青松岭煤矿瓦斯防突设计

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1、铜山县青松岭煤矿瓦斯抽放系统设计青松岭煤矿属资源整合矿井，由刘合煤矿和徐庄煤矿整合，由于贵州省铜山县青松岭煤矿资源/储量核实报告未提供各煤层瓦斯含量，邻近也无其它矿井可以参考，因此，本次设计采用的瓦斯参数根据AQ1018-2006标准规定，利用经验公式进行预测，得出矿井绝对瓦斯涌出量和相对瓦斯涌出量。根据2003年7月国家安全生产监督管理局（国家煤矿安全监察局）发布的第五号令第十条，高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井应建立瓦斯抽放系统，本次设计采用地面固定瓦斯抽放系统，抽放泵站建在+1650m回风平硐附近。一、矿井年抽放量及抽放年限（一）矿井瓦斯储量及可抽量1、瓦斯储量计算范围青松岭煤矿可采煤层为M0、

2、M12、M13、M14煤层，由于M0煤层与M12煤层的层间距为60m，对M12煤层的瓦斯涌出量不会造成影响，但M13、M14煤层的瓦斯涌出量会影响M12煤层，当开采M12煤层时，M13、M14煤层均处于充分卸压区，瓦斯会涌入M12煤层的采煤工作面。因此，本次计算瓦斯储量将邻近的M13、M14煤层的瓦斯储量一并计算。2、瓦斯储量及可抽量（1）煤层瓦斯含量该矿由于无瓦斯压力、煤层瓦斯含量、瓦斯含量梯度等实测数据，也无邻近矿实测资料，本次设计按以下经验公式进行计算。1）矿井瓦斯压力计算按以下经验公式计算：P=（2.0310.13）H，根据当地的经验取值，取P=3.0H；式中：P距地表垂深H处煤层瓦斯

3、压力，kPa；H煤层所埋藏深度，m。（首采+1510m标高煤层埋深为140m，可采范围最低标高+1400m标高煤层埋深为180m）；则+1510m标高：P=3.0140=420kPa=0.42MPa；+1400m标高：P=3.0180=540kPa=0.54MPa；2）矿井煤层瓦斯含量计算由于该矿井没有瓦斯储量图及测定的相关资料，故采用以下经验公式计算煤层瓦斯含量。Wh=WX+WY式中：Wh煤层瓦斯含量，m3/t；WX吸附瓦斯含量，m3/t；WY游离瓦斯含量，m3/t；WX=式中： Wf 、Af 、Vr煤的水分、灰分、挥发分，；P实测瓦斯压力，MPa（由于没有实测值，采用以上计算值）；en温度

4、系数，按瓦斯压力查表得1/en；a2.4+0.21 Vr；b1-0.004Vr；WY=式中： fn：煤的孔隙率，查表；KY：相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查表；：煤的容重，1.5t/m3；p：实测瓦斯压力，MPa（由于没有实测值，采用以上计算值）；按以上经验公式计算，各煤层在+1510m水平和+1400m水平的瓦斯含量见表4-5-1、4-5-2、4-5-3：表4-5-1 各煤层各水平吸附瓦斯含量计算表煤层标高(m)水分Wf灰分Af挥发分Vr1/enab吸附含量Wx（m3/t）M0+15101.9816.237.310.6723.940.9718.81+14001.9816.237.310

5、.6803.940.9719.99M12+15102.0218.517.290.6723.930.9718.50+14002.0218.517.290.6803.930.9719.65M13+1510512.006.300.6723.720.9755.93+1400512.006.300.6803.720.9756.71M14+1510512.576.730.6723.810.9735.79+1410512.576.730.6803.810.9736.56表4-5-2 各煤层各水平游离瓦斯含量计算表煤层标高容重孔隙率压缩系数游离含量(m)t/m3%m3/tM0+15101.4561.070.1

6、66+14001.4561.070.213M12+15101.5061.070.160+14001.5061.070.206M13+15101.5061.070.160+14001.5061.070.206M14+15101.5061.070.160+14001.5061.070.206表4-5-3 各煤层各水平瓦斯含量及梯度计算表煤层标高（m）WX（m3/t）WY（m3/t）Wh（m3/t）含量梯度m3/t100mM0+15108.810.1668.9761.12+14009.990.21310.203M12+15108.500.1608.6601.09+14009.650.2069.856

7、M13+15105.930.1606.0900.75+14006.710.2066.916M14+15105.790.1605.9500.74+14006.560.2066.766（2）瓦斯储量计算矿井瓦斯储量是指矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和，按下式进行计算：W=W1+W2+W3式中：W矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层的瓦斯储量，Mm3；式中：A1i矿井可采煤层i的资源量，Mt；X1i矿井可采煤层i 的瓦斯含量，m3/t；W2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；式中：A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可

