红旗矿井瓦斯抽放设计

1、瓦斯抽放系统设计第11页第一章矿井概况1 .井田地质特征1.1 地层本区出露地层有第四系、二叠系、石炭系、奥陶系和寒武系，由老至新分述如下：1)寒武系(G)出露于井田南部，岩性为白云质灰岩，全层厚度不详。2)奥陶系中统马家沟组(02m)顶部为深灰色石灰岩与泥岩互层，隐品质结构，中厚层状，局部夹灰黄色钙质泥岩薄层。其下为厚层石灰岩隐品质结构。质地均一，局部可见暗紫红色的薄层泥灰岩，地表溶洞发育，下部为含泥质的白云质灰岩或白云岩与泥岩互层。本区及邻区最大揭露厚度为237.07m。3)石炭系(C)区内仅发育上统太原组及中统本溪组。(1) 本溪组(C2b),主要由灰色至深灰色豆状或鲍状铝土岩、铝土质泥

2、岩组成。铝土矿层多位于该组的中上部，称为K4矿层带，该矿层带自西向东有向下迁移的变化趋势。本组底部多为赤红色的褐铁矿及赤铁矿。本组厚3.5733.69m,一般厚度在8m左右。(2) 太原组(C&),主要由石灰岩、泥岩、砂质泥岩、砂岩、炭质泥岩及煤组成。依据其岩性特征可分为三段，即上部灰岩段、中部屑岩段和下部灰岩段。可采煤层(一1煤)赋存于该组的底部。该组厚度变化大，两极值为32.4697.20m,平均厚度63.13m。4)二叠系(P)(1)下统山西组(Psh),岩性由煤、炭质泥岩、泥岩、砂质泥岩及砂岩组成。主要可采煤层(二1煤)赋存于该组的下部。全组厚39.59110.68m,平均厚度

3、76.82m。(2)下统下石盒子组(P1X),根据其沉积特征可分为三、四、五、六等4个煤段。三煤段底部为灰绿色土细粒砂岩，即砂锅窑砂岩，局都相变为粉砂岩，含黑色泥岩包裹体、黄铁矿结核，有大型斜层理。下部为深灰色、灰色含铝土质泥岩、紫斑泥岩及深灰色泥岩，该段厚53.24130.42m,一般90m左右。四至六段：由深灰色砂质泥岩、粉砂岩及灰白色细粒砂岩组成。煤层不发育且均不可采。其底部的四煤底板砂岩为浅灰色、灰绿色中细粒砂岩，底部常为粗粒或含砾砂岩，具缓波状层理及斜层理，泥质胶结。厚170m&右。(3)上统上石盒子组(P2s),该组岩性主要由灰绿色、土黄色及少量暗紫色的中细粒砂岩、粉砂岩、

4、砂质泥岩组成。其底部为一层厚20m左右的灰白色中细粒含砾石英砂岩，其矿物成分单一，硅质胶结含泥岩包裹体，具斜层理。本组可分为七、八两个煤组，但媒层不发育，仅偶见煤层且不可采。本组厚约250m5)第四系出露范围较广，以不整合接触关系覆盖于下伏不同时代地层之上，由黄土、耕植土、砂质粘土、砾石等组咙。一般厚度515m1.2 地质构造本区位于秦岭纬向构造带北亚带背斜的北翼(图1-2、表1-1),总体构造形态为一走向280290°,倾向10200倾角7140的单斜构造。区内构造以断裂为主，主要由东西向、北西向、北北向断裂组成。表1-1主要断层特征表断层名称性质走向(0)倾向倾角(0)落差(m)

5、延展长度(Km)F3正断层N5C0EN200ENW70704.10F6正断层EWS72501708.85F9正断层EWN6065501509.50F102正断层N5C0W-N600WSW70152.00F104正断层EWS60181.90F127正断层N600WNE65100.15(1) F1断层，为本区西部边界断层，正断层。区域延伸长4.1km,走向N5CH200E,倾向NW倾角700左右，落差70余米。该断层区域上有钻孔控制，控制程度基本可靠。(2)为本区北部边界断层，正断层。区域延展长度9km左右，走向近FW倾向N,倾角60700,落差50150m该断层地表迹象明显，勘查工程亦见及，断层

6、破碎带厚5.68-62.72m不等。该断层控制较严密。(3)F102断层，位于本区中部，为一走向N5g600W倾向SW倾角700左右的正断层，落差1525ml该断层在地表可见，1207孔、1312孔煤层底板不连续。（4）古堆窑断层（F2）,位于本区西部边界附近，为正断层。区域延伸长度5km以上，走向N4A150E,倾向西北，倾角不详，落差100m左右。该断层南段有老窑揭露，中段有勘查工程控制，地表均为第四系覆盖，向北延伸不详。（5）沙鱼沟断层（F1）,位于本区西部边界外，延展长N4A250E,倾向NW落差500m两侧均被第四系松散层覆盖。本区西部以沙鱼沟正断层（F1）古堆窑正断层（F2）、柳树

7、沟正断层（F3）为代表的北东向断裂明显，并呈东升西降的阶梯式排列。1.3 煤层井田内含煤地层为石炭二叠系，有上下市合子组，有有上下石盒子组、山西组和石炭系太原群组成，总厚度为646.16m,含煤21层，其中，可采煤层仅有山西组的二1煤及太原群的一1煤两层（表1-2）。根据勘探结果，上下石盒子组含煤性极差，仅偶见不可采点。表1-2主要可采煤层特征表煤层煤层厚度（m）煤层间距（m）煤层结构顶底板岩性稳定性倾角(0)容重t/m3最小取大平均最小取大平均夹后层数顶板底板102.321.0230.0121.8691-2灰岩泥岩稳定7-1401.641023.84.641-4砂质泥岩砂质泥岩或泥岩较稳士7

