安全工程-石泉矿井下移动抽采系统研究论文

本科论文摘要近年来随着煤矿开采深度的增加，瓦斯事故在我国各矿频繁发生，对安全生产的威胁越来越严重，并且制约了我国煤矿的可持续性发展，因此合理有效的瓦斯抽采方法对我国高瓦斯矿井来说显得尤为重要。本文根据国家全生产监管总局发布的《煤矿瓦斯抽采基本指标》（AQ1026-2006）、《煤矿瓦斯抽采规范》（AQ1027-2006）和《煤矿安全规程》规定的技术指标、抽采规范及安全要求，结合石泉煤矿的地质条件，气候等因素确定瓦斯抽采方法，计算瓦斯涌出量，抽采管道阻力，进而选择抽采泵，组成完整的瓦斯抽采系统。矿井瓦斯一直是严重威胁井下安全生产的自然因素之一。预防瓦斯灾害对矿山建设和煤炭生产具有重要意义。瓦斯作为一种清洁能源，可以合理开采利用，给煤矿带来可观的经济效益。此外，瓦斯抽放对预防瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出也具有重要作用。该论文可为矿井瓦斯治理提供依据，具有一定的现实意义。关键词：瓦斯抽采；瓦斯涌出量；瓦斯抽采系统；清洁能源AbstractInrecentyears,withtheincreaseofcoalminingdepth,gasaccidentshaveoccurredfrequentlyinvariousminesinChina,posingmoreandmoreseriousthreatstosafetyinproductionandrestrictingthesustainabledevelopmentofChina'scoalmines.Therefore,reasonableandeffectivegasextractionmethodsareparticularlyimportantforChina'shigh-gasmines.Publishedaccordingtothestateadministrationofwholeproductionregulationofcoalminegasextractionfrombasicindicators(AQ)1026-2006,"standardofcoalminegasextraction"(AQ)1027-2006and"coalminesafetyregulations"regulationoftechnicalindicators,extractionandsafetyrequirements,combiningShiQuancoalminegeologicalconditions,climatefactorssuchasgasextractionmethod,calculationofgasemission,extractionpipelineresistance,andthenselectextractionpump,formacompletegasextractionsystem.Minegashasalwaysbeenoneofthenaturalfactorsthatthreatenundergroundsafety.Preventinggasdisasterisofgreatsignificancetomineconstructionandcoalproduction.Asakindofcleanenergy,gascanbeexploitedrationallyandbringconsiderableeconomicbenefitstocoalmines.Inaddition,gasdrainageplaysanimportantroleinpreventinggasexplosionandcoalandgasoutburst.Thisdesigncanprovidebasisforminegascontrolandhascertainpracticalsignificance.Keywords：Gasextraction；Gasemission；Gasextractionsystem；Cleanenergy目录TOC\o"1-3"\h\u第1章矿井概况 11.1位置与交通 11.2自然地理环境 11.2.1地形特征、地貌表现及水文条件 11.3矿井地质环境 21.3.1地层 21.4煤层赋存及煤质 31.5瓦斯、煤尘和煤的自燃 31.6矿井的采拓 41.7矿井的通风手段 5第2章矿井内部瓦斯可涌出量预测 62.1煤层瓦斯的基础参数 62.2煤层瓦斯的涌出量预测 72.2.1瓦斯涌出量的主要影响因素 72.2.2涌出量的预测方法 72.2.3预测的基本条件 82.2.4回采工作面的瓦斯涌出量预测 9第3章选择抽采方法 133.1选择依据 133.2确定抽采方法的原则 133.3采空区的抽采方法 153.3.1寻常方式 153.3.2埋管和高位钻孔的抽采方法 153.3.3开采过程中的防火问题 163.4预计抽采效果 163.5系统类型 193.6仪器仪表 19第4章管路系统及抽采泵 204.1管路布置 204.1.1管路选择原则 204.1.2管路路线论文 204.1.3管径论文 204.1.4连接方式 214.1.5管路附属设施 214.2抽采设备 234.2.1选型原则 234.2.2流量计算 244.2.3抽采泵压力 244.2.5抽采泵的选择 264.2.6瓦斯泵站主要附属设施 274.3安装要求 284.4泵站的主要附属设施 28第5章结论 30参考文献 31致谢 32本科论文第1章矿井概况1.1位置与交通石泉煤矿坐落在山西省内，具体地理位置是长治市襄垣县夏店镇石泉村，石泉煤矿在夏店镇的管辖范围内，矿区面积巨大，范围较广，气候较好，交通条件较好。