8、采煤层i 的资源量，Mt；X2i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/t；W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，Mm3，实测或按下式计算：W3=K（W1+W2）式中：K围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.050.20；当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取之或实测确定。矿井瓦斯储量经上述公式计算，其结果详见表4-5-4。表4-5-4 矿井瓦斯储量计算结果表煤层瓦斯含量（m3/t）地质资源储量（Mt）瓦斯储量（Mm3）W1M129.8561.52515.0304W2M136.9161.3459.30202M146.7661.2448.416

9、904W3K（W1+W2）0合计32.749324（3）瓦斯可抽量计算瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中在当前技术条件下能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式如下：W抽WK可式中：W抽可抽瓦斯量，Mm3；K可可抽系数；K可K1K2KgK1煤层瓦斯排放系数；K1K3(XXk)XK3瓦斯涌出程度系数，按经验取之或实测确定；X煤层原始瓦斯含量，m3/t；Xk运到地面煤的残余瓦斯含量，m3/t；K2负压抽采时抽采作用系数，K21.11.2；Kg矿井瓦斯抽采率，%。瓦斯可抽量计算结果见表4-5-5。表4-5-5 瓦斯可抽量计算结果表煤层原始瓦斯含量m3/t残余瓦斯含量Xk瓦斯涌出程度系数K3瓦斯排放系数K1抽采作用系

10、数K2矿井瓦斯抽采率Kg瓦斯储量Mm3可抽瓦斯量Mm3M129.85630.80.561.235%15.034.55M136.91620.80.571.29.302.86M146.76620.80.561.28.422.55合计32.759.96（二）瓦斯涌出量计算本矿井可采煤层为M0、M12、M13、M14煤层，由于M0煤层与M12煤层的层间距为60m，对M12煤层的瓦斯涌出量不会造成影响，因此，只考虑M13、M14煤层的瓦斯涌出量会影响M12煤层。工作面瓦斯涌出量由本煤层、临近层和围岩三部份组成，采用瓦斯涌出量预测法计算瓦斯涌出量。1、有邻近层时回采瓦斯涌出量计算qf=qb+qn式中：qf

11、开采层瓦斯涌出量，m3/t； qb开采层本层瓦斯涌出量，m3/t； qn邻近层瓦斯涌出量，m3/t。（1）开采层本层瓦斯涌出量式中：Kw围岩瓦斯涌出系数，全部陷落法管理顶板取1.3；Kd丢煤损失系数，Kd=100/（100C），C为损失率，%，计算得Kd =1.03；Kz掘进回采巷道瓦斯预排系数，Kz=（L2h）/L，L为工作面长度102m，h为掘进预排宽度，本矿井为无烟煤，取10m，计算得Kz=0.8；Ks瓦斯涌出程度系数，取0.8；m开采层厚度，m；m0开采分层厚度，m；Wh本煤层瓦斯含量，根据上述瓦斯含量预测值，M12煤层+1400m的瓦斯含量为9.856m3/t；根据以上数据，代入公式

12、可得开采M12煤层+1400m标高时，本层瓦斯涌出量为：（2）邻近层瓦斯涌出量式中：mi邻近煤层厚度，m；bi邻近煤层瓦斯涌出程度系数，其计算公式：bi= Wi第i邻近层瓦斯含量，m3/t；Wcii邻近层残余瓦斯量，m3/t；Lii邻近层的瓦斯排放带宽度，m，其计算公式：Li=；Hi第i煤层与开采层的间距，m；卸压角，（）；L回采工作面长度，102m；根据以上数据，代入公式可得邻近层M13、M14煤层的瓦斯涌出量为：代入以上数据可得qn=2.144m3/t。则回采面瓦斯涌出量为：qf=qb+qn=8.446+2.144=10.59m3/t。2、掘进面瓦斯涌出量计算掘进工作面瓦斯涌出qj来源包括

13、两部份：一是暴露煤壁涌出瓦斯，二是破落煤块涌出瓦斯。其涌出量计算公式如下：qj= qm + qL式中： qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/t； qm掘进煤壁瓦斯涌出量，m3/t，其计算公式如下：qm=nmVqv（），代入数据得qm=0.131m3/t； qL落煤瓦斯涌出量，m3/min，其计算公式如下：qL=sV（WhWC)，代入数据得qL=0.056m3/t；n暴露煤面个数，单巷掘进时n=2；m煤层厚度，m；V巷道平均掘进速度，0.003m/min；qv煤壁瓦斯涌出初速度，m3/（m2min），参照如下公式：qv=0.0260.0004（Vr）2+0.16WhVr煤的挥发份，%；Wh煤层瓦斯含

