郑煤集团大平煤矿工作面瓦斯抽放设计.docx

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1、郑煤集团大平矿16071工作面瓦斯抽放设计摘要：郑煤集团大平煤矿为年产09Mta,16071工作面为高产高效工作面，采用炮采放顶煤开采，虽然该工作面的煤层瓦斯含量并不高，但是由于其落煤强度大，工作面的绝对瓦斯涌出量也较大，其绝对瓦斯涌出量的最小值为1.214m3min,最大值为24.98m3min,平均值为12.29m3min.根据16采区16071工作面瓦斯涌出量预测结果16071工作面的瓦斯涌出量是较大的。本文对16071工作面的瓦斯储量及工作面的瓦斯涌出量进行计算，并对16071回采工作面瓦斯涌出来源进行了预测，要对该工作面进行瓦斯抽放。并对瓦斯抽放可行性进行分析。根据瓦斯涌出量预测结果

2、，瓦斯涌出量满足?煤矿平安规程?建立瓦斯抽放系统的要求。根据对瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统效劳年限来看，已具备建立抽放系统是可行的。并对抽放系统的管路布置及抽放设备进行选型，最后提出平安管理及技术措施。关键词：瓦斯涌出量，瓦斯通风瓦斯抽放瓦斯储量抽放率摘要11引言O2矿井概况O井田概况O矿井位置O范围O交通O2.2煤层开采技术条件32.2.1瓦斯32.2.2水文地质类型32.3矿井开拓、开采概况32.3.1设计生产能力及效劳年限32.3井口位置及矿井开拓方式32.3采区布置及装备32. 4矿井通风及瓦斯概况42. 4.1矿井通风概况43. 4.2矿井瓦斯4316071工作面瓦斯储量及涌出量预测

3、63. 116采区及16071工作面的瓦斯储量64. 涌出量预测73.2,1回采工作面瓦斯涌出量预算7生产采区（16采区）瓦斯涌出量预测8瓦斯涌出量预测结果分析94矿井瓦斯抽放的必要性和可行性11瓦斯抽放的必要性11瓦斯抽放的可行性125瓦斯抽放系统设计及设备选型12抽放瓦斯方法12抽放范围12抽放瓦斯根底参数13瓦斯储量及抽放系统效劳年限13抽放瓦斯的稳定性预测13抽放瓦斯方法及钻场布置14抽放系统设备181. 2.1瓦斯抽放管路布置及选择185. 2.2抽放管路阻力计算及设备选型196. 2.3抽放瓦斯管路布置215. 3抽放瓦斯系统的建立215. 3.1瓦斯抽放管路系统226. 3.2抽

4、放泵选型247. 3.316采区移动抽放瓦斯泵站的位置及胴室尺寸278. 3.4管路安装279. 3.5管路防腐、防锈2710. 3.6井下移动抽放瓦斯泵站主要附属设施3011. 3.7抽放瓦斯系统平安措施306组织管理及平安技术措施31工作面瓦斯综合治理技术方案3112. 1.1问题的提出3113. 1.2工作面瓦斯来源构成3114. 合治理技术方案的制定原那么336. 1.416071工作面瓦斯综合治理技术方案337. 综合治理技术方案比拟378. 1.6抽放瓦斯量预计426.2平安监测及平安措施406. 2.1平安监测与计量407. 2.2平安措施418. 449. 文献451引言平安工

5、程毕业设计是平安工程专业全部教学进程中的最后一个环节，同时也是对学生成绩的最终考核，其目的是使学生在平安工程总体上深入认识矿井各个生产系统和各个生产环节之间的相互联系和制约关系，培养学生综合运用各门学科的理论知识，分析和解决平安工程技术问题的能力；培养和锻炼学生独立地、创造性地进行工作的能力；培养学生搜集、整理、运用科技资料和生产技术经验的能力；进一步训练了撰写技术文件和解决实际问题的能力。这些，对于我以后的工作和学习都是非常有益的。本次设计的参照矿井是郑煤集团大平煤矿，设计之前，我在该矿进行了为期20天的毕业实习，通过地面参观、听总工及各科室负责人作报告、参加科室实习及井下生产实习，对矿井的

