙山煤业公司25051上底板巷瓦斯抽采设计施工队： 编 制： 审 核： 总 工： 总经理： 通风防突部二零一二年三月份龙山煤业公司安全技术措施审批单措施名称25051上底板巷瓦斯抽采设计编制人编制时间年 月 日通风部机电管理部生产技术部安全监察部调度室通风副总工程师生产副总工程师安全副总生产副总矿总工程师施工单位目 录一 工作面概况- 4 -1、工作面相对位置- 4 -2、煤层概况- 4 -3、地质概况- 4 -4、工作面水文情况- 5 -5、工作面瓦斯赋存情况- 5 -二 抽放的必要性和可行性- 9 -1、抽放的必要性- 9 -2、抽放瓦斯的可行性- 9 -三、25051上底板巷基本抽采指标- 10 -1、瓦斯抽放量- 10 -2、吨煤钻孔量- 11 -四 瓦斯抽放方法设计- 12 -1、抽放方法选择- 12 -2、抽放钻孔布置- 12 -3、抽放效果预测- 14 -五 抽放管路系统设计- 14 -1、抽放管道的管径选择- 14 -2、管道阻力计算- 14 -3、抽放管路的布置- 15 -4、瓦斯抽放管路标准- 16 -5、抽放管路的附属装置- 19 -6、瓦斯抽放管路编号管理标准- 21 -六 瓦斯抽放泵的选型- 23 -1、瓦斯泵的抽放负压- 23 -2、瓦斯泵的额定流量- 23 -3、抽放泵站配置要求- 23 -七 抽放系统的管理- 25 -1、瓦斯流量的测定- 25 -2、抽放管路压力测定- 26 -3、瓦斯浓度的检测- 27 -八 25051上底板巷瓦斯抽放工程量预算- 27 -1、25051上底板巷钻孔工程量- 27 -2、25051上底板巷瓦斯抽放管路材料工程量- 28 -附录一 抽放系统施工安全措施- 29 -附录二 机械封孔设计- 34 -25051上底板巷瓦斯抽采设计一 、底板巷概况1、底板巷相对位置25051上底板巷位于天喜镇西北，地表为丘陵地带。该底板巷上部为25031工作面，下部为25071工作面，东部为25采区边界，西部为23采空区和15采空区。2、煤(岩)层概况矿区属石炭、二叠系含煤地层。岩层倾向北、西北，倾角一般为2033。矿区大部被第四系掩盖。根据钻孔、井筒揭露和区域地层资料，以及地表出露，本区赋存地层从老到新主要为奥陶系中统马家沟组（O2m），石炭系中统本溪组（C2b）及上统太原组（C3t），二叠系下统山西组（P1sh）下石盒子组（P1x），二叠系上统上石盒子组（P2s）及石千峰组（P2sh），第四系（Q）。25采区位于龙山向斜东翼，本区为单斜构造，煤层产状变化不大，走向变化不大，煤层倾角2033，平均30，本区开采的二1煤，位于山西组底部，上距鲕状铝土质泥岩（A层）80m左右，下距C3L8灰岩20m，大煤伪顶不发育。直接顶为泥岩，砂质泥岩，厚3.57m，平均6m，老顶为粉沙岩和中粒砂岩，厚2831m，平均30m，直接底为炭质泥岩和泥岩，厚39m，平均6m，煤层平均厚度5.7m，容重1.46吨/m3。3、地质概况25采区主要构造为断层，分布在采区的周边，主要是FD11、F307断层 ，可能影响工作面布置，分述如下：1、 F307断层在工作面东部外围，该断层为正断层，位于天喜镇村北，紧邻矿区东部边界，走向近南北向，倾向295，倾角70。落差1520m，延展长度900m。该断层地表有出露，有探槽揭露。2、 FD11断层位于工作面东北部，倾向300，倾角70，落差033m，延展长度500m，其南部穿入25071工作面。25051上底板抽放巷设计布置在距煤层底板1022m处（垂距），该巷道位于25采区东翼，根据三维地震资料和25轨道下山和25回风下山掘进期间收集的资料，本巷道地质构造较少，无陷落柱等复杂地质构造。4、底板巷水文情况(1).主要含水层奥陶系灰岩含水层：为煤系地层的基底，厚度大于400m，上距二1煤底板约150m，在矿区的南部和西部山区广泛出露。该灰岩含水层厚度大而稳定，含丰富的裂隙、岩溶承压水，地下水补给来源充足，水位稳定，富水性强，对坑道充水的危害程度较大，泉水出露标高+136.30+140.75m，泉水单位涌水量为2.97179.41L/sm，水量稳定，水质良好，属低矿化度的HCO3CaMg型水，但距离巷道较远，隔水层厚，对巷道掘进影响不大。