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1、瓦斯抽采系统1.1 瓦斯危害成分及储量一)、 瓦斯危害成分概述1、瓦斯在煤体中存在的状态有二种：一种为游离状态，一种为吸附状态。在天然条件下，煤体中以吸附状态贮存的瓦斯约占80-90%，以游离状态贮存的占10-20%，总体来说，瓦斯绝大部份是以吸附状态存在的。2、瓦斯成分矿井瓦斯成分比较复杂，主要是甲烷（CH4）占80-90%，此外还有其他烷类如乙烷（C2H6）、丙烷（C3H8）、二氧化碳（CO2）和其他气体，有些煤层瓦斯中还含有氢气（H2）、一氧化碳（CO）、硫化氢（H2S）等气体。该矿其瓦斯含量以CH4最多，其次为CO2、重烃等，这些气体都必须进行处理，防止事故发生。二）、瓦斯储量1、瓦斯
2、储量计算范围矿井可采煤层及受采动影响的围岩。2、瓦斯储量矿井瓦斯储量按下式计算：式中：W矿井地质资源/储量，Mm3;W1矿井可采煤层瓦斯储量，M m3;式中：A1i矿井i可采煤层的地质储量, M t;W1i矿井i可采煤层的瓦斯含量, 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，M m3;式中：A2i受采动影响后能够向开采空间排放的i不可采煤层的地质储量，M m3;W2i受采动影响后能够向开采空间排放的i不可采煤层的瓦斯储量， m3/t;因为地质报告没有提供不可采煤层的地质储量，因此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按可采煤层瓦斯储量10%计算。W
3、3-受采动影响后能够向开采空间排放的岩层瓦斯储量，M m3;k围岩瓦斯储量系数，一般取K=0.050.20,取K=0.1。个煤层采用两个采区瓦斯含量的平均值计算矿井瓦斯储量和可抽采量。经计算矿井区域内地质瓦斯储量为301.85Mm3，计算结果见表1-1。表1-1 矿井地质瓦斯储量计算表煤层可采煤层瓦斯含量(m3/t)可采煤层地质储量(万吨)可采煤层地质储量(Mm3)不可采煤层的瓦斯储量(Mm3)受采动影响能向开采空间排放的岩层瓦斯储量(Mm3)矿井地质储量(Mm3)312.2919223.6412.817121.89912.7516721.31013.0527636.021215.012303
4、4.521715.3430646.941815.4226340.551915.515924.64总计249.4624.9527.44301.853、可抽放量（1）瓦斯抽放率根据本章叙述，矿井瓦斯抽放率为61%。（2）可抽瓦斯量根据AQ1027-2006可按下式概算：可抽瓦斯量系指矿井瓦斯储量中在目前的开采条件和技术水平下能被抽出来的瓦斯量，根据采矿设计手册，矿井为多煤层开采下行式开采，对下邻近层，其可抽量采用下式计算：N=0.9式中：N可抽瓦斯量， m/t；bm不陷落邻近层的瓦斯放出系数，一般取0.9；mc邻近层的厚度；m开采层的厚度；Wh煤层瓦斯含量；Wc残存瓦斯含量。C-丢煤百分率%根据以
5、上计算后，还应附加一修正值进行修正（查表法取）。矿井各煤层抽采量见表1-2。表1-2 矿井各煤层可抽采量统计煤层编号瓦斯含量残存瓦斯含量（m/t）丢煤百分率%邻近层厚度（m）开采层厚度（m）不陷落修正值可抽瓦斯量（m3/t）邻近层的（m/t）瓦斯放出系数312.291.531.32.080.90.15.63412.81.5431.441.30.90.210.42912.751.4232.581.440.90.516.951013.051.4431.982.580.90.27.441215.011.5433.261.980.90.618.521715.341.5932.453.260.90.68
6、.631815.421.5631.192.450.90.65.621915.51.5730.41.193.914、抽放服务年限矿井抽放服务年限为矿井服务年限（20a）。1-2、瓦斯抽采1）抽采瓦斯的必要性瓦斯抽采旨在保障矿井安全生产，同时也是解决瓦斯问题的基本手段。众所周知，加强通风是处理瓦斯的最有效方法，而当瓦斯涌出量大于通风所能解决的瓦斯涌出量时或采用通风方法不合理时，就应当采取抽采瓦斯措施，对于局部区域的瓦斯超限（如采面上隅角等处），采用通风方法可能无法解决瓦斯问题或采用通风方法不合理时，也必须采取瓦斯抽采措施。根据国家安全监管总局、国家煤矿安监局（安监总煤装2007188号文）关于加强