8、E1.6二1煤赋存与山西组下部，上距砂锅窑砂岩65ml下距一1煤69m；煤层层位稳定，普遍发育夹肝4层，岩性为炭质泥岩或泥岩，局部地段夹什厚度大于可采煤层厚度；二1煤直接顶为砂质泥岩或泥岩，局部地区为细砂岩，直接底板为泥岩、炭质泥岩或泥岩；煤层厚度变化范围为023.8m,平均煤厚为4.62m,煤层倾角平缓，一般为714°,煤层本身多呈粉重胶结状态，原生结构大都被破坏，强度极低,容重为1.6t/m3,空隙率为16%该煤层属中灰特低硫，高灰熔点粉状无烟煤1煤是该矿的唯一主采煤层。一1煤赋存于太原群底部，层位稳定，结构简单，局部含夹什12层，煤层变化较小，变化范围为02.32m,煤层平均厚

9、度1.02m,L1L3为其直接顶，厚约10ml本溪群铝土岩或铝土质泥岩为其直接底板，厚度约7m左右，该煤层属中灰高硫高熔点块状无烟煤。一1煤不属该矿的开采煤层范围。1.4 区域瓦斯特征该煤田二1煤层瓦斯成份、含量变化较大，总体而言，自西向东大体上可划分为三个瓦斯地质单元：即19勘探线以西的逸散区、19-44勘探线之间的过渡区以及44勘探线以东的富集区，其中逸散区多为煤层瓦斯风化带，煤层瓦斯战份异常，CO2成份增高，甲院含量一般小于6n3/tdaf,过渡区煤层瓦斯成份趋于正常，瓦斯风化带分布于浅部，甲烷含量小于l5m3/t-daf;富集区煤层瓦斯风化带则为一沿煤层露头分布的狭窄条带。向深部煤层瓦

10、斯成份、含量骤增，甲烷成份高达99.42%,甲烷含量最大值为39.73m3/t-dafo1.5 煤层瓦斯成份分带由上述可知，区内二1煤层瓦斯战份虽以CH为主，但其在瓦斯成份中所占比例均小于80%且煤层瓦斯成份异常，其中的CO成分偏高。根据煤、泥炭地质勘查规范对煤层瓦斯的分带标准，煤层瓦斯可分为二氧化碳-氮气带、氮气-沼气带和沼气带，依其分带标准，木区均为煤层瓦斯风化带，但由于本区煤层瓦斯成份异常，结合本区煤层瓦斯含量特征及矿井生产的实际，将本区分为煤层瓦斯风化带、二氧化碳-沼气带和氮气沼气带。(1)瓦斯风化带：以煤层瓦斯含2m/tdaf等值线作为煤层瓦斯风化带的下限。该带沿二，煤层露头分右，其

11、下限位于煤底标高+200+150m以上，形态与二1煤层露头大体一致。虽然这种划分与煤层瓦斯风化带的概念不甚一致，但对于矿井生产而言则较为实用，即在本次所划分的煤层瓦斯风化带中，煤层被开采时，矿矿山瓦斯涌出量极低。(2)二氧化碳-沼气带：系指煤层瓦斯成份中甲烷成份小于80%而二氧化碳含量大于20%勺范围。该带位于煤层瓦斯风化带之下，分布于煤底标高-50m至煤层瓦斯风化带下限之间。本成份带的划分主要考虑本区煤层瓦斯成份的特殊性，即煤层瓦斯成份中二氧化碳成份较高，因此，划分出本成份带能够更准确的反映本区煤层瓦斯成份的特性。(3)氮气-沼气带：系指煤层瓦斯成份中甲烷成份小于80%二氧化碳战份亦小于20

12、%勺区域，该带分布于本区的深部。第二章矿井瓦斯涌由2.1 矿井瓦斯涌出特征据近几年矿井瓦斯鉴定结果(表2-1),绝对涌出量(CH4)为7.469.36m3/min,相对瓦斯涌出量(CH4)在4.509.21m3/t-d之间，矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井，生产中未发生煤与瓦斯突出、瓦斯爆炸事故。矿井瓦斯涌出主要来自开采煤层本身，一般情况下，回采工作面CH浓度在0.40.9%之间，矿井总回风巷CH浓度为0.10.2%。放顶后，矿井瓦斯无明显增大现象。由表6-1尚可看出，随着矿井开采水平的延深，矿井瓦斯相对涌出量和绝对涌出量均无明显增大，相反却略有降低，这除了与矿井生产效率、采煤方法等有关外，也间接地说

13、明了本区煤层瓦斯普遍较低、煤层瓦斯含量与煤层埋深关系不明显的瓦斯赋存特点。表2-1历年矿井瓦斯鉴定结果表鉴定时间绝对涌出量(m3/min)相对涌出量(m3/t-d)矿井瓦斯等级开米标同(m)1997.119.078.29低瓦斯矿井+1351999.119.369.21低瓦斯矿井+1452000.048.528.97低瓦斯矿井+1732001.129.065.38低瓦斯矿井+1352002.087.464.89低瓦斯矿井+1152003.048.274.50低瓦斯矿井+1152004.048.274.50低瓦斯矿井+1152.2 煤与瓦斯突出危险性煤与瓦斯突出是矿井开采过程中煤层瓦斯的一种动力现

