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白皎煤矿抽放设计(修改)


川煤集团芙蓉公司白皎煤矿 川煤集团芙蓉公司白皎煤矿 白皎

瓦斯抽采系统改造设计说明书 瓦斯抽采系统改造设计说明书 抽采系统改造

川煤集团芙蓉公司白皎煤矿 川煤集团芙蓉公司白皎煤矿 芙蓉公司 二 0 一 O 年四月





煤炭开采是一项极其复杂的系统工程,属高风险行业,尤其是井工开采, 受地质、环境、灾害和人为等因素的影响,主要存在顶板、瓦斯、火灾、水灾、 粉尘等客观的、自然危险有害因素和提升、运输、供电等管理的人为危险有害 因素。其中瓦斯灾害更是造成重大事故的一个主要的危险致因。有效地治理瓦 斯灾害(特别是防止煤与瓦斯突出)是煤矿安全生产的重中之重。 我矿多年开采突出煤层及治理瓦斯的实践证明,瓦斯抽采是矿井防治煤与 瓦斯突出和治理工作面瓦斯超限的根本性措施。 我矿属煤与瓦斯突出矿井, 1979 年进行了瓦斯抽采工作,1982 年建立永久抽采系统,2004 年利用国债资金对抽 采系统进行了技改,现有三台 2BEC-42 型真空泵,装机功率为 160KW×3,转速 为 390r/min,设计抽采负压为 80KPa,现实际抽采负压为 50--57Kpa,设计抽采 能力为 130m3/min,现实际抽采量为 50-85m3/min(纯量为 17.5--30m3/min,混 合瓦斯浓度一般在 30-55%。 我矿瓦斯绝对涌出量 2008 年鉴定为 71.61m3/min,瓦斯灾害的异常严重也 使得我矿采掘接替长期处于十分紧张的局面,特别是随着矿井重大隐患改造的 深入,原煤产量将大幅上升,待抽区域不断增多,现有抽采泵的能力已不能满 足抽采需要;白皎矿井现有 DN250mm 抽采主管路,抽采线路长(约 9000m) ,管 道阻力大,管路使用时间较长,造成锈蚀严重,需对抽采管路增大内径,降低 管路负压损失。故急需对现有管网和抽采泵进行改造,以满足矿井抽采治灾的 需要。

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第一章

矿井基本情况简介
位置与交通

第一节

白皎煤矿位于珙县巡场镇南 5km,其地理坐标为:东经 104°39′ 52″~104°45′52″,北纬 28°22′30″~ 28°28′45″。白皎煤 矿隶属于四川芙蓉集团实业有限公司(即芙蓉矿务局),矿井由重庆煤 矿设计院设计,1965 年 4 月开工建设,1970 年 7 月简易投产,设计能 力为 120 万吨/年,2005 年核定生产能力为 75 万吨/年。矿井呈南北、 北西走向分布,东以洛普河(长宁河上游)为自然边界与珙县二号井 田相隔,西以 X 号勘探线与芙蓉井田毗邻,上至小煤矿开采下限,下 至原技术边界 (即 0 号勘探线以西至-50m 标高, 号勘探线以东至-200m 0 标高) ,行政区划属珙县管辖。 白皎煤矿交通十分便利,宜珙铁路通过井田北缘,有专线从武家 岩站到井口。宜珙铁路往北经内宜铁路于内江与成渝线相连。公路交 通四通八达,巡场镇是矿区的交通中心,往北可直达宜宾市,向南经 珙县、往西经高县可达云南,东经兴文县、泸州市可达贵州。

第二节 矿井自然条件
一、地形地貌及地质构造 1、地形地貌 矿井及附近山势与构造方向基本一致,沿南东至北西向延伸,呈 南高北低的中低山地形,山岳海拔高度多在 1000m 以内,相对高差一 般为 300~500m。