7、煤矿瓦斯先抽后采工作的指导意见，明确指出，煤矿瓦斯先抽后采是治理瓦斯的根本性措施。先抽后采的指导原则：煤矿瓦斯抽采必须落实“先抽后采、监测监控、以风定产”十二字方针，把实现瓦斯先抽后采与实现矿井瓦斯全方位监测监控、坚持采掘工作面“以风定产”有机结合起来，实现对瓦斯的综合防治。同时，煤矿瓦斯先抽后采还必须坚持“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡”的原则，把煤矿瓦斯先抽后采真正落到实处。 多措并举就是要紧密结合本企业的实际，充分利用地面和井下的空间，提前预留抽采时间，采取多种可能采用的有效抽采技术和工程措施，并加大科技创新、政策支撑、严格法规标准和现场管理，全面加强先抽后采，实现抽采达标。 应抽尽抽就是
8、对应当进行瓦斯抽采的煤层，都必须先抽采瓦斯，达到基本指标要求后再安排采掘；在此基础上，要对煤层瓦斯尽最大能力进行抽采，努力实现煤炭开采前瓦斯抽采的最大化。 抽采平衡就是在对煤层瓦斯抽采工作超前规划、超前设计、超前施工的基础上，确保煤层预抽时间和瓦斯预抽效果，保持抽采达标煤量和拟安排生产准备及回采的煤量相平衡，也就是矿井采掘活动严格控制在瓦斯抽采达标的区域和煤层内。 先抽后采的工作目标：一是要满足采掘工作面防止煤与瓦斯突出的要求。突出煤层突出危险区域的采掘工作面经预抽后，瓦斯含量和瓦斯压力能够达到基本指标规定要求； 二是满足采掘工作面安全生产的要求。煤层经预抽瓦斯后，采掘工作面瓦斯抽采率、煤的可
9、解吸瓦斯含量和回风流瓦斯浓度达到基本指标的要求； 三是逐步实现“抽、掘、采”平衡。煤层经预抽瓦斯后，抽采达标煤量能够满足安全掘进和安全回采的要求。 另外，从资源利用和环保的角度看，瓦斯是一种优质洁净的能源，将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，改善能源结构，保护大气环境，取得显著的经济效益和社会效益。从资源利用和环保的角度看，也有必要进行瓦斯抽采，变被动为主动开发。根据该矿井预计的瓦斯涌出情况，参考类似条件矿井瓦斯抽采经验，初步确定该矿井设置高、低压两套瓦斯抽采系统。2） 抽采瓦斯的可行性钻孔抽采煤层瓦斯是防治煤与瓦斯突出的主要方法之一，钻孔抽采煤层瓦斯减弱直至消除煤层突出危险性的实质在于：向煤
10、层内打一定数量的钻孔，造成煤层局部卸压，并抽排煤层中的瓦斯，使煤层中瓦斯的潜能得到释放，同时降低了煤体中的瓦斯压力和瓦斯含量，并由此引起煤层的收缩变形，使煤层的地应力下降，透气性增大，地应力和瓦斯压力梯度减小，煤体的强度增大，这样就从减弱煤层突出的主动力和增强抵抗突出的阻力两个方面起到消除或消弱煤层突出危险性的效果。开采未卸压层瓦斯抽采的可行性是指在原始透气性条件进行预抽的可能性。最常用的衡量瓦斯抽采难易程度的指标是煤层透气性系数和钻孔瓦斯流量衰减系数。衡量煤层可抽性的指标主要有下列三项： 煤层的透气性系数()； 钻孔瓦斯流量衰减系数(p)； 百米钻孔瓦斯极限抽采量(Qj)；煤层抽采瓦斯难易程
11、度分类风表1-3。表1-3 煤层预抽瓦斯难易程度分类表 指标难易程度p（d-1）（m2/Mpa2.d）容易抽采0.00310可以抽采0.0030.05100.1较难抽采0.050.1由于该矿在地质勘查阶段未做相应的工作，建议在今后进行论证，以确定煤层进行预抽的可能性。3）瓦斯抽排根据前述3.1.3节计算结果，高负压抽采量按13 m3/min进行抽采设备选型。低负压抽采量按6m3/min进行设计。抽采总量为19m3/min。采面风排瓦斯量为4.0m3/min，掘进面风排瓦斯量为0.69m3/min。1.2抽采系统和方法1、瓦斯抽采系统的选择及合理性分析1）瓦斯抽采依据该矿井为高瓦斯矿井， 根据A