14、象，具发生受煤层瓦斯含量、煤层瓦斯压力以及煤体结构等多种地质因素的制约。大量的生产实践表明，煤与瓦斯突出多发生在煤层瓦斯含量高、煤层具有一定厚度的软分层、煤层瓦斯压力大的开采地段，其中较高的煤层瓦斯含量是发生煤与瓦斯突出的前提条件。前已述及，本区煤层瓦斯成份中CH4成份均小于80%,煤层瓦斯含量在1.496.02m3/tdaf之间，为低瓦斯煤层；煤层瓦斯的原始压力较小，仅为0.420.59Mpa,可见本区煤层不具备煤与瓦斯突出的前提条件。止匕外，近几年的开采实践表明，开采中矿井相对涌出量均小于10m7t-d,为低瓦斯矿井，生产中未发生矿井瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出现象。第三章煤层瓦斯基础参数3.1

15、 煤层瓦斯含量据取样测试结果（表3-1）。二i煤层瓦斯含量为1.496.02m3/tdaf,其变化与瓦斯成份变化大体一致，即随着煤层埋深的增加而增高。经对钻孔取样测试结果分析，本区煤层瓦斯含量（W）与煤层埋深（H）的关系式为：W=0.00948H+1.9504（n=13r=0.5712）由上式可知，本区煤层瓦斯含量的变化梯度为105m/（m3/t-daf）,即当煤层瓦斯含量增加lm3/tdaf时，煤层埋深增加105m,其瓦斯变化梯度较大。同时可以看出，煤层瓦斯与煤层埋深的相关系数仅为0.572（图3-1）,表明本区煤层瓦斯含量虽有随煤层埋深增力口而增高的变化趋势，但其相关性并不明显。图1-1瓦

16、斯含量与开采深度的关系由于矿井生产未取得较为系统的瓦斯涌出资料，现仅籍14070、14090工作面瓦斯涌出资料，对矿井瓦斯涌出与煤层瓦斯含量之间的关系简述如下。为分析瓦斯涌出量与煤层瓦斯含量之间的关系，本次选择了当月仅有一个工作面采煤的矿井通风资料（表3-1）,根据其工作面通风量、CH浓度以及本月的产量和生产天数，求出了该工作面的瓦斯相对涌出量，以期分析相对瓦斯涌出量与煤层原始瓦斯含量。表3-1煤层原始瓦斯含量工作面编号风量(m3/min)CH4浓度(%)相对涌出量(m3/td)煤层瓦斯含量3(m/t-daf)14070796.70.605.474.0474.40.804.402.514090

17、650.80.634.534.51(1508孔)由表3-1可以看出，相对瓦斯涌出量均高于煤层的原始甲烷含量，一般地，相对涌出量是煤层原始甲烷含量的11.76倍。试结果基本反映了被测试煤层瓦斯的原始瓦斯压力。3.2 煤层瓦斯压力表3-2煤层瓦斯压力测试结果孑L号补1补2补3补4煤层止深(m)241.50375.18249.00193.62压力(Mpa)0.510.420.590.59煤层瓦斯压力测定结果表3-2。本区二1煤层瓦斯压力为0.42-O.59Mpq表明区内煤层瓦斯压力相对较小，煤层瓦斯呈低压欠饱和状态赋存第四章瓦斯抽放方法4.1 瓦斯抽放方法选择依据选择抽放瓦斯方法，应根据煤层赋存条件

18、、瓦斯来源、巷道布置、瓦斯基础参数、瓦斯利用要求等因素经技术经济比较确定。并应符合下列要求：(1)尽可能利用开采巷道抽放瓦斯，必要时可设专用抽放瓦斯巷道。(2)适应煤层的赋存条件及开采技术条件。(3)有利于提高瓦斯抽放率。(4)抽放效果好，抽放的瓦斯量和浓度尽可能满足利用要求。(5)尽量采用综合抽放。(6)抽放瓦斯工程系统简单，有利于维护和安全生产，建设投资省，抽放成本低。鹤壁六矿二i煤层为单一厚煤层，采用厚煤层放顶煤开采工艺，掘进期间有异常瓦斯涌出现象，工作面瓦斯主要来自本煤层，因此，鹤壁六矿的瓦斯抽放方法为本煤层瓦斯抽放结合采空区瓦斯抽放方法。本煤层抽放瓦斯方法可按下列要求选择：(1)煤层

19、透气性较好，宜采用本煤层预抽方法，一般优先考虑沿层布孔方式；当突出危险性大时，可选择穿层布孔方式。(2)有一定倾角的分层开采煤层，宜采用边采边抽的卸压抽放方法。(3)单一低透气性高瓦斯煤层，可选用密集网格钻孔、水力割缝、水力压裂、松动爆破、深孔控制卸压爆破、物理化学等方法强化抽放。(4)煤巷掘进瓦斯涌出量较大的煤层，可采用边掘边抽或先抽后掘的卸压抽放方法。根据鹤壁六矿二1煤层赋存条件、瓦斯来源、瓦斯基础参数及其突出危险性，考虑到煤层透气性差，但采用放顶煤开采的特点，利用厚煤层放顶煤开采工作面前方卸压范围大的特征，采用本煤层预抽、边采边抽和高位钻孔相结合的综合抽放瓦斯方法作为鹤壁六矿的主要瓦斯抽