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矿井除东端有洛普河外,无大的水体存在。 2、地 质 构 造 矿井所在区域为四川盆地与云贵高原的接壤地带,山系走向与构 造线方向基本一致,大体呈东西向,地势南高北低。 井田位于珙长复式背斜之次级褶曲—双河背斜南翼西端,井田内 除出现局部小型波状起伏外,基本上是一缓倾斜的单斜构造,倾向一 般 200~230°,倾角 7~26°,由西向东逐渐增大。从勘探至生产期 间,在储量计算范围内,共揭露大小断层 780 条,总长度 89073m。 井田能利用的 45 个钻孔中,有 12 个钻孔见有断层,占 27%。在 勘探、基建及生产中,共发现落差大于 0.7m 的断层 197 条。其中正断 层 142 条,占 73%;逆断层 54 条,占 27%。落差大于 30 米的 12 条; 30~5m 的 76 条;5m 以下的 109 条。对煤层有破坏作用的 126 条。 勘探时在现生产采区(东采区、西一采区) 仅发现 3 条断层,而在 开采过程中已揭露断层 121 条。所揭露的断层落差虽小,但对薄~中 厚煤层的开采影响极大,不但对工作面布置造成困难,亦造成大量的 无效进尺。 二、煤层及煤层赋存情况 白皎矿井井田煤层属二叠系宣威组,煤系地层含煤 5-14 层,其中 可采及局部可采煤层共三层,煤层平均可采厚度为 4.79m。二(B2)、四 (B4)煤层为主采层;三煤层(B3)局部可采(主要集中在井田西翼),煤层 间距一般为 2-8m,系近距离煤层群,煤层倾角 7~17°。矿井东西走 向长 8.5km,南北宽 2.5~4.4km。井田内地质构造复杂,每平方公里
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断层多达 34.3 条,生产揭露落差大于 2m 的断层已达千余条,构造致 使原岩水平应力达到垂直应力的 2.8 倍。井田煤质为高灰、高硫、高 变质无烟煤。 三、矿井灾害情况 1、矿井瓦斯 白皎煤矿瓦斯灾害非常严重,煤层瓦斯含量为:18.86m /t,已测 煤层瓦斯压力最大3.2MPa。井田内地质构造复杂,每平方公里就有断 层多达27.2条,生产揭露落差大于2m的断层多达千余条,构造致使原 岩水平应力达到垂直应力的2.8倍。在已测煤层瓦斯压力为1.57— 3.2MPa的情况下,矿井瓦斯灾害异常严重,投产至今已发生突出230 次,其中特大型突出7次,大型突出10次,次大型突出50次,平均每次 突出煤量164.35t,突出瓦斯量12000.45m 。其中最大一次突出煤量为 2777t、瓦斯量497573m ,瓦斯逆流达千余米。
2007年矿井煤与瓦斯突出情况表
突出强度 编号 突出地点 时 间 性 质 煤 层 煤(岩)(t) 227 2182工作面 2007.4.1 放炮诱突 二煤层 335.4 瓦斯(m3) 8634 埋深(m) 633.2 突出点
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2008年矿井煤与瓦斯突出情况表
突出强度 编号 突出地点 时 间 性 质 煤 层 煤(岩)(t) 228 2184机巷硐室 2008.10.15 放炮诱突 四煤层 870 瓦斯(m3) 102640 埋深(m) 639.3 突出点

2009年矿井煤与瓦斯突出情况表

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突出强度 编号 突出地点 时 间 性 质 煤 层 煤(岩)(t) 229 2184机巷 2009.03.9 放炮诱突 四煤层 130 瓦斯(m ) 83000
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突出点 埋深(m) 621.0

2010年矿井煤与瓦斯突出情况表
突出强度 编号 突出地点 时 间 性 质 煤 层 煤(岩)(t) 230 2284风巷 2010.4.5 放炮诱突 四煤层 31.81 瓦斯(m3) 3389 埋深(m) 560.0 突出点

2008 年度瓦斯等级鉴定结果为:矿井绝对瓦斯涌出量:71.61m /min, 矿井相对瓦斯涌出量:51.11m /t;矿井绝对二氧化碳涌出量:12.81 m /min,矿井相对二氧化碳涌出量:9.14 m /t,属煤与瓦斯突出矿井。 2、煤尘 四川省煤炭产品质量监督检验站对矿井现开采水平的 B4、B2 煤层 取样鉴定,鉴定结果均为:无煤尘爆炸危险。矿井未发生过煤尘爆炸 事故。但矿井空气浮尘(煤尘及岩尘)都含有 SiO2,作业人员在有粉 尘环境下作业,造成矽肺病和煤肺病。据统计,矿井投产至今因矽肺 病死亡人数为 154 人。 3、煤层自然发火: 四川煤炭产品质量监督检验站对矿井现开采水平 B4、 2 煤层,鉴定 B 结果 B4 (二煤层)煤层自然发火倾向为不易自燃,B2(四煤层)煤层自 然发火倾向为容易自燃。投产至今,共发生自然发火 117 次,百万吨 发火率 5.9 次。
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4、顶底板稳定性 煤层的顶、底板岩性多为砂质泥岩、泥岩、粘土岩、粉砂岩、细 砂岩及泥质灰岩等。顶板稳定性属中等稳定,底板稳定性属不稳定, 其中: B2 煤层: 直接顶以深灰色砂岩与泥岩互层和泥质灰岩为主, 1.7 厚 —2.2m,节理裂隙间距为 0.1—0.5m,局部有一层厚 0.1—0.4m 炭质 泥岩的伪顶。老顶为深灰色的细砂岩。底板为灰色粘土岩,厚 0.3— 1.4m,具有遇水肿胀,失水收缩的特点。 B4 煤层:顶板以深灰色砂质泥岩为主,局部地方相变为细砂岩, 底板为灰色粘土岩或粉砂岩,内含肾状隐晶质菱铁矿结核。 B3 煤层:直接顶为深灰色细砂岩及砂质泥岩,厚 1.0—1.5m,常 有厚 0.01—0.18 的炭质泥岩的伪顶。底板为灰白色粘土岩,厚 0.5— 1.2m,含大量植物化石碎片,夹浅黄色粗晶菱铁矿结核。粘土岩质软 可塑,有遇水膨胀,失水收缩的特点,老底系灰色细砂岩、中粒砂岩。