6、情况有了一个较全面和深刻的认识。本次设计就是在大平煤矿实际地质条件的根底上，根据收集到的矿井生产图纸和数据，按照指导老师的要求作了一些改动后，对矿井做的初步设计。其主要内容包括：矿区概况及井田地质特征、矿井储量年产量及效劳年限、井田开拓、瓦斯抽放、矿井通风与平安技术等方面。本设计以?毕业设计论文大纲?为依据，按照?平安规程?的要求。由于本人知识水平和知识范围的限制，设计中难免有不当和错误之处，恳请审阅老师批评纠正。2矿井概况2.1 井田概况2.1.1 矿井位置郑煤集团大平煤矿位于登封市东部约22km,行政隶属登封市大冶镇管辖。矿区地理坐标为东经113。Iy451301404,北纬3426,34

7、“342745。核查区范围以河南省国土资源厅下发的郑煤集团采矿许可证确定的矿区范围为准，由25个拐点坐标圈定。2.1.3交通本区西距登封市约30km,东北距新密市约18km。登封大冶新密公路从区北通过，新郑伊川伊水寨铁路从区外东南部通过，矿区距图郑煤集团大平煤矿交通位置图大冶车站约2km,新郑登封地方小铁路从本区南部边界通过，交通便利，见图Mo根据郑州市煤炭工业局批复：郑煤集团大平煤矿2004年度矿井绝对瓦斯涌出量4.03m3min,相对瓦斯涌出量19.34m3t,批复为高瓦斯矿井。本矿井水文地质类型为：以裂隙水为主的充水矿井水文地质类型。按水文地质条件复杂程度分级为煤层应为简单级。2.该矿目

8、前开采二1煤层，二1煤层井田面积2.8O657km2,煤层工业储量44670kt,现二1煤层保有可采储量2500kt02.3矿井开拓、开采概况矿井设计生产能力为90万ta,二1煤层剩余效劳年限约3a。1.井口位置及矿井开拓方式(1)开拓方式采用二立一斜井综合开拓方式。(2)井筒个数及位置矿井共有3个井筒，其中主井为立井，井口坐标：X=3934295.587、Y=19638176.025Z=329.492;副井为立井，井口坐标：x=3934543.208、Y=19638312.662Z=313.831；风井为斜井,井口坐标:X=3934421.839、Y=I9638224.272、Z=225.0

9、60o(3)主要巷道布置运输大巷和回风大巷均沿二1煤层底板布置。2.采区布置及装备m采煤方法选择采用长壁后退式炮采放顶煤一次采全高的采煤方法，全部垮落法管理顶板。(2)采区巷道布置采区巷道主要为运输大巷、回风大巷。运输大巷担负采区原煤运输;回风大巷承当砰石、设备、材料等辅助运输及回风任务。为便于施工和支护，两条大巷均布置在煤层底板布置。运输大巷通过联络巷与回风大巷相连；工作面运输顺槽和轨道顺槽均沿煤层底板布置，梯形断面，采用木棚支护。13)工作面主要参数回采工作面长度为145m,煤层平均厚度6.2m,采用炮采放顶煤一次采全高。工作面倾向方向长度约43m。(4)正常生产时采、掘工作面个数根据开拓

10、布置和采区巷道布置，为保证正常的开拓、准备和回采接替，矿井共配备了一个回采工作面，一个备用工作面，两个掘进工作面,因此，采掘比为1：2。两个掘进工作面均采用普通炮掘。2该矿具有完整独立的通风系统，采用两翼对角式通风，由主立井、副立井进风，两翼斜井回风。根据矿井所需的风量和负压，两风井口附近各安装一台BK54-6-NO16轴流式通风机，一台4-72-NO16B离心式通风机，其中1台工作，1台备用。2.4.2矿井瓦斯1.矿井瓦斯概况根据该矿提供资料：区内二1煤层瓦斯含量在走向上变化不大，随着煤层埋藏深度的增加由浅至深逐渐增高，呈现出正相关的线性变化规律。但由于各区段瓦斯地质条件的差异，瓦斯梯度的增

11、减有所不同。邻近矿井如上伏煤矿，下伏煤矿等均属高瓦斯矿井，随着开采深度的增加，邻近小矿还发生过煤与瓦斯突出现象。因此矿井在建设和生产过程中一定要加强通风管理，设置专门人员对井下瓦斯进行严密监测，防止造成人员伤亡及不必要的经济损失。3.建设方提供的本矿井及临近矿井瓦斯实测数据（1）上伏煤矿1）煤层破坏类型：HI类；2）瓦斯释放初速度：ZP=1822m/s；3）煤层巩固性系数：f=0.182.02；4）煤层瓦斯压力：O.BMpa；5）煤层透气性系数：4.78；6）钻孔瓦斯流量衰减系数：0.574；7）百米极限抽放量：61.5m3（2）下伏煤矿1）煤层巩固性系数：f=0.15（0.09）；2）煤层透