多条国道和省道从矿区中心经过，太长高速与其间隔极小，距离高速公路出口位置仅有1.2千米；太焦铁路横贯井田中心；另外除了高等级公路和铁路线外，还有多条乡村小道连接井田与周围公路和村庄。石泉煤矿的交通位置得天独厚，条件便利。该井田坐标东经112°，北纬36°，该地理位置恰好处于，太行山与长治盆地的交界处，太行山以西，长治盆地以北的位置是低矮的丘陵，井田内部为海河流域，存在多条溪流分支，地表黄土易被冲刷，在这种地理特征下，表面地貌被分割为小块地样，形成了多条冲沟。图1-1矿井的交通位置1.2自然地理环境1.2.1地形特征、地貌表现及水文条件地形与地貌特征关乎煤矿的实际收益，研究其特征是必不可少的环节。井田在长治盆地北面与其他地形的交界处，该地区水文特征隶属于辛安泉域中的盆地蓄水区，其东部区域以水为媒可以作为分界线；西边分界线是浊漳河和汾河在地面上的界限，北边分水岭是娘子关泉，南边是三姑泉岩溶水系；整个河流区域主要为海河流域，在该区域内的海河分支是浊漳河。根据国家地理局的监测，在1982年到1983年的两年之间，浊漳河最小流量是0.084m/s。此外，最大的水库就是后湾水库，水库储存量巨大，可供应该井田的基本需求。井田的整体区域内结构复杂，地势起伏较大，岩石材质为碳酸盐，地面裸露的岩石是二叠系陆相碎屑岩沉积，该材质孔隙较大，易被冲刷，形成较多的岩溶水。由于地势不平整和地壳运动，在板块的挤压下，地表堆积无数大小不一的沉淀岩石，在此条件下，容易形成孔防水。1.3矿井地质环境1.3.1地层在华北地区吕梁与太行山交接处存在断块区，该区域的东部位置，也就是沾尚－武乡－阳城三地围成的地带，有一个名叫石泉井田的井田。该井田的结构呈现着整体走向为向西的形态，在倾向区域存在着许多逆断层和陷落柱，此外褶曲呈现宽缓短小的形态，该种类型的的地质地貌一般称为中等井田。在井田内部中，其地质地貌主要特征如下所示：（1）在石泉井田的东部斜坡处：具体位置为石泉村以东，总长为两千七百米，宽为七百米左右，斜轴方向向北，在其南部坡度较缓，倾角在六度与十四度之间。（2）在石泉井田的北部斜坡处：具体位置为石泉村以北，总长为两千五百米，形态呈现的是椭圆形，北部的井田倾角较小，大多数为六度与十四度之间，其南部断裂程度较大，倾角较大，大多数在二十度以上。（3）在石泉井田的西部斜坡处：具体位置为石泉村以西，总长为两千七百米，坡度较缓，大多数为一度与六度之间，并且两侧对称，总体的宽度为三百米到五百米之间。（4）在石泉井田的西石－河口斜坡处：以南北为轴向，起伏不平，断层带较多，倾角在六度与十四度之间，区域总长度大概为两千一百米。（5）在石泉井田的F1逆断层处：其位于石泉井田的东部位置，总体走向为南北走向，偏向西部倾斜，其倾角大概为四十五度到五十度之间，最大高度与最低高度之间的落差值为二十三米，该区域的总长度为八百五十米。（6）在石泉井田的F2逆断层：其位于石泉井田的东部位置，总体走向为南北走向，偏向东部倾斜，其倾角大概为四十五度到五十度之间，该区域的总长度为一千七百米。1.4煤层赋存及煤质1.4.1煤层结构的含煤性石泉井田的底层结构为两层，其为太原组与山西组，分别属于石炭系与二叠系。在石泉井田的山西组中，底层的厚度最大值为71.89m，最小值为48.33米，平均值为58.60m。该结构中含煤层共有四层（即一号、二号、三号、四号），煤层厚度的最大值为7.60米，最小值为4.73m，平均值为7.02m，其中底层中的煤含量大概为11.91%。在该地貌中，存在沉积，并且在沉积中拥有可采的三号煤层，并且煤层的煤作用良好。在石泉井田的山西组中，底层的厚度平均值为119.90m。该结构中含煤层共有十五层（即五号、六号、七号、八号一、八号二、九号上、九号、十一号、十二号一、十二号二、十三号、十四号、十五号一、十五号二、十五号三），煤层的厚度最大值为15.37m，最小值为4.81米，平均值为9.51m，其中底层中的煤含量大概为8.53%。在该地形地貌中，沉积结构呈现明显的规律性，并且煤层较多，多为海陆交互式沉积。1.4.2可采煤层及煤质此井田由两层煤层组成，即太原组中的十五号三以及山西组中的三号。在三号煤层中：其位于山西组底层的下部位置，煤层厚度的最大值为7.20m，最小值为5.57m，平均值为6.11m。其内部成分大多数为泥岩，少数为砂岩。在煤层的底部位置，成分为砂质泥岩，其他成分为细粒砂岩。该结构中存在两层以内的夹矸，其总体的含水量大概为1.08%，岩石的挥发水分大概为11.03%。该煤层的煤的类型属于中低等级的煤。在十五号三的煤层中：位于太原组的中部位置，该位置结构稳定，煤层厚度的最大值为3.95m，平均值为1.43m。其内部成分大多数为泥岩，少数为粉砂岩。在煤层的底部位置，成分为泥岩，其他成分为细粒砂岩。该结构中存在一层以内的夹矸，厚度在0.3m以内。该煤层的煤的开采系数为0.95，不具有开采性。石泉井田在山西省煤炭工业局的测试下，其分析结构表明，三号煤层不易燃并且安全性不够，具有爆炸的可能性。