太原组灰岩岩溶裂隙含水层：太原组厚55.5357.94m，水位埋深3.2011.45m，标高+130.95+176.34m。主要含水层是L2和L8两层灰岩，含裂隙岩溶承压水，其顶部的L8灰岩含水层厚1.37.3m，上距二1煤底板约8.7058.52m，其含水量不均匀，水质为HCO3K+Na及SO4HCO3Ca型水，单位涌水量为0.00218 L/sm，渗透系数为0.0159m/d。该含水层为二1煤底部重要的充水水源，裂隙发育，但多被方解石脉充填，含水性降低，对生产影响不大。二叠系山西组含水层：山西组厚7.1169.35m，水位埋深3.1238.20m，标高+134.74+175.01m。山西组由砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中S1S2砂岩含弱的孔隙裂隙承压水，S2砂岩最厚达38.27m，一般在20m以上，勘探中部分钻孔CK10、CK13、CK14、CK22等有漏水现象，水质为HCO3K+Na及HCO3Ca型水，单位涌水量为0.0145L/sm，渗透系数为0.0297m/d。该含水层为矿井直接充水含水层，裂隙承压水以孔隙淋水、渗水为主，含水量较小，预计对巷道掘进影响不大。下石盒子组含水层：下石盒子组厚35.83128.01m，水位埋深0.0024.77m，标高+154.48+224.14m。下石盒子由粗砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中含S3S9七层细粗粒砂岩，各砂岩层间无水力联系。与上覆地层之间有厚9.4534.36m的泥岩相隔，亦无水力联系。受大 气降水的直接或间接补给，其水质为HCO3Ca及HCO3K+NaCa型水，单位涌水量为0.00869L/s.m，渗透系数为0.0146m/d，对巷道掘进无影响。上石盒子组含水层：上石盒子组厚52.11126.07m，水位埋深0.0016.12m，标高+141.56+203.27m。上石盒子由中粒砂岩、泥岩及粉砂岩组成，其中含S10S15六层粗砂砾岩，含弱的孔隙裂隙承压水，CK31、CK27孔发生涌水现象，各砂岩层间有14.4861.00m的泥岩、砂质泥岩相隔，一般无水力联系。受大气降水的直接或间接补给，呈潜水-承压水状态存在，其水质为HCO3K+Na及HCO3Ca型水，单位涌水量为0.03970.1006L/sm，渗透系数为0.07230.204m/d，对巷道掘进无影响。第四系冲积层含水层：区内第四系覆盖物为冲积坡积物，由亚粘土、亚砂土砂砾石组成，厚度为0.525.40m，水位埋深0.0018.80m，标高+118.57+173.82m。分布于天喜镇河谷，含丰富的孔隙水，动态变化受季节变化及地表水影响，水质为HCO3CaK+Na及HCO3Ca型水。(2).主要隔水层本溪组铝土质泥岩隔水层：该隔水层位于太原组下部灰岩段下部，该层泥岩塑性好，层位稳定，分布广，隔水性强。在煤层开采过程中起到阻隔奥陶系灰岩与太原组灰岩岩溶裂隙含水层之间水力联系的作用。 太原组中部砂质泥岩隔水层：该隔水层位于L4L6灰岩之间，岩性为砂质泥岩、泥岩和薄层灰岩，厚度变化大，一般情况下可起到阻隔太原组上下段灰岩岩溶裂隙含水层之间水力联系的作用。太原组顶部隔水层：在太原组顶部的第一层灰岩与二1煤层之间，岩性为粉砂岩及砂泥互岩，沉积稳定，岩性和厚度变不，厚度约45.0m，一般情况下很难阻隔太原组灰岩岩溶裂隙水向二1煤层底板充水。二叠系泥岩隔水层：二叠系各煤组之间，均存在泥岩、砂质泥岩相对隔水层，厚度一般为5.025.0m，其隔水层岩性透水性差，可塑性强，具有较好的隔水性能。(3).采区涌水量根据25051掘进地质说明书资料，25051工作面主要受L8灰岩含水层影响较大，预计巷道掘进期间正常涌水量为0m3/h,最大涌水量为10m3/h。5、25051上底板巷条带预抽煤层瓦斯赋存情况 经河南理工大学测定25轨道下山横贯处煤层瓦斯含量为12.98 m3/t 。