12、气性系数：5.13；3）瓦斯含量原煤：10.97m3t7.68m3t11.54m3t;可煤基：10.55m3t.r9.02m3t.r;4）煤层瓦斯压力：0.65Mpa;5）瓦斯涌出初速度：ZP=23ms;6）瓦斯吸附常数：a为41.4928m3t,b为0.689MPa。4.矿井瓦斯根底资料来源、可靠性评价及建议计算采掘工作面和矿井瓦斯涌出量的依据为地质报告提供的有关瓦斯资料，通过分析计算，确定矿井为高瓦斯矿井，符合矿井的实际情况。矿井煤层瓦斯压力、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等瓦斯参数主要是依据本矿井和临近矿井的瓦斯实测资料，通过综合分析，真，亦可作为本矿瓦斯抽放设计的依据。31607

13、1工作面瓦斯储量及涌出量预测3.116采区及16071工作面的瓦斯储量采区瓦斯储量是指在采区煤层开采过程中，能够向开采空间排放瓦斯的煤、岩层所赋存的瓦斯总量。采区瓦斯储量计算公式为：Wk=W1+W2+W3(3-1)式中：Wk采区瓦斯储量，万rrP；Wi可采层的瓦斯储量总和，万m%nWi=AiiCii(3-2)式中：Ali采区每一个可采煤层的煤炭储量，万t；Xli一一采区每一个可采煤层的瓦斯含量，m3t;W2开采煤层采动影响范围内不可采邻近层的瓦斯储量总和，万m3；nW2=A2iC2i(3-3)式中：A2i一一开采层采动影响范围内每个不可采邻近层的煤炭储量，万t;C2i开采层采动影响范围内每个不

14、可采邻近层的瓦斯含量，m3/t;W3围岩瓦斯储量，万m3O计算采区瓦斯储量时，按以下原那么考虑；(1)邻近层的瓦斯包括可采邻近层和不可采邻近层，因都无实测值,故根据漳村矿实际情况以煤层瓦斯储量的10%概算。(2)围岩瓦斯因无实测值，故根据禁烟以煤层瓦斯储量的10%概算。16采区3井煤层储量围2856.308Mt,煤层原始瓦斯含量围3.34m3/t,经计算得16采区瓦斯储量为9705.195Mm3,其中16071工作面瓦斯储量为1908.888Mm3矿井瓦斯涌出量预测的任务是确定新矿井、新水平、新采区投产时瓦斯涌出量的大小，为矿井和采区提供通风及瓦斯管理方面的根底数据,它是矿井通风设计瓦斯抽放和

15、瓦斯管理必不可少的根底参数。目前，矿井瓦斯涌出量预测方法科概括为两大类；矿山统计预测法和根据煤层含量进行预测的分源预测法。根据本矿的实际情况，本次瓦斯涌出量预测采用分源预测法，其实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源一回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，到达预测各采区瓦斯涌出量的目的。3.2.1回采工作面瓦斯涌出量预算采场范围内涌出瓦斯的地点称为瓦斯源，瓦斯源的多少、各源涌出瓦斯量的大小直接影响着采场的瓦斯涌出量。16071工作面瓦斯涌出来源可划分为落煤瓦斯涌出、煤壁瓦斯涌出及采空区瓦斯涌出三大局部。落煤瓦斯涌出是

16、工作面采落煤炭解析出的瓦斯；煤壁瓦斯涌出又可分为工作面煤壁瓦斯涌出和顺槽煤壁瓦斯涌出；采空区瓦斯涌出可分为三局部，即围岩瓦斯涌出、回采丢煤瓦斯涌出和邻近层瓦斯涌出。前两局部的瓦斯直接涌入到采场内，而采空区涌出的瓦斯随着采场内煤层、岩层的变形或垮落而卸压，按各自的规律涌入采空区，混合在仪器，构成采空区瓦斯涌出。对16071工作面其工作面瓦斯来源构成图见图31。16071工作面瓦斯涌出岩工作面采空区瓦斯涌出围采区内丢煤及煤拄工作面采落燥瓦斯涌出上、下工作面邻近层采落煤图3-116071工作面瓦斯来源构成示意图为计算方便，将16071工作面的瓦斯来源按性质分为二大类，一类是主要取决于开采层瓦斯含量的