12、Q1027-2006标准及贵州省煤炭管理局文件（黔煤行管字2006158号）关于贵州省高瓦斯、煤与瓦斯突出矿井瓦斯治理方案的通知，喜乐庆煤矿须建立地面永久瓦斯抽采系统对矿井瓦斯进行抽采。2）煤层可抽采性虽然该矿井未进行有关参数的测定，但矿区内邻近矿井已经建有瓦斯抽采系统，根据实际抽采情况有一定效果，特别是卸压瓦斯抽采效果良好。因此该矿抽采瓦斯是可行的、必要的。目前瓦斯抽采系统主要有地面钻孔抽采系统、地面集中抽采系统等。该矿开采的煤层属薄-中厚缓倾斜煤层，地面地形条件较好、工业场地总体规划紧凑，矿井瓦斯涌出特点相对均匀，采用机采工艺，开拓布置及生产系统集中。根据以上因素综合分析确定选择地面集中抽
13、采系统。地面集中抽采系统与其他抽采系统相比具有系统运行安全可靠性高，维护维修量小维护费用低，抽采方法、抽采巷道、钻场、钻孔选择灵活方便等优点。2、抽采方法1）选择抽采方法的原则矿井瓦斯抽采的类型和方法，可按下列因素考虑确定：（1）为了提高瓦斯抽采率，宜选用多种抽采方法相结合的综合抽采方式。（2）当矿井采掘工作遇到的瓦斯主要来自开采层本身，只有抽采开采层本身的瓦斯才能解决问题时，应采用开采层抽采。（3）煤层群条件下首采层开采时，来自邻近层的瓦斯占有很大比例威协工作面安全生产，应采用邻近层抽采。（4）工作面后方采空区瓦斯涌出大，危害工作面安全生产或老采空区瓦斯积聚存量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯
14、量多以及增大采区和矿井总排瓦斯量，应采取采空区瓦斯抽采。（5）对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯，可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边抽边掘的方法加以解决。2）该矿采用的抽采方法根据瓦斯涌出来源和涌出量构成，设计采用综合瓦斯抽采方法，根据矿井实际生产情况，采煤工作面瓦斯涌出形式，设计主要采用以下抽采方法：掘进工作面抽采：利用底板抽采巷穿层抽采掘进条带区域（见图3-4-3），如果采取穿层抽采后瓦斯涌出量大或者仍然具有突出危险性可利用掘进巷道先抽后掘（见图3-4-4）和边抽边掘（见图3-4-5）。石门抽采：穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯（见图3-4-6）。工作面
15、抽采：工作面运输巷实施顺层钻孔（见图3-4-7）。采空区抽采：采用高位抽采巷抽采采空区瓦斯（见图3-4-8）或采空区埋管抽采（见图3-4-9）。3）钻场布置、钻孔参数确定钻场布置、钻孔参数确定根据具体的抽采方法而定。4）封孔方式、材料及工艺（1）封孔材料钻孔采用聚氨酯封孔，对于井下封孔而言，主要要求聚氨酯在发泡后，其内所形成的孔为封闭孔，另外对发泡时间、发泡倍数、固化后的强度，可塑性等均有一定的要求。选用聚氨酯封孔材料，穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m，顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m，钻孔密封段长度仅1m，既能保证密封严密，又可节省封孔材料。该聚氨酯封孔材料膨胀倍数20倍以上，聚氨酯发泡均匀
16、、细小，孔隙又不联通，还有可塑性，适于动压区封孔；在抽采瓦斯负压20KPa，钻孔密封严实不漏气。（2）封孔工艺聚氨酯封孔采用卷缠药液法，缠药方法及钻孔内封孔管结构如图3-4-1所示。抽采管为内径25mm的焊缝钢管，长为8m，在管前端焊上铁档板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈1m处，再套上木塞和橡胶垫圈，并用铁线缠紧固定，在1m间距内的抽采管上固定一块毛巾布（1m0.7m）。封孔操作程序为：先称出封一个孔的甲、乙组成药液，分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽采管上卷缠毛巾布，并把卷缠好药液