第三节 矿井生产系统
一、开拓布署与开拓方式 矿井采用中央平硐(主、副平硐)加暗斜井的开拓方式。主平硐 井口坐标为 X=3143320、Y=35471708、Z=+452m;副平硐井口坐标为 X=3143325、Y=35471664、Z=+452m;主平硐用作进风和运输,副平硐 用于进风和行人。矿井现有东、南、西三个回风井用作回风,其中东 三风井井口坐标为 X=3143127、Y=35474280、Z=+718m;南风井井口坐 标为 X=3142845、Y=35471348、Z=+518m;西三风井井口坐标为
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X=3144593、Y=35469706、Z=+510m。主、副平硐垂直煤层走向接近煤 层底板,在距 K1 煤层底板 30—50m 处沿走向分东,西两翼布置主要运 输大巷。由于一水平(上山)开采的影响,东三至西二采区间的主要 运输大巷变形严重,已不能作运输之用,故此段重新布置有东、西改 造运输巷,在每个采区中部从运输大巷开口布置采区石门;回风井一 般布置于 B4 煤层底板岩石中,在距 B4 煤层底板 15—20m 处沿煤层起向 布置回风大巷,通过回风下山与盘(采)回风石门联通。 二、水平划分及采区布置 井田范围内划分为四个开采水平,其中+450m 标高以上为一水平, 现已开采完毕;+450m—+300m 标高为二水平,为现在的生产水平, +300m—+150m 标高为三水平,正准备开拓设计;+150m—50m 标高为四 水平,现还未进行勘探。 矿井各水平以主平硐为界,沿煤层走向分东、西两翼,采用双翼 采区前进式开采,采用煤层群联合布置巷道。现在的生产水平二水平 从东到西分别为 23、 20、 24 五个采区, 21、 22、 采区走向长 800—1200m, 倾斜长 600—1000m。现生产的采区为 20 区、21 区、22 区、23 区、24 区,其中 20 区为残采区,计划在 2011 年将全部开采结束,23 区为开 拓区。 三、采煤方法及开采顺序 矿井各煤层均采用走向长壁采煤法。按层位的开采顺序是先采 B4 煤层,再依次从上往下采 B3、B2 煤层,按区段的回采顺序是现回采的 采区的区段均由上向下布置和开采,采煤工作面的采煤方法为综合机 械化采煤。
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综采工作面实行“三八”作业制,两个班生产,一个班检修,每 班割煤 2.5 刀,日进尺 3.6m。 综采工作面使用双滚筒采煤机割煤,截深 0.6m,端头斜切进刀, 双向割煤,工作面支护使用掩护式液压支架,端头使用单体液压支柱 配工字钢进行“四对八梁”“一梁三柱”支护,全部垮落法处理采空 区顶板,工作面最大控顶距 4.5m,最小控顶距 3.9m,相邻支架中心距 1.5m,移架步距 0.6m。 工作面运输煤炭使用 SGB—630/220 型可弯曲刮板输送机, 运输机 巷使用 SGW—40T 可弯曲刮板输送机或桥式转载机配胶带输送机; 工作 面煤炭运输路线为:采煤工作面→机巷→溜煤眼→采区皮带运输下山 →采区煤仓;工作面材料、设备运输路线为:地面→主平硐→运输大 巷→轨道运输下山→斜石门→工作面风巷→工作面。

第四节

矿井通风

矿井采用分区抽出式通风,三个进风井(主、副平硐、二水平改 造皮带明斜井),三个回风井(东三风井、西三风井、南风井),总 进风断面积 31m ,总回风断面积 36.2m ,总回风量一般为 11000m /min 左右,其中:21、23 采区共用一个东三回风井,22、24 采区共用一个 西三回风井;20 采区单独一个南回风井。 矿井具有完整、独立的通风系统,实现了分水平、分采区通风, 在通风系统中没有不符合《安全规程》规定的串联通风,扩散通风, 老塘通风等。各采区具有独立健全的主干进回风系统,各采掘工作面 通风系统独立,合理和稳定。
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第五节

矿井瓦斯抽采情况

矿井建有永久性瓦斯抽采系统。1991 年以白皎煤矿作为试验地, 开展了“八五”国家防突科技攻关,即“严重突出矿井综合防突和瓦 斯治理技术的研究”,至 1995 年底,形成了底板网络抽采瓦斯系统, 实现了“底板网络与顺层预抽、卸压抽、顶板孔残抽”综合立体抽采 体系,紧接着研究并应用“顺煤层超前长钻孔预抽”、“下邻近层俯 伪斜钻孔抽采”等治理瓦斯技术。 目前,我矿的各采区及地面抽采主管路采用 DN250mm 钢管,即老 东大巷、西改造大巷、21 区总风、22 区总风、24 区总风、南风井、 抽采站、瓦斯罐。各采区底板道则采用 DN250mm 和 DN150mm 的 SUP 管 和 PE 管混用。采掘工作面机、风巷和抽采末端 200m 内采用 DN150mm 的 PE 管作抽采管。 近三年我矿抽采情况见表 1.1。 表 1.1 近三年我矿抽采情况统计表
年份 2007 2008 2009 钻孔进尺(m) 118661.44 142471.2 183669.4 抽采混合量(万m3) 3162 4558.9 4302.7 抽采率(%) 35 34.5 40.93