17、瓦斯源，包括工作面落煤、工作面煤壁(包括切眼)、围岩、采落后丢到采空区内的煤，在计算中以系数的形式表现出来；另一类是不取决于开采层瓦斯含量的瓦斯源，包括邻近层及围岩瓦斯涌出量。由于在工作面开始回采时，工作面顺槽已经排放一年左右了，顺槽煤壁根本已不再又瓦斯涌出，所以这一局部在计算过程中将不再考虑。根据前面的分析，回采工作面瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量和邻近层瓦斯涌出量两局部。即：q=q开+q邻(3-4)式中：qn回采工作面瓦斯涌出量，m3t;q开开采层瓦斯涌出量，m3/t；q邻一一邻近层瓦斯涌出量，1靖/t。(1)开采层瓦斯涌出量(包括围岩瓦斯涌出量)按下式计算开采层的平均相对瓦斯涌出量；mo

18、q开=kk2k3如(Xo-Xi)(3-5)式中：q开一一开采煤层(包括围岩)平均相对瓦斯涌出量，m3t;k1围岩瓦斯涌出系数，其值取决于回采工作面顶板管理方法；k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数;k3一准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；mo煤层厚度，m；mi煤层开采厚度，m；Xo煤层原始瓦斯含量，m3/t；Xi煤的残存瓦斯含量，根据实验室测定结果为：6.3q开XXX6.3X(3.34-1.87)=1.87m3t其中Xo、Xi为郑州设计院2005年所做的3#煤层煤层原始瓦斯含量和残存瓦斯含量，其取样地点适合于16071工作面，所以本次设计直接取用其值。本矿回采工作面

19、采用炮采放顶煤开采，在放顶煤或检修期间，工作面落煤强度变化较大，工作面瓦斯涌出呈现出不均衡性，再者，由于受开采层的采动影响，围岩、邻近层的瓦斯大量涌出，并聚集在采空区内，在老顶周期来压期间，瓦斯随着煤层顶板的垮落被“搦出采空区，使工作面瓦斯涌出量大幅度增加，使工作面瓦斯涌出的不均衡性更加严重。一般情况下，工作面瓦斯涌出不均衡系数与开采层平均相对瓦斯涌出量的乘积即为开采层的最大相对瓦斯涌出量。根据16采区16071工作面年生产天数和日采煤时间，统计分析工作面瓦斯涌出不均衡系数为1.6o因此预计开采层的最大相对瓦斯涌出量为：qff1.6=2.99m3t(2)邻近瓦斯涌出量Stmq邻=I加ii第i个

20、回采工作面的瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个回采工作面的平均日产量，t/d；qmi一一第i个掘进工作面（巷道）的瓦斯涌出量，m3min;Aoi生产采区回采煤量和掘进煤量的总和，t/d。由公式3-7可以看出，16采区的相对瓦斯涌出量是随着回采工作面及掘进工作面瓦斯涌出量的变化而不断变化的，这里仅计算16采区的相对瓦斯涌出量：q采区=5.03m3/t那么生产采区的绝对瓦斯涌出量为19.93?/min。判断瓦斯涌出量预测结果是否准确，其标准是预测结果是否与所预测的工作面实际生产时的瓦斯涌出状况相符，所以只能将该工作面的瓦斯涌出量预测结果与正在回采的与之煤层赋存条件类似的16091工作面的瓦斯涌出统计

21、数据进行比拟，来确定预测结果的准确性。在现场进行煤层瓦斯根底参数测定工作的同时，我们还对16091工作面58月期间的进、回风量及瓦斯浓度等数据进行了统计分析。该工作面的瓦斯涌出量变化如图3-2所示。图3-216091工作面瓦斯涌出量随同采天数的变化关系图从上图可以看出，在16091工作面58月回采期间，瓦斯涌出量的变化幅度较大，瓦斯涌出呈现出很明显的不均衡性。16091工作面绝对瓦斯涌出量的最小值为1.214m3min,最大值为24.98m3min,平均值为12.29m3mino之所以回出现如此大幅度的波动，主要原因在于工作面采煤，放顶煤期间工作面落煤强度大，瓦斯涌出较大。另外，通过分析曲线的

22、波峰值出现时间与工作面推进距离的关系可以看出，波峰出现的时间正是老顶周期来压时间。4工作面瓦斯抽放的可行性论证1.瓦斯抽放是解决采掘工作面瓦斯浓度超限、防止矿井煤与瓦斯突出的有效途径煤层瓦斯含量为215m3t,平均为10.1m3t,按以下公式计算:g=KK?IOO100 K3-(X0-X1)(4-1)式中：g预测矿井瓦斯相对涌出量，m3t;Ki围岩中瓦斯涌出系数，全部垮落法管理顶板时取1.5；K2瓦斯体积膨胀系数，按井下温度为20时，采用1.2；K3一井下煤柱及采空区瓦斯涌出量占全部涌出量的百分比，取30%；Xo一一煤层平均瓦斯含量，m3t;Xi运至地表煤中残存瓦斯含量,3to3mino2 .