1.5瓦斯、煤尘和煤的自燃1.5.1矿井瓦斯情况表1-1石泉煤矿历年矿井瓦斯等级鉴定结果年度绝对涌出量（m³/min）相对涌出量（m³/t）鉴定结果CH4CO2CH4CO220072.30.6726.147.61高200816.041.6220.022.02高从施工前勘探的大量地质资料整理发现，石泉煤矿内部瓦斯测试专业且复杂，对比分析，3号煤层甲烷质量较好、含量较高，该层内在井景田西部地段的甲烷含量高于10ml/g·daf，比15-3号煤层和平均值高。3号煤层的主要由甲烷（CH4）组成，CH4的平均含量达到76.32%，具体分量在18.03%～99.10%之间，占据第2名的是氮气（N2），N2平均含量达21.84%，CH4和N2占据了煤层内所有气体总体积的98.16%，其余1.84％为二氧化碳和重烃。综上所述，3号煤层内部的气体主要为甲烷和氮气。1.6矿井的采拓1.6.1采拓形式建一个主斜井直接通入3号煤层底板岩层内部，它的宽度为4.8m，断面的面积是15.29m2，倾斜角度设定为25°，从地层表面到达煤层底部的斜方向长度为1218m。利用可以打造大角度井口、带有强力传送带的输送机来做提煤工作，在主斜井中，打造台阶和安全扶手，将此井口作为通风口和出口。随后建造副斜井辅助主斜井，安装只有一个钩子的串车，深入3号煤层垂深482m处，它的宽度为4.8m，断面的面积是16.72m2，倾斜角度设定为23°，从地层表面到达煤层底部的斜方向长度为1242m。在副斜井中，打造可以来回往返的金属梯子，作为矿井的另一条安全出口，其主要功能是回风[7]。仔细研究煤层的特征后，在水平方向上做一个开采矿口，标高为+420m，主斜井的底部是3号煤层底板岩层，建造一个煤仓。在副斜井的底面建立一个平车场及硐室。煤层井底为301采区，东西方向上需要采集4条巷道，分别为运输、轨道、1号回风和2号回风等四条道路下山。在副斜井附近的工业厂周围为302采区，沿东西方向设置另外4条巷道，分别为运输、轨道、1号回风和2号回风等四条道路下山。利用南北方向上的运输、轨道及回风下山巷道与采区的巷道贯通。为了方便起见，在下山巷道的最低谷部位设置水泵房和水仓。整个井田的北边设置第三采矿区，标号为303采区，同样沿东西方向设置运输、轨道、回风等三种巷道，但该区域的巷道可供上行和下行，与此同时，南北方向上的，下山通道与301采区相连，每条通道各司其职，融会贯通，组成了四通八达的巷道系统。此处的最低部位也设置了水泵房和水仓。1.6.2煤矿的采集方式煤层的赋存条件、可以提供的最大技术支持、岩石强度硬度，煤层的厚度，和山体内部的夹矸情况，决定了开采该地区可以采取的方式，对比国内外对待厚煤层采用的开发手段，分析适合本地区矿井实际条件的开采方式，3号煤层使用的方法是一次采全高采煤法、走向长壁、综采放顶煤，顶板的管理手段是将按计划将采空区的顶岩层全部垮落。1.7矿井的通风手段最开始采用的通风系统是中央分列式，利用机械将矿区内的密闭风换到洞外。主斜井和副斜井作进风口，回风的立井作回风口。主通风机采用的型号是FBCDZ-8-NO.26，叶片的角度分别是一级43°、二级26°，功率大，回风效率高达2×355kW。但是现在采用的通风等级是一级，运转快，回风量大，矿井总回风量为5624m³，以U型面为主要通风方式，供风量达到了2000m³/min[5]。

第2章矿井内部瓦斯可涌出量预测2.1煤层瓦斯的基础参数本文中列举的煤层瓦斯的基础参数均从《山西石泉煤矿有限责任公司兼并重组整合矿井地质报告》中获取，该报告的数据量是从矿井内实际测得，经实验室详细分析，最后由山西地宝能源有限公司整理而成，发表于2011年2月。表2-1瓦斯的实际测量含量测定地点XY标高（m）埋深（m）可燃质瓦斯含量（m³/）原煤瓦斯含量（m³/t）30101工作面轨道顺槽距切眼500m处4046447.8519669419.244+4554709.517.8230101工作面皮带顺槽距切眼400m处4046548.4319669410.933+45048510.158.6330101工作面轨道顺槽距切眼50m处4046896.0419669450.358+43551513.7711.41表2-2煤样工学分析、煤层透气性和钻孔自然瓦斯涌出特征煤层号参数名称单位数值3煤容重T/m³1.42水份%0.57灰分%17.37挥发份%13.57孔隙率%4.783百米钻孔初始瓦斯流量m³/min·100m0.102钻孔瓦斯流量衰减系数0.019煤层透气性系数m2/（Mpa2.d）5.39瓦斯压力MPa0.56吸附常数aM3/t30.46bMP1.201表2-3煤层地勘钻孔瓦斯含量结果表煤层号钻孔XY深埋（m）可燃煤含量（ml/g）灰份（）%水份（Mad）%原煤瓦斯含量（m³/t）CH4CO2C2-C83Sq-54048032.6519668167.8967017.380.130.0419.940.5713.805054044493.8419668367.7553411.1110.880.579.846044045503.6196697324398.2726.020.576.07补24044330.9691966777938953511.160.19微量8.370.5710.22.2煤层瓦斯的涌出量预测2.2.1瓦斯涌出量的主要影响因素为得知瓦斯的涌出量，本文总结前人研究的内容，列举了涌出量的影响因素，主要是自然因素和开采技术：（1）整个矿井的瓦斯涌出量主要由煤层和围岩两个部位的涌出量决定，该位置的涌出量越高，总体含量便越大。