25051上底板抽放巷及切眼平均走向长度约为699m，预抽条带宽度为35m，平均厚度5.7m，容重1.46t/ m3，因此该条带预抽煤层瓦斯储量为：Q储=LHMX （公式一）式中：L25051上底抽巷及切眼走向长度；mH预抽条带宽度；mM煤层平均厚度；m煤的容重；tm3X煤层瓦斯含量；m3t根据L=699m；H=35m；M=5.7m；=1.46 tm3；X=12.98 m3t代入公式得：=699355.71.4612.98 =264.27万m3二、抽放的必要性和可行性1、抽放的必要性根据煤矿安全规程第145条、煤矿瓦斯抽放规范第4.1.1、4.1.2条的有关规定，凡符合下列情况的必须建立瓦斯抽放系统开展抽放工作：（1）一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5 m3/min或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3 m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理的。（2）年产量为0.4Mt-0.6 Mt的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于20 m3/min的。（3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。（4）根据防治煤与瓦斯突出规定第53条规定，对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，煤层残存瓦斯含量小于8m/t的预抽区域为无突出危险区,根据该条规定和计算结果，25051上底抽巷预抽煤巷条带应抽出的瓦斯量（QY）为： QY= LHM(X-XY) （公式二）式中：L25051上底抽巷及切眼走向长度；mH预抽条带宽度；mM煤层平均厚度；m煤的容重；tm3X煤层瓦斯含量；m3tXY残余瓦斯含量；m3t根据L=699m；H=35m；M=5.7m；=1.46 tm3；X=12.98 m3t； XY=8m3t代入公式得：=699355.71.46(12.98-8) =101.39万m32、抽放瓦斯的可行性对于未卸压的原始煤层进行瓦斯抽放，其抽采的难易程度一般由以下三个指标确定：一是煤层钻孔瓦斯涌出量衰减系数，二是煤层透气性系数，三是百米钻孔极限抽放量。按照煤矿瓦斯抽放规范规定，可以将开采层预抽瓦斯难易程度分为三个等级，如下表：开采煤层预抽瓦斯难易程度分类 指 标难易程度钻孔瓦斯涌出量衰减系数(a/d-1)百米钻孔瓦斯极限抽放量(Qj/m3)煤层透气性系数(m2MPa-2d-1)容易抽放1440010可以抽放0.003-0.0514400-288010-0.1较难抽放0.0528800.1根据河南理工大学提供的煤层瓦斯基础参数测定报告中数据表明，井下实测钻孔瓦斯流量衰减系数为0.3812-1.3579d-1，远远大于煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）较难抽放煤层大于0.05d-1的指标；煤层透气性系数为0.0520-0.2499m2/Mpa2d，分别属于煤矿瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）较难抽放煤层和可以抽放煤层。综合考虑钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数，对采用预抽瓦斯技术来说，该掘进工作面属于较难抽放煤层。因此，必须加大抽放投入，提前消除突出危险性，通过瓦斯抽放量计算（公式二），进行瓦斯抽放是可行的。为了增加煤巷掘进安全系数，提高掘进速度，在25051上底板巷施工穿层抽放钻孔，可以有效地减少上顺槽掘进期间的瓦斯涌出量，同时还可以变废为宝，利用洁净的瓦斯资源。