23、瓦斯抽放是解决工作面瓦斯浓度超限，稳定或增加工作面产量的重要措施。临近生产矿井统计数字说明，采掘面瓦斯浓度超限，将严重影响矿井平安生产及工作面产量的提高。而瓦斯抽放可有效地降低风流中瓦斯浓度，从而解决瓦斯超限。因此，建立矿井瓦斯抽放系统是必要的。3 .瓦斯抽放可有效地减少矿井供风量，从而降低通风费用由前面所述瓦斯涌出数据可知，随着开采深度的增加，采用增加风量的方法稀释瓦斯浓度在技术和经济上都不合理。瓦斯抽放可有效降低风流中瓦斯浓度，从而减少矿井供风量，降低通风费用。综上所述，从矿井平安生产、提高经济效益等方面考虑，建立瓦斯抽放系统是必要的。1从瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统效劳年限来分析(1)瓦

24、斯涌出量3t,由此可见，瓦斯涌出量满足?煤矿平安规程?建立瓦斯抽放系统的要求。(2)瓦斯抽放量邻近生产矿井瓦斯抽放系统的抽放量均大于3m3min;根据邻近生产矿井经验，预计本矿井可满足?矿井瓦斯抽放管理标准?对“系统抽放量预定可保持在2mmin以上的要求。(3)抽放系统效劳年限333Zmin计算，那么全矿井抽放系统效劳年限约20ao(4)建立井下移动抽放瓦斯系统的可行性33s,按最大瓦斯涌出量验算，总回风巷(斜风井井筒)中的瓦斯浓度最大为0.7%,不超过0.75%的限制。因此，建立井下移动抽放瓦斯系统是可行的。由以上分析可知，从瓦斯涌出量、抽放量及抽放系统效劳年限来看,本矿井具备建立瓦斯抽放系

25、统的条件，建立井下移动抽放系统是可行的。2从煤层透气性系数(入)、钻孔瓦斯流量衰减系数()等指标来分析。2ZMpa2由从这些指标来看，煤层属于易抽放煤层，因此能取得理想的抽放效果。5工作面瓦斯抽放系统设计及设备选型抽放瓦斯方法矿井抽放范围为煤层，对于井田其它区域，待接替开采时，根据实际测定瓦斯参数，再对抽放系统作适当调整。1、煤层瓦斯压力根据现场测试资料，本矿煤层瓦斯压力为：0.250.65Mpa左右。2、煤层瓦斯含量%。3、煤层透气性系数7Mpa2-d设计。据此参数煤层属于易抽放煤层。4、钻孔瓦斯流量衰减系数参考临近矿井瓦斯鉴定材料，钻孔瓦斯流量衰减系数暂按0.574/d设计。1.瓦斯储量及

26、可抽量煤炭储量2,煤层工业储量44670kt,保有可采储量2500kt0瓦斯储量3o瓦斯抽放率参照临近矿井瓦斯抽放的实际情况，根据?矿井瓦斯抽放管理标准？的有关规定，确定本矿井瓦斯抽放率为30机可抽瓦斯量根据?矿井瓦斯抽放管理标准？，可抽瓦斯量概算值算法为：可抽瓦斯量二瓦斯储量X抽放率根据瓦斯储量及确定的瓦斯抽放率计算，矿井可抽瓦斯量为4.25Mm3O1 .抽放系统效劳年限年抽放瓦斯量33o抽放系统效劳年限经计算，全矿井抽放系统效劳年限约20ao根据其他生产矿井瓦斯抽放实践经验，矿井瓦斯抽放应与矿井生产规划整体考虑，只要平衡采、掘、抽三者关系，保证抽放工程接替合理,预抽时间3个月以上，就可取得