17、的封孔管迅速插入钻孔，大约5分钟后，药液开始发泡膨胀，20分钟后停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免封孔管晃动影响封孔质量，孔口处用木塞楔紧。封一个钻孔的聚氨酯用量约为1Kg左右。5）钻孔与管路的连接聚氨酯封孔1小时后，便可与抽采管路连接。钻孔与管路连接处应设置流量计和阀门。钻孔封孔器与抽采管路的连接如图3-4-2所示。连接管采用胶管。预抽一定时间后，根据效果检验结果，决定停止抽采时间，继续向前掘进，掘进到距钻底5m左右的超前距时，停止掘进，重新打钻孔抽采瓦斯，如此反复循环。4、抽采巷道的选择和布置2010年1月经重庆煤科院对该矿井3、4号煤层作了突出鉴定，鉴定结果为：3号煤层在原设计二采区内（本
18、次设计变更后为一采区内）+1526.6m标高以上为不突出煤层，4号煤层在原设计二采区内（本次设计变更后为一采区内）+1526.8m标高以上为不突出煤层。其它煤层未作鉴定，因此矿井按突出矿井设计，经鉴定为不突出3、4号煤层在+1526.6m、1526.8m标高以上按不突出管理。除3、4号煤层在+1526.6m、1526.8m标高以上暂按不突出管理外，在开采其它煤层时，矿井仍按煤与瓦斯突出矿井设计和管理。在掘进和开采3号煤层+1526.6m以上、4号煤层+1526.8m以上时采用“本煤层抽采”为主，在掘进和开采3号煤层+1526.6m以下、4号煤层+1526.8m以下和其它煤层开采时须采用底板穿层
19、为主的超前抽采。5、钻场布置和钻孔参数1）底板穿层钻孔预抽工作面瓦斯一采区3、4号煤层经鉴定为不突出，在开采一采区时，不设底板瓦斯抽放巷，在其他采区开采时，需设置底板抽放巷，在4号煤层底板18m处设置底板抽放巷，向上对3、4号煤层打向上穿层钻孔，施行煤层瓦斯预抽。向下对9、10、12、17、18、19号煤层打向下穿层钻孔，施行煤层瓦斯预抽。在岩石巷道掘进时，必须按照设计断面、已定中、腰线要求施工，严格控制好层位和地质构造，防止瓦斯异常涌出或误穿煤层。当采煤工作面推进后，形成采空区后，穿层长钻孔还可施行卸压抽放；钻场布置间隔40m，施工网格钻孔。钻孔使用钻机施工，配备能力TXU-150型钻机12
20、台，并配备水泥沙浆封孔泵1台。钻孔参数确定根据具体的抽放方法而定，底板穿层钻孔布置示意图如图1-3。图1-3 底板穿层抽采示意图（2）掘进工作面顺层抽采煤巷掘进先抽后掘煤巷掘进先抽后掘适用于有煤与瓦斯突出危险的区域，先抽后掘要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少15m，下帮至少15m，两侧轮廓线外至少各15m。掘进工作面先抽后掘见图1-4。图1-4 掘进工作面先抽后掘示意图钻孔参数：钻孔参数见表1-4。表1-4 边抽边掘钻孔参数表孔号与巷道中线夹角（）倾角（）孔深（m）开孔位置（m）距中线距底板10.02.0602.60.823.03.0603.11.236.03.06
21、03.10.840.00.060-2.60.85-3.0-1.060-3.11.26-6.0-2.060-3.10.8注： 1、开孔距巷道中线，左为“+”，右为“一”； 2、钻孔方位以巷道中线为参考，左偏角为“+”，右偏作为“一”； 3、钻孔倾角，仰角为“+”，俯角为“一”。（3）石门揭煤工作面穿层抽采穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷
22、道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距15m；石门揭煤预抽瓦斯布置图1-5。图1-5 穿层预抽石门揭煤工作面抽采钻孔布置图(4) 采煤工作面顺层抽采采煤工作面形成后，由运输巷向煤层打钻，随着回采面的推进，可起到预抽及采动卸压抽的作用。此方法主要用于采面形成后工作面消突抽采。在实际生产过程中利用煤层注水或其它方式增加煤的透气性，可大大提高抽采效果。其示意图见图1-6。图1-6 回采工作面顺层抽采示意图(5) 采空区抽采当采面通过穿层预抽、本层卸压抽后，风排能力无法排除采面老空区瓦斯涌出量时，须利用低负压抽采采煤涌出量瓦斯。对于不自燃煤层采空区瓦斯
