西坡矿井下移动抽采系统研究.docx

本科论文摘 要科学在发展，社会安全在进步，随着瓦斯开采行业的发展，矿井安全引起了国家的高度重视，矿井安全对瓦斯有了至关重要的影响，瓦斯是生产安全的重要要素，最近一些年，矿井在持续深挖，回采作业中会加大遇到危险的几率，更重要的是对瓦斯进行有效管理，所以使瓦斯能更好的管理对矿井安全来说是不可或缺的，因为之前开采的瓦斯已经不能让开采满意，所以加深开采深度，重大隐患是少计量瓦斯造成的。优化瓦斯抽采系统；少计量瓦斯系统的排空，让瓦斯地带更加安全。瓦斯抽放率提高了，少计量瓦斯排空管路的安全增强了。在瓦斯开采工程中，在这基础上分析进行瓦斯抽采机理如何，可以全面分析瓦抽采作业。显示出，效果最好的是综合抽采作业，有效预防治理了矿井瓦斯的危害。关键词：矿井瓦斯；抽采技术；瓦斯危害；瓦斯预测AbstractIn scientific development, social security in progress, with the development of gas mining industry, mine safety caused the country attaches great importance to, mine safety has a crucial effect on the gas, the gas is one of the important elements of production safety, some recent years, the mine continued to dig, raises the risk of danger in mining operations, is more important to the effective management of gas, so that gas can better management for mine safety is indispensable, because before mining gas already cannot satisfy production, so the deeper mining depth, hazard is caused by measuring less gas. Optimize gas extraction system; Less gas metering system drainage, gas zone more secure. The gas drainage rate has been improved, and the safety of gas discharge pipeline with less measurement has been enhanced. In the gas mining engineering, the mechanism of gas extraction on this basis can be analyzed comprehensively. It shows that the best effect is the comprehensive extraction operation, effectively preventing and controlling the harm of mine gas.Key words：mine gas；extraction technology；gas hazard；gas prediction目 录第1章 矿井概述11.1 位置与交通11.2 自然地理11.2.1 地形、地貌及河流11.2.2 气候11.2.3 采煤技巧21.3 矿井地质21.3.1矿井岩性21.3.2 井田坐落成型41.4 煤层赋存及煤质41.4.1 含煤性41.4.2 可采煤层51.4.3 煤质51.5 瓦斯危险性61.5.1 瓦斯情况61.5.2 煤尘爆炸性71.6 矿井开采71.7 矿井通风7第2章 瓦斯涌出量预测82.1 瓦斯基础参数82.2 预测瓦斯涌出量92.3 瓦斯起源分析11第3章 瓦斯抽采方法123.1 确定抽采方法123.2 采空区抽采133.2.1 密闭抽采法133.2.2钻孔抽采法143.2.3 双埋管抽采法143.2.4 气动阀控制抽采法143.2.5 冒落拱上方打钻抽采法143.3 特殊瓦斯抽采143.3.1瓦斯含量高煤层群143.3.2 