安全工程-西坡矿井下移动抽采系统研究论文

本科论文摘要科学在发展，社会安全在进步，随着瓦斯开采行业的发展，矿井安全引起了国家的高度重视，矿井安全对瓦斯有了至关重要的影响，瓦斯是生产安全的重要要素，最近一些年，矿井在持续深挖，回采作业中会加大遇到危险的几率，更重要的是对瓦斯进行有效管理，所以使瓦斯能更好的管理对矿井安全来说是不可或缺的，因为之前开采的瓦斯已经不能让开采满意，所以加深开采深度，重大隐患是少计量瓦斯造成的。优化瓦斯抽采系统；少计量瓦斯系统的排空，让瓦斯地带更加安全。瓦斯抽放率提高了，少计量瓦斯排空管路的安全增强了。在瓦斯开采工程中，在这基础上分析进行瓦斯抽采机理如何，可以全面分析瓦抽采作业。显示出，效果最好的是综合抽采作业，有效预防治理了矿井瓦斯的危害。

关键词：矿井瓦斯；抽采技术；瓦斯危害；瓦斯预测AbstractIn

scientific

development,

social

security

in

progress,

with

the

development

of

gas

mining

industry,

mine

safety

caused

the

country

attaches

great

importance

to,

mine

safety

has

a

crucial

effect

on

the

gas,

the

gas

is

one

of

the

important

elements

of

production

safety,

some

recent

years,

the

mine

continued

to

dig,

raises

the

risk

of

danger

in

mining

operations,

is

more

important

to

the

effective

management

of

gas,

so

that

gas

can

better

management

for

mine

safety

is

indispensable,

because

before

mining

gas

already

cannot

satisfy

production,

so

the

deeper

mining

depth,

hazard

is

caused

by

measuring

less

gas.

Optimize

gas

extraction

system;

Less

gas

metering

system

drainage,

gas

zone

more

secure.

The

gas

drainage

rate

has

been

improved,

and

the

safety

of

gas

discharge

pipeline

with

less

measurement

has

been

enhanced.

In

the

gas

mining

engineering,

the

mechanism

of

gas

extraction

on

this

basis

can

be

analyzed

comprehensively.