14、量，m3/t；L0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，根据经验取100m；s掘进端头见煤面积，3.25m2；原煤容重，1.5t/m3；WC煤层残存瓦斯含量，M12煤层挥发分7.29%，查表取6m3/t；根据以上经验数据代入公式可得：qj=qm+qL=0.131+0.056=0.187m3/t。3、采空区瓦斯涌出量计算qk=K（qc+qj）式中：qk采空区瓦斯涌出量，m3/t；K采空区瓦斯涌出系数，一般为0.150.25；qc采出煤的瓦斯涌出量，m3/t；qj掘进煤的瓦斯涌出量，m3/t。 代入数据可得qk=0.809m3/t。4、矿井瓦斯涌出量计算q矿=qf+qj+qk=10.59+0.

15、187+0.809=11.586m3/t则矿井绝对瓦斯涌出量按日产量455t/d计算q掘=q相T/1440=11.586455/1440=3.66m3/min式中：q掘绝对瓦斯涌出量，m3/min；q相矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；T矿井最大日产量，t/d；经上述计算得q绝=3.66m3/min。根据上述计算结果，矿井相对瓦斯涌出量预测值（含回采面瓦斯涌出量、掘进面瓦斯涌出量、采空区瓦斯涌出量）为11.586m3/t，绝对瓦斯涌出量为3.66m3/min。其中本煤层瓦斯涌出量占80%，邻近层瓦斯涌出量占20%。（三）抽放瓦斯的必要性和可能性1、抽放瓦斯的必要性（1）相关规定要求根据煤矿安全规程

16、第一百四十五条规定：有下列情况的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时瓦斯抽放系统：1）一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3m3/min，用通风方法解决瓦斯有问题不合理的。2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：大于或等于40m3/min；年产量1.01.5Mt的矿井，大于30m3/min；年产量0.61.0Mt的矿井，大于25m3/min；年产量0.40.6Mt的矿井，大于20m3/min；年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。根据贵州省安全生产监督管理局、贵州煤矿安全监督局、贵州省煤炭管理局文件

17、（黔安监管办字【2007】345号）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见，青松岭煤矿按照煤与瓦斯突出矿井设计，必须建立地面永久瓦斯抽放系统。（2）瓦斯涌出治理需要绝对瓦斯涌出量与矿井生产产量有关系，青松岭煤矿设计生产能力150kt/a，全矿布置一个回采工作面、两个煤巷掘进工作面，矿井绝对瓦斯涌出量可达到3.66m3/min。根据矿井通风能力计算，工作面风流能够稀释一部分瓦斯涌出量，剩余的瓦斯涌出量必须由瓦斯抽放系统进行抽放排除。（3）综合利用需要瓦斯是一种优质、洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变废为宝，改善能源结构，保护矿区环境，取得显著的经济效益和社会效益。根据前面的计算，矿

18、井的瓦斯储量为32.75Mm3，可抽瓦斯量约为9.96Mm3，矿井瓦斯资源比较丰富。因此，从煤层气资源开发利用和环保的角度看，建立瓦斯抽放系统进行瓦斯抽放，还具有一定的社会、经济效益。综上所述，从防治煤矿瓦斯灾害的需要和资源利用的角度考虑，该矿采用地面固定瓦斯抽放系统进行适当的瓦斯抽放是有必要的。2、抽放瓦斯的可能性（1）开采层抽放瓦斯的可能性本煤层瓦斯抽放的可能性主要取决于煤层的自然透气性，其评价指标有两个：煤层的透气性系数（）和钻孔瓦斯流量衰减系数（）。由于该矿煤层透气性系数未测定，各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。应用高压水射流扩孔、深孔控制预裂爆破等方法来进一步提高煤层的透气性系数。适当

19、加大钻孔密度、延长抽放时间等方式来提高和确保抽放效果，本煤层抽放瓦斯也是可行的。（2）邻近层抽放瓦斯的可能性青松岭煤矿开采的M12煤层与上邻近层M0煤层间距较大，约为60m，M12煤层开采后，相对于M0煤层而言，起不到卸压作用。而M12煤层的下邻近层M13和M14煤层与其间距较小，在8m左右，M12煤层开采后，M13、M14煤层均处于充分卸压区，为邻近层抽采创造了条件。因此，邻近层抽放瓦斯可行。（3）煤层抽放瓦斯难易程度分类根据煤矿瓦斯抽放技术规范MT/T 692-1997，对未卸压的原始煤层，瓦斯抽放的难易程度可划分为三类，详见表4-5-6。表4-5-6 煤层瓦斯抽放的难易程度划分表分类钻孔