（2）矿井开采的范围越广，深度越深，开拓情况越好，那么产量越高，涌出量会越大。（3）开采的顺序与采用方法当煤层聚集成群时，应当选择最大的煤层。第1个煤层的涌出量约是其他煤层的几倍。因为第1个煤层的瓦斯量不仅仅是自身的瓦斯量，还来源自其他与本层相邻的煤层。选择合适的煤层和适当的方法，才能保证瓦斯的产量和质量。2.2.2涌出量的预测方法查阅国内的资料并分析当前状况，得到两种当前市面上最长采用的预测方法，分别为矿山统计法和分源预测法。相比国外而言，国内采用的预测方法较为传统，首先对已有的涌出量进行归纳总结，做出其规律的表格，利用已有数据推算即将预测的地区所拥有的瓦斯量，这种预测方法传统但有较大的限制，其前提条件是已有数据是在与即将预测的地区相似的条件下测量的，反之，无法保证预测结果的有效性。该预测方法无法应用于全部矿区。为了提升预测结果的可靠性，由国家规定的行业标准《矿井瓦斯涌出量预测方法》中得到分源预测法的原理和优缺点，翻阅以往资料，未得到与石泉矿拥有相似的条件的矿井，所以采用分源预测法预测该地区的涌出量。分源预测法不依赖于过往数据，直接测量石泉煤矿内部，各煤层的瓦斯含量和矿井瓦斯的涌出量，根据标准中规定的源汇关系，和本矿区的涌出规律，利用回采和掘进工作面，计算其涌出量，从而得到最终的预测量，以下为矿井瓦斯涌出源汇关系，如图2-1所示。图2-1矿井瓦斯与涌出源汇关系2.2.3预测的基本条件（1）按照上文所述的开采顺序，首先开采3号煤层，将3号煤层分为三个采区，三个采区分别为301采区、302采区和303采区，采区301和302是单翼采区，采区303的局部做双翼开采。将301采区定为首采区，并预定首采区的年产量为120万t/a，在首采区中布置一个综合采放顶煤工作面、2个综掘工作面、1个预抽工作面和一个普掘工作面。（2）3号煤层采用走向长壁综采放顶煤法，利用全部垮落法进行顶板管理。（3）利用矿井日产量的10%来制定掘进工作面的日产量目标。（4）一年中工作的天数指定为330天的计划数量。2.2.4回采工作面的瓦斯涌出量预测回采工作面的瓦斯由以下公式计算得到：2-1式中：－回采面的瓦斯涌出量，m3/t；－开采层的瓦斯涌出量，m3/t；－邻近层的瓦斯涌出量，m3/t。（1）回采工作面中的开采层瓦斯涌出量（包括围岩）的计算公式如下：2-2式中：—开采层的瓦斯涌出量，m3/t；—围岩瓦斯涌出量系数。根据行业标准文件AQ1018-2006中的附录A的规定：利用全部陷落法来管理顶板时，系数=1.30；—回采工作面的瓦斯涌出系数，该系数的值是为工作面回采率的倒数。按照规定，3号煤层的回采率为0.80，因此，取=1.25；—巷道预排瓦斯量对工作面煤层的瓦斯涌出量的影响系数；2-3式中：L—工作面的长度，取L=180m；h—掘进巷道预排等值宽度，m；按照行业标准的规定进行取值，h定值15m；m—开采层的厚度，m取6.14m；M—工作面的采高，m取6.14m；—煤层的瓦斯含量；—煤层的残存瓦斯含量。开采层各个采区的相对瓦斯涌出量计算结果，如表2-4所示。表2-4开采层相对瓦斯涌出量预测表生产采区瓦斯含量（m³/t）残存量（m³/t）相对涌出量（m³/t）301采区1.301.250.8314.44.0014.03302采区1.301.250.8311.44.009.98303采区1.301.250.8317.44.0018.07（2）邻近层的瓦斯涌出量石泉煤矿中首先开采的3号煤层拥有多个邻近层，除了1、2、4、5、6、7、8-1外的各层与3号的距离比较远，瓦斯涌出量对将开采的3号煤层的影响程度极小，可忽略。下面的公式瓦斯其他煤层距3号煤层较远，所以其他煤层的瓦斯涌出对3号煤层的影响可忽略不计。邻近层瓦斯涌出量可根据下式计算：2-4式中：—邻近层的相对瓦斯涌出量，m3/t；—第i个邻近层的厚度，m；M—工作面的采高，m；—第i层的原始含量，m3/t；—第i邻近层的残存瓦斯含量，m3/t；—第i邻近层的瓦斯排放系数，该系数是由层与层之间的距离决定的，通过图2-2可以得到。取决于层间距离，可根据图2-2查取。查阅规范将上邻近层的采动影响范围定为60m，下邻近层采动的影响范围定为30m。图2-2邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系曲线图中：1—上邻近层；2—缓倾斜的煤层下邻近层；3—倾斜、急倾斜的煤层下邻近层。表2-6邻近层瓦斯涌出量生产采区煤层名称煤厚（m）采厚（m）瓦斯含量（m³/t）残存瓦斯含量（m³/t）距开采煤层的距离（m）瓦斯排放率（%）相对瓦斯涌出量（m³/t）备注301采区10.1214.44.0032.65700.14上邻20.0514.44.0019.2850.07近层36.146.1414.44.00本煤层40.0314.44.0017.5430.0250.1114.44.0020.53370.07下邻60.1214.44.0024.74250.05近层70.3314.44.0029.56190.110.4514.44.0039.49100.11合计14.44.000.57302采区10.1211.44.00700.10上邻20.0511.44.00850.05近层36.1411.44.00本煤层40.0311.44.00