It

shows

that

the

best

effect

is

the

comprehensive

extraction

operation,

effectively

preventing

and

controlling

the

harm

of

mine

gas.Keywords：mine

gas；extraction

technology；gas

hazard；gas

prediction目录TOC\o"1-3"\h\u第1章矿井概述 11.1位置与交通 11.2自然地理 11.2.1地形、地貌及河流 11.2.2气候 11.2.3采煤技巧 21.3矿井地质 21.3.1矿井岩性 21.3.2井田坐落成型 41.4煤层赋存及煤质 41.4.1含煤性 41.4.2可采煤层 51.4.3煤质 51.5瓦斯危险性 61.5.1瓦斯情况 61.5.2煤尘爆炸性 71.6矿井开采 71.7矿井通风 7第2章瓦斯涌出量预测 82.1瓦斯基础参数 82.2预测瓦斯涌出量 92.3瓦斯起源分析 11第3章瓦斯抽采方法 123.1确定抽采方法 123.2采空区抽采 133.2.1密闭抽采法 133.2.2钻孔抽采法 143.2.3双埋管抽采法 143.2.4气动阀控制抽采法 143.2.5冒落拱上方打钻抽采法 143.3特殊瓦斯抽采 143.3.1瓦斯含量高煤层群 143.3.2钻孔抽采 153.4建立抽采系统 153.5检测仪器 15第4章抽采管路阻力计算 164.1管路摩擦阻力计算 164.2管路摩擦主要阻力损失计算 17第5章瓦斯抽采泵选型 195.1管路选型 195.1.1管路选择原则 195.1.2瓦斯管路敷设路线 195.1.3管径选择 195.1.4管路连接 205.1.5管路敷设 205.2抽采泵计算 205.2.1抽采泵流量计算 205.2.2瓦斯抽采泵压力计算 215.2.3瓦斯泵的真空度计算 225.2.4抽采泵选型 235.2.5瓦斯抽采泵附属设施 245.3抽采管路、设备的安装要求 265.3.1安装范围 265.3.2安装步骤 265.4瓦斯抽采泵站 27第6章结论 28参考文献 29致谢 30附录一中文译文 31附录二外文原文 31第1章矿井概述1.1位置与交通西坡煤业有限公司位于山西河东煤田中段，2号、4号和5号煤层可批准开采。在交通便利处安置矿井，矿井选址地在柳林县城往南约29.0km，通过上公路经国道可抵达太原市，最后经过铁路在煤炭集运站汇合，全各地均可到达矿井，矿井周围交通发达，高速公路也可抵达。通过便利的交通，在全国各地都可收到本矿井所生产的煤炭，矿井交通还是很方便的。1.2自然地理1.2.1地形、地貌及河流本矿井地貌在西坡地区很是常见，是黄土高原地貌，这种地貌可分为两种地形，在本矿井中可以看到梁峁状黄土丘陵，此丘陵为侵蚀地形，绝大多数地区都为侵蚀地形，堆积地形与侵蚀地形交叉分布，另一种地形呈现出“V”字型、地上形状窄小且密集像是星罗棋布一般，这是堆积地形，堆积地形在湫水河河谷比较常见，堆积地形可能会出现在沟谷的两边，植被稀少导致水土流失是堆积地形产生的主要原因。西坡井田的河流是黄河水系的，湫水河是矿井北边的河流，途经阳坡水库汇入临县在黄河口汇入，湫水河流长是110km，湫水河的平均流量为325m³/s，5.5m³/s是最大流量，1969年中旬550m³/s是最小流量，湫水河是季节性河流，处于枯水期很短，黄河途经西部井田的距离约9.9km，河底高度为+651m~+665m，流往从北向南的吴堡水文站，1976年资料年平均流量9588m³/s，最大流量20015m³/s。1.2.2气候本井田处于大陆性季风气候，井田位于黄土高原之上，处于半干旱并暖温性地区，所以气温差异较大而且四个季节明确显现，夏季雨量集中有时会出现洪水造成的危害，并且冬季与春季刮西北风多于下雨下雪，气温在一年中平均为85°C，1月份最低平均为-75°C极值为-237°C，7月份最高平均为230°C，极值为36.5°C。柳林县常年平均年降水量为4800mm，在7月份时降雨量最大为1200mm，在1月份时最小降雨量为50mm，一天降水量最大在1976年5月中为1820mm，到6月时蒸发值是最强的，平均值为185mm，在7~9月是雨水下降最多的月份。1.2.3采煤技巧采煤技巧运用综合抽采，先进行3号煤层的抽采，抽采方法为全部垮落法可以运用顶板来抽采，需要用一次采全高来进行。矿井需要一个综采和三个掘进工作面相比，比例是1：3。矿井在东采区南侧有四个工作面的采空区（2006~2007年），北侧有2102、2106、2108工作面采空区（2008~2012年）及2105工作面（开采接近尾声），在井田的西南角有1999~2005年的采空区，除此外全为实体煤。1.3矿井地质1.3.1矿井岩性西坡井田地理位置在鄂尔多斯聚煤盆地东及缘河东，沉积煤盆地是由盾地与东翼内带相互交错形成的，在井田里能看出来地层的排序，把所有地层由老到新通过钻孔资料例举出来：（1）奥陶系中统02①上下马家沟组02m坐落于井田以东据中阳县苍湾实体测量查看剖面的厚度是370m，可以把厚为133m的下马家沟组02x分成三段，每段底部都有泥灰岩与石灰岩，第三段上部是青灰色的，还有灰岩和泥灰岩，这两种岩性颜色纯正，分别分布在灰岩的中厚部、青灰色灰岩的薄部和泥灰岩的上部。厚为230m的上马家沟组02s，下段颜色也是青灰色的，形状都是角砾形状，分别是泥灰岩和白云灰岩，处于整合接触在上下马家沟组中。②峰峰组02f上马家沟组处于融恰接触中，坐落于井田东部与下部，井田穿过12个钻孔，厚为12110m的峰峰组，底部与中下部的岩性是不一样的，峰峰组的底部是可以看到的，底部的岩石是角砾形状的，就是角砾状泥灰岩，而中下部是由石灰岩构成的，石灰岩由两种厚度，一种是在中部是26m，另一种是在下部是16m，也有两种状态，分别是脉状石膏和纤维状石膏，在峰峰组通常能看到深灰色块状物体，也可以看到角砾形状的岩性，还可以在硬石音层的上部看到中厚层状石灰岩。（2）石炭系C①本溪组C2b坐落于井田煤层东方的大沟谷中16个钻孔厚度为221321m平均269m，井田内部较薄向深部逐渐变厚，把井田一分为二：下段铁铝岩的厚度为850m，这段井田的底部的形状有两种，一种可呈现出透镜状，另一种可呈现出鸡窝状，在井田中还可看到褐铁矿的钻孔，这些钻孔是团块状黄铁矿构成的。②太原组C3t在井田东边的沟谷中有较多含煤地层，沟谷的厚度为70139968m平均90m，整体南厚北薄，这种景观是由K1砂岩持续沉降积累所形成的，岩性有三种，分别为灰白色砂岩、灰黑色泥岩和灰色石灰岩，不过是局部可以开采，K3砂岩底界是本溪组之上。（3）二叠系P①山西组P1s厚度为526989m平均715m，井田东方的沟谷中有含煤地层，沟谷的中间是整个谷内最厚的区域，沟谷的南部厚而北部薄，谷内的厚度是连续的，有两种岩性，分别是灰白色、深灰色砂岩和黑灰色泥岩，山西组在太原组之上，由底层K3砂岩持续沉降积累所形成的。②下石盒子组P1x厚度为458126m平均850m，坐落于井田东方沟谷中底部在山西组之上，与地层呈现出整合接触，在粉砂岩中间经常能看到K4砂岩，发育交叉原理的运用使K4砂岩持续沉积，有三种岩性，这三种岩性分别为灰绿色石英砂岩、长石石英砂岩和灰色砂质泥岩，岩性为中间粗细大小的长石石英砂岩的大小粗细都属于中部区域，其中厚度变化是03113m平均55m。③上石盒子组P2s本组厚3256788m平均3688m，由底层K6砂岩持续沉降积累所形成的，上石盒子组在下石盒子组的上面，岩性分为三种，分别是灰绿色、紫色砂岩、砂质泥岩和泥岩构成，一共分为三段：a）下段P2s1是由灰绿色砂岩、黄绿色和灰黑色砂质泥岩构成，这三种岩性的厚为7325496m平均1124m；b）中段P2s2是由紫色砂质泥岩、灰绿色砂岩和灰黑色泥岩构成，这三种岩性的厚度为22568968m平均1068m，底部砂岩是上下一致层状长石石英砂岩；c）上段P2s3是由紫色泥岩和砂质泥岩构成，厚为23469879m平均22689m，在上段中经常能看到K7砂岩，岩性分为两种，分别是灰白色和灰绿色长石石英粗砂岩，厚度为20519m平均88m；d）石千峰组P2sh在黄河彼岸，厚度为152695m平均156m，由K8砂岩沉降积累构成，K8砂岩厚为534m平均17m，上石盒子组在本组的下方，岩性是由泥岩、砂岩和紫色长石石英中粗粒厚层状砂岩。