20、流量衰减系数d-1煤层透气性系数m2MPa2d容易抽放10可以抽放0.0030.050.050.1由于该矿煤层透气性系数未测定，各煤层预抽瓦斯难易程度还不清楚。但随着矿井抽放系统的建立，瓦斯抽放将长期化、规范化。矿井可在抽放过程中，对抽放技术、工艺、参数进行不断的改进和完善，从而提高抽放效果。3、抽放瓦斯效果预计（1）矿井（采区）瓦斯抽放率矿井（采区）瓦斯抽放率按以下公式计算：式中：矿井（采区）瓦斯抽放率，%；矿井（采区）瓦斯抽放量，Mm3/a；矿井（采区）总回风绝对瓦斯涌出量，Mm3/a。由以上公式计算，矿井（采区）瓦斯抽放率为10%。根据煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）的要求

21、，矿井绝对瓦斯涌出量小于20m3/min时，矿井（采区）瓦斯抽放率不小于25%，本矿井（采区）瓦斯抽放率取25%。（2）矿井瓦斯抽放量矿井设计生产能力150kt/a，投产时布置一个采区、一个采煤工作面、两个掘进工作面，抽放率按照25%考虑，通风可以稀释的瓦斯涌出量为4050%。根据上述基本情况，采用下列公式预计矿井年抽采量。Qa=QdN式中：Qa矿井设计年瓦斯抽放量，Mm3/a；Qd矿井设计日瓦斯抽放量，经计算得0.005Mm3/d；N矿井设计年工作日数，d。Qa=0.005330=1.65Mm3（3）瓦斯抽放年限利用可抽量计算矿井瓦斯抽放年限如下：A=Q可Qa 式中：A瓦斯抽放年限，a；Qa

22、矿井设计年瓦斯抽放量，Mm3/a； A=9.961.65=6a二、抽放瓦斯方法（一）矿井瓦斯来源分析1、矿井瓦斯来源及涌出构成 矿井瓦斯的来源一般是：煤层瓦斯、围岩瓦斯以及井田范围内溶洞等孔隙中储存的瓦斯。根据青松岭煤矿地质资料显示，井田内无溶洞存在，因此，矿井瓦斯来源主要是含煤地层中可采煤层和不可采煤层中的瓦斯以及围岩瓦斯构成。2、回采工作面瓦斯来源和涌出构成回采工作面瓦斯涌出来源主要包括两部份，即本煤层涌出和邻近层涌出。青松岭煤矿矿界范围内开采煤层为M0、M12、M13、M14四层煤层，首采面布置在M12煤层。根据各煤层的层间距，开采M12煤层时，M13、M14煤层处于充分卸压区，瓦斯会涌

23、入M12煤层采煤工作面，M0煤层由于间距较远，对M12煤层的瓦斯涌出量影响不大。根据上述瓦斯涌出量预测结果，本煤层瓦斯涌出量占80，邻近层瓦斯涌出量占20%。（二）抽放瓦斯方法1、选择抽放方法的原则矿井瓦斯抽采方法应依据矿井煤层赋存条件、瓦斯基本参数、瓦斯来源、开采顺序、巷道布置、瓦斯抽采的目的及利用要求等因素确定，并遵循以下原则：（1）尽可能利用开采巷道抽采瓦斯，必要时可设专用瓦斯抽采巷道；（2）能适应煤层的赋存条件及开采技术条件；（3）有利于提高瓦斯抽采率；（4）抽采的瓦斯量和浓度能满足利用要求；（5）尽量采用综合瓦斯抽采方法；（6）瓦斯抽采工程系统简单，易于维护，建设投资省，抽采成本低。

24、（7）减小或消除突出危险和减少风排瓦斯涌出量及减轻矿井通风负担，为煤炭开采提供安全生产环境。2、瓦斯抽放方法瓦斯抽放不仅需要解决矿井瓦斯超限问题，同时需要考虑矿井防突问题。因此，根据矿井的煤层和瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽放瓦斯的目的，结合抽放瓦斯方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯方法。（1）本煤层预抽根据当地瓦斯抽放的经验和本煤层抽放的效果，采用本煤层抽放能有效解决采煤工作面的瓦斯涌出量，因此，本次设计采用本煤层预抽的抽放方法。当M12煤层采煤工作面形成后（即准备工作面），在工作面运输顺槽布置钻场向本煤层打顺层钻孔，设计15m一个钻场，每个钻场布置5个钻孔，最深钻孔深度为70m，最低钻孔深度为3