430.0250.1111.44.00370.05下邻60.1211.44.00250.04近层70.3311.44.00190.080.4511.44.00100.05合计11.44.000.39303采区10.1217.44.00700.18上邻20.0517.44.00850.09近层36.1417.44.00本煤层40.0317.44.00430.0350.1117.44.00370.09下邻60.1217.44.00250.07近层70.3317.44.00190.14续表2-6邻近层瓦斯涌出量生产采区煤层名称煤厚（m）采厚（m）瓦斯含量（m³/t）残存瓦斯含量（m³/t）距开采煤层的距离（m）瓦斯排放率（%）相对瓦斯涌出量（m³/t）备注303采区0.4517.44.00100.10合计17.44.000.70（2）回采工作面瓦斯涌出量回采工作面的瓦斯涌出量，见表2-5。表2-5回采工作面瓦斯涌出量生产采区瓦斯含量（m³/t）日产量（t/d）开采层（m³/t）邻近层（m³/t）相对瓦斯涌出量（m³/t）绝对瓦斯涌出量（m³.min）301采区14.4327214.030.5714.6033.17302采区11.432729.980.3910.3723.56303采区17.4327218.070.7018.7742.65

第3章选择抽采方法3.1选择依据抽采方法关系到瓦斯质量与产量，在保证产量的前提下，尽量选择合理的抽采方法，根据以下准则来选择：（1）当采集开采层内部的瓦斯时，选择方法较多，其中一种方式为钻孔抽采，另一种方式为巷道预抽，这种方法不需要条件限制，但是操作比钻孔抽采复杂，因此内部瓦斯开采时使用的方法以钻孔预抽法为主。（2）当采集开采层顶部和底部的瓦斯时，可以不采用钻孔的方法，直接利用其他煤层的巷道，将各煤层贯通，减少成本。矿井中不可避免会发生某些特殊情况，当特殊情况发生时：（1）若矿区中有较多的瓦斯聚集在空区，或者已经废弃的巷道中时，可以利用采空区抽取方式。（2）若在挖掘巷道时出现瓦斯泄露事件，此时无法利用自然通风的形式实现排风，若不及时处理，会有严重的安全问题出现，此时，采用的方法为钻孔预抽法，若情节严重，需要在挖掘过程中抽取。（3）挖掘到低透气性的煤层中的时候，首先采用一般的抽取方式，同时，人工提高该煤层的透气性，采用的措施包括水力压裂和割缝[2]。3.2确定抽采方法的原则如何确定该采用的抽采方法需要从多方面考虑，工作面的瓦斯由何地取得，布置的场地情况，每个煤层的赋存情况，开采煤层的步骤程序和当地的地理条件，地质情况。目前国内的主要方法是开采层、采空区和临近层的抽采方式，每种抽采方式的优缺点各有不同，必需遵循一定的原则：（1）抽采方式的确定首先需要符合煤层的赋存状况，矿井内部的巷道位置，地表和岩石层的材质，以及拥有的技术条件。（2）为了增强瓦斯抽取时的效果和质量，由瓦斯的来源，气体组成和比例决定将采用的抽采方式。（3）为了减少工作量，巷道的建筑和气体的开采工作将同时进行。（4）在相同条件下，首选的抽采方式应该对巷道的建造和修理工作起到积极作用，同时应该尽可能减少前期投入。（5）抽采方式与管道的施工和建造应相辅相成，管道的合理铺设需促进瓦斯抽取的质量和时间[1]。表3-1各种抽采方式的对比图方案方案一：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.石泉煤业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.石泉煤业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。建议不应用不应用应用表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-850进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工850钻孔施工-煤柱损失-方案二：高位钻孔抽采埋管-180进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工50钻孔施工130煤柱损失-续表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）建议方案三：采空区插管抽采插管6060应用巷道施工-钻孔施工-煤柱损失-注：上图中论文的花费包括抽采过程中的各项支出，包括原料采集费，管理费，安装费等。3.3采空区的抽采方法3.3.1寻常方式瓦斯的开采方式主要是在工作面上钻孔和在采空区埋下管道的方式开采，此外的开采方式是一边挖掘一边抽取和采集之前预先抽取部分。矿井内部的瓦斯产量主要依靠开采层，开采层的透气性效果差，一般开采层利用的方式是在平行面上打孔，在开采之前预抽出部分瓦斯。这种方式无法满足工作中的实际需要，往往会发生较大的采集事故，在设定的时间内，无法降低到安全的浓度值，当浓度超过国家标准后，不仅会影响工人的生命安全，还会导致巨大的人身财产安全损失。因此，当矿井中的瓦斯含量超标时，国家规范要求进行深孔预裂爆破或者提前抽取瓦斯的方式使煤层的透气性增大到使浓度迅速降低[3]。3.3.2埋管和高位钻孔的抽采方法当瓦斯的涌出量与日常工作时的含量大相径庭时，即意外情况发生时，用抽管抽取瓦斯的方法无法满足大量溢出的瓦斯被及时抽出，需要利用的方式是埋管和高位钻孔的抽采方法，以防大量异常涌出的瓦斯危及生命安全，提高工作面的安全性，确保管理水平。