20、放方法。回采工作面采用抽放方式为顺层交叉钻孔抽放和高位钻孔抽放相结合的综合抽放方式。4.2 回采工作面瓦斯抽放方法设计4.2.1 回采工作面瓦斯抽放方法目前，回采工作面顺层布孔方式主要有顺煤层扇形布孔预抽、顺煤层平行布孔预抽、顺煤层交叉钻孔预抽、顺煤层迎向钻孔预抽方法等。考虑到大峪沟矿煤层瓦斯来源及煤层透气性系数，采用沿层交叉钻孔布置，既满足预抽，也满足边采边抽4.2.1.1 沿层交叉抽放钻孔布置布孔方式如图4-1所示。钻孔直径7589mm钻孔长度为6070m,钻孔间距2.5m,钻孔仰角为16°,即在煤层内形成穿层孔布置。迎向交叉钻孔夹角20。沿层钻孔和交叉钻孔间隔布置。钻孔进入采动

21、影响带之前，预抽时间不得低于6个月。交叉钻孔距工作面2124m时开始进行边采边抽图4-1沿煤层交叉钻孔布置1风巷；2一机巷；3迎面交叉钻孔；4一沿层钻孔4.2.1.2 回风钻场高位钻孔抽放采空区瓦斯钻孔方式如图4-2所示，钻场设计见图4-3。钻孔长度为60mi钻场间距为50m,抽放目的为解决工作面上隅角瓦斯超限。钻孔偏角分别为10°、13°和15°,仰角15°,钻孔终孔控制巷帮1723m,众孔层位控制裂隙带高度20m。图4-2高位钻孔布置图1一风巷；2一机巷；3钻孔；4钻场图4-3tWj位钻场布置图4.2.1.3 抽放量预计沿煤层交叉钻孔为预抽，为高浓度

22、低流量瓦斯抽放方式，预计预抽瓦斯量为1.0m3/min,抽放瓦斯浓度为30%抽放混合量为5M/min。高位钻孔为低浓度大流量抽放方式，预计抽放量为1.5m3/min,抽放瓦斯浓度为10%抽放混合量为15m3/min。工作面累计抽放纯量为2.5m3/min,抽放混合量为16.67m3/min。瓦斯抽放系统设计第12页第五章瓦斯抽放系统与抽放设备5.1 瓦斯抽放系统根据鹤壁六矿生产采区布局具体条件，鹤壁六矿八采区设计为井下移动式瓦斯抽放泵站，抽放管路系统比较简单，主要有工作面抽放管路、ZWY-40/75移动式瓦斯抽放泵站、排气管路等组成。12090工作面抽放管路系统为：煤层钻孔瓦斯一风巷4时和机巷

23、3时抽放管路一进入采区变径为6时管路一ZWY-40/75移动式瓦斯抽放泵站一离开采变径为6时管路一进入采区总回风。水平大巷图4-4瓦斯抽放系统示意图瓦斯抽放系统设计第37页5.2 瓦斯抽放管路设计5.2.1 抽放管路直径计算抽放管路直径选择按下式计算：d0.1457.QcV式中Qc系统混合瓦斯流量，m3/min；d管路内径，m；V管路内瓦斯流动速度，取经济流速，取V=10m/s0(1)机巷支管直径计算分担机巷沿煤层交叉钻孔预抽煤层瓦斯量，即抽放量1m3/min,瓦斯浓度为30%抽放混合量为3.3m3/min,取管中合理流速为10m/s,则该支管直径为：0.14573.3. 150.0683(m

24、D该支管直径选用3时管，敷设在14090工作面机巷。(2)风巷支管直径计算分担风巷高位钻孔抽放瓦斯量，即抽放量1.5m3/min,瓦斯浓度为20%抽放混合量为3.3m3/min,取管中合理流速为10m/s,则该支管直径为：d0.1457点0.11457(m)该支管直径选用4时管，敷设在14090工作面风巷。(3)主管直径计算分担工作面高位钻孔抽放瓦斯量和沿煤层交叉钻孔预抽煤层瓦斯量，即抽放量2.5m3/min,瓦斯浓度为15%抽放混合量为16.7m3/min,取管中合理流速为10m/s,则该支管直径为：d0.1457J1250.1536(mi)15该支管直径选用6时管，敷设在泵站到14090工

25、作面和泵站到总回风道的正压管路5.2.2抽放管路阻力计算抽放管路阻力按下式计算：H支风式中H阻力损失,Pa；L一直管长度，miQ一瓦斯流量，m3/h;D管道内径，cm；K一系数，见表5-1;混合瓦斯对空气的相对密度，见表4表5-1不同管径的系数K值通称管径（mm）152025324050-1rre-lK值0.460.470.480.490.500.52通称管径（mm）7080100125150>150K值0.550.570.620.670.700.71（1）风巷支管管路阻力风巷支管抽放量大，瓦斯浓度低，是支管中管路阻力最大的，故支管管路阻力计算采用该支路进行计算。风巷支管抽放瓦斯浓度为2

26、0%抽放混合量为7.50m/min,管路长度按最大1000计算，气体密度为0.955,则该支管直径为：一Q2LCCCH支风9.81Q-20504(Pa)KD5式中当管路直径为D=10.12cm时，系数K=0.62(2)机巷支管管路阻力机巷支管抽放量大，瓦斯浓度低，是支管中管路阻力最大的，故支管管路阻力计算采用该支路进行计算。风巷支管抽放瓦斯浓度为30%抽放混合量为3.33nVmin,管路长度按最大800计算，气体密度为0.866,则该支管直径为：-Q2LccCH支机9.81r20473(Pa)KD5式中当管路直径为D=7.62cm时，系数K=0.57。(3)主管管路阻力风巷支管抽放量大，瓦斯浓