25、5m，采用水泥砂浆或膨胀水泥封孔，封孔长度35m。详见准备工作面预抽钻场、钻孔布置示意图4-5-1。（2）石门揭煤预抽石门掘进到离煤层一定距离（1520m）时布置钻场，再从石门向煤层打穿层钻孔对煤层瓦斯进行预抽，采用膨胀水泥封孔，封孔长度35m。详见石门揭煤抽放钻孔布置示意图4-5-2。（3）煤巷（半煤巷）打超前排放孔掘进工作面瓦斯涌出量不大，采用通风方法可以将工作面涌出的瓦斯稀释到1%以下，因此，采用在掘进工作面顺层布置超前瓦斯排放孔，不进行瓦斯抽放。超前排放距离不小于20m，降低瓦斯压力，膨胀水泥封孔，封孔长度79m。详见煤巷掘进工作面超前排放钻孔布置示意图4-5-3。（4）采空区抽放在走

26、向长壁采面回风尾巷安设PE管作为瓦斯抽放管（抽放管前端兼作埋管），随着工作面的推进，抽放管管口伸入采空区3050m，用于工作面回采后将采空区瓦斯抽出，并使采空区气体向埋管口流动，以此治理工作面采空区瓦斯涌出及工作面瓦斯超限。矿井采用走向长壁采煤法，采煤时采空区瓦斯向采面涌出较大，采用半封闭采空区抽采（埋管抽采）管道布置，如图4-5-4所示。3、设备选型及主要检测仪表（1）钻机本次瓦斯抽放设计选用ZDY-750型煤矿用液压钻机，该钻机具有功率大、操作简单、体积小、重量轻、解体性能好，搬运安装方便、传动效率高、不易卡钻、进退自由等优点，适用于岩石坚固性系数f10的各种煤层、岩层，同时配备直径为50

27、mm的钻杆150m。ZDY-750型煤矿用液压钻机技术参数见表4-5-7。表4-5-7 ZDY-750型煤矿用液压钻机技术参数序号项 目单 位ZDY-750型1钻进深度m1502开孔直径mm65，85，1153终孔直径mm65，754钻杆规格mm42，505钻孔倾角0906钻孔方位角036015电动机型号YBK2-180M-416电动机功率kW18.517电动机电压V380/66018油箱容积L9019工作介质上稠40液压油20主机外形尺寸mm210744061521泵站外形尺寸mm140070098622整机重量kg1400（2）封孔泵采用机械封孔泵封孔，封孔长度容易达到设计要求，封孔效率高

28、，钻孔封孔效果好。瓦斯抽放钻孔设计采用BFK-10/1.2型矿用封孔泵封孔，BFK型矿用封孔泵主要应用于煤矿瓦斯抽放封孔。该泵自身具有搅拌、输送高稠度浆料功能，封孔质量可靠，封孔工艺简单，使用方便，易于维护。其工作压力1.2MPa，流量为810L/min，电机功率3kW，质量220kg，封孔长度水平孔达到30m，垂直孔能达到20m。（3）抽放参数考察仪器仪表抽放中对抽放管路及钻孔的抽放参数进行考察，以便对瓦斯抽放效果作出准确评价。抽放参数考察的仪器仪表主要有：孔板流量计、皮托管流量计、J2.5家用煤气表、水银压差计（或真空表）、水柱压差计、气体采样器等。三、抽放管路系统及抽放设备选型（一）抽放

29、管路系统1、抽放管路系统的选择（1）抽放管路系统选择的原则1）布置抽放管路要根据井下巷道布置、瓦斯抽放点的分布、地面瓦斯泵站的位置、瓦斯利用要求以及矿井的发展规划等因素统筹考虑，尽量避免或减少以后在主干管路系统进行频繁改动。2）抽放管路应敷设在曲线断最少、距离最短的巷道中。3）抽放管路要敷设在矿车不经常通过的巷道中，避免撞坏漏气，故一般放在回风系统的巷道中为宜。若设在运输巷道内，应将管路架设一定高度并加以固定，防止机车或矿车一旦掉道不至于撞坏管子。4）所布置的抽放设备或管路一旦发生故障，管路内瓦斯不至于流入采、掘工作面和井下硐室。5）管路布置应考虑到运输、安装、维修和日常检查方便。（2）抽放管

30、路系统的选择矿井瓦斯抽放管路系统布置见插图4-5-5所示。2、抽放管路管径、材质、规格根据输送的瓦斯流量不同，抽放管路中的管道分主管、干管、支管三种，其合理的管径按下式计算：式中：d瓦斯管内径，m；Q瓦斯管内流量，根据矿井日瓦斯抽放量0.005Mm3、采掘工作面日瓦斯抽放量0.0037 Mm3和采空区日瓦斯抽放量0.0012 Mm3，按照瓦斯抽放率25%分别计算得：主管3.47m3/min，干管2.57m3/min，支管0.83m3/min；V瓦斯管内流速，取5m/s。（1）抽放管路：根据各地点预抽和卸压抽的抽放量并考虑一个富裕系数选择抽放管路管径，经计算，主管选用200mm无缝钢管，干管选用