如下图3-1所示[6]。图3-1埋管抽采现采空区瓦斯示意图3.3.3开采过程中的防火问题煤矿的安全问题关系到无数人的安慰，每年的煤矿爆炸事件均给人以提醒，煤矿附近的防火安全需要时刻谨记在监管者的心中。煤矿周围的大小物件均为易燃物品，如果管理不当，会发生难以预料的危险。当工作人员进行煤矿开采工作和瓦斯抽取工作时，采空区的安全是一项关注的重点，以下为防火措施：（1）巷道内的环境错综复杂，在每条巷道的分支中，均要设置一氧化碳浓度检测器，用来检测浓度是否超过标准，及时做出应对措施。此外温度检测器的设立也是一项重要手段。（2）报警器设置后，还需安装自动灭火装置，在临近管道口的位置（不应大于100mm）设自动喷粉器，与放置爆炸装置相互配合。一组放爆炸系统需要2个喷粉头（间距50m）的配合，才能达到有效防火的目的。放爆炸系统的火焰传感器设置的位置应该在喷粉喷头与抽气管的进气口的中间，与该装置的横向间距在50m以上[4]。3.4预计抽采效果煤矿区配备有4台水环式真空泵，其型号为2BEC72，基本参数如下，功率为：580KW，电压：10KV，转速：240r/min，抽采量（以分钟为单位计算）：约40m3/min，在实际工作过程中，只有两台投入使用，其余两台用于储备和检修时替换。根据现场环境需要，保证采矿现场安全，高压泵主要负责钻孔瓦斯得抽采，低压泵用于采矿区瓦斯得抽采。（1）抽采：在开采面，沿着顺槽钻平行孔，共打孔850个，间距为2米，孔深约8m，封孔时采用聚氨酯，封孔管使用PVC材料，封孔管直径为50mm，且应具有抗静电作用。钻孔示意图如图3.2所示。为了提高抽采量，在抽采时，既可以使用预抽钻孔的方式，还可以抽取泄压带初的瓦斯。根据现场地质状况，经过合理推算可知，预计抽采时间可达12个月，有效系数为99.9%[8]。①抽采参数a）预抽时间由表2-3可知，3号煤层工作面长度为180m，顺槽长度为170cm，刚开始钻孔时瓦斯的涌出量预计为0.102m3/min·100m，且随着钻孔的深入，瓦斯量递减，衰减系数约为0.019d-1。那么在t时间内瓦斯量与抽采系数有下列关系：3-13-2式中：Qt—瓦斯总量；K—抽采有效系数；Qj—最大涌出量；—衰减系数。t—抽采时间。根据式3-1和式3-2计算10、11、12月的结果，见表3-3：表3-3不同抽采时间内百米钻孔抽采瓦斯总量及钻孔抽采有效系数抽采时间（月）101112瓦斯抽采总量（m3）115571157411538钻孔抽采有效系数K（%）99.7099.8099.90图3-2平行工作面钻孔布置图b）钻孔间距根据表3.1可知，当预计抽采时间为12个月时，有效系数K为99.9%，开采的有效系数可以满足实际需要，由此预计的抽采时间，即12个月，可以认为是实际开采时间。当实际开采时间为12个月时，抽采率可以用式3-3表示：3-3式中：—瓦斯抽采率；L—孔长；M—煤层厚度，这里取其平均值；D—钻孔直径；Y—煤密度；X—瓦斯含量。根据钻孔直径，确定瓦斯的抽采率，计算结果见表3-4：表3-4不同钻孔抽采影响范围内的瓦斯抽采率（%）L（m）M（m）Y（t/m³）X（m³/t）D（m）27.81656.141.4214.4218.51656.141.4214.4313.91656.141.4214.44根据我国瓦斯开采的技术水平，用最少的工程施工量完成最大的瓦斯抽采量的目标，根据预计抽采时间计算孔距，由表3.3可知，当预计抽采时间为12个月，钻孔影响范围为2m的情况下，该范围下的瓦斯抽采率为27.5%，可以满足需求。通过上述方法，最终确定实际任务要求：预计抽采时间为12个月，孔间距为2m，采用顺槽平行孔，钻孔数位850个。c）瓦斯抽采量根据论文要求，孔总深为165m，巷道宽度15m，所以，孔的有效深度为150。根据上式计算每孔瓦斯的抽采量为：Q=Qt/360/1440=1440×150×0.102×（1-e-0.019*360）/0.019/360/81440，Q=0.028m3/min表3-5平行工作面钻孔技术参数表钻孔类别钻孔与巷道夹角（°）钻孔倾角（°）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）开孔高度（m）运输顺槽平行工作面钻孔90大于煤层倾角1°1659421-1.2②管路管理。在抽采过程中将瓦斯以管路的方式排出，管路的管理对抽采过程的具有重要意义，随着抽采施工的完成，管路也逐渐浪费。根据规定，为了保证施工安全，需要在工作面前60m出设置卸压带，在工作面前20m出设置超前支护，为了保证生产的顺利进行，需要在工作面前30m处，用软管将钻孔与管路连接。连接顺序为，先接通钻孔与变径三通短管，再接通抽采管路，通过这样的连接方式可以将报废的钻孔前移，方面抽采的最大化，减少其对施工面的影响。3.5系统类型根据石泉煤业的实际情况，采取井下移动作业的方式，需要解决问题的位置位于第一采区的工作面，因此应在第一采区的回风巷和轨道巷之间设置抽采系统。3.6仪器仪表根据井下抽采的实际情况以及相关规定的要求，需要使用的仪器仪表装置主要有：流量计、水柱计、汞柱计、高压取样装置、低压取样装置、以及浓度检测设备等。