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第二章

抽采系统改造设计 系统改造设计 改造

第一节 抽采系统改造的必要性
我矿至1982年建立永久抽采系统以来, 我矿在近年发生煤与瓦斯 突出的次数呈逐步下降的趋势,见表2.1。 表2.1 近6年我矿煤与瓦斯突出次数统计表
年份 突出次数 2005 7 2006 2 2007 1 2008 1 2009 1 2010 1

但随着采区的推进,采掘工作面向深部推移,瓦斯涌出量的增加, 抽采距离越来越远,部分抽采管道受巷道变形影响和锈蚀严重,已无 发满足正常抽采要求,根据矿井实际情况,需要重新铺设抽采管路, 以增加抽采管道直径,加大抽采量。 现我矿投抽的采区为 21 区、23 区、22 区和 24 区,其中 22 区和 24 区(简称西区)共用一趟 DN250mm 抽采主管,23 区和 21 区共用一 趟 DN250mm 抽采主管。抽放站负压 57KPa,23 区抽采距离最远的末端 负压为 18KPa(237 底板道) ,西区抽采距离最远的末端负压为 18KPa (245 底板道) ,管路抽采负压损失较大,见表 2.2。 表 2.2 矿井抽采负压及瓦斯浓度损失情况表
地点 负压(KPa) 瓦斯浓度(%) 抽放站 57 32 环形车场 38 33 23区上车场 21 34 24区上车场 35 35

我矿现抽出的瓦斯主要是民用和瓦斯发电,因此,抽采量是否充
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足直接影响到几千户居民的生活用气,为确保正常供气,必须同时运 转 2 台抽采泵,即便如此,实际最大抽采能力为 50-85 m /min,仅能 满足基本需要。另外,抽采泵锈蚀老化严重,泵体内水垢较多,抽放 站配电系统故障率高,停泵现象时有出现,停泵后重启动非常困难。 综上所述,我矿必须尽快对抽采管路和抽采泵进行改造。
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第二节 抽采系统改造的可行性
根据原四川省地质局二○二地质队 1963 年 12 月提交的《四川省 珙县白皎上井田地质勘探最终储量报告》,川省矿产储量委员会 1964 年 12 月 29 日以第 83 号决议书审批及 1966 年 3 月提交的《四川省芙 蓉山矿区白皎井田深部补充勘探资料》,省储委 1967 年 4 月 27 日以 第 118 号决义书审批,全矿井累计探明能利用储量 18835.5 万吨,截 止 2009 年底矿井保有储量 10631 万吨,可采储量 7416.9 万吨,按年 产 120 万吨计算,我矿的服务年限为 62 年。 2008 年瓦斯等级鉴定结果为: 矿井绝对瓦斯涌出量: 71.61m /min, 矿井相对瓦斯涌出量:51.11m /t;矿井绝对二氧化碳涌出量:12.81 m /min,矿井相对二氧化碳涌出量:9.14 m /t,属煤与瓦斯突出矿井, 矿煤层瓦斯含量为 18.86m /t。 矿井瓦斯储量为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向 采空区排放的围岩瓦斯储量之和。 可按下式计算: W=Wl 十 W2 式中:
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W-矿井瓦斯储量,万 m ; Wl-可采煤层的瓦斯储量,万 m ; W2—受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量, m ; 万 Wl=Ali×X1i =7416.9×18.86 =139882.734 万 m 式中: Ali-矿井可采煤层的地质储量,万 t;所有煤炭的瓦斯含量? X1i—矿井可采煤层的吨煤瓦斯含量,m /t; W2=KW1 =0.20×139882.734 =27976.5468 万 m 式中: K—围岩瓦斯储量系数,一般取 0.05~0.20。根据我矿实际情 况,取 K 为 0.20。 矿井总的瓦斯储量为: W=Wl 十 W2 W=139882.734+27976.5468 =167859.2808 万 m
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由此可见,我矿可抽瓦斯储量十分丰富,随着三水平等深水平煤
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层和保护层的开采,矿井瓦斯涌出量将逐渐增大,目前抽采系统的抽 采能力已经不能满足我矿的发展需要,故必须对我矿抽采系统进行改 造。 第三节 一、抽采基本参数 1、实测最大瓦斯压力,3.20MPa 2、煤层透气性系数为:为 0.00~0.02m /MPa.d,瓦斯抽采难易程 度为较难抽采煤层,具体分类数据见表 2.3。
表2.3 煤层瓦斯抽采难易程度表
类 别 容易抽采 可以抽采 较难抽采 钻孔流量衰减系数(d ) 0.003 0.003~0.05 >0.05
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抽采系统改造方案