31、150mm无缝钢管，支管选用100mm无缝钢管。（2）堵管的选择：选外径为32mm，壁厚为2.5mm无缝钢管为堵管，每根堵管长为5m。（3）孔径：采用开孔直径为75mm，终孔直径为65mm。预抽需有较高的负压才能达到较好的抽放效果，对此确定钻孔最小抽放负压h孔为30kPa。3、抽放管路阻力损失计算：根据管径、流量的不同应分段计算阻力，每段管路摩擦阻力采用下式计算： 式中： hf某段管路的摩擦阻力，Pa；L管路长度，m；Q某段管路的混合瓦斯流量，m3/h；混合瓦斯对空气的相对密度，取0.866；K0系数，根据管径查表得；d管路内径，cm。（1）主管最大阻力：主管路从地面抽放站经+1650m回风平

32、硐至总回风上山下端，其抽放管路长690m，其阻力为：=1120Pa其中Q主根据矿井日瓦斯抽放量和抽放浓度计算得出Q主=208 m3/h。（2）干管最大阻力：干管为工作面运输顺槽和至两个掘进工作面的长度，其最大阻力的管路长度为638m，其阻力为：=1940Pa其中Q干根据矿井采掘工作面日瓦斯抽放量和抽放浓度计算得出Q干=138m3/h。（3）支管最大阻力：支管为工作面回风顺槽，管路长度为655m，其阻力为：=520Pa其中Q支根据矿井采空区日瓦斯抽放量和抽放浓度计算得出Q支=24m3/h。（4）局部阻力：局部阻力按抽放管路阻力的15%计算：h局=h总15%=（1120+1940+520）15%=

33、540Pa（5）地面固定瓦斯抽放管路总阻力H总= h主+ h干+ h支+ h局=1120+1940+520+540=4120Pa4、管路敷设及附属装置（1）管路敷设煤矿井下的环境条件恶劣，且巷道高低不平，坡度大小不一，巷道受压变形，空气潮湿等，为此对煤矿井下瓦斯抽放管路的敷设要求如下：1）瓦斯抽放管路应采取防腐、防锈蚀措施；2）倾斜巷道的瓦斯管路，每隔30m打一防滑桩，将管道固定在防滑桩上；3）管路敷设要求平直，尽量避免急弯；4）管路敷设时，要考虑流水坡度，要求坡度尽量一致，避免高低起伏，低洼处需安装放水器；5）新敷设的管路要进行气密性试验。地面敷设瓦斯抽放管路除符合井下管路的有关要求外，尚需

34、符合下列要求：1）冬季寒冷应采取防冻措施；2）瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设；3）瓦斯管路不允许与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话线等敷设于一个地沟内；4）在空旷的地带敷设瓦斯管路时，应考虑未来的发展规划和建筑物的布置情况；5）瓦斯主管距建筑物的距离应大于5m，距动力电缆大于1m，距水管和排水沟大于5m，距铁路大于10m，距木电杆大于2m；6）瓦斯管路与其它建筑物相交时，其垂直距离大于0.15m，与动力电缆、照明电缆和电话线大于0.5m，且距相交构筑物2m范围内，管路不准有接头和布置管件。（2）附属装置为了便于管路系统负压的调节，掌握各抽放地点瓦斯抽出量、瓦斯

35、浓度的变化情况以及保证管网系统的正常抽放，设计在主、干、支管路上分别安设阀门、流量计和放水器。1）阀门瓦斯抽放管路和钻场连接管上均应安设阀门，其主要目的是用来调节和控制各抽放点的抽放量、抽放浓度、抽放负压等。2）放水器在抽放管路系统低洼易积水处安设自动放水器或人工放水器，且放水器间距为200300m，最大不超过500m。其作用是及时放空抽放管路中的积水，降低抽放阻力，提高系统抽放效果。放水器有两大类：人工放水器和自动放水器。瓦斯抽放系统也可选择人工放水器定期放水。人工负压放水器可采用钢管自行加工。本次设计，在主要管路和容易积水段设置自动放水器，其余段设置人工放水器。自动放水器选用CWG-FY型