（4）新生界Kw①第三系上新统保德组N2b冲沟和下伏地层是不能相互接触的，在井田的下部能看到黄红粘土、橘红色粘土和亚粘土，井田下部可看到夹砂砾层和钙质结核层，上方是紫红和红色的，可看到胶结状砾石，它的磨圆度很好，厚度为050m的豆状锰质结核，在313M层钙质结核层粘土中；②第四系中更新统离石组Q21厚为0133m位于井田内梁垣峁遇山坡上泛滥生长，井田中有淡红、黄红和亚粘土，上部是钙质结核和土壤条带，井中能看到古土壤层和底部砾石层，两个大河谷的山麓是井田的下部，通过垂直才能是黄土高原的壁垒形成陡壁；③第四系上更新统马兰组Q3m厚为0365m位于井田的梁垣上，黄土陡壁是由于垂直形成的，在由没有层次的理大孔隙与淡黄色粘土和亚粘土形成矿井岩石层，此层匀称对其；④第四系全新统Q4位于湫水河河谷旁，河流冲积层在沟谷中产生，水层出水能力很大，因此形成不一样的砂砾泥质岩，厚度为12m的是砂砾泥质岩的碎屑。1.3.2井田坐落成型井田的构造方式为向西倾斜的单斜构造，在长时期的历史发展长河中，孕育了新华夏系的断裂，进而在发展史中仰望在煤田东部以外地区，煤田北部地区及南部地区都有了不同程度的扭转，在煤田中正常扭转程度不大，煤田的扭转一般用单斜来构造，在煤田中部地区单斜的构造在历史长河中又一次被刷新，从而形成了扭转程度较大的宽带褶皱，从而形成煤田的可控构造。1.4煤层赋存及煤质1.4.1含煤性井田内有16层含煤地层，编号分别为01、02、03、04、05、2、5（4+5）、3下、4上、4、5、5下、6、7、8、9号。厚度为21.60m，含煤地层总厚为175.80m，煤含量为15.8%，可采煤层有01、02、2、5（4+5）、5下、7、8号共7层。1.4.2可采煤层（1）05号煤层本煤层在所有煤层中是最稳定的，与K砂岩距离为29m，位于山西组中上部，钻孔尖灭可在井田东部找到，是薄中厚煤层其厚度是0~1.86m，平均值是1.56m，北部比南部厚，北边无线可采，厚度是0.75~1.86m，平均值是1.31m，煤层的结构共两种，比较单一，分别是顶板和底板，在顶板和底板都可看到泥岩和砂质泥岩，只是有时在顶板中能看到细粉砂岩，并且有时在底板中能看到粉砂岩和厚炭质泥岩，这就是顶板和底板的区别。（2）5（4+5）号煤层本煤层是最重要的，因为本层是可采煤层，5号煤的距离为0.55m，煤厚区间从1.64m到8.13m，平均4.885m，大部分的4号煤和5号煤合并，合并区煤厚区间从4.29m到7.51m平均5.9m，在煤层北部钻孔厚度最大可达8.31m，厚度最小可达4.56m，东部厚而西部薄，东部厚度区间从3m到5.5m。在煤层中还有两个区域，主管低位煤层，煤厚区间从3.72m到6.35m，在井田的东北角可明显的看出分叉，顾名思义合并区比分叉区厚，厚度区间从1.27m到4.38m，平均2.825m，根据此煤层的厚度判断为中厚煤层。规律清晰可见，从东方到西方煤层增厚，在煤层中有夹矸层，此层有5层，厚为0.68m，泥岩是夹矸层的成分，顶板岩性和底板岩性都是砂质泥岩和泥岩构成。1.4.3煤质（1）煤的物化工艺①物理性质：煤视觉效果是黑色与黑褐色的，还可以反光，折射到眼睛里的光有像看到阳光底下的玻璃；有像开着窗户看屋内的光影；有像小孩子用石子将玻璃砸碎的光影，这样的光影像是涓涓细流慢慢渗入眼中。煤的形状也是奇形怪状的有的像贝壳；有点像锯齿；有的像冰雕；有的像巨轮，形成原因是煤的内部出现裂缝是可发育的，但是煤的外部出现裂缝是不可发育的。煤的结构有两种，分别是宽条带状结构和理状结构，而条带状结构最好发育，在煤的结构中看不到均状结构，煤大体是层状构造的，也由块状结构组成。②化学和工艺性质a）2号煤层