三、25051上底板巷基本抽采指标1、瓦斯抽放量根据防治煤与瓦斯突出规定第53条规定，对预抽煤层瓦斯区域防突措施进行检验时，煤层残存瓦斯含量小于8m/t的预抽区域为无突出危险区。龙山煤矿为煤与瓦斯突出矿井， 25051工作面的瓦斯储量为264.27万m3，则该工作面的需要抽放的瓦斯量不低于101.39万m3。2、钻孔量25051工作面平均煤厚为5.7m，在上顺槽掘进期间为防止瓦斯事故，所以在25051上顺槽下部开掘底板抽放巷，在底板抽放巷内每隔24m掘一钻场，在钻场内布置规定若干钻孔进行抽放，根据钻孔设计要求，则该底板巷的钻孔量应不小于74443m。四、瓦斯抽放方法设计1、抽放方法选择通过以上分析,根据矿井生产能力要求、煤层赋存条件和工作面巷道布置及煤层瓦斯赋存和涌出特点, 该底板巷抽放方法设计为：穿层钻孔预抽煤层条带区域瓦斯防突措施。2、抽放钻孔布置(1).根据25051煤巷掘进工作面煤层走向和倾向，在25051上底板巷内布置若干钻场，在钻场内布置若干钻孔，并根据地质变化等实际情况设计钻孔施工参数，钻孔终孔点控制25051煤巷掘进工作面巷道上帮不少于20m，下帮不少于10m。钻场布置及管道布置示意图如下所示。(2)钻孔布置钻孔施工单位根据地测部门提供的地质构造资料及龙山煤矿二1煤层钻孔瓦斯抽放半径测试分析报告，进行确定抽放间距。根据报告结果，分别取为20%、30%、40%，则可求得钻孔布置间距与抽放时间的关系如下表：抽放时间/d=20%2030506090120钻孔间距/m5.7556.6107.1957.2807.3507.360抽放时间/d=30%2030506090120钻孔间距/m3.8374.4074.7974.8534.9004.907抽放时间/d=40%2030506090120钻孔间距/m2.8783.3053.5983.6403.6753.680钻孔施工单位充分设计钻孔参数，制定出针对性的打钻技术措施，保证钻孔施工到位，不留空白带。根据设计要求，每个钻场布置77个孔(地质构造及特殊情况适当增加或减少钻孔)，呈扇形布置，孔底间距5m，钻孔开孔间距为300mm，底排距底板1000mm，开孔布置及剖面(2)工程总量25051上底板巷和切眼设计长度大约为699m，设计钻场总工程量为28个，钻孔总工程量约为74443m。(3)瓦斯抽采钻孔施工及封孔方法钻机型号：ZYJ270型钻机和1200型煤矿用深孔钻车。孔径：75mm；94mm。排屑方法：水力排屑。封孔材料：2.0寸PVC封孔管、聚氨酯、封孔剂(注浆)。封孔工艺：封孔管总长10m，封孔段8m。封孔管两端采用封孔袋堵孔，中间利用注浆泵进行注浆封孔。联网工艺：每个钻场安装一个集抽箱，单个钻孔封孔完毕后安设导流管连接到集抽箱上，然后将集抽箱主管连接到抽放主管三通上进行集中抽放。3、抽放效果预测根据相邻的23采区23051和23061工作面的抽放经验，并结合25051上底板巷设计的抽放钻孔，取百米钻孔抽放量为0.01m3/min，取成孔率为90%，结合钻孔分布计算抽放流量如下：25051上底板巷与切眼共28个钻场累计孔深约为74443m(见煤约为15276.8m，岩孔约为59166.2m)，钻孔共约为2156个。则抽放量为：Q1=见煤孔深成孔率百米钻孔抽放量100 （公式三）根据参数代入公式：Q1=15276.890%0.01/100 =1.38m3/min因为该地区为底板抽放巷，在此公式内封孔段长度不计算在内。根据25051上底板巷煤层瓦斯储量和瓦斯抽放量的计算结果，应抽出纯瓦斯量1.38m3/min。根据我矿该地点实际情况，按抽出瓦斯浓度20%计算，则应抽放混合气量6.9m3/min。五、抽放管路系统设计1、抽放管道的管径选择管径选择采用下式计算：D=0.145（Qc/v）0.5 （公式四）式中：D管道内径，m; Qc混合瓦斯量,m3/min; v管内瓦斯流速, m/s 取10m/s 将数值代入上式则：D=0.145（6.9/10）0.5=0.10m 因此，25051底板巷选用内径大于0.1m、外径0.2m的pvc抗静电瓦斯抽放管。