36、全自动负压放水器，该放水器可满足不同的使用要求和各类安装条件，适用范围广、放水可靠。 放水器的主要技术指标为： a、适用负压范围：090kPa： b、最大放水能力：420Lh； c、最小安装尺寸：485350 415；（mm）d、集水口接头：1管螺纹： e、负平衡管接头：1/2管螺纹： f、总重量：25kg。3）汇流器汇流器是将多个钻孔与抽放管路连接起来的装置，该装置可根据钻孔多少，自行加工。用软管将钻孔瓦斯抽放管与钻场汇流管相连，汇流管与钻场瓦斯管连接后与巷道中的瓦斯抽放管连接。如图4-5-6所示。1：煤层；2：钻孔；3：套管；4：弹簧软管；5：流量计；6、9、10、11：阀门；7：汇流管；

37、8：放水器；12：分区瓦斯管4-5-6 汇流器连接示意图4）计量装置在井下与主管道汇合的各抽放支管处各安设一个孔板流量计，计量各支管的瓦斯抽放量。在抽放系统的主管道上安设一个孔板流量计，计量整个抽放系统的瓦斯抽放量。同时在每个钻场中用煤气表和三通阀门进行单孔计量。测定孔板两端的压差可采用倾斜水柱计，测定抽放管路中的抽放负压可采用水银压差计，抽放管路内的瓦斯浓度可采用负压吸气筒和高浓度瓦斯检定器进行测定。使用煤气表测量流量，煤气表的量程应根据预计的单孔瓦斯流量确定，一般本煤层预抽钻孔使用J2.5型煤气表，即可满足使用要求，其最大允许的瓦斯流量为0.066m3min，最小流量一般在1Lmin以下。

38、（二）抽放设备选型1、瓦斯抽放泵流量计算瓦斯抽放泵流量应满足抽放瓦斯系统服务年限内最大抽放量的需要。计算公式为：Q泵=Q纯K/C式中：Q泵瓦斯泵的额定流量，m3/min；Q纯最大抽放瓦斯纯量，根据矿井瓦斯涌出量，确定为8m3/min； K抽放备用系数，取1.2； C瓦斯泵入口处的瓦斯浓度，%，取35%；瓦斯泵的机械效率，80%；Q泵=Q纯K/C=（81.2）/（0.350.8）=34.29m3/min2、瓦斯抽放泵压力计算瓦斯抽放泵压力必须能克服抽放管道总阻力损失和保证钻孔有足够的负压，以及能满足泵出口的需求。计算公式：H泵=（H总+H孔+H正）K式中：H泵瓦斯抽放泵的压力 kPa； H总抽放

39、管道总阻力损失 kPa，4.12kPa； H孔抽放钻孔所需负压，取15kPa； H正抽放泵出口正压，取4kPa；K抽放备用系数，取1.2；则：H泵=（4.12+15+4）1.2=27.7kPa3、瓦斯抽放泵的真空度计算式中：Hc矿井抽放负压；经计算=72.7%4、瓦斯泵选型根据上述计算结果并考虑到矿井的管理水平和矿井生产的不均衡性，选用2套2BEA253型瓦斯抽放设备装置，该装置属于煤矿安全标志产品，有关技术参数见表4-5-8。表4-5-8 2BEA253水环式真空泵技术参数表参数类型技术参数备注型 号2BEA253抽气量(m3/min)42极限真空压力(KPa)3.3电机功率(kW)75泵转

40、速(r.p.m)980电机型号YB315S-6口径(mm)150供水量L/Min87泵重(整机)(kg)3200该抽放泵在3.340kPa负压下均能稳定运行，故该抽放泵的抽气流量及负压能满足该矿瓦斯抽放系统要求。瓦斯抽放泵除了对流量和压力必须满足要求外，还须具备以下条件：（1）必须保证在24小时内连续不断地运转，同时要有一台同等能力的备用抽放泵，包括附属装置，并保证一台因故停机后，备用泵能够立即运转。两台瓦斯抽放泵一台运转，一台检修和备用。两台瓦斯抽放泵运转布置如图4-5-7所示。图4-5-7 瓦斯抽放泵运转布置图（2）抽放泵要有两条供电线路，其中一条专用。泵的电动机及其附属电气设备和照明灯设

41、备，都必须采用矿用防爆型，否则必须有效隔离。（3）抽放泵泵本身必须有高度的气密性，绝对不允许有漏气现象。四、瓦斯抽放站（一）瓦斯抽放系统选择抽放系统一般有两种选择，一种是将抽放泵站布置在井下靠近抽放地点的进风流中，这样可以减少抽放管路的长度，并随时根据抽放地点的需要改变抽放泵的位置，节省管路投资，其必要条件是抽放管路排出的瓦斯排到采区回风巷或总回风巷后，经较短时间内稀释后瓦斯浓度不超限，或者通过管道将抽出的瓦斯排放到地面。另一种情况是矿井抽放系统服务时间长，抽放泵安设在地面，不需在井下设置专门的硐室，供电、供水及日常维护管理都比井下方便。由于该矿深部煤炭资源丰富，延深后服务年限长，瓦斯抽放量大