27、度低，是支管中管路阻力最大的，故支管管路阻力计算采用该支路进行计算。风巷支管抽放瓦斯浓度为15%抽放混合量为16.67n3/min,管路长度按最大600计算，气体密度为0.933,则该支管直径为：Q2LH主9.8119408(Pa)KD5式中当管路直径为D=152.4，系数K=0.71。(4)直管管路阻力选择管路阻力最大支管进行计算，故采用风巷支管管路阻力计算抽放系统直管管路阻力。H 直 H 支 H 主 20504 940829912(Pa)(5)局部阻力抽放管路的局部阻力损失计算采用估算法,即取直管管路阻力的15科算，则:H 局 H 直 15% 29912 0.1534399(Pa)(6)抽

28、放管路总阻力抽放管路的局部阻力损失计算采用估算法,即取直管管路阻力的15科算，则:(Pa)H总H直H局299124487343995.3瓦斯抽放泵的选型一般情况下，要选择抽放泵，首先要选型，然后是选择容量。需结合本矿井的具体条件，并结合各种类型抽放泵的特性、优缺点及其适用条件来选择适合本矿井的瓦斯泵类型。 1)抽放泵的选型原则 抽放泵的流量必须满足矿井抽放期间预计最大瓦斯抽放量的要求； 在抽放期间，抽放泵的负压必须能克服管路系统的最大阻力； 抽放泵要具有良好的气密性。(2)常用抽放泵的类型目前国内使用的抽放泵大致分为三类：水环式真空泵离心式鼓风机回转式鼓风机。抽放泵的选型计算包括泵的流量和压力

29、的计算。5.3.1抽放泵容量计算矿井抽放瓦斯总量是指矿井整个服务年限中最大的瓦斯抽放量，因此瓦斯泵的流量与矿井抽放泵的布置方式有关，如几个矿井共用一台泵抽放，那么该泵的流量就是几个矿井最大瓦斯抽放量之和。鹤壁六矿抽放泵容量采用下式计算：100QzKX式中Q瓦斯泵的额定流量，m3/min；Qz矿井抽放瓦斯总量(纯量)，nm/min；X矿井抽放瓦斯浓度，%;K备用系数，取K:1.2;瓦斯泵的机械效率，一般取0.8。考虑到封孔技术及矿井抽放管理技术水平，泵站抽放瓦斯浓度按15科算，则抽放泵容量为：(m3/min )八100QzK1002.51.2.15 0.8Q255.3.2抽放泵压力计算瓦斯泵的压

30、力就是要克服瓦斯从井下钻孔口起，经瓦斯管路到抽放泵，再送到用户所产生的全部阻力损失。一般由下式计算:H (HrHrhzkH hc cmHc)K hrmhjhjhzh式中H瓦斯泵的压力，Pa；Hr井下负压管路白全部阻力损失，Pa；Hc地面正压管路白全部阻力损失，Pa；hzk抽放钻孔所需负压，Pa；hrm井下负压管路白摩擦阻力损失，Pa；hrj-井下负压管路的局部阻力损失，Pa；hcm地面正压管路白摩擦阻力损失，Pa；hcj-地面正压管路的局部阻力损失，Pa；hzh用户所需正压，Pa；K备用系数，取1.2对移动抽放系统来说，瓦斯泵抽放的瓦斯直接送入总回风，无地面正压管路的全部阻力损失H。钻孔孔口负

31、压主要作用为克服封孔管及钻孔阻力，故钻孔孔口负压取为3000Pa。则抽放泵压力为：HHrKhzkhrmhrj)K(Pa)(300034400)1.2448805.3.3抽放泵选型水环式真空泵真空度高，工作轮内充满水，有防爆阻焰作用，运行安全、可靠;尤其适用于煤层透气性低、管路系统阻力大、需高负压抽放，且瓦斯抽出量较小的矿井，故选用水环式真空泵。在泵的容量方面，考虑到大峪沟未来开采区瓦斯要明显大于目前开采区域，在泵容量选择上，留有一定的余地，故选择煤炭科学研究总院抚顺分院生产的ZWY-40/75型移动式瓦斯抽放泵站，该泵为SK型水环式真空泵，最大吸气量40.0吊/min,极限真空度81KP?配套

32、电机功率75KW耗水量150L/min,满足矿井使用要求。表5-2ZWY-40/75移动泵站性能参数型号取大抽气量m3/min极限真空度kPa电机功率kw工作电压V外形尺寸mZWY-40/7540-8175380/6602.7X1.32X1.505.3.4抽放泵房布置ZWY-40/75型移动式瓦斯抽放泵站如图5-1,泵站组成如图5-2所示。抽放泵站布置如图5-3。图5-1ZWY-40/75型移动式瓦斯抽放泵站图5-2ZWY-40/75型移动式瓦斯抽放泵站组成1一气水分离器；2一磁处理水防垢器；3一纳西型(双作用径向进气)水环式真空泵;4标准孔板流量计；5卡道器；6平板矿车；7矿用防爆电动机；8