灰分（Ad）：原煤区间从9.27%到37.81%，平均值为23.54%；精煤区间从5.89%到14.75%，平均值为10.32%。全硫（Std）：原煤区间从0.13%到2.15%，平均值为1.14%；精煤区间从0.17%到0.83%，平均值为0.50%。挥发分（Var）：煤层可分为原煤与精煤，其中原煤28.19～31.12%，精煤29.27～30.38%，原煤的挥发分是受到灰分的影响，略高于精煤的挥发分。其中原煤和精煤挥发分都会随煤层的层位降低从而减小。粘结指数（G）：为82.9~112.8，平均97.85%。

胶质层厚度（Y）：为12~38mm，平均25mm。

奥亚膨胀度（b）：为15.5~382.5%，平均199%。b）5号煤层灰分（Ad）：原煤为1.53%~27.91%，平均值为14.72%；精煤4.39~12.97%，平均值为8.68%。全硫（Std）：原煤区间从0.18%到1.73%，平均值为0.955%；精煤区间从0.29%到0.94%，平均值为0.615%。煤的有机硫高加上不容易洗去是精煤全硫比原煤高的原因。挥发分：分煤层挥发分（Var）原煤26.54～29.78%，精煤28.65～30.67%，原煤的挥发分是受到灰分的影响，比精煤更容易挥发分。原煤与精煤挥发分都是随着煤层层位减小而减小。粘结指数（G）：为90.4~103.0，平均96.47%。胶质层厚度（Y）：为18~40mm，平均26.2mm。奥亚膨胀度（b）：为2.4~357.9%，平均180.15%。（2）工业用途国家标准GB5751-86的煤炭要求，来确定煤类用精煤挥发分的产率为900°C，可以用作分类指标测量测定值和粘结指数。1.5瓦斯危险性1.5.1瓦斯情况本井田所有煤层的瓦斯成分主要是CH4，其次是N2、CO2和C2—C5，大多样点在CH490—95%，少量样点在CH480—90%，个别样点在CH470—79%，N2<5%，CO2<0.5%，C2—C5<0.13%。主要煤层5（4+5）号煤中甲烷气深度随着瓦斯梯度的增加2ml/gr而增加132m。无论在哪一层，钻孔都是一样的，CH4的浓度会随着挖掘深度的增加而增加。1.5.2煤尘爆炸性当火焰高度为13.5m时该矿有爆炸几率，岩粉用量为38%时可降低煤尘爆炸几率，该矿05号煤尘随时可能爆炸。该矿05号煤层的吸氧量为0.5900cm³/g，为自燃煤层，自燃倾向性等级为Ⅱ[4]。1.6矿井开采主斜井：井简方位角247°，倾角21.9°，斜井549m，净断面面积12.7m²；矿井通过带式运输机进行升高。副斜井：面积为186.9m²，斜长835.1m；

井内有双轨，并且装备双滚简绞车，可以承担人员上升与下降、材料设备传输、矸石拉升等辅助拉升工作，井内有台阶还有扶手。回风立井：井筒半径4.2m，深度346.8m，净断面面积35.41m²；井简内装有行人可用梯子间，前期时回风井和简井是矿井安全出口。前期矿井生产能力1.5Mt/a，88万t/a是核定能力，首采区为一采区，首采工作面为2452工作面，通过综采长壁就可采全高，达到产值时布置1个综采工作面与3个综掘工作面，工作面长度为274m[5]。1.7矿井通风通常使用中央并列式通风方法，用两台BDK54-6-№19防爆对旋轴流式通风机组装回风立井，一使用一备用，还可以配套YBFe315L2-6，380V，2×132kW型矿用隔爆电机使用。第2章瓦斯涌出量预测2.1瓦斯基础参数矿井瓦斯储量应是可采煤层瓦斯储量和不可采煤层与围岩瓦斯储量的和。瓦斯资源随着瓦斯储量增多而增多，可用公式算出：2-1式中：Wk—矿井瓦斯储量，Mm³；2-2式中：W1—可采瓦斯储量，；

A1i—煤层i地质储量，；

X1i—煤层i瓦斯含量，；2-3式中：W2—总瓦斯储量，Mm³；

A2i—地质储量，；X2i—瓦斯含量，m³/t；2-4式中：W3—围岩瓦斯储量，Mm³；K—围岩瓦斯储量系数，取0.1；2-5式中：W4—可抽瓦斯量，Mm³；

k—瓦斯抽放率，取32；

W1—瓦斯储量，Mm³；W2—瓦斯储量，；4号和5号煤层是可采煤层，05号、3下号、4上和5号是可采煤层的附近层，需要4号、05号煤层、5号、3下号、4上号及5号煤层与围岩的瓦斯储量。没有储量资料的煤层有05号、3下号、4上号及5号，这些煤层可以大概计算两侧的瓦斯储量。可知西坡煤业公司瓦斯总储量为2901.71Mm³，可开发瓦斯量为853.95Mm³，矿井瓦斯总储量较大。5号煤层的实测参数：衰弱钻孔瓦斯百米流量为0.018～0.022d（-1），可透气煤层为0.15～0.25m²/MPa2d