42、，考虑以后可能利用等因素，因此，本次设计青松岭煤矿建立地面瓦斯抽放系统。（二）瓦斯抽放站选址1、瓦斯泵房选址原则（1）泵房应设在不受洪涝灾害威胁且工程地质条件可靠地带，避开滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区；（2）泵房宜设在回风井工业场地内，泵房距离井口和主要建筑物及居住区距离不得小于50m，无架空高压线等。（3）泵房及泵房周围20m范围内严禁有明火。（4）泵房应设在靠近公路和有水源的地方。（5）泵房应考虑进出管敷设方便，有利于瓦斯输送，并尽可能留有扩能余地。2、泵站位置 根据以上原则和综合考虑矿区条件，本次设计将瓦斯抽放泵站选择在矿井+1650m回风井工业场地东侧附近。该场地基础标高与风井井口标

43、高一致，位于最高洪水位以上。远离主要建筑物和居住区；供水、供电方便，地势开阔。（三）瓦斯抽放泵房1、瓦斯抽放泵房设计原则（1）泵房建筑必须采用不然材料，耐火等级为二级；（2）泵房周围必须设置栅栏或围墙；（3）泵房应有防雷、防火、防洪、防冻等设施；（4）泵房内要有良好的通风照明设施并有直接联通矿井调度室的电话；（5）建筑面积应根据设备尺寸与台数决定，并留有余地；（6）瓦斯机房、电气室和值班室都要有单独房间，避免相互干扰；（7）泵房应有双回路供电线路；（8）泵房应有供水系统，泵房设备冷却水一般采用闭路循环，给水管路及水池容积均应考虑消防水量。（9）泵房应配置专用的检测各项参数的仪器仪表；（10）泵

44、房内电气设备、检测仪表、照明和其他电气均应采用矿用防爆型；（11）泵房附近管路应设置放水器、放空管及防爆、防回火、防回水装置，并设置压力、流量、浓度检测装置以及采样孔、阀门等附属装置。2、泵站地面建筑青松岭煤矿抽放瓦斯系统采用永久性瓦斯抽放泵站，瓦斯抽放泵站设置在地面，抽出的瓦斯通过放空管排入大气，暂不考虑瓦斯的利用。本次设计泵站的地面建构筑物有值班室、配电室、瓦斯机房、供水泵房、冷却循环水池、围墙等，其中瓦斯抽放机房预留一台瓦斯抽放泵位置。考虑占地面积和管理方便，值班室、配电室、瓦斯机房、供水泵房为联合建筑，建构筑物见表4-5-9。表4-5-9 建构筑物一览表序号项目名称结构建筑面积（m2）

45、备注1瓦斯泵房砖混162考虑预留一台泵位置2值班室303配电室244供水泵房185冷却循环水池砼容量60m3冷、热两池6围墙砖长度234m瓦斯抽放站四周应设围墙（或栅栏），其范围应满足抽放站周围20m范围内无民居及其它建（构）筑物、无明火，不得有易燃易爆物等相关要求。瓦斯抽放站是具有爆炸危险的甲类厂房，设计门窗泄压面积与厂房体积比应在0.050.22之间。瓦斯抽放泵房和值班室均采用不燃性材料建筑，其土建工程设计和施工由青松岭煤矿自行完成。3、瓦斯泵房布置及附属设备瓦斯泵房内设有瓦斯泵、管路、阀门、循环冷却水等设备，泵房附近进出口处设有放水器、防爆、防回火装置、放空管、压力、流量、浓度测定装置以

46、及采样孔阀门等附属装置。瓦斯泵站平面布置见插图4-5-7，泵房及附属设备布置见插图4-5-8。（四）瓦斯泵房供电与通信1、供电在地面主井工业场地设10kV变配电所，内设KGS1-12手车式高压真空开关柜11台，其中出线4回：分别到地面、井下各二回；进线、PT、母连各二回，补偿一回。由10kV配电所引二回10kV电缆线路,规格VV-10，35mm2到地面变压器。在变电所设二台S9-500/10，500kVA变压器，供通风机、瓦斯泵、主井绞车房、压风机及地面其它用电。2、照明瓦斯泵房及值班室的照明电源选用矿用ZXB-2.5型照明综合保护装置，其输出电压为127V，容量为2.5kVA。照明灯具选用矿用隔爆型白炽灯10盏，分别满足泵站照明。照明线路采用矿用阻燃电缆通过电缆沟，然后暗线沿墙固定，电缆接头及分支处均采用矿用隔爆型接线盒连结。3、通讯在瓦斯抽放泵站值班室设置直通矿调度室的电话分机