23、可以采用埋管抽采。初期在工作面的回风顺槽埋管抽采工作面上隅角及采空区的瓦斯，后期对采空区实行密闭抽采。其布置方式如图1-7。图1-7 采空区埋管抽采示意图根据矿井瓦斯抽采管理规范及其它矿区采空区瓦斯抽采经验，采空区瓦斯抽采负压初步按58KPa设计，今后在生产中要有计划地测定抽采瓦斯参数随吸气口距回采工作面距离变化，确定通风量、抽采负压与抽采瓦斯浓度、抽采量等参数关系，并及时调整抽采参数。6、矿井抽采的控制范围及应达的到的指标（1）矿井抽采的控制范围A：穿层钻孔或顺层钻孔预抽煤层瓦斯时穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内
24、的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离。B：穿层钻孔预抽石门揭煤区域煤层瓦斯穿层钻孔预抽石门（含立、斜井等）揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施（在构造破坏带应适当加大距离）。钻孔的最小控制范围是：石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m（急倾斜煤层底部或下帮6m），同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线（包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线）的最小距离不小于5m，且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时，应当保持煤孔最小超前距1
25、5m；C：掘进工作面采用边掘边抽预抽煤层瓦斯顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m，要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m，下帮至少10m；其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离；D：当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时，工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m；（2）矿井抽采应达到的指标工作面瓦斯抽采率瓦斯涌出量主要来自于邻近层或围岩的采煤工作面瓦斯抽采率满足下表要求：工作面绝对瓦斯涌出量Q（m3/min）工作面抽采率%备注5Q1020%10Q
26、2030%20Q4040%可解吸瓦斯量瓦斯涌出量主要来自于开采层的采煤工作面前方20m以上范围内煤的可解吸瓦斯量满足下表要求：工作面日产量（t）可解吸瓦斯量Wj备注100081001-250072501-400064001-50005.5矿井瓦斯抽采率矿井瓦斯抽采率满足下表要求：矿井绝对瓦斯涌出量Q（m3/min）矿井抽采率%备注Q2025%20Q4035%40Q8040% 突出煤层工作面采掘作业前必须将控制范围内煤层的瓦斯含量降到煤层始突深度的瓦斯含量以下或将瓦斯压力降到煤层始突深度的煤层瓦斯压力以下。若没能考察出煤层始突深度的煤层瓦斯含量或压力，则必须将煤层瓦斯含量降到8m3/t以下或将煤
27、层瓦斯压力降到0.74MPa以下。1.3抽采管路及其设备一）、设计依据矿井瓦斯抽采流量计算根据前面计算高负压抽采纯量为13m/min。低负压抽采纯量为6m/min。2）瓦斯抽采浓度瓦斯抽采浓度高负压抽采为35%，低负压抽采为15%。二) 高负压抽放管路系统及抽放设备选型（一）管路的选择1、瓦斯抽放主管1）主管径根据煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）=0.303m式中：d-瓦斯管内径，m；Q-瓦斯管内流量，13m/min；K-计算高、低负压主管径时流量系数，按煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）K为1.21.8，取K=1.4。 抽出瓦斯浓度按35%计；Q=13m