33、一矿用防爆磁力启动器；9瓦斯超限断电仪；10一矿用防爆照明灯；11瓦斯检测报警仪图5-3抽放泵各类安全控制测量装置1进气阀门；2一孔板测压嘴；3一孔板测压嘴；4抽放泵；5一气水分离器;6一出气阀门；7取样嘴；8防水器；9一旁通阀门；10水银压差计；11水柱压差计；12一三通；136寸孔板5.4抽放管路附属设备(1)阀门阀门规格为6寸闸板式低压气阀，安装地点如下（图4-4） 在瓦斯泵入口前设置进气阀门1,用来调节系统抽放负压、流量、浓度等，并作为控制瓦斯泵开停的主要装置； 在瓦斯泵的出口处设置出气阀门6,作为控制瓦斯泵开停的主要装置；在旁通管路中安装旁通阀门9,以备停泵时瓦斯自由释放。（2）测压

34、嘴、取样嘴测压嘴、取样嘴用来测量管道压力、孔板压差和瓦斯浓度，一般采用紫铜管焊接制成，高度50mm内径4mm测压嘴通过细胶管与水银压差计、水柱压差计相连接，取样嘴平常用细胶管套紧捆死，以防漏气，测量瓦斯浓度时打开。测压嘴、取样嘴安装地点如下：测压嘴2位于孔板进气侧，距离孔板150mm测压嘴3位于孔板出气侧，距离孔板75mm取样嘴7位于抽放泵出气侧，阀门6的下风侧。（3）高负压瓦斯取样器图5-4为高负压瓦斯取样器示意图，采样前，先将进气接头1与孔板流量计孔板上游的测量嘴接上，将出气接头2与瓦斯检定器（或取样袋）连接，然后将平衡压力接头3与瓦斯孔板流量孔板下游连接；采气样时，首先拉动手柄，进气接头

35、l内的单向阀（薄膜阀）打开，管道内瓦斯被吸人气筒内，而活塞4后部的气体则排至瓦斯管道中，起到平衡压力作用，以减少漏气，尔后向前快速推动活塞，出气接头2内的单向阀门打开，将瓦斯送人瓦斯检定器（或取样袋）内。为此重复数次，即可将瓦斯样采人瓦斯检定器中。图5-4FW-1型高负压瓦斯采样器1进气口接头；2出气口接头；3平衡压力接头;4活塞；5气筒；6拉杆(4)放水器放水器8为人工放水器，位于抽放泵出气侧，即管路的正压侧，其结构如图5-5所示。6，14口图5-5人工放水器结构图1瓦斯管路；2一放水罐阀门；3空气入口阀门；4放水口阀门;5一集水罐；6一活法兰盘(4)三通三通12采用紫铜管焊接制成，高度50

36、mm长度100mm内径4mm通过细胶管与测压嘴2、水银压差计10和水柱压差计11相连接。(5)水银压差计水银压差计10位于孔板13的进气侧，通过细胶管与测压嘴2相连接，用来测量进气侧瓦斯的绝对压力，测量液体为水银。水银压差计规格1200mm(6)水柱压差计水柱压差计11通过细胶管与测压嘴2、测压嘴3相连接，用来测量孔板13两端的压力差，测量液体为清洁水。水柱压差计规格1200mm孔板孔板13位于抽放泵的进气侧，用来测量抽放管路中的瓦斯流量，具结构如图5-6所示。图5-6孔板流量计结构图1一孔板；2测压嘴；3抽放管路孔板流量计的安装使用要求如下： 在抽放瓦斯管路中安装孔板时，孔板的孔口必须与管道

37、同心，其端面与管道轴线垂直，偏心度1%-2% 安装孔板的管道内壁，在孔板前后距离为2D的范围内，不应有凸凹不平、焊缝和垫片等； 孔板流量计的上游端，管道直线段的长度20D,下游端白长度10D; 要经常清理孔板前后的积水和污物，孔板锈蚀要及时更换； 抽放瓦斯流量有较大变化时，应根据流量大小更换相应的孔板。5.5管路连接 4寸抽放管路5m一根，加胶垫法兰连接； 管路连接必须可靠，气密性好，不漏气。 在巷道转弯处，可用与干管直径匹配的橡胶软管连接，或加工专用的弯管连接，角度不小于90°。 管径要统一，变径时须设过渡节；5.5.1 管路敷设 瓦斯管路必须进行防腐处理，外部涂红色以示区别； 管

38、路必须与电缆分开敷设，安装管路的一侧不得有电缆和其他带电体； 管路敷设要求平直，避免急弯； 抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离（间距一般为200m-300m最大不超过500m）应设置放水器； 管路底部应垫木垫，垫起高度不小于30cmi以防底鼓损坏管路； 倾斜巷道的瓦斯管路，应用卡子将管子固定在巷道支护上，以免下滑，在倾角28以下的巷道中，一般应每隔1520m设一个卡子固定；管路吊挂稳定牢固；在管路的最末端安装挡板，将管路密封。5.5.2 钻孔与管路的连接高位钻场内钻孔通过连接胶管直接与抽放管路连接，连接方式如图5-8所示,钻场内设置孔板流量计时的高位钻孔与抽放管路的连接如图5

39、-9o沿层交叉钻孔与抽放管路的连接如图5-10,带放水器的沿层交叉钻孔与抽放管路的连接如图5-11图5-8钻场内多个钻孔安设一个放水器1煤层；2钻孔；3封孔材料；4胶管；5流量计;6、9、10、11阀门；7汇总管；8放水器图5-9钻场内安装孔板流量计1钻孔；2胶管；3汇总管；4放水器；5孔板流量计；支管1一钻孔抽放管；2一连接胶管；3取样装置;4一控制阀门；5一连接短节；6一抽放管路图5-11单孔安装放水器1弯头；2放水器；3观测器；4短管各连接部件的规格如下：钻孔抽放管1,为外径42mm壁厚2.5mm长度6m的热轧无缝钢管； 连接胶管2,为内径38mm勺夹布吸水胶管，长度根据需要而定； 取样