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煤层透气性系数(m /Mpa .d) >10 10~0.l <0.1

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二、抽采管路改造 随着新水平的延深,抽采管路加长,抽采阻力增加,对抽采主管 路也需扩大管路内径,以降低抽采阻力。 根据我矿生产接替计划,到2013年我矿年产量预计将达到180 (150)万吨/年, 2008年我矿相对瓦斯涌出量为51.11m /t,预计到 2013年的绝对瓦斯涌出量: QCH4=T×X/(365×24×60) =1200000×51.11/525600
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=116.69 式中 QCH4----预计 2013 年绝对瓦斯涌出量,m /min; T----预计 2013 年产量,t; X----2008 年瓦斯等级鉴定相对瓦斯涌出量,m /t; 表2.4 矿井瓦斯抽采率应达到的指标
矿井绝对瓦斯涌出量 Q(m /min) 5<Q≤10 10<Q≤20 20<Q≤40 40<Q≤80 80<Q≤160 160<Q≤300 300<Q≤500 500<Q
3

3

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矿井抽采率(%) ≥20 ≥30 ≥35 ≥40 ≥45 ≥50 ≥55 ≥60

根据《煤矿瓦斯抽采标准》规定,如表2.4所示,我矿2013年的抽 采率将达到45%。即抽出瓦斯纯量将达到52.51m /min,预计届时我矿 抽采瓦斯浓度将达到35%,抽采混合量达到(250)150.0m /min。 (1)抽采主管路管径选择 D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(250.0/15(10)) =0.4607(m)(0.7285) ≈500(mm) (0.600)
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式中

D----抽采管内径,m; Q----抽采管混合瓦斯气体,取 150.0m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。
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根据计算,对照标准,主管道直径选择 DN500mm 即可满足设计要 求,考虑三水平煤层瓦斯含量增加及其它不可预计的因素,因此对抽 放主管道的选择在理论计算的基础上预留了 20%的富裕系数,选择 DN600mmm 的抽放管。 (2)底板道抽放管路管径选择 ①底板道抽放主管路管径选择(以 23 区底板道类推) 目前,我矿 235、237 底板道抽放管路为 DN250mm,235 底板道设 计钻场 80 个, 现已投抽钻场 19 个, 抽放浓度 60%, 混合量为 14m /min; 237 底板道设计钻场 80 个,现已投抽 21 个,抽放浓度 31%,混合量为 12m /min。以 235 底板道为例,235 底板道单个钻场的抽放混合量为 0.74m /min,若整条底板道钻场全部投抽,则 235 底板道抽放混合量 为 0.74×80=59.2m /min。 按公式 D=0.1457×(Q/V) 计算可得所需底板道抽放管路管径。 D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(59.2/15(10)) =0.289(350)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

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Q----抽采管混合瓦斯气体,取 59.2m /min;
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V---- 混 合 气 体 经 济 流 速 , 管 道 经 济 流 速 10 ~ 15m /s , 取 15(10)m /s。 因此,现有底板道抽放管路已不能满足生产需要,需要进行改造, 底板道抽放主管路管径选择为 DN300(350)mm 即可。 ②三水平底板道抽放主管路管径选择 根据三水平工作面布置情况,预计工作面长度在 1200m~1400m, 即相应的底板道长度也在 1200m~1400m,按钻场间隔 15m/个计算,预 计将布置 83 个钻场左右。由于三水平煤层瓦斯含量增加,预计单个钻 场 抽 放 混 合 量 为 0.9m /min 左 右 , 则 整 个 底 板 道 抽 放 混 合 量 为 74.7m /min 左右。 D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(74.7/15(10)) =0.3251(398)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

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Q----抽采管混合瓦斯气体,取 74.7m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 因此三水平底板道抽放管路管径应选为 DN400mm。 (3)采区抽放管路管径选择 ①23 区抽放主管路管径选择 a.最小管路管径需求 以 23 采区为例,要保证一个工作面正常开采,至少需要 1.5 条底
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板道同时进行预抽。即整个采区抽放混合量为:1.5×59.2=88.8 (m /min)(以 235 底板道抽放混合量为基准)。 D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(88.8/15(10)) =0.3545(434)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

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Q----抽采管混合瓦斯气体,取 88.8m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 b.最大管路管径需求 以 23 采区为例,要保证一个工作面正常开采,至少需要 1.5 条底 板道同时进行预抽,同时另一个工作面作准备也需要预抽。即整个采 区抽放混合量为:1.5×59.2×2=177.6(m /min)(以 235 底板道抽放 混合量为基准)。 D=0.1457×(Q/V)
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3

=0.1457×(177.6/15(10)) =0.5013(614)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

1/2

Q----抽采管混合瓦斯气体,取 177.6m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 综上所述,23 采区抽放主管路管径选择为 DN500(630)mm。
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3 3