28、/minV瓦斯管内流速，一般取512m/s；取12m/s；选用D350mmPVC管作为瓦斯抽放主管。2）主管路阻力计算（1）摩擦阻力计算=518Pa式中：hf管路的摩擦阻力，Pa；L 主管路长度，m；管路最长时为485m（地面200m风井152m总回风巷133m，合计 485m）；混合瓦斯对空气的相对密度；Q 管路的混合瓦斯流量，m/h；K0系数，经查表取K0=0.71；d管路内径，cm 。(kg/m)式中：1瓦斯密度，取0.715kg/m；n1混合瓦斯中瓦斯浓度，35%；2空气密度，取1.293kg/m；n2混合瓦斯中空气浓度65%。 （2）局部阻力计算h1= 51815%=78Pa，按摩擦
29、阻力的15%计算。（3）主管路总阻力计算H总=518+78=596pa2、瓦斯抽放支管1）回采工作面（1）支管直径=0.272m式中：d瓦斯管内径，m；Q瓦斯管内流量，按高负压抽放量的80%，为10.4m/min（含穿层抽放）；抽出瓦斯浓度按35%计；K-计算高、低负压主管径时流量系数，按煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）K为1.21.8，取K=1.4。 V瓦斯管内流速，一般取512m/s；取12m/s；故选用D300mm型PVC管作为回采工作面瓦斯抽放支管。（2）支管路阻力计算A、摩擦阻力计算=876Pa式中：hf管路的摩擦阻力，Pa；L管路长度，m；管路最长时为860m；
30、混合瓦斯对空气的相对密度；Q管的混合瓦斯流量，m/h；K0系数，经查表取K0=0.71；d管路内径，cm 。B、局部阻力计算h1=87615%=131Pa；按摩擦阻力的15%计算。C、采面支管总阻力h总=876+131=1007pa2）掘进工作面（1）支管直径 =0.136m式中：d瓦斯管内径，m；Q瓦斯管内流量，按矿井高负压抽放量的20%，为2.6m/min；抽出瓦斯浓度按35%计，两个掘进面抽放；K-计算高、低负压主管径时流量系数，按煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）K为1.21.8，取K=1.4。 V瓦斯管内流速，一般取512m/s；取12m/s；选用D150mm型PV
31、C管作为掘进工作面瓦斯抽放支管。（2）支管路阻力计算A、摩擦阻力计算=895Pa式中：hf管路的摩擦阻力，Pa；L管路长度，m；管路最长时为950；混合瓦斯对空气的相对密度；Q管内的混合瓦斯流量，m/h；K0系数，经查表取K0=0.67；d管路内径，cm 。B、局部阻力计算h1=89515%=134Pa，按摩擦阻力的15%计算。C、掘进面支管总阻力h总=895+134=1029Pa3、管路总阻力回采与掘进取其中较大的一个，取回采阻力值进行计算，h总阻力=h主总+ h支=596+1029=1625pa（二）瓦斯泵的选择1、瓦斯泵压力计算式中：Hf瓦斯泵压力，Pa；Hi井下负压管路系统全部阻力损失
32、，Pa；H0钻孔孔口压力，Pa；高负压取16000 Pa；K备用系数，K=1.6；hoz用户在瓦斯管出口所必须造成的正压，Pa；用户在瓦斯出口处必须的正压，按煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）中的要求进行选型计算。泵出口正压一般取值为3.55kPa。取4000 Pa；=（1625+16000+4000）1.6 = 34600Pa2、瓦斯泵流量计算=65.0m/min；式中：Q瓦斯泵额定流量，m/min；Qc在抽放期间内抽出的最大纯瓦斯量之和，13m/min；X瓦斯泵入口处瓦斯浓度，0.35；瓦斯泵的机械效率，=0.8；K抽放备用系数，一般取K=1.4。 3、真空度计算式中：H
33、c矿井抽放负压，Kpa；34600Pa4、瓦斯泵工况点流量及压力流量： m/min；式中：Q工瓦斯泵工况点流量，m/min；P0标准大气压；101.3kPa； P瓦斯泵管内绝对气压，P=当地气压-Hf=83.79-21.63=62.16kPa；瓦斯泵房标高为+1600m，查表得628mmHg，当地气压=62813.69.8=83.79kPa；T0标准状态下的温度，293K；T瓦斯泵管内气体温度，T=T0+20=293K；5、抽放泵选型根据计算的瓦斯泵的Hp和Qp，利用该矿现有的2BE3-400型水环真空泵2台，一台工作，一台备用），担负该矿的高负压瓦斯抽放，最大抽气量110m/min（6289