27、较好的效果。本矿设计采用回采工作面预抽及边采边抽、采空区瓦斯抽放等综合措施,通过增加孔径、钻孔密度和有效长度，提高钻场负压等措施，并加强管理，保证封孔质量及系统正常运行，完全可以保证设计的瓦斯抽放量。1.抽放瓦斯方法本矿目前开采煤层。根据煤层赋存条件，瓦斯来源及矿井开拓布置,本矿无邻近层抽放瓦斯的可能。结合目前其他相似条件生产矿井实际抽放的成功经验，设计采用本煤层预抽为主，并配合边采边抽，边掘边抽的综合抽放瓦斯方法。2 .回采工作面瓦斯抽放钻孔布置根据对本矿煤层透气性系数、钻孔流量衰减系数等瓦斯参数进行分析，煤层属于易抽放煤层，设计采煤工作面预抽瓦斯抽放方式。采煤工作面抽放钻孔间距按lm3m布

28、置，孔径为D75mm、孔深约36m左右，预抽瓦斯时间应大于3个月，矿井应合理安排掘进、抽放、采煤三者的超前和接替关系，以保证瓦斯抽放时间。实际工作中，可根据实测的瓦斯含量和百米钻孔瓦斯流量调整抽放钻孔布置。孔口负压：根据邻近及其它矿井的抽放经验，设计确定抽放瓦斯钻孔孔口负压为25kPa.掘进工作面瓦斯抽放钻孔布置掘进工作面为降低前方煤体集中应力，释放煤层瓦斯压力，采取边掘边抽方式,即在巷道掘进过程中两帮每隔50m交替布置钻场，钻场深34m,每个钻场布置35个钻孔，孔深5065m、直径75mm,封孔抽放。1.抽放钻孔施工设备及封孔方法钻孔施工设备根据瓦斯钻孔布置所要求的工程量和?矿井瓦斯抽放管理

29、标准？中规定的钻孔效率，设计选用MAZ-200型钻机2台，电机功率为IIkWO封孔方法、材料及工艺封孔质量直接关系到抽放瓦斯浓度及效果，是实现高效抽放瓦斯必不可少的重要环节。钻孔封孔方法采用人工法和压注法相结合。封孔材料采用聚氨脂，封孔段尽量避开煤体裂隙发育地点，封孔长度应大于5m,假设遇孔口段钻孔成型不好，煤体裂隙发育时，应适当加长封孔长度。表5T钻机主要技术参数表机型MAZ-200钻孔深度m200终孔直径mm75钻孔倾角0360功率KW11整机质量Kg1000主机外形尺寸m（长X宽X高）用聚氨脂封孔技术、方便、快速、密封性好及适合深封孔，可以提高瓦斯抽放量。聚氨脂封孔可用卷缠药液法，在密封

30、段内，固定一块毛巾布或麻袋布（长1m,宽0.8m）。将混合液均匀倒在毛巾布上，边倒液边向封孔管上卷缠毛巾布。然后，将卷缠好药液的封孔管插入钻孔，要求整个操作时间不超过5mi11o为了防止封孔管因碰撞晃动而影响封孔质量，应在孔口处用水泥固定封孔管，或者用木将封孔管与孔口壁紧固牢。5.2.1瓦斯抽放管路布置及选择1 .设计依据按照？煤矿平安规程?及?煤矿瓦斯抽放标准？（AQlO27-2006）规定，凡开采具有煤与瓦斯突出危险煤层、一个采煤工作面瓦斯绝对涌出量大于5m7min的矿井,必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下移动泵站瓦斯抽放系统。根据上述要求结合矿井实际情况,本设计拟在矿井采区建立移动瓦斯抽

31、放泵站，以保证矿井平安生产。该矿开采工作面布置为一个工作面，其工作面走向长度约145m,倾斜长度43m,煤层厚度6.0m。ih.m.mino2 .抽放钻孔及长度抽放钻孔孔径：采用MAZ-200型抽放瓦斯钻机打孔，孔径为75un.抽放钻孔长度：约36m3 .抽放钻孔间距确定7t计算。工作面预抽瓦斯量根据?煤矿瓦斯抽放标准？(AQl027-2006)规定,采煤工作面开采前，瓦斯抽出率须到达25%方可满足开采要求，依据上述要求，确定该矿采区工作面开采前预抽率为25%,由公式得知，采煤工作面开采前预抽出瓦斯量：Qr=LSH(W-Wc)X25%Qr=14540XXX3(1)百米钻孔抽出瓦斯量Qb=144

32、0qbT=144090=3888m3工作面钻孔总长度1.Z=100QrQb=100钻孔间距由于钻孔长度平均为36m,那么钻孔总数n=LzLp=3503/36=98个钻孔间距实际布置抽放孔数N=LR=1451.5=97个预抽工作面实际钻孔总长度1.s=36N=3697=3492m抽放钻孔封孔：采用聚胺脂封孔技术，封孔段长度为LOm.封孔深度56m.并在孔口用水泥砂浆固孔。4 .每分钟应抽瓦斯量Q纯=nq=9733min5 .抽放瓦斯总量采区采煤工作面为一个面，其抽放瓦斯总量为Vmin6 .抽放管路混合流量根据?煤矿平安规程?规定,管路内抽放瓦斯浓度按30%预计，那么混合流量Vmin取17m3mi