2、管道阻力计算抽放管道沿程阻力计算公式如下： H=9.81LrQ2/(KD5) （公式五）式中：H沿程阻力，Pa，L管道长度 m ， r混合瓦斯浓度对空气的密度比，K系数， Q混合瓦斯流量，m3/h D管道内径， 将数据代入上式得：（1）主管道： H主=9.81LrQ2/(KD5) H主=9.818000.866（42.660）2/（0.7131.55）=2038.9Pa式中：H主管道沿程阻力 PaL主管道长度 m ， L=800mr混合瓦斯浓度对空气的密度比 r=0.866K系数 K=0.71 Q主管道混合瓦斯流量，m3/h，主管道混合流量按底板抽放巷的2.5倍计算，则主管道的混合流量为42.6m3/min.D主管道内径 31.5cm局部阻力按沿程阻力的20%计算，则总阻力为H主总=2038.91.2=2446.7pa（2）支管道： H支=9.81LrQ2/(KD5) H支=9.81584.50.866（17.0360）2/（0.71195）=2929.7pa式中：H支管道沿程阻力 PaL支管道长度 m ， L=584.5mr混合瓦斯浓度对空气的密度比 r=0.866K系数 K=0.71 Q支管道混合瓦斯流量 m3/h D支管道内径 19cm 局部阻力按沿程阻力的20%计算，则总阻力为H支总=2929.71.2=3515.6pa则：管道总阻力为3515.6pa。（3）抽放管路系统管道总阻力为：H总= H主总+H支总式中：H总抽放系统阻力； pa H主总主管路阻力； pa H支总支管道阻力； pa将参数代入公式得：H总= H主总+H支总=2446.7+3515.6=5962.3pa3、抽放管路的布置25051上底板抽放巷抽放管路采用管径200mm，并与采区回风巷抽放主管路连接，抽放管路沿巷道靠风筒侧铺设，离开底板1.8m。用法兰盘连接，保证严密不漏气。管路铺设至每个钻场时，应留设三通。管路低洼处安设放水器。每个钻孔封孔后通过三通与主管路连接。钻场连接管直径100mm，钻孔连接管直径40mm，封孔管直径40mm。抽放管路布置图如下：4、瓦斯抽放管路标准25051上底板巷抽放瓦斯管路要固定在巷道下帮。敷设管路时必须符合以下要求：（1）瓦斯抽放管路系统宜沿回风巷道或矿车不经常通过的巷道布置；在底板巷敷设抽放管道时，架设高度不应小于1.8m，并固定在巷道壁上，与巷道壁的距离应满足检修要求；瓦斯抽放管件的外缘距巷道壁不宜小于0.1m。（2）瓦斯抽放管路的管径要统一，变径时必须设过渡节。铺设采用法兰盘结合，在盘中间夹以胶皮垫，胶皮垫厚度不小于5mm，然后用螺丝加金属垫紧固以保证接头严密性。（3）在25051上底板巷倾斜区段巷道中，抽放管路应设防滑卡，其间距可根据巷道坡度确定，对28以下的斜巷，间距一般取15m20m。（4）瓦斯抽放管路跨越巷道两帮、或跨越巷道交叉口时，必须采取高架管(龙门架)方式穿过，不得影响所跨越巷道的通风、运输、行人和设备检修等。采取高架管时，其高度应尽可能接近所跨越巷道的顶板。（5）抽放管路不得与电缆线铺设在巷道的同一侧，当现场瓦斯抽放管路与电缆交叉通过时，否则必须设绝缘皮带阻隔。（6）本煤层瓦斯抽放主管路铺设标准：瓦斯抽放管进入该掘进工作面后，要求吊挂在巷道下帮，吊挂平直靠帮靠顶，但是必须保证距底不少于1.8m。铺设的瓦斯抽放管必须保证随掘随铺，瓦斯抽放管末端与迎头最大距离不能超过50m。（7）瓦斯抽放管吊挂时，必须采用直径9.3mm的镀锌钢丝绳，每隔3m在抽放管道上设一吊挂点，吊点不能固定在法兰盘上，钢丝绳不允许吊挂在钢丝网上，必须吊挂在起吊环上，两个绳卡统一固定在抽放管两侧。（8）管路铺设完，必须进行漏风性试验，并组织专人处理漏气。5、抽放管路的附属装置（1）用来调节、测量管路中瓦斯浓度、流量和压力装置阀门：在25051上底板巷回风口瓦斯抽放干管安设一个蝶阀；在每个钻场4寸抽放管上安设一个阀门。(2)计量装置：为了真实反应煤层瓦斯涌出规律和抽放效果，我矿计划安装瓦斯抽采管路在线监测系统，具体布置如下：在回风口瓦斯抽放管路上安装孔板流量计、安装负压传感器、流量传感器、高浓度甲烷传感器和温度传感器，并与监控系统联网，采用光力科技有限公司瓦斯抽放软件通过计算机直接计算，并打印管道内抽放综合参数。