3

②三水平采区抽放主管路管径选择 a. 最小管路管径需求 保证一个工作面正常开采,至少需要 1.5 条底板道同时进行预 抽。即整个采区抽放混合量为:1.5×74.7=112(m /min) 。 D=0.1457×(Q/V)
1/2 3

=0.1457×(112/15) =0.3892(m) 式中 D----抽采管内径,m;

1/2

Q----抽采管混合瓦斯气体,取 112m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 b.最大管路管径需求 保证一个工作面正常开采, 至少需要 1.5 条底板道同时进行预抽, 同时另一个工作面作准备也需要预抽。即整个采区抽放混合量为:1.5 ×74.7×2=224(m /min) 。 D=0.1457×(Q/V)
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3

=0.1457×(224/15(10)) =0.5630(689)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

1/2

Q----抽采管混合瓦斯气体,取 224m /min; 取15m /s。 V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s,
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3 3

3

综上所述,三水平采区抽放主管路管径选择为 DN550(700)mm。 (4)工作面抽放管路管径选择 ①23 区工作面抽放主管路管径选择 以 2372 工作面为例,工作面走向长度 1000m,倾向长度 180m。工 作面开采前,需要在机、风巷向 B2 煤层施工俯伪斜钻孔(按网格 10m ×10m 布置)和本煤层施工顺层钻孔(按间距 3m/孔布置)来预抽煤层 瓦斯。 其中俯伪斜钻孔预计钻孔孔数 1800 个 (风巷 800 个, 机巷 1000 个) ,本煤层顺层钻孔 666 个(机、风巷各 333 个) ,预计单孔混合量 为 0.015 m /min。 机巷瓦斯混合流量:1000×0.015+333×0.015=20(m /min) 风巷瓦斯混合流量:800×0.015+333×0.015=17(m /min) D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(20/15(10)) =0.1682(206)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

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Q----抽采管混合瓦斯气体,取机、风巷瓦斯流量最大值,为 20m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 因此,23 采区工作面抽放管路管径选择为 DN200(250)mm。 ②三水平工作面抽放主管路管径选择 预计三水平工作面走向长度为 1200m~1400m,倾向长度 180m。工
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作面开采前,需要在机、风巷向 B2 煤层施工俯伪斜钻孔(按网格 10m ×10m 布置)和本煤层施工顺层钻孔(按间距 3m/孔布置)来预抽煤层 瓦斯。 其中俯伪斜钻孔预计钻孔孔数 2340 个 (风巷 1000 个, 机巷 1340 个) ,本煤层顺层钻孔 866 个(机、风巷各 433 个) ,预计单孔混合量 为 0.018 m /min。 机巷瓦斯混合流量:1340×0.018+433×0.018=31.91(m /min) 风巷瓦斯混合流量:1000×0.018+433×0.018=25.8(m /min) D=0.1457×(Q/V)
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=0.1457×(31.91/15(10)) =0.2125(260)(m) 式中 D----抽采管内径,m;

1/2

Q----抽采管混合瓦斯气体,取机、风巷瓦斯流量最大值,为 31.91m /min; V----混合气体经济流速, 管道经济流速10~15m /s, 取15m /s。 因此,三水平采区工作面抽放管路管径选择为 DN250(300)mm (5)抽放管路材质选择 目前普遍使用的管材有钢管、玻璃钢管、PE 管、SUP 管、PVE 管、 PVC 管,但目前材质的玻璃钢管是国内在瓦斯抽采上将淘汰的产品, 而钢管又比较笨重,安装回撤困难,不耐腐蚀,PE 管、SUP 管、PVE 管、PVC 管材具有重量轻、耐腐蚀、撤安方便的优点。经过近年来 PE 管、SUP 管、PVE 管、PVC 管的试用,相比之下 SUP 管更适合我矿实际
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3 3 3

情况。故选择 SUP 管与钢管搭配使用,作为矿井抽采的主管路。 因此,我矿抽采主管路选用 DN600mm(24 吋)的 SUP 管,二水平 采区主管路选用 DN500mm(20 吋)的 SUP 管,底板道选用 DN300mm(12 吋)的 SUP 管,工作面选用 DN200mm(8 吋)的 SUP 管;三水平采区主 管路选用 DN550mm(22 吋)的 SUP 管,底板道选用 DN400mm(16 吋) 的 SUP 管,工作面选用 DN250mm(10 吋)的 SUP 管。 三、管路安装原则 1、抽采管路通过的巷道曲线段应少、距离短,管路安装应平直, 转弯时角度不应大于 50 。 2、抽采管路设于主要运输巷内,在人行道侧其架设高度不应小于 2.0m,并固定在巷道壁上,与巷道壁的距离应满足检修要求;抽采瓦 斯管件的外缘距巷道壁不宜小于 0.1m。 3、主管、干管及其与钻场连接处应装设瓦斯计量装置。 4、抽采钻场、门框架的进气端、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),应设置放水箱。 6、在抽采管路的适当部位应设置除渣装置和测压装置。 7、抽采管路分岔处应设置控制阀门,阀门规格应与安装地点的管 径相匹配。 8、地面主管上的阀门应设置在地表下用不燃性材料砌成,不透水 的观察井内,其间距为 500m~1000m。 9、抽采管路应根据巷道保持一定的坡度,一般不小于 3‰的流水 坡度。
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0