。可知该煤层属于可以抽放煤层，但由于西坡煤业公司可透气煤层是按照煤层瓦斯衰弱钻孔瓦斯流量测定，因此有偏差，有更好数据可从新改写[3]。2.2预测瓦斯涌出量（1）预测瓦斯涌出量的方法治理与预防矿井瓦斯危害的其中一个重要原因是正确的预测出瓦斯涌出量，并且可以为工作面的布防、井下瓦斯抽放设计和管制通风等提供基础的根据。瓦斯预测涌出量的方法：①瓦斯预测涌出量的方法是矿山统计法，首先，根据勘查生产矿井的阶段，了解瓦斯地质资料就可以准确的把瓦斯地质单元区分出来；其次，运用已知数据分析瓦斯涌出量阶梯，通过不同瓦斯单元的地质；最后对未采区、采区工作面预算。②分源预测法，通过涌出规律找到起始地，与瓦斯开采技术条件相结合，来进行瓦斯涌出量的计算，这种方式适用于预测数目正常，所形成的所有回采工作面瓦斯涌出量的准确预测。因此，矿井瓦斯涌出量的基础资料就可以通过矿井通风设计来获得，可以减小矿井瓦斯涌出量不平均，并正确确定高、低瓦斯矿井与煤层的正常抽采。③矿山统计法应该在回采工作面的煤层赋存条件、地质条件、开采方式与样本工作面神似，要不然很难确保预测的正确率。矿井虚拟与现实中工作面的开采时间和进度等多个区域有很多不同，以至于相对瓦斯涌出量与上覆基岩厚度不能很好的融合，而且分源预测法能很好的解决这样的问题，并能确定每个涌出地所占的比重和预测每个时期的瓦斯涌出量。（2）影响瓦斯涌出量因素①如何开采；②变换气压；③进行通风；④煤层瓦斯储量；⑤限制采空区；⑥如何生产；⑦开发范围；⑧采煤工序与顶板优化。（3）回采工作面瓦斯涌出量预测①开采层涌出量通过分源预测法，计算开采层：2-6式中：q1—开采层涌出量，；k1—围岩涌出系数，取1.5；k2—丢煤涌出系数，取1.055；k3—巷道预排瓦斯对煤体涌出系数，取=（L-2h）/L=0.8；L—回采工作面长度，取150；h—巷道预排等值宽度，取15；m—开采层厚度，取3.5；M—工作面采高；Wo1—开采煤层原始瓦斯含量，一采区取6.3m³/t，二采区取7.75m³/t；Wt—开采煤层残存瓦斯含量，一采区取1.82m³/t，二采区取2.

1m³/t。开采5（4+5）号煤层时，一采区及二采区回采工作面瓦斯涌出量分别为5.67m³/t及7.15m³/t。②邻近层涌出量邻近层算式：2-7式中：q2—邻近层涌出量，；

mi—第i邻近层煤厚，；

M—开采厚度，取3.5m；

We1—

第1邻近层原始含量，一采区取6.3m³/t，二采区取7.75m³/t；Wu1—第1邻近层残存含量，一采区取1.82m³/t，二采区取2.

1m³/t；η1—第1邻近层受采动影响的排放率。充分了解1、3下、5号煤层信息，对5

（4+5）号层进行实测，通过对瓦斯涌出量预测前三个煤层瓦斯含量和残存量，和5（4+5）号取相同数值，04号用实测值来计算。因此1号煤层回采时，一、二采工作面临近层相对瓦斯涌出量分别为3.35m³/t及3.74m³/t。除上述主要煤层外，

还有其他些较薄或距离很远的煤层，因为涌出量少不介入计算。③工作面的相对瓦斯涌出量为：q一采区=q开+q临=5.67+3.35=9.02m3/t；q二采区=q开+q临=7.15+3.74=10.89m3/t；矿井正式回采时，一采区和二采区涌出量预测为9.02m³/t