钻孔抽采153.4 建立抽采系统153.5 检测仪器15第4章 抽采管路阻力计算164.1 管路摩擦阻力计算164.2 管路摩擦主要阻力损失计算17第5章 瓦斯抽采泵选型195.1 管路选型195.1.1 管路选择原则195.1.2 瓦斯管路敷设路线195.1.3 管径选择195.1.4 管路连接205.1.5 管路敷设205.2 抽采泵计算205.2.1 抽采泵流量计算205.2.2 瓦斯抽采泵压力计算215.2.3 瓦斯泵的真空度计算225.2.4 抽采泵选型235.2.5 瓦斯抽采泵附属设施245.3 抽采管路、设备的安装要求265.3.1 安装范围265.3.2 安装步骤265.4 瓦斯抽采泵站27第6章 结论28参考文献29致 谢30附录一 中文译文31附录二 外文原文31第1章 矿井概述1.1 位置与交通西坡煤业有限公司位于山西河东煤田中段，2号、4号和5号煤层可批准开采。在交通便利处安置矿井，矿井选址地在柳林县城往南约29.0km，通过上公路经国道可抵达太原市，最后经过铁路在煤炭集运站汇合，全各地均可到达矿井，矿井周围交通发达，高速公路也可抵达。通过便利的交通，在全国各地都可收到本矿井所生产的煤炭，矿井交通还是很方便的。1.2 自然地理1.2.1 地形、地貌及河流本矿井地貌在西坡地区很是常见，是黄土高原地貌，这种地貌可分为两种地形，在本矿井中可以看到梁峁状黄土丘陵，此丘陵为侵蚀地形，绝大多数地区都为侵蚀地形，堆积地形与侵蚀地形交叉分布，另一种地形呈现出“V”字型、地上形状窄小且密集像是星罗棋布一般，这是堆积地形，堆积地形在湫水河河谷比较常见，堆积地形可能会出现在沟谷的两边，植被稀少导致水土流失是堆积地形产生的主要原因。西坡井田的河流是黄河水系的，湫水河是矿井北边的河流，途经阳坡水库汇入临县在黄河口汇入，湫水河流长是110km，湫水河的平均流量为325m³/s，5.5m³/s是最大流量，1969年中旬550m³/s是最小流量，湫水河是季节性河流，处于枯水期很短，黄河途经西部井田的距离约9.9km，河底高度为+651m+665m，流往从北向南的吴堡水文站，1976年资料年平均流量9588m³/s，最大流量20015m³/s。1.2.2 气候本井田处于大陆性季风气候，井田位于黄土高原之上，处于半干旱并暖温性地区，所以气温差异较大而且四个季节明确显现，夏季雨量集中有时会出现洪水造成的危害，并且冬季与春季刮西北风多于下雨下雪，气温在一年中平均为85°C，1月份最低平均为-75°C极值为-237°C，7月份最高平均为230°C，极值为36.5°C。柳林县常年平均年降水量为4800mm，在7月份时降雨量最大为1200mm，在1月份时最小降雨量为50mm，一天降水量最大在1976年5月中为1820mm，到6月时蒸发值是最强的，平均值为185mm，在79月是雨水下降最多的月份。1.2.3 采煤技巧采煤技巧运用综合抽采，先进行3号煤层的抽采，抽采方法为全部垮落法可以运用顶板来抽采，需要用一次采全高来进行。矿井需要一个综采和三个掘进工作面相比，比例是1：3。矿井在东采区南侧有四个工作面的采空区（20062007年），北侧有2102、2106、2108工作面采空区（20082012年）及2105工作面（开采接近尾声），在井田的西南角有19992005年的采空区，除此外全为实体煤。1.3 矿井地质1.3.1矿井岩性西坡井田地理位置在鄂尔多斯聚煤盆地东及缘河东，沉积煤盆地是由盾地与东翼内带相互交错形成的，在井田里能看出来地层的排序，把所有地层由老到新通过钻孔资料例举出来：（1）奥陶系中统02上下马家沟组02m坐落于井田以东据中阳县苍湾实体测量查看剖面的厚度是370m，可以把厚为133m的下马家沟组02x分成三段，每段底部都有泥灰岩与石灰岩，第三段上部是青灰色的，还有灰岩和泥灰岩，这两种岩性颜色纯正，分别分布在灰岩的中厚部、青灰色灰岩的薄部和泥灰岩的上部。厚为230m的上马家沟组02s，下段颜色也是青灰色的，形状都是角砾形状，分别是泥灰岩和白云灰岩，处于整合接触在上下马家沟组中。峰峰组02f上马家沟组处于融恰接触中，坐落于井田东部与下部，井田穿过12个钻孔，厚为12110m的峰峰组，底部与中下部的岩性是不一样的，峰峰组的底部是可以看到的，底部的岩石是角砾形状的，就是角砾状泥灰岩，而中下部是由石灰岩构成的，石灰岩由两种厚度，一种是在中部是26m，另一种是在下部是16m，也有两种状态，分别是脉状石膏和纤维状石膏，在峰峰组通常能看到深灰色块状物体，也可以看到角砾形状的岩性，还可以在硬石音层的上部看到中厚层状石灰岩。