10、凡遇跨越巷道时,抽采管路安装设置门框架;门框架设置要 求以不影响行车,行人为准。 l1、管路要托挂或垫起,吊挂要平直,拐弯处设弯头,不拐急弯。 管子的接头接口要拧紧,用法兰盘连接的管子必须加垫圈,做到不漏 气、不漏水,严密可靠。 12、在倾斜和水平巷道中安设管路时,必须先安管子托,管托间 距不大于 10 m,要接好一节运一节,并把接好的管子用卡子或 8~10 号铁丝卡在或绑在预先打好的管子托架上。 13、在有电缆的巷道内铺设管路时,应铺设在电缆的另一侧,严 禁瓦斯管路与电缆同侧吊挂。 14、新安装或更换的管路要进行漏气和漏水实验,凡漏气和漏水 的不能使用。拆除或更换瓦斯管路时;必须把计划拆除的管路与在使 用的管路用闸阀或闸门隔开, 瓦斯管路内的瓦斯排除后方可动工拆除。 15、在倾斜巷道中,管路应设防滑卡,其间距可根据巷道坡度确 定,对 28 以下的斜巷,间距一般取 15m~20m。 四、抽采泵改造 1、抽采泵流量计算 Q=100×Qx×K/(Z×∫) =100×52.51×1.2/(35×0.8) =225 式中 Q----抽采泵额定流量,m /min
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3 o

Qx ---矿井瓦斯最大抽采总量(纯量) /min; ,m Z ----抽采泵入口处瓦斯浓度,%; ∫----抽采泵机械效率,一般取∫=0.8; K----瓦斯抽采的综合系数(备用系数) ,取 K=1.2。 2、管路阻力 hr 计算 hr= h 摩+h 局 式中 hr----抽采管路最大总阻力损失,Pa; h 摩----抽采管路最大总摩擦阻力损失,Pa; h 局----抽采管路最大总局部阻力损失,Pa h 摩=9.8×Q ×Δ×L/(K0×D ) 式中 h 摩----某段管路的摩擦阻力,Pa; Δ---混合瓦斯对空气的相对密度; Q----某段管路的混合瓦斯流量,m /h; L----管路长度,m; D----管路内径,cm; K0----系数,取 K0=0.71。 式中混合瓦斯对空气的相对密度Δ为 Δ=(ρ1×n1+ρ2×n2)/ρ2 式中 ρ1----瓦斯密度,取 0.716kg/m ; n1----混合瓦斯中瓦斯浓度;
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3 3 2 5

3

ρ2----空气密度,取 1.293kg/m ; n1----混合瓦斯中空气浓度; Δ=(0.716×0.35+1.293×0.65)/1.293 =0.8435 管 路 系 统 K0 值 表
管 径 mm) ( 32 0.49 70 0.55 80 0.57 100 0.62 125 0.67 150 0.70 > 150 0.71

3

K0

根据公式可以算各段抽采管路的阻力,在计算阻力时取预计瓦斯 流量最大时计算瓦斯抽采管路的阻力,对我矿抽采距离最远,阻力最 大的 23 采区末端抽采阻力计算见表。 白皎矿抽采泵站抽采管路最大阻力计算结果表
流量 最长路径 抽放站至新南风井 新南风井至二水平改造大巷下车场 二水平改造大巷下车场至237 底板道 237 底板道至 2372 材料道 2372 材料道至 2372 工作面 小 计 管径(mm) Φ600 Φ600 Φ500 Φ300 Φ200 长度(m) 250 2500 3300 800 450 7850 (m /min) 300 300 178 80 37
3