并在此地点各安装一组直径200mm导流管和旁空管(孔板流量计)。钻场连接管安装直径100mm导流管，各单孔安装直径40mm导流管，采用GJZ70瓦斯抽放综合参数测定仪直接测定抽放浓度、负压、流量。（3）瓦斯管路安全装置抽放管路放水器：在瓦斯抽放钻场集气箱、管路低洼、拐弯及龙门架等易积水处，必须设置放水装置。常用放水装置有高负压自动放水器，正压端自动放水器只须在排气管最低洼处设置三通并用胶管与放水器上端接口相连。如图所示：人工放水器：在正常抽放时，打开闸门1，关闭闸门2、3，使管内积水流入水箱。放水时，关闭闸门1，打开闸门2放入空气使水箱内外气压平衡，再打开闸门3放水。尺寸可根据实际需要自行决定，手动放水器主要用于辅助放水使用。如图所示在泵站出入口的瓦斯管上，都应设置放空管，当瓦斯泵因故停转时，抽放管路中瓦斯可经负压管上放空管排入回风流中，若排放管路出现故障，可打开排放管路放空管，此时瓦斯泵可正常运转不影响抽放工作。在抽放系统的正、负压管上，必须装设有“三防”装置，我矿采用水封式防爆防回火器。该装置装在泵站出入口瓦斯管上，其作用原理是：在正常抽放时，瓦斯通过水封被排出，而当一旦瓦斯管内发生爆炸或燃烧，由于爆炸和火焰被水封隔绝，爆炸冲击波冲破防爆盖胶板释放了爆炸能量而使抽放系统得到保护，故可保护泵站设备安全。正压端隔爆器只需将铁篦子压在防爆胶皮之上即可。负压端隔爆器6、瓦斯抽放管路编号管理标准（1）瓦斯抽放管必须编号管理，要求编号醒目，挂在每根抽放管正中间。（2）本煤层瓦斯抽放主管从泵站出口处开始，必须依次进行编号，与泵站连接的瓦斯抽放管为WS-1号（以后依次为WS-2、WS-3）。（3）本煤层瓦斯抽放主管从回风巷分支出来进入采掘工作面后必须重新编号，蝶阀后第一节抽放管为wz-1号（以后依次为wz-2、wz-3），编号必须保证随铺随编。（4）采空区抽放主管从泵站出口处开始，必须依次进行编号，与泵站连接的瓦斯抽放管为WK-1号（以后依次为WK-2、WK-3）。（5）采空区瓦斯抽放主管从回风巷分支出来进入采掘工作面后必须重新编号，蝶阀后第一节抽放管为wkz-1号（以后依次为wkz-2、wkz-3），瓦斯抽放管路应标明管径、流向。抽放管路编号管理牌如下：六、瓦斯抽放泵的选型1、瓦斯泵的抽放负压 泵的压力：H=（H总+H）K （公式六）式中：H孔口负压，pa，取H=13300pa； K备用系数，K=1.2。所以代入公式得：H =（5962.3+13300）1.2=23114.76pa =23.15kpa说明：根据现有地面瓦斯抽放泵3台，2台2BEC-42型抽放泵，额定抽放能力为130m3/min。1台2BEA-303-0型抽放泵，额定抽放能力为50m3/min。地面抽放泵抽放能力均可满足要求。2、瓦斯泵的额定流量泵的流量：Q=(Q混/)K （公式七）式中：Q混混合气体流量，m3/min；泵的机械效率，=0.8；K备用系数， 取K=1.2。将数据代入上式得：Q=(17/0.8)1.2=25.5m3/min根据所需泵的流量及负压,应选用抽放能力在25.5m/min以上的抽放泵站, 地面永久抽放系统装备瓦斯抽放泵3台，2台2BEC-42型抽放泵，额定抽放能力为130m3/min。1台2BEA-303-0型抽放泵，额定抽放能力为50m3/min。地面抽放泵抽放能力均可满足要求。3、抽放泵站配置要求（1）抽放管路安装自动监测装置：能够准确反映管道瓦斯浓度、流量、压力等参数，并与安全监控系统联网。（2）抽放泵站内必须安装环境CH4浓度传感器，室内瓦斯大于等于0.5%时，报警并切断泵站电源。（3）抽放泵站内必须设置断水断电装置、馈电传感器、抽放泵开停传感器。（4）抽放管路安装人工检测装置：导流管、压差计、负压计、高浓度瓦斯光学检定仪、高负压采样器(抽气筒)。检测装置安装必须符合规定，测量端引入泵房内。（5）抽放管进水管安装压力表。（6）利用瓦斯时在管道系统安设防回火、防回气、防爆炸装置。（7）泵房安设直通调度的电话。（8）抽放泵站必须采用独立通风（换气次数12次/小时）。