及10.89m³/t。矿井回采设计开采强度为3837t/d，一、二采区涌出量为21.02m³/min

及25.36m

³/min[2]。2.3瓦斯起源分析一、二采区回采工作面瓦斯涌出大多数是开采层，少部分是邻近层，其中开采层瓦斯涌出占0.71，邻近层瓦斯涌出占0.29[8]。第3章瓦斯抽采方法3.1确定抽采方法对瓦斯抽采进行分析，回采工作面设计风量可以满足回采风排瓦斯要求。其主要问题为受通风方式影响，回采工作面上瓦斯控制难度较大。因此，本次设计只考虑回采工作面上瓦斯抽采。治理瓦斯的措施有高、低位裂隙钻孔、高抽巷、采空区埋管和插管等方法。通过选择原则了解到抽采方法，与煤业煤层赋存、瓦斯来源等特点相融合，斟酌到工作面需要的抽采量，提议比较在理的抽采方法。抽采方法技术、经济对比，见表3-1、表3-2。表3-1抽采方法技术对比表方案方案一：高抽巷抽采方案二：高位钻孔抽采方案三：采空区插管优点①抽采量大，抽采量稳定；②管理方便；③管路敷设距离短。①在工作面回风顺槽直接施工钻场进行打孔；②可根据抽采效果调整钻孔角度，确定合理的抽采参数，抽采效果好；③管理方便。①不受工作面接续影响；②无需施工巷道，资金投入小。缺点①需施工岩石巷道，施工成本高，施工周期长；②未做过顶板裂隙带相关研究工作，顶板抽采巷道的位置确定只能根据经验判断，如位置选择不合理会造成抽采效果差，投资浪费。①打孔成本高，施工周期长；②未做过顶板裂隙带相关研究工作，高位钻孔的终孔位置确定只能根据经验判断，如位置选择不合理会造成抽采效果差，投资浪费；③钻孔布置在煤层中，钻孔有效长度短。①需经常在上隅角附近插管，并根据抽采效果及瓦斯涌出情况调整抽采参数，管理不便；②抽采管路需要进行回撤。续表3-1抽采方法技术对比表缺点①需施工岩石巷道，施工成本高，施工周期长；②未做过顶板裂隙带相关研究工作，顶板抽采巷道的位置确定只能根据经验判断，如位置选择不合理会造成抽采效果差，投资浪费。①打孔成本高，施工周期长；②未做过顶板裂隙带相关研究工作，高位钻孔的终孔位置确定只能根据经验判断，如位置选择不合理会造成抽采效果差，投资浪费；③钻孔布置在煤层中，钻孔有效长度短。①需经常在上隅角附近插管，并根据抽采效果及瓦斯涌出情况调整抽采参数，管理不便；②抽采管路需要进行回撤。建议不采取不采取应用表3-2抽采方法经济对比表方案名称资金概算（万元）合计（万元）建议方案一：高抽巷抽采埋管-860进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工860钻孔施工-煤柱损失-方案二：高位钻孔抽采埋管-190进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工35钻孔施工155煤柱损失-方案三：采空区插管抽采插管8888应用巷道施工-钻孔施工-煤柱损失-注：以上费用为各抽采方法主要工程、材料投入，未包括管路安装等费用[1]。3.2采空区抽采3.2.1密闭抽采法是常见方法，抽出瓦斯浓度达到的区间从24%到51%，灌注砂与泥浆等材料，一定要建成不透风的墙，厚为1.5米。继续用抽采管透过密闭墙，进入10米以上的采空区进行抽采。减少与空气接触，不让墙面透气，并且对气体成分、浓度、抽采负压实时管控，让采空区浮煤在往常情况中，减少浮煤自燃的可能。3.2.2钻孔抽采法煤层中存在顶板，它是由易破碎的岩石构成，采空区瓦斯在顶板上也可寻到，但是不容易进行钻孔，可以采用从下至上开采的方法从而步入稳定的岩层；把斜巷的尾部当做钻场对待，逆向打孔，为了与煤层保持平行的钻孔，孔径为92mm~102mm，孔长需要实测，大概是102，当孔口处在负压状态时，抽采效果好。3.2.3双埋管抽采法在距离为31m时将管路放入采空区，紧接着埋入另一个管路；此方法操作简单，不好的是消耗较大。3.2.4气动阀控制抽采法所有管口的气动阀门均可通过远程控制修改。只需要远程操作，不用每天去施工现场手动控制，如果每天都去施工现场，那么将浪费许多人力物力，由此可见这是最省钱的方法，因为我们只是需要质量好价格略高而且施工工艺棒的气动阀门就能解决，而且还能面对不同情况来进行实时调整，方便简洁。3.2.5冒落拱打钻抽采法保护层开采和钻孔抽采邻近层卸压，两者都可以一起钻到冒落拱上方，进行有效从邻近层与煤层分层中的瓦斯处于冒落带里。直接应在顶上方5~10m处，孔与孔之间的距离应为10m~20m，瓦斯浓度为28%时进行抽采钻孔，瓦斯浓度到46%时，封孔比开采层厚度大了好几倍。3.3特殊瓦斯抽采3.3.1瓦斯含量高煤层群采用钻孔预抽开采层、抽采卸压邻近层和抽采采空区瓦斯，钻孔方法是预抽煤层瓦斯技术[6]，钻孔的施工要需用距离30m~50m的工作面回风巷，这样方便利用瓦斯，对于瓦斯的管理也更加方便。需用了解开采层采动和煤层卸压的变量，卸压过程中需仔细检查，查看是否有安装不良好区域，从而进行预判。3.3.2钻孔抽采顶板和底板巷道里铺排钻场，孔间距正确与否要比对抽采半径，28m施一次工，穿透煤厚的穿层钻孔的预抽时间为125天，抽采浓度一般为50%，单孔纯量为0.2~1m³/min，穿层钻孔超过195m的距离可达工作面。3.4抽采系统井下移动抽采系统解决一采区工作面瓦斯问题，应在回风和轨道大巷周围联络站内。3.5检修仪器孔板流量计、U型水柱计、瓦斯浓度检定器和高负压取样器等。第4章抽采管路阻力计算4.1管路摩擦阻力计算摩擦阻力算式：4-1