33、n1管路长度从移动泵站到工作面下风道口长约196m,考虑井下管路拐弯绕路等因素，取主干管总长度为210m。2管径计算抽放管管径计算(51)7节=0.1457一=O56mU5j考虑L15倍的富裕能力,主干管选定为Dg200mm方可满足抽放要求,确定选用20Omln管径作主干管。材料为聚乙烯管。抽放干管实际流速V=QL=_Q_=9.02ms(52)S成260(02丫3j4xIVJx60介于经济流速515ms范围,满足要求。管网阻力计算主干管摩擦阻力：瓦斯抽放干管约210m,那么主干管摩擦阻力为9.81Q：汉.9.81(1760)20.844210r,QlBP0.71205Hn一一管道阻力，Pa;Q

34、11混合瓦斯流量，m7h;D管内径，m;11一混合瓦斯浓度对空气的密度比；管路系数。局部阻力：按摩擦阻力的20%考虑796=160Pa抽放管路总阻力：Hr=796+160=956Pa=0.956KPa抽放瓦斯设备选型1、瓦斯泵额定流量CQmaXK4.91.2_.Qe=24.5,72/.(54)().3OO.8/rran2、压力H=(Hr+Hc+Hk)k=(0.956+0+20)1.2=25KPa经上述计算：泵压力为25KPa额定流量为30m7min,选用型号为2BE253-0BD3型水环式真空泵，额定流量30m3min;抽放负压W25KPa;配用电机功率55kW,电压660V；以满足该矿井生产

35、所需。通过上述计算，确定该矿瓦斯抽放系统：干管为200XIlmm,管材为聚乙烯塑料管，支管为6150X1Imnb管材为聚乙烯塑料管。3、抽放管道管径、材质、规格根据矿区井下已开展的瓦斯抽放系统设计经验，暂定瓦斯抽放设备型号为2BE203-0DB3型水环式真空泵,其流量为18m3min;根据流量分别计算选择各段抽放管路管路，经济流速取15ms;4、抽放管的连接方式、主管趟数本矿设抽放主管一趟，抽放管的连接采用快速管接头。1 .瓦斯抽放管路系统布置原那么为了进行瓦斯抽放，必须在井下敷设完整的抽放管路系统，以便把矿井瓦斯抽出并输送至总回风巷。布置抽放管路系统时，应遵循以下原那么：1)布置瓦斯管路，应

36、根据井下巷道布置、抽放地点的分布、井下瓦斯泵站的位置以及矿井的开展规划等因素统筹考虑，尽量防止或减少以后在主干管路系统进行频繁改动。2)瓦斯管路应敷设在曲线最少、距离最短的巷道中。3)瓦斯管路要敷设在矿车不经常通过的巷道中，防止撞坏漏气，故一般在回风系统的巷道中为宜。如设在运输巷道内，应将管路架设一定高度并加以固定，防止机车或矿车一但掉道不致于撞坏管子。4）所布置的抽放设备或管路一但发生故障，管路内瓦斯不致于流入采、掘工作面和井下室。5）管路布置应考虑到运输、安装、维修和日常检查的方便。6）符合现行?煤矿平安规程?的要求，保证与其它管线的平安距离。其抽放管路系统敷设线路为：由采煤工作面下风道一

37、一采区回风大巷一一移动瓦斯抽放泵站一一斜回风井井筒，整套主干管管路设计在最低点安装自动放水器，其安装位置见相应图纸。根据?煤矿瓦斯抽放标准?第9条的规定，16采区采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5nVmin,采用通风发放解决不合理，具备了建立瓦斯抽放系统的条件。根据?煤矿瓦斯抽放标准?第10条的规定，建立永久瓦斯抽放系统的矿井应同时具备以下2割条件：瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2?min以上；瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽放效劳年限在10年以上。16采区同时具备了?煤矿瓦斯抽放标准?第9条和第10条规定,满足建立地面永久瓦斯抽放系统的条件。一般情况下，从开始进行地面永久抽放瓦斯系统设计至抽放设