（9）泵站内应有充足的照明。（10）泵站内电气设备、照明和其它电气、检测仪表均应为矿用防爆型。（11）泵站配备砂箱、灭火器、备用水管等防火设施。（12）瓦斯抽放泵及附属设备至少有一套备用。（13）泵站内应建立的记录：重要场所来客登记、干部上岗记录、检修记录、泵站运转日志、交接班记录。（14）泵站内应建立的牌板：重要场所标志牌板、供电系统示意图牌板、操作规程牌板、岗位责任制牌板、抽放参数牌板。（15）泵站内列榜证件：抽放泵安全准运证、司泵人员上岗证。七 、抽放系统的管理瓦斯抽放系统的管理主要包括：瓦斯流量、抽放负压、瓦斯浓度和温度等的测定，使用监控系统自动监测和人工测定相结合的监测手段，人工测定方法如下： 1、瓦斯流量的测定（1）瓦斯流量采用导流管和孔板流量计。（2）孔板流量计的安装与使用在抽放瓦斯管道内安装孔板时，孔板的孔口必须与管道同心，其端面与管道轴线垂直，偏心度小于1-2%。安装孔板的管道内壁，在孔板前后距离为2D的范围内，不应有凹凸不平，焊缝和垫片等。（D为管道直径）孔板流量计的上游端（前端），管道直线段的长度20D，下（后端）长度10D。要经常清理孔板前后积水和污物，孔板锈蚀要更换。抽放瓦斯量有较大变化时，应根据流量大小更换相应孔板。（3）测量参数为了能够准确测量管道内的瓦斯流量，必须同时测量如下参数：孔板前后的压差值（h）；测量地点的大气压力（PD）；管道内的气体压力（PG）；管道内的气体温度（t）；管道内的瓦斯浓度（x）。（4）瓦斯流量计算： 抽放的混合瓦斯量计算 (公式八)式中 QH 抽放的混合瓦斯量,m3/min；K 孔板系数,取实际校正值；B 瓦斯浓度校正常数。h 孔板前后端压差,KPa； T 温度校正系数。 P 压力校正系数 抽放的纯瓦斯量计算QC=QHx/100 （公式九）式中 QC 抽放的纯瓦斯量，m3/min； QH 抽放的混合瓦斯量，m3/min；X 管道中的瓦斯浓度，%。 气体流量简易计算公式 （公式十） 式中 V 气体流量，m3/min；h U型管水柱压差，若为水银柱，应乘以13.6，mm； K 孔板系数。2、抽放管路压力测定抽放瓦斯管路压力的测定有三种类型： 第一，测定抽放瓦斯管网中某一点管内外的压力。包括钻孔和管道内的负压或正压值。第二，抽放管道内两点间的压力差；如孔板流量计两端的压差。第三，抽放管道中某点的绝对静压力。测定抽放管道内外和孔板流量计两端的压差通常使用U型压差计。U型管压差计的构造为一个U型玻璃管，玻璃管的内径为5-8mm，其高度视测定的压差大小而定，内装汞或水作为工作液，压差大时用汞，压差小时用水，工作液正常为U型玻璃管的一半标注零位。U型压差计的测定方法是：当测定管道内外差时，U型管的一端接于管道的测压嘴上另一端通大气，而测定孔板流量计两端压差时，压差计分别接在孔板流量计前两端的测量嘴上。3、瓦斯浓度的检测（1）检定仪器：现场中测定瓦斯浓度主要使用光学瓦斯检定器，光学瓦斯检定器，不仅可以测定CH4浓度，还能测定CO2浓度，该仪器携带方便，操作简单，安全可靠，精度较高，其测量有0-10%和0-100%两种。（2）高负压气体瓦斯采样器：为了测定瓦斯浓度必须取瓦斯气样，当管道负压高（大于13 KPa），以常用的橡皮球就不能取出气样，因此必须采用高负压瓦斯采样器进行取样。使用的主要是FW-1型高负压采样器。八、25051上底板巷瓦斯抽放工程量预算1、25051上底板巷钻孔工程量25051上底板巷采用穿层钻孔预抽煤巷条带瓦斯区域治理措施其钻孔工程量如下表：工作面钻孔量统计表钻孔类型钻场个数（个）钻孔个数（个）钻孔进尺（m）穿层钻孔预抽282156744432、25051上底板巷瓦斯抽放管路材料工程量22061工作面瓦斯抽放工程主要使用200mm（8寸）pvc抗静电聚乙烯管，导流管、集抽箱、放水器和闸阀等材料。