40、装置3,由热轧无缝钢管1、紫铜管2和细胶管3组成，其结构如图5-12所示；热轧无缝钢管外径42mm长度250mm紫铜管内径4mm高度30mm细胶管内径4mm长度100150mm图5-12取样装置结构图1热轧无缝钢管；2紫铜管；3细胶管控制阀门4,为公称直径40mm勺截止阀；连接短节5,其结构如图5-13所示；当有多个钻孔（抽放钻场内）与抽放管路连接时，可在同一连接短节上设置多个控制阀门。1lOOClHUii图5-13连接短节结构图1一抽放管；2控制阀门5.6瓦斯抽放钻孔的密封与连接5.6.1封孔深度根据矿井瓦斯抽放管理规范第28条和矿井瓦斯抽放工程设计规范4.3的规定，在煤层中布置的钻孔其密封

41、深度不小于5日故鹤壁六矿二1煤层抽放钻孔的密封深度为5m5 .6.2封孔材料钻孔封孔设计应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的要求。根据矿井瓦斯抽放工程设计规范4.3的规定，采用聚胺酯材料封孔，每孔用聚胺酯材料1公斤，封孔深度不小于5ml钻孔抽放管采用外径42mm壁厚2.5mm长度6m的热轧无缝钢管。6 .6.3封孔工艺(1)抽放管结构抽放管结构如图5-14所示。钻孔抽放管为外径42mm壁厚2.5mm长度6m的热轧无缝钢管，在管前端焊上铁挡板，套上木塞和橡胶垫圈，距前端橡胶垫圈0.8m处，再套上橡胶垫圈和木塞，并用铁丝缠紧固定，并在抽放管的0.8m间距内固定一块毛巾布(长度0.8m,

42、宽度0.67m)。图5-14卷缠药液法抽放管结构1铁挡板；2木塞；3橡胶垫圈；4一毛巾布；5铁丝；6抽放管(2)封孔工序本封孔工艺为卷缠药液法，其操作程序如图5-15所示。先称量出封一个钻孔的甲、乙两种药液各0.5Kg,分别装入两个容器，再将药液同时倒入混合桶中，立即用棒快速搅拌均匀，当药液由黄褐色稍变为乳白色时，停止搅拌，将药液均匀倒在毛巾布上，边倒药液边向抽放管上缠绕毛巾布，并把卷缠好药液的抽放管迅速插入钻孔内。大约5min后药液开始发泡膨胀，20min停止发泡，逐渐硬化固结。为了避免抽放管因碰撞晃动而影响封孔质量，孔口要用水泥沙浆将抽放管固定牢固，或用木楔楔紧。卷缠药液法密封钻孔如图5-

43、16所示。图5-15卷缠药液法封孔操作程序a原液；b混合；c搅拌；d涂布卷缠；e插入钻孔图5-16卷缠药液法密封钻孔1钻孔；2一聚胺酯密封段；3水泥沙浆5.7抽放泵站供水供电(1)供水抽放泵为水环式真空泵，在运行过程中必须采用水密封；采用井下清洁水源供水，排出的水进入水沟流入井下水仓供水量的大小根据瓦斯泵的性能确定，YD-3型移动式瓦斯抽放泵站供水量为80L/min,供水压力0.2MPa以上。(2)供电从井下变电所直接向泵站供电，电缆截面不小于25mm无特殊情况，不得随意停止供电。停电前必须通知泵站司机，泵站司机接到通知后，按操作程序停止瓦斯泵的运转。5.8泵站碉室八采区设计为移动式井下临时泵

44、站，泵站碉室的位置和装备应符合煤矿安全规程第一百四十六条、第一百四十七条、第一百四十八条以及矿井瓦斯抽放管理规范第三章、矿井抽放瓦斯工程设计规范6、煤矿瓦斯抽放技术规范3的规定。5.8.1碉室位置根据井下具体条件，将ZWY-40/75型移动式瓦斯抽放泵站布置在八采区四区段片盘石门内，该处为矿井全负压供风的新鲜风流。在泵站下风侧设置反向防突风门，依靠漏风给泵站供风，风量不低于100m3/min。5.8.2碉室装备泵站碉室按下列标准装备：泵站碉室巷道用不燃性材料支护，支护良好，无空顶；碉室内没有可燃物，配备消防器材，灭火器2台，体积1m3的沙箱1个；高浓度瓦斯检定器1台；装有与矿井检测系统联网的瓦

45、斯传感器，悬挂在泵站顶部，当碉室瓦斯浓度超限时，自动切断泵站电源，停止抽放；站碉室装有矿地面调度室的直通电话。有做记录用的桌椅、笔、纸等。第六章抽放瓦斯日常检查与管理6.1 抽放系统的检查与管理6.1.1 泵站碉室瓦斯泵司机要经过培训，持证上岗，严格按操作规程开停瓦斯泵；泵房内要有要害场所管理制度、操作规程和岗位责任制，有抽放设备的检查维护制度； 泵站碉室内无杂物、无积水； 每小时测定一次抽放浓度、负压，认真填写测定记录；泵站碉室有交接班记录本，记录异常情况、存在问题和开停泵时间等。6.1.2 抽放管路抽放管路无积水、不漏气；抽放管路不得同带电体接触，并有防止砸坏管路的措施；管路上面不得压放棚