阻力 (Pa) 1212 12120 14023 8831 8069 44255

则井下管路最大总摩擦阻力损失,h 摩=44255Pa; 预计抽采系统中涌水较大,局部阻力按管路计算阻力的 20%计算,
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则井下管路最大总局部阻力损失,h 局= h 摩×0.2=8851Pa。 hr=44255+8851 =53106 根据计算可得 23 区抽采管最大阻力为 53kPa。 根据我矿实际情况,底板穿层抽采管末端负压≮20Kpa,顺层末端 负压≮15Kpa。 3、抽采泵负压计算 h 泵=hr+h 孔 =53+20 =73 式中 h 泵----抽采泵总负压,kPa; hr----抽采管路最大总阻力损失,kPa; h 孔----抽采管末端负压,kPa 根据我矿多年来经验,矿井抽采负压仅能达到抽采泵负压 65%左 右,所以抽采泵负压为:73/65%=112kPa 我矿抽采泵改造后抽采负压必须达到 112kPa 以上。 4、抽采泵的选择 对众多抽采泵生产厂家进行比较,宜选用高效节能的 2BE 系列水 环式真空泵。2BE 泵是加强型设计,适合较恶劣的工作环境。适应性 强:当应用于有腐蚀的场合时,过流部件可以采用喷涂等防腐措施, 轻载启动,结构简单,效率高,维护方便,运行可靠,故选择 2BE 系
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列水环式真空泵。 查 根据白皎矿抽采计划瓦斯混合量为 150m /min, 2BE 系列水环式 真空泵性能曲线,选 2BE3-600-400 型水环式真空泵(最大抽气量为 320m /min) ,即可满足要求。配套电机功率 472KW,同时更新与之相配 套的电控系统。 五、抽采供电、供水 抽采站采用原抽采站已有的双回路供电,供水采用原抽采站已有 的从千吨水池接入的水管。 六、安全装置 按照抽采规范,抽放站应设置的安全装置有: 1、 避 雷 针 根据现场情况, 用避雷针进行防雷击, 设置较为简单, 选 其 投资较少。在设置时,要保证符合设计规范和要求。 2、放水器 抽采瓦斯管路工作时,不断有水积存在管路的低洼处,为减少阻 力保证管路安全有效的工作,应及时排放积水。因此在瓦斯抽采管路 中每 200~300m 最长不超过 500m 的低洼处应安设一只放水器。放水 器有两大类:人工放水器与自动放水器。根据该矿的具体情况,选用 人工放水器。 3、防爆阻火器《矿井抽采瓦斯工程设计规范 》规定,站房附近 管道应设置防回火、防回气、防爆炸作用的安全装置,并定期检查, 保持性能良好。选择专用防爆阻火器或自制水封式防爆器,必须具有
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3 3

良好的“三防”性能,它在瓦斯压力为 0.17MPa 下发生瓦斯爆炸时不 传爆。 4、 瓦斯抽采泵站必须设置甲烷传感器,当 CH4≥0.5%必须报警、 处理。 七、抽采站安装 抽采泵按厂家提供的技术参数进行安装。 八、抽采出的瓦斯处理 现我矿抽出的瓦斯 (浓度>30%) 主要是通过抽放站输送到瓦斯罐, 再供给居民用气和发电厂作瓦斯发电之用,另将抽出瓦斯的 10—12% 输送到食堂、单身宿舍等作为矿内自供气使用。 当井下抽出的瓦斯浓度低于 30%时,直接在抽放站进行排空处理, 不进入瓦斯罐和自供气管道。

第三章

资金概算

我矿瓦斯抽采系统改造工程的实施经概算为 1878.03 万元。

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抽采系统改造资金概算 抽采系统改造资金概算
地点 抽采站至瓦斯罐 抽 抽采站至南风井 南风井至二水平改造大巷上车场 二水平改造大巷上车场至下车场 二水平改造大巷下车场至 21 区石门 21 区石门至 21 区总风 采 21 区石门至 23 区石门 237 底板道 238 底板道 236 底板道 235 底板道 管 233 底板道 DN300mm
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型号 DN600mm DN600mm DN600mm DN600mm DN600mm DN550mm DN550mm DN300mm DN300mm DN300mm DN300mm

单位 m m m m m m m m m m m m

数量 1000 250 1500 1000 1650 450 1600 1200 440 440 1300 1400

单价(元) 940 940 940 940 940 820 820 320 320 320 320 320

总价(万元) 94 23.5 141 94 155.1 36.9 131.2 38.4 14.08 14.08 41.6 44.8

备注

231 底板道 232 底板道 2112 底板道 2111 底板道 二水平改造大巷下车场至 22 区石门 22 区石门 2215 底板道 2210 底板道 2214 底板道 2216 底板道 2211 底板道 22 区石门至 24 区石门 24 区石门 249 底板道

DN300mm DN300mm DN300mm DN300mm DN600mm DN550mm DN400mm DN400mm DN400mm DN400mm DN400mm DN600mm DN550mm DN400mm
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m m m m m m m m m m m m m m

750 440 1020 1080 1100 950 1000 1200 1000 880 1000 770 1200 650

320 320 320 320 690 820 500 500 500 500 500 690 820 500

24 14.08 32.64 34.56 75.9 77.9 50 60 50 44 50 53.13 98.4 32.5

运行、备

抽采泵

2BE3-600-400



3

80 万

240

用、检修 各1台

DN600mm DN550mm 快速接头 DN400mm DN300mm DN600mm 闸阀 DN550mm DN400mm DN300mm 自动放水箱 流量计 水泵 其它辅材
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副 副 副 副 个 个 个 个 个 个

730 420 573 717 10 8 8 8 20 8 2

520.21 472.32 311.42 270.52 700 620 450 400 3000 5000 4000 5

38 19.84 17.84 19.4 0.7 0.4 0.36 0.32 0.6 4 0.8 5

7.5KW



安装工程 合计

泵体、监测、机电、管路安装

5

5 1878.03

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