详细工程量如表8-2所示：表8-1 22061工作面瓦斯抽放工程材料统计表材料名称单位型号或规格单价（元）数量费用（万元）pvc抗静电聚乙烯管m200*6584.5PVC封孔管m50*2.0*217248蝶阀个4寸28防静电软管m504312导流管个502156导流管组2001孔板流量计组2001自动负压放水器台35蝶阀个8寸1单孔阀门个2寸2156三通个2002抽放管路在线监控组1聚氨酯Kg17264集抽箱个集中抽放3000284.8合计通风防突部 2012年3月28日附录一 抽放系统施工安全措施1、打钻安全措施 （1）工作前要详细检查现场和设备情况，顶板支护必须牢固安全，钻机必须完好无损伤，螺丝必须完整不得有松动现象，开关等电器设备必须保证无失爆现象，手把必须灵活可靠，液压油及润滑油必须充足。（2）在钻场内回风隅角处必须按规定吊挂便携式瓦检仪及一氧化碳报警仪，随时掌握打钻地点瓦斯及一氧化碳变化情况。当钻场瓦斯浓度0.8%，或一氧化碳浓度0.0024%时，必须停电撤人，同时向调度室、值班室及相关部室领导汇报，查明原因进行处理，待瓦斯浓度下降到0.8%以下且一氧化碳浓度降到0.0024%以下，方可继续施工。（3）通风区必须派瓦斯检查员检查该地区的瓦斯情况，并将瓦斯情况通知该地区的工作人员，如有异常，必须及时向调度及有关部门汇报，进行处理。（4）抽放队要加强机电设备管理，严防失爆现象发生。（5）开钻前要认真进行安全确认：确认钻杆上无扳手等拆卸钻杆及其它工具时，方可进行施工。（6）打钻时，速度要缓慢进行，避免瓦斯、水、煤岩渣喷出伤人事故发生。（7）安、卸钻杆之前，必须停止钻机，再检查钻机及立柱的稳定情况无安全隐患，方可安、卸钻杆。（8）在施工过程中，发现排屑水量小、水压不足时，应立即停钻，查明原因，处理正常后方可继续施工。（9）在安、卸钻杆时，施工人员应站在钻杆两侧，不得正对钻杆及钻孔，一定要轻拿轻放，避免撞击产生火花。当因无法卸掉钻杆而需要敲打时，一定要先检查工作现场及周围瓦斯浓度，在安全浓度以下时，还要在钻杆上垫木垫板轻轻进行敲打。否则，严禁敲打钻杆。（10）打钻人员必须穿戴整齐，防止衣袖卷入钻机。（11）打钻时要严格按照设计参数进行施工，并做好基础数据的记录工作。必须严格执行现场交接班制度，交接班时间停钻停水。（12）打钻过程中一定要随打、随封、随抽，以防止钻孔内瓦斯溢出，造成瓦斯超限事故。（13）打钻前，由生产科到打钻地点定出相应巷道中线和钻孔开口位置。（14）钻孔施工过程中，钻孔出水异常，特别是出水量增大时要立即停止钻机，查找原因，并向通风部及有关部室领导汇报，防止发生透水事故。一旦发生透水事故，要立即撤出施工人员，并通知该地区其它单位施工人员，立即向调度室汇报，请求处理意见，按照领导指示进行抢险救灾。（15）在钻机3m范围内必须按照要求配备消防器材：消防箱、消防锨、消防桶各一个；灭火器（8Kg）两个；沙箱内沙量不得少于0.2m，潮湿黄土不得低于20Kg。（16）整个施工过程，总安全负责人为抽放队队长，各班安全负责人为当班安全副队长。（17）施工区队参加所有打钻人员必须认真学习安全技术措施，并严格按照措施施工。2、敷设管路安全措施为保证25051上底板巷管路敷设及连接过程中的施工安全，特制定以下安全技术措施，施工单位必须严格认真执行。1、抽放管路安装前，施工单位要预先将需要安装的瓦斯抽放管路运至25051上底板巷，并按照物料的摆放标准进行放置(在巷道底部顺直拉好直线，不得影响行人、行车及运料)。2、搬运及安装过程中，必须指定现场安全负责人，并进行现场的技术指导工作。3、现场负责人必须把便携式瓦斯报警仪挂在施工地点的上风侧，以便随时监测施工地点的瓦斯情况。4、25051上底板巷掘进放炮期间抽放管路安装人员必须听从放炮警戒人员的安排。5、抽放管路安装前要先拉好直线，并按照“管路安装设计”的规定进行吊挂。6、在搬运及吊挂过程中，严禁对抽放管路敲打、碰撞。装卸时要站在无杂物的宽敞空间，同时抬同一器件的所有人员必须协同一致，要同时用力抬起，同时卸力轻放，不得有任何一个人出现单干行为，必须要保证安全。7、在有其他施工单位人员通过或工作时，必须要相互协调，保证作业与行人安全。8、管路安装前要先拉好直线，抽放管路吊挂时使用9.3mm的镀锌钢丝绳，抽放管吊挂高度距底不少于1800mm。 9、抬管安装时手要抓牢，严防管路滑落伤人。10、管路安装时