第4章管路系统及抽采泵4.1管路布置4.1.1管路选择原则管路系统的设置应根据抽采的整体需要进行，考虑矿区的地理条件，根据巷道布置、钻孔位置以及矿井的整体规划等条件，优先规划主干管路，主干管路的规划应保持不改动，而且对于分管路的设置应尽量短，且管路的拆装维修方便，所以，应遵循以下原则：（1）管道的设置应尽量平直，弯角的设置应小于50°，以保证瓦斯运输通畅，且保证运输距离应该较短；（2）运输应以空闲巷道为主，首选回风巷；在主巷道内铺设时，人行道设置在巷道壁附近，考虑检修方便，与巷道壁的距离应合理，人行道的且架设高度应高于1.8m；（3）抽采管道外缘0.1m以外设置巷道；（4）在管路设置时，要考虑发生泄露的瓦斯流向的问题，工作面、机房和机电硐室为人员密集区，严禁流入大量瓦斯；（5）管道的施工要求要严格遵守《工业企业总平面论文规范》；（6）管路的计算直径应根据最大流量、流速按5～12m/s计算，且考虑抽采设备因素，备用管道数量按10%计算；（7）必须在论文管路时，设置调节、控制、放回气装[9]。4.1.2管路路线论文管线的铺设需要根据抽采系统的布置进行。为石泉煤业论文的管线为：抽采区→回风顺槽→泵站→回风巷4.1.3管径论文抽采系统的论文管径应按最大流量计算，分别计算主、支路的管径，为了保证实际抽采能力，需要对不同地点、不同长度的管路备有空余量，通常，管路直径可以按式4-1计算：4-1式中：D—管路内径；Q—混合瓦斯流量，其值应根据抽采时间、抽采地区的流量最大值计算；V—平均流速，一般5～12m/s，本文中取12m/s。表4-1抽采系统抽采瓦斯管径选择结果类别抽采纯量（m3/min）瓦斯浓度（%）备用系数混合流量（m3/min）平均流速（m/s）计算管径（mm）选择管径（mm）壁厚（mm）材质负压顺槽支管路1.3031.33583404265焊缝钢管（1.0MPa）负压硐室主管路1.3031.33573614265焊缝钢管（1.0MPa）正压主管路1.3031.33573614265焊缝钢管（1.0MPa）4.1.4连接方式此次论文，抽采主、支管路选用焊缝钢管，采用配套法兰连接。4.1.5管路附属设施（1）井下管路附属设施要求①由于管路连接处较为薄弱，所以在这些地方应设有流量计；②在管路位置较低、温度变化较大、弯度较大或者一定长度（通常为200m～300m，特殊情况不大于500m），应放置排水器；③选择合适位置防止除渣器和压力计；④在管路连接处设置控制阀，控制阀的安装规格应根据当地管路直径判断；⑤用不易燃烧、防水性好的材料砌筑观察井，井与井之间的距离不超过1000m，且不低于500m，在观察井内设置主管阀门；⑥管路一般设置有不小于1%的角度；⑦当巷道有一定坡度时，应按要求设置防滑卡，防滑卡之间的间距应以坡度的大小为依据，坡度小于28%时，可以每隔15m-20m设置防滑卡；⑧管路应保证具有良好的气密性，为了防止管路腐蚀、破坏、触点和冻裂，应采取响应的措施；⑨对于可以接触到雷电的管路应采取一定的避雷手段；⑩管路应采取防腐措施，且管路外壁应以红色标明；（2）铺设管路管路的铺设主要包括以下几点：①抽采泵站到管道井之间的管路不应该有任何构筑物的阻挡，且铺设方式选择埋管铺设；②对于大孔径的施工应设立专门的瓦斯管道井，并设置套管直至井底；③一般沿巷道壁进行井下管路的铺设；④一般回风巷道使用混凝土支撑墩垫或吊挂铺设；⑤对于坡度变化处的管路，应放置防水器；⑥为了不影响正常通行，在巷道的分叉处应将管路架起，并固定在巷道侧壁。（3）管路的防护措施地面、地下管路均应设置一定的防腐、防冻、措施。对于地面管路和地下管路，应在管路的外壁涂油防锈油漆，通常选用红色或黑色油漆，便于标识，防止生锈，为了防止冬季气温低，冻裂管路，应在管路外侧设置保温措施。（4）附属装置的安装①截流阀：为了调节管路中的瓦斯浓度，保证抽采量，调节负压，同时在管路发生破坏进行修理时方便切换回路，应将截流阀应设置在抽采管路（包括主路、支路）与钻场、钻孔的连接处，截流阀通常选择闸阀。②压力计：管路内压力是衡量瓦斯量的一个重要指标。根据实际抽采需要，应在管路主路、支路和钻孔连接处安装有压力计，可以方便观测管路内的瓦斯压力，而且压力计处还应该有取样孔，可以方便检测瓦斯气体浓度，对气体成分进行分析。③流量计：瓦斯在抽采过程中应时刻检测瓦斯流量，瓦斯流量体现了瓦斯抽采的效果。瓦斯流量的计量手段多种多样，不同的计量方法适用于不同的检测状况。根据本文论文需要，选择孔板式流量计。如图4-1所示，孔板式流量计的安装要求与使用方法如下：a）管道的中心与孔板孔口的中心重合，孔板的端面与管道截面重合，且偏心都应不超过2%；b）根据气流的方向，在孔板前0.5倍的管道直径和孔板后1倍的管道直径处预先焊接压力测量孔；c）孔板式流量计安装处的前后两倍管道直径的范围内，管道内侧应平整、光滑，不应该进行焊接，安装垫片等；d）孔板式流量计应该安装在直线段管道上，不应该安装与转弯附近，且孔板前端直线段应大于10倍的管道直径，后端的直线段长度应大于4倍的管道直径；e）孔板前后不应该存有水渍和污染物，防止孔板生锈，当发生锈蚀是应更换孔板；f）孔板的更换应根据瓦斯的流量进行，当抽采量变化较大时，需更换符合要求的孔板。图4-1孔板式流量计连接装置：主要有防水器、孔板式流量计、弯管、铠装式胶管等装置。回采工作面采用预抽钻孔的方式，钻孔与管道之间使用胶管连接起来，将钻孔的封孔管与胶管的一端连接起来，胶管的另一端与抽采管连接，钻孔、胶管和抽采管组成瓦斯抽采系统，边钻孔边抽采瓦斯，并将钻孔用汇总管和抽采管连接在一起。