式中：H—阻力损失，Pa；L—管路长度,；Q—瓦斯流量，m/h；D—管道内径，；K—管径系数，见表4-1；V—气体体积，见表4-2；表4-1不同管径的系数k值通称管径mm152025324050K值0.460.470.480.490.500.52通称管径mm7080100125150180以上K值0.550.570.620.670.700.71管径均大于150mm，所以管径系数取k=0.7。表4-2在0℃及10的5次方Pa气压时的v值瓦斯浓度013323456010.9960.9910.9870.9820.9780.973续表4-2在0℃及10的5次方Pa气压时的v值100.9550.9610.9470.9420.9380.9330.929200.9110.9060.9020.8980.8930.8890.881300.8660.8620.8570.8530.8480.8440.840400.8220.8170.8130.8080.8400.7990.795500.7770.7730.7560.7640.7590.7550.750600.7330.7280.7240.7190.7150.7100.706700.6880.6840.3790.6750.6700.6660.661800.6140.6390.6350.6300.6260.6210.617900.5990.5950.5900.5860.5810.5770.5721000.554------------4.2管路摩擦主要阻力损失计算表4-3管路摩擦主要阻力损失巷道段编直管路长度（m）管内瓦斯流量（m³/h）管内瓦斯流量的平方（m³/h）²管道内径（cm）管道内瓦斯的平均浓度（%）所在瓦斯浓度下的v值管路摩擦阻损失（Pa）1~22005516315394564546.00.795380.472~315005616315394564546.00.7952853.53~423047762281017642.545.20.799423.244~53039361549209637.542.70.84073.75~62303090954810035400.8084736~7302250506250030400.82271.937~82301500225000025400.822609.88~93075056250017.5400.822118.33~10135084070660017.5500.7776313.24~11135084070660017.5500.7776313.25~12180084070660017.5500.7778417.6续表4-3管路摩擦主要阻力损失6~13180084070660017.5500.7778417.67~1496075056250017.5400.8223786.28~15175075056250017.5400.8226901.99~1680075056250017.5400.8223155.1总和：48308.74。局部阻力是摩擦阻力的9%～21%来计算，主管管径如果小，取上限值，反之取下限值。局部摩擦阻力（Pa）计算如下：表4-4计算局部摩擦阻力1~22~33~44~55~66~73~1057.142863.511.17110.8947表4-5计算局部摩擦阻力4~115~126~137~148~159~16总和94712631263567.9135.3473.37246.3管道总阻力：∑Hi=∑H管道+∑H局部阻力=55555.04（Pa）第5章瓦斯抽采泵选型5.1管路选型5.1.1管路选择原则（1）平直装设管路，曲线段的距离小，转弯角<50°；（2）最好避让运输繁忙巷道，回风巷内和运输巷内进行敷设，在斑马线上放置高超过1.8m，管路的外缘和巷道壁间隙超过0.1m；（3）管路直径和抽采设备能力成正比，应按最大流量分段计算，全流速为8m/s计算管径，抽采系统管材的备用量取11%；（4）抽采管路系统要安装调控、测定、防回气装置[7]。5.1.2瓦斯管路敷设路线抽采区→工作面回风顺槽→抽采泵→一采区回风巷。5.1.3管径选择5-1式中：D—管内径，mm；Q—混合流量，；V—平均流速，取V=10m/s；

管路内径规格见表5-1：表5-1标准抽放管路内径规格序列12345678内径mm25385075100125150175序列1112131415161718内径mm250275300325350375400425合理管路内径见表5-2：表5-2选取合理的管路内径巷道段编号抽采存量（m³/min）管道内瓦斯平均浓度（%）管内瓦斯流量（m³/min）瓦斯管内径计算值（mm）瓦斯管内径对应标准值（mm）1~243.046.093.6445.74502~343.046.093.6445.74503~43.045.279.6411.14254~529.044.265.6373.23755~622.042.751.5330.63506~715.04037.5282.13007~810.04025230.42508~95.04012.5162.51753~107.05014172.41754~117.05014172.41755~127.05014172.41756~137.05014172.41757~145.04012.5162.81758~155.04012.5162.81759~165.04012.5162.81755.1.4管路连接抽采主、支管路选用焊缝钢管，采用配套法兰连接。5.1.5管路敷设（1）抽采管路和电缆应在岗道两旁高高直直的挂起，与地面差值大于0.3m，管路与矿车外部空隙不小于0.7m，管路不允许穿透任何建筑物；（2）管路防护有防腐、防冻、防漏气、电气防爆；（3）管路在罐道梁上固定和放置可防滑关隘。5.2抽采泵计算5.2.1抽采泵流量计算（1）标准状态下抽采泵流量5-2式中：Qr—流量，；Q—最大设计抽采量，

m³/

min；X—瓦斯浓度，；Η—泵机械效率，取；K—抽采能力系数，取1.5。

（2）抽采泵工况流量

5-3

式中：Qt—工况流量，

m³/min；Qr—标准流量，；Pg—抽采泵工况压力，。经计算，瓦斯抽采泵工况流量如下：初期高负压175.8

m³

/min；初期低负压431.

23m³

/min；后期高负压617.

62

m³/min；后期低负压707.

39

m³/min。5.2.2瓦斯抽采泵压力计算（1）标准状态下抽采系统压力5-45-55-6式中：H—抽采系统压力，；Hi—入口侧内管路最大阻力损失，；He—出口侧管路阻力损失，；K—抽采压力富余系数，取1.5；Hrs—入口侧管路最大摩擦阻力，；Hr—入口侧管路局部阻力，。