46、梁等重物；每周对管路检查维护至少一次。6.1.3 抽放钻孔连接软管无漏气和“折死弯”现象； 钻孔连接软管内无积水； 钻场内禁止堆放杂物； 每旬测定一次钻孔的抽放负压、瓦斯浓度； 钻场距采面回采线5m以内时，方可停止抽放，摔掉该钻场的钻孔。 .2各项管理制度制定各工种操作规范，严格贯彻执行；建立抽放系统检查管理制度；建立抽放系统参数测量管理制度；建立抽放工程竣工验收制度；泵站碉室(要害场所)管理制度；泵站碉室值班制度。 .3技术资料管理根据矿井瓦斯抽放管理规范第26条抽放瓦斯矿井必须有下列图纸和技术资料：(1)图纸抽放瓦斯系统图；泵站平面与管网(包括阀门、安全装备、检测仪表等)布置图；抽放钻场及

47、钻孔布置图；泵站供电系统图。(2)记录抽放工程和钻孔施工记录；抽放参数测定记录；泵房值班记录。(3)报表抽放工程年、季、月报表；抽放量年、季、月、旬报表。(4)台账抽放设备台账；抽放工程台账；抽放量台账。(5)报告矿井和采区抽放工程设计文件及竣工报告；瓦斯抽放总结与分析报告。 .4抽放泵的维护与操作8.4.1 抽放泵的维护与保养抽放泵泵的维护与保养是一项十分重要的工作，通过维护和保养不仅能延长机械的修理周期，而且能防止机械的过早磨损和预防机械事故的发生。抽放泵的日常维护和保养应做到以下几方面：经常保持机械表面及其周围清洁，无灰尘和油垢，并经常检查各部分连接螺栓的紧固程度，发现有松脱的萝帽时，应

48、及时拧紧；经常检查轴承温度有无过热现象，抽放泵轴承及齿轮箱允许温升和最高温度应符合要求；检查齿轮箱及减速器油杯，具润滑油应加到规定的刻度线上，不应过多或过少，并应经常检查轴封装置有无漏气现象；检查机器的润滑系统是否正常，正确的选择加入的润滑脂（油），按润滑制度规定之周期，定期的加油或换油；经常倾听抽放泵转子、传动齿轮和齿轮减（加）速器的运行情况，有无摩擦、过热及不正常的声音；建立各种维护保养制度，例如巡回检查制度、交接班制度等；实行定期停车检查制度，每三至四个月停车检查一次，注意将容易磨损的配件和材料准备齐全，经解体后，进行检修。8.4.2 抽放泵的操作程序（1）启动检查电源把泵站电气控制柜门

49、用钥匙打开。将磁力启动器红色停止按扭用一只手按下，同时用另一只手扳动电源分断把，如供电正常照明灯将点亮（这时并不要按启动电机按扭）。将断电仪开关打开给瓦斯检测仪供电，观测瓦斯断电仪指示灯和瓦斯检测仪显示的工作环境瓦斯浓度，一切正常后，进行下一步操作。开启供水阀门注入清水，冲洗5min,注水量按泵的型号要求而定，注水压力为78147KPa（表压）。同时手动盘车，应转动自如。观测泵两端的轴封处应有成滴的水流下为宜，不当时调节盘根压盖。 开启泵站进气和出气管路闸阀。 按启动电机按扭，观测电机旋转方向，应与标识一致。如反转只须将磁力启动器电源分断把反向另侧即可。上述操作均正确无误即可按下启动电机按扭，

50、泵站开始运行。如泵站是新的没有投入使用过的泵或者是久未使用或刚检修完毕，在正常启动后，还应在规定转速下，在工作范围内进行运转试验，试验持续应不少于30min,试运行时，除按下述运转规程进行外，还应在检查轴封和连接部位一切正常后，方可投入工作运转。(2)运转泵站在运转中应有专门人员看管并随时检查：轴承是否过热，使用温度不得超过环境温度30C,轴温不得超过75C；填料松紧程度是否合适，填料压盖是否发热；真空度或排气压力是否正常稳定；轴功率和转速是否比较稳定；补充水量是否合适，排水温度不超过40C；泵运转声音是否正常，泵是否振动；运转中如发现泵有不正常现象，应按下述停机规则立即停机检查，待故障排除后

51、，再行检查运转。(3)停车关闭进气管路上的阀门；关闭发动机；关闭供水管路；如停止使用2天以上或检查时，必须打开放水管和泵体上的丝堵，将水防掉。冬季地面使用，当停止运转后必须保证放水以防止泵体冻裂。6.4.3水环式真空泵常见故障及处理方法水环式真空泵常见故障及处理方法见表6-1。表6-1水环式真空泵常见故障及处理方法故障现象故障原因处理方法真空度降低管路密封不严有漏气之处拧紧法兰螺钉或更换衬垫密封材料磨损更换填料，连续工作的泵每月更换12次叶轮与端盖间隙过大水环温度过高（一般不应超过40C）拆开调整间隙，中小型泵间隙应为0.15mm,大泵为0.2mm增加水量，并降低进水温度抽气量不够泵的转数不足规定转数叶轮与端盖间隙过大填料密封漏气吸入管道漏气供水量不足以造成所需的水环如电动机转数不符合规定则更换电动机，如电源电压过低，则应提高电压减少端盖和泵体之间衬垫来调节，更换新填料更换新填料拧紧法兰螺钉或更换衬垫增加供水量水环温度过高增加供水量来降低水温零件发生高执八、个别零件精度不够零件装配不止确润滑油不足或质量不好密封冷却水和水环的水量供给不足轴密封填料过紧转子歪斜轴弯曲更换