38、备正常运转抽放瓦斯的时间为23年，考虑到目前16采区的瓦斯问题已经影响到15、13采区回采工作面的正常生产，从矿井的通风能力、矿井瓦斯涌出现状及回采工作面瓦斯涌出量预测结果等方面综合考虑，假设采用井下移动抽放瓦斯系统进行瓦斯抽放，可解决两采区的瓦斯问题，以上针对采用井下移动抽放瓦斯系统抽放瓦斯进行方案设计。5. 3.1瓦斯抽放管路系统1 .瓦斯管路敷设路线井下移动抽放瓦斯泵站的位置选择在16采区皮带巷内的三水平中央水仓附近，抽放瓦斯管网敷设路线为：系统1：工作面上下位钻孔f工作面回风巷f16采区运输皮带巷一东下山皮带巷一13采区皮带巷f井下移动抽放瓦斯泵站f三水平中央水仓一13采区材料巷一新风

39、井系统2：采空区埋管一工作面回风巷一16采区运输皮带巷一东下山皮带巷一13采区皮带巷f井下移动抽放瓦斯泵站f三水平中央水仓一13采区材料巷一新风井2 .抽放瓦斯管路管径选瓦斯抽放管路管径选择得合理与否，对抽放瓦斯系统的工程投资及抽放系统抽放瓦斯效果由很大影响。直径太大，投资费用增加；管径过细，管路阻力损失大。按照预测的16采区16071工作面瓦斯涌出量和工作面的通风能力情况，预计该工作面抽放瓦斯量为6m3min,故16采区抽放瓦斯管路按通过6m3min瓦斯选择管径。一般采用下式计算，并参照抽放泵的实际能力留有备用量，同时尚需考虑运输和安装的方便：(5-5)0=0.1457俯式中：D抽放瓦斯管内

40、径，m；Q瓦斯管中混合瓦斯流量，m3min;V瓦斯管中混合瓦斯平均流速，m/So依据16071工作面的瓦斯抽放量预计结果，按上式计算，瓦斯抽放管径如表5-2所示。表5-2抽放瓦斯管路管径选择结果类别瓦斯量(m3min)混合瓦斯量(m3min)瓦斯浓度(%)计算管径(mm)选择管径(mm)抽放管62030188273从表5-2可以看出，计算管径与选择管径相差较大，其原因是16采区16071工作面主要是抽放采空区瓦斯(包括围岩及邻近层),抽放采空区瓦斯浓度变化较大，在采空区瓦斯浓度低时，为解决工作面瓦斯超限问题，必须加大采空区瓦斯抽放量，管径选择留有一定的备用量，故管径选择规格比计算的大一些，抽放

41、管径选择273mm。3 .瓦斯管的材质与连接方式工作面、抽放瓦斯泵房内及排放段抽放瓦斯管均选用直径为273mm螺旋焊接钢管，壁厚5mm；采用法兰盘螺栓紧固连接，中间夹橡胶密封垫。4 .管网阻力计算抽放瓦斯管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力。计算管网阻力应在抽放管网系统敷设线路确定后，按其最长的线路和抽放最时期的管网系统进行计算，根据16采区的巷道布置情况，到采区的开采后期，抽放瓦斯管路的通过能力应能满足要求。（1）摩擦阻力计算二9.8。八H摩一KD6）式中：H摩管路摩擦阻力，Pa；1.管路长度，m；混合瓦斯对空气的密度壁;K与管径有关系数；D瓦斯管内径，cm；Q抽放混合瓦斯量，m3hoa、作面回风

42、巷管路的摩擦阻力（H摩1）981Q2LKD5=3169Pa981(2060)208662314071x2635b、16采区运输皮带巷、西下山皮带巷、16采区皮带巷管路的摩擦阻力（H摩2）管路长度取至采区的最南部，为井下移动抽放泵站至工作面回风巷的最远距离，按940m计算：= 1898RKD507126359812L981(2060)208661386c、移动抽放瓦斯泵站至新风井(排放段)管路摩擦阻力(H摩3)9812L981(2060)20866123J-JJQ=7-7=摩3KD50712635那么从工作面排放瓦斯口之间管线的总摩擦阻力H摩为：H摩=H摩1+H摩2+H摩3=3169+1898+168=5235Pa(2)局部阻力(H局)抽放管网系统中管件局部阻力(H局)，按管道总摩擦力阻力的15%考虑，那么：H局=H摩X0.15=52350.15=785Pa故瓦斯抽放管网系统的总阻力H总为：H总=H摩+H局=5235+785=602OPa5 .3.2抽放泵选型1 .抽放泵的选型原那么(