34、m/h），压力50KPa，转速440r/min。真空泵配套YB315L2-6电机功率为132kW，转速970r/min，电压380V。高负压抽放选用DN350型焊接钢管作为抽放管。抽放泵运行性能曲线见图1-10，工况点参数见表1-5。表1-5 2BE3- 400瓦斯泵工况点运行参数瓦斯泵型号抽气量（m/min）压力（kPa）轴功率（kw）转速（r/min）备注2BE3- 4001025085.9440图1-10三）、低负压抽放管路系统及抽放设备选型（一）管路的选择1、管径=0.315m式中：d瓦斯管内径，m；K计算高、低负压管径时流量系数，按煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB50471-2008）
35、K为1.21.8，取K=1.4。Q瓦斯管内流量，6m/min；抽出瓦斯浓度按15%计；V瓦斯管内流速，一般取512m/s；取12m/s；选用D350mmPVC管作为低负压瓦斯抽放管。2、管路阻力计算（1）摩擦阻力计算=1067Pa式中：hf某段管路的摩擦阻力，Pa；L管路长度，m；管路最长时为1345m（地面200m风井152m总回风上山133m回风石门450m采面风巷410m）；混合瓦斯对空气的相对密度；Q某段管的混合瓦斯流量，m/h；K0系数，经查表取K0=0.71； d管路内径，cm 。35.0cm；kg/m式中：1瓦斯密度，取0.715kg/m；n1混合瓦斯中瓦斯浓度，15%；2空气密
36、度，取1.293kg/m；n2混合瓦斯中空气浓度，85%。 （2）局部阻力计算h1=106715%=160Pa，按摩擦阻力的15%计算。（3）总阻力计算，H总=1067+160=1227pa（二）瓦斯泵的选择1、瓦斯泵压力计算=（1227+5000+4000）1.6=16363Pa式中：Hf瓦斯泵压力，Pa；Hi井下负压管路系统全部阻力损失，Pa；H0钻孔孔口压力，Pa；取5000 Pa；K备用系数，K=1.6；hoz用户在瓦斯管出口所必须造成的正压，按（GB50471-2008）中的要求进行选型计算。泵出口正压一般取值为35kPa。取4000 Pa；2、瓦斯泵流量计算=70m/min式中：Q
37、瓦斯泵额定流量，m/min；Qc在抽放期间内抽出的最大纯瓦斯量之和，m/min；X瓦斯泵入口处瓦斯浓度， 0.15；瓦斯泵的机械效率，=0.8；K抽放备用系数，一般取K=1.4。 3、真空度计算式中：Hc矿井抽放负压，Kpa；HC=16363Pa4、瓦斯泵工况点流量及压力流量： m/min；式中：Q工瓦斯泵工况点流量，m/min；P0标准大气压；101.3kPa； P瓦斯泵管内绝对气压，P=当地气压-Hf=89.79-16.36=713kPa；瓦斯泵房标高为+1600m，查表得当地气压=86.79kPa；T0标准状态下的温度，293K；T瓦斯泵管内气体温度，T=T0+20=293K；5、瓦斯泵
38、的选择根据计算的瓦斯泵的Hp和Qp，利用该矿现有的2BE3-420型水环真空泵2台，一台工作，一台备用），担负该矿的低负压瓦斯抽放，最大抽气量168.1m/min（10086m/h），压力50kPa，转速440r/min。真空泵配套电机YB355M2-6，功率为185kW，转速970r/min，电压380V。高负压抽放主管选用D350mm型焊接钢管，采面抽放支管选用D300mm型焊接钢管，掘进面抽放支管选用D150mm型焊接钢管。抽放泵运行性能曲线见图1-11，工况点参数见表1-6。表1-6 瓦斯泵工况点运行参数瓦斯泵型号抽气量（m/min）压力（kPa）轴功率（kw）转速（r/min）备注2