（5）放水器：放水器的种类形式多种多样，放水器型号的选择需要依据矿井涌水的大小决定，石泉矿井涌水较小，本文选择自动放水器，该放水器应用广泛，使用可靠，适合于负压在0~0.9MPa之间，最大放水量不大于10L/min的情况。4.2抽采设备4.2.1选型原则（1）瓦斯泵的选取必须满足抽采期间最大瓦斯抽采量的要求；（2）瓦斯泵负压应该大于等于管路中的最大阻力；（3）管路中的真空度应该满足要求；（4）抽采泵配备的电机必须具有防爆功能。4.2.2流量计算矿区中瓦斯泵的最大抽采量需要满足式（4-2）中的关系：4-2式中：Q系—额定流量；Qz—抽采总量；X—抽采浓度；K—备用系数；—抽采效率。根据式4-2计算抽采的额定流量见表4-2。表4-2低负压时抽采流量抽采总量（m3/min）抽采浓度（%）抽采效率（%）备用系数论文流量（m3/min）1.303.008531004.2.3抽采泵压力抽采泵压力的大小是指瓦斯由钻孔与抽采口的胶管处，经抽采管和抽采泵流出时所需要克服的总阻力。抽采泵压力的大小组成可以由式4-3表示：4-3式中：F泵—抽采压力；F阻—管网总阻力；F负—插管抽采负压，本文中取6700Pa；F正—出口正压，取5000Pa；K—压力备用系数，值为1.2～1.8。由式4-3抽采泵的总阻力为：（1）摩擦阻力：表4-3摩擦阻力计算表管路名称ρ（kg/m3）Q0（m3/h）ν0（m2/s）d（mm）C（%）L（m）进气端压力（Pa）气压（Pa）气体温度（℃）H（Pa）顺槽干管1.326533100.00001620425315008594675991258521硐室主管1.326533100.00001620425370785417588625100主管正压段1.326533100.0000162042534089545861572560（2）系统负压段阻力计算：表4-4系统负压段阻力计算表管路名称摩擦阻力（Pa）局部阻力系数局部阻力（Pa）总阻力（Pa）管口负压7000负压段主管78520.1511249029负压段管路总阻力16029（3）系统正压段阻力计算：表4-5系统正压段阻力计算表管路名称摩擦阻力（Pa）局部阻力系数局部阻力（Pa）总阻力（Pa）管口正压5000正压段主管600.15969正压段管路总阻力5069（4）系统抽采系统总压力计算：表4-6系统抽采系统总压力计算表负压段管路最大阻力损失Hr（Pa）出口侧管路阻力损失Hc（Pa）压力富余系数K抽采系统压力H（Pa）5069160291.4295374.2.4瓦斯泵真空度（1）真空度计算I=100F/Pd4-4式中：I—真空度；F—系统压力；Pd—大气压力。表4-7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（%）295379018532.7（2）抽采泵工况压力计算抽采泵工况压力可按下式计算：4-5式中：Pg—工况压力（Pa）；Pd—大气压力（Pa）。表4-8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）2953790185606484.2.5抽采泵的选择抽采泵的阻力与抽采管长度有关。抽采管长度越长，其产生的阻力越大。根据计算所得到得抽采量、抽采泵压力以及真空度数据，结合抽采泵的选取原则，为了减少由抽采管长度产生的阻力损失，选择水环式真空泵。真空泵型号的选取需要根据性能曲线确定，真空泵的性能曲线以吸入压力为自变量，以抽采管流量为因变量，所以选型前还需要利用式4-5对抽采量进行转化，转化成绝对压力下的流量值。4-6式中：Q标—标准状态下的抽采量；Q测—测得的抽采量；P1—气体绝对压力；t—气体摄氏温度，本文取25℃；T1—气体绝对温度，T1=t+273；P标—标准绝对压力；T标—标准绝对温度。由上式转化得到的绝对压力下的流量值，见表4-9。表4-9绝对压力下的抽采量标态抽采量（m3/min）标态绝对压力（kPa）标态绝对温度（K）工况绝对压力（kPa）工况绝对温度（K）工况抽采量（m3/min）100101.32527362298178根据上述计算和选取原则，通过比对不同型号抽采泵的性能，最终选择井下移动瓦斯泵，型号为ZWY210-250型。该泵的性能为：在转速达到340r/min，绝对压力为62kPa时，抽采量可达190m3/min，可以满足石泉矿业对于瓦斯抽采量的需求。根据论文要求。选择两个抽采泵，一个作为备用，抽采泵的规格见表4-10。表4-10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ZWY210-2501902003407.8~17.4抽采泵需要配备相应的具有防爆功能的电机。根据井下移动抽采泵的规格，选择电机的功率为250kW，电压等级为1140V。同时，还需要配备相应的潜水泵，其型号选择为BQW15-15-2.2型，并留有一台作为备用。该型号的潜水泵的性能规格见表4-11。表4-11BQW15-15-2.2型潜水泵性能规格表型号扬程（m）流量（m3/h）功率（kw）BQW15-15-2.215152.24.2.6瓦斯泵站主要附属设施除了控制阀、压力计、流量计和放水器等必要的辅助设施以外，为了保证抽采过程的安全，还需要配备其他的附属设施：（1）必要的灭火设施如砂箱、灭