初期高负压:hrs

+

hr，取6KPa；初期低负压:hrs

+hr，取8；后期高负压：hi

+hr，取10KPa；后期低负压：hrs

+hr，取16；Hi—井下抽采钻孔的设计孔口负压，高负压取15KPa，低负压取7.5KPa；hem—出口侧管路最大摩擦阻力，

取0.5；hr—出口侧管路局部阻力，取0.05KPa；ha—出口侧的出口正压，取5。工况压力5-7式中：Pg—抽采泵工况压力，；Pd—抽采泵大气压力，取90.5；初期高负压60.63KPa；初期低负压67.15；后期高负压55.82KPa；后期低负压57.26。5.2.3瓦斯泵的真空度计算（1）真空度计算5-8式中：I—抽采泵真空度，%；H—抽采系统压力，；Pd—抽采泵站的大气压力，Pa。表5-3抽采泵真空度计算表抽采系统压力H（Pa）大气压力Pd（Pa）抽采泵真空度I（%）293698656834（2）抽采泵工况压力计算抽采泵工况压力可按下式计算：5-9式中：Pg—抽采泵工况压力，；Pd—抽采泵站的大气压力，Pa。表5-4抽采泵工况压力计算表抽采系统压力H（Pa）大气压力Pd（Pa）抽采泵工况压力Pg（Pa）2936986568571995.2.4抽采泵选型瓦斯抽采管越短，阻力损失越小，所以选择水环式真空泵。上述计算表明，通过真空泵性能曲线来确定抽采泵型号。我国水环真空泵特征曲线所表明的和吸入压力下流量不同，需进行流量换算，算式：5-10式中：Q标—标状下瓦斯抽采量，；Q测—测得瓦斯抽采量，；P1—测定时管道内气体绝对压力，；Tl—测定时管道内气体绝对温度，K；5-11t—测定时管道内气体摄氏温度，取25℃；p标—标准绝对压力，101.325；T标—标准绝对温度，(273)K。由上述算式，见表5-5。表5-5抽采泵工况状态下的瓦斯抽采量计算表标态抽采量(m3/min)标态绝对压力(Pa)标态绝对温度（K）工况绝对压力(Pa)工况绝对温度（K）工况抽采量(m3/min)100100.86528065285175选用ZWY210-250型井下移动瓦斯抽采泵。应当达到转速365r/min，工况绝对压力为65kPa时，泵抽气量为173m3/min。抽采硐室按安装两台瓦斯泵，一台运作，一台备用。规格见表5-6。表5-6井下移动瓦斯抽采泵性能规格表型号最大抽气量(m3/min)最大轴功率（kW）转速(r/min)供水量(m3/h)备注ZWY210-2501802003506.8~15.9ZWY210-250型井下移动瓦斯抽采泵选择配套隔爆电机功率250kW，电压等级1140V。供水采用2台BQW15-15-2.2型潜水泵，其中一台工作，一台备用及检修。BQW15-15-2.2型潜水泵性能规格，详见表5-7。表5-7BQW15-15-2.2型潜水泵性能规格表型号扬程(m)流量(m3/h)功率（kw）BQW15-17-2.215152.25.2.5瓦斯抽采泵附属设施抽采泵的附属设施，共两种分别是用来管控瓦斯的流量和安全，须配置如下设施：（1）阀门阀门是瓦斯抽采必用的设施，多个管路中均需阀门，用于调节各个抽采区、钻孔的抽采量和瓦斯浓度，调控所有管路的水压与流通，也可让管路里的气体保持平衡状态。通过关闭阀门来管理瓦斯管路和钻孔装置，也可用切断通路的方法进行。抽采管路如果不大，那么可用闸阀，钻孔口选用逆止阀，防止瓦斯倒流，主管和干管上需用外形小巧的蝶阀，阀门应取得可用安全装饰，还应与瓦斯气保持一致；（2）测压嘴测压嘴是确定瓦斯流的压力和管路气体的小孔，作业前就应安装测压嘴，瓦斯管路和钻孔交接处上均需安装。测压嘴应小于33mm，直径在4~10mm的区域中。在现场需确保管内没有空气进入，可用细胶管把管道绑紧的方法；（3）管路放水器由于瓦斯是气体，空气中也存在着水分，因此在抽采瓦斯的过程中水分也会被抽出。需要倾斜安装管路，使水可以向下流淌从而达到蓄水的效果。管路中需在每300m处放置管路放水器，最长也不得超过450m放置，这样方便管路里水的排放。有两种放水器可用，这两种分别是人工放水器和自动放水器。想要工作速率增强，可选用CWG—FY型负压自动放水器。参数为：压力范围0~0.08MPa；放水速度8.5L/min；外形尺寸338*338*481mm；重量28.9kg；（4）流量计流量计尤为关键，检查并确定瓦斯的流量值，更加了解瓦斯抽采效果和涌出规律。流量仪表共有四种，通常使用节流式变压降法，当气体路过节流装置时会产生压力降，然后检测压力差从而得出气体流量。孔板流量计的计算：①孔板流量计参数孔板圆孔半径d≥5.8mm；

管道半径

24.8≤D≤364.9mm；半径比0.27≤β＝d/D≤0.91；②孔板流量计需求孔板上游侧的管长为10D，下游侧为4D；测量管壁的直管段内表面应洁白无瑕、没有污染物，相对粗糙度K/D≤0.001；孔板上游和下游的直管长应大于最小值；开孔与测量管的轴线在一条直线上，孔板10D与管道轴线垂直，垂直度在1%内；e）应用负压测压计；f）扩孔器如果不能很好的抽采钻孔瓦斯，就应进行扩孔，扩孔会使钻孔增大、透气性变好还使效果增强，需选用SKP型高压水射流扩孔器，参数为：高压水额定流量5.89m³/h；额定压力5.58MPa；扩孔直径50~350mm[9]。5.3抽采管路、设备的安装要求5.3.1安装范围（1）抽采管路与高负压、低流量抽采泵连接在回风大巷里安装两趟φ500mm，抽采管路与低负压、高流量抽采泵连接安装两趟φ350mm；（2）安装趟φ300mm抽采管路在掘进工作面中；（3）回采工作面上安装两趟φ300mm抽采管路，分别沿着管路安放和工作面形成后安装，进而抽采采空区瓦斯；（4）在底板巷内安装两趟φ300mm抽采管路，分别是通过高负压、低流量泵抽采钻孔瓦斯和相反负压、流量泵防喷