39、BE3 420141.562.16131.2440图1-11（7）抽采泵电机功率选型计算电机功率为NeN轴keetr式中：ke电动机容量备用系数(ke=1.11.2)，取1.2；e电动机效率，取0.98；高负压抽采泵电机功率：Ne1.285.9/0.98105.2(kW) 低负压抽采泵电机功率：Ne1.2131.2/0.98160.7(kW)高、低负压电动机功率均选用真空泵防爆电机电机，高负压功率选用132kW，低负压功率选用185 kW。根据高负压抽采泵冷却水消耗量为12.5m3/h，低负压抽采泵冷却水量为18.5m3/h，合计冷却水消耗量为31m3/h，选择IB80-65-125型防爆型潜
40、不泵2台。流量50m3/h，扬程20m，电机功率5.5KW。抽采设备选型已考虑了1.2的抽采备用系数，故所选抽采设备的富裕能力大于15%。抽采设备在矿井掘进前必须安装完成并能投入使用，监控系统在矿井投产回采前必须安装完成并能投入使用。四、抽采系统的管径、材质、连接方式，主管路的趟数1、抽采系统的管径及材质高负压系统：抽采管主管选用D350mm焊接钢管；采面支管选用D300mm型焊接钢管；掘进支管选用D150mm型焊接钢管。低负压系统：抽采管主管选用D350mm焊接钢管。2、管路的连接方式在保证安全的前提下，主管采用法兰连接；支管宜采用法兰连接或快速管接头等方式连接。在用法兰方式时，要做好接头处
41、的电气连接。管路每200m左右需要进行接地，以防静电和带电。3、主管路趟数高负压抽采主管一趟，低负压抽采主管一趟。五、抽采管路的布设、敷设方式和安全距离1、管路的布设和敷设方式1）管路的敷设（1）首采面高负压抽采管路布设首采煤工作面：地面泵站回风斜井+1670m回风石门11031采面回风斜巷11031采面回风平巷11031采面运输巷；首掘进工作面1：地面泵站回风斜井+1670m回风石门一采区回风上山+1605m回风石门集中回风斜巷回风绕道11042运输巷； 首掘进工作面2：地面泵站回风斜井+1670m回风石门一采区回风上山+1605m回风石门集中回风斜巷11042回风巷掘进工作面； （2）低负
42、压抽采管路敷设地面泵站回风斜井+1670m回风石门11031采面回风斜巷11031采面回风平巷11031采面材料斜巷11031采面回风巷。2）管路的敷设方式抽采瓦斯管主管沿风井井筒底板敷设，间隔69m设置一个混凝土支承；支承高度不小于0.3m。采区抽采管路与电缆分别挂在巷道两侧，采用沿巷道底板悬臂支承等方式敷设，支承高度不小于0.3m。在倾斜巷道中每隔80100m均设置一个止推支承。地面瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其他建筑物。管路坡度取1%，管接头，阀门以及各种零部件须安装严密，应具有良好的气密性和足够的机械强度，并应满足防冻、防腐要求；不得与带电物体接触并应有防止砸坏管路的措施。2、管路的安
43、全距离抽采管路与电缆分挂在巷道两侧并且要吊高或垫高，若吊挂必须平直，距地面高度不小于0.3m、回风巷道内抽采管路卢矿车最外缘的间隙必须大于0.7m、地面瓦斯管路不得从地下穿过房屋或其它建筑物。斜井管路应采取在罐道梁上固定、设防滑卡等防滑措施。1.4管路的附属设施及其布设原则管路的附属设施包括控制阀门、计量装置、放水器、除渣装置、管路瓦斯参数测定孔。1、控制闸门1）管路控制闸门主管、支管每隔300m安装一个控制闸门；主管与支管的分支或管路的分叉处各安装一个控制闸门。2）瓦斯泵站控制闸门（1）瓦斯泵站进、排气主管，进、排气主管上的放空管各安装一个控制闸门；（2）瓦斯泵的吸气管、排气管处各安装一个控制闸门。2、计量装置在高低负压抽采进气主管、支管、分管及与钻场连接处各安装一套FKL型计量装置。通过计量装置读取抽采混合气体流量。3、放水器在高低负压抽采进气主管放空管前端、排气主管放空管后端各安装一套型自动放水器；在抽采管路的低洼、抽采钻场、管路拐弯、温度突变处及管路中每隔200-300m安装一个自动放水器。通过自动放水器自动将管道中的水放掉。4、管路瓦斯参数测定孔在高低负压抽采进气主管进气控制闸门前端、高低负压抽采排气主管控制闸门后端各安装一个管路瓦斯参数测定孔，利用AK-3A型管路瓦斯参数测定仪对管路中的甲烷浓度、流量、正压、负压等参数进行测定