（2）石炭系C本溪组C2b坐落于井田煤层东方的大沟谷中16个钻孔厚度为221321m平均269m，井田内部较薄向深部逐渐变厚，把井田一分为二：下段铁铝岩的厚度为850m，这段井田的底部的形状有两种，一种可呈现出透镜状，另一种可呈现出鸡窝状，在井田中还可看到褐铁矿的钻孔，这些钻孔是团块状黄铁矿构成的。太原组C3t在井田东边的沟谷中有较多含煤地层，沟谷的厚度为70139968m平均90m，整体南厚北薄，这种景观是由K1砂岩持续沉降积累所形成的，岩性有三种，分别为灰白色砂岩、灰黑色泥岩和灰色石灰岩，不过是局部可以开采，K3砂岩底界是本溪组之上。（3）二叠系P山西组P1s厚度为526989m平均715m，井田东方的沟谷中有含煤地层，沟谷的中间是整个谷内最厚的区域，沟谷的南部厚而北部薄，谷内的厚度是连续的，有两种岩性，分别是灰白色、深灰色砂岩和黑灰色泥岩，山西组在太原组之上，由底层K3砂岩持续沉降积累所形成的。 下石盒子组P1x厚度为458126m平均850m，坐落于井田东方沟谷中底部在山西组之上，与地层呈现出整合接触，在粉砂岩中间经常能看到K4砂岩，发育交叉原理的运用使K4砂岩持续沉积，有三种岩性，这三种岩性分别为灰绿色石英砂岩、长石石英砂岩和灰色砂质泥岩，岩性为中间粗细大小的长石石英砂岩的大小粗细都属于中部区域，其中厚度变化是03113m平均55m。上石盒子组P2s本组厚3256788m平均3688m，由底层K6砂岩持续沉降积累所形成的，上石盒子组在下石盒子组的上面，岩性分为三种，分别是灰绿色、紫色砂岩、砂质泥岩和泥岩构成，一共分为三段：a）下段P2s1是由灰绿色砂岩、黄绿色和灰黑色砂质泥岩构成，这三种岩性的厚为7325496m平均1124m；b）中段P2s2是由紫色砂质泥岩、灰绿色砂岩和灰黑色泥岩构成，这三种岩性的厚度为22568968m平均1068m，底部砂岩是上下一致层状长石石英砂岩；c）上段P2s3是由紫色泥岩和砂质泥岩构成，厚为23469879m平均22689m，在上段中经常能看到K7砂岩，岩性分为两种，分别是灰白色和灰绿色长石石英粗砂岩，厚度为20519m平均88m；d）石千峰组P2sh在黄河彼岸，厚度为152695m平均156m，由K8砂岩沉降积累构成，K8砂岩厚为534m平均17m，上石盒子组在本组的下方，岩性是由泥岩、砂岩和紫色长石石英中粗粒厚层状砂岩。 （4）新生界Kw第三系上新统保德组N2b冲沟和下伏地层是不能相互接触的，在井田的下部能看到黄红粘土、橘红色粘土和亚粘土，井田下部可看到夹砂砾层和钙质结核层，上方是紫红和红色的，可看到胶结状砾石，它的磨圆度很好，厚度为050m的豆状锰质结核，在313M层钙质结核层粘土中； 第四系中更新统离石组Q21厚为0133m位于井田内梁垣峁遇山坡上泛滥生长，井田中有淡红、黄红和亚粘土，上部是钙质结核和土壤条带，井中能看到古土壤层和底部砾石层，两个大河谷的山麓是井田的下部，通过垂直才能是黄土高原的壁垒形成陡壁；第四系上更新统马兰组Q3m厚为0365m位于井田的梁垣上，黄土陡壁是由于垂直形成的，在由没有层次的理大孔隙与淡黄色粘土和亚粘土形成矿井岩石层，此层匀称对其；第四系全新统Q4位于湫水河河谷旁，河流冲积层在沟谷中产生，水层出水能力很大，因此形成不一样的砂砾泥质岩，厚度为12m的是砂砾泥质岩的碎屑。1.3.2 井田坐落成型井田的构造方式为向西倾斜的单斜构造，在长时期的历史发展长河中，孕育了新华夏系的断裂，进而在发展史中仰望在煤田东部以外地区，煤田北部地区及南部地区都有了不同程度的扭转，在煤田中正常扭转程度不大，煤田的扭转一般用单斜来构造，在煤田中部地区单斜的构造在历史长河中又一次被刷新，从而形成了扭转程度较大的宽带褶皱，从而形成煤田的可控构造。1.4 煤层赋存及煤质1.4.1 含煤性井田内有16层含煤地层，编号分别为01、02、03、04、05、2、5（4+5）、3下、4上、4、5、5下、6、7、8、9号。厚度为21.60m，含煤地层总厚为175.80m，煤含量为15.8%，可采煤层有01、02、2、5（4+5）、5下、7、8号共7层。1.4.2 可采煤层（1）05号煤层本煤层在所有煤层中是最稳定的，与K砂岩距离为29m，位于山西组中上部，钻孔尖灭可在井田东部找到，是薄中厚煤层其厚度是01.86m，平均值是1.56m，北部比南部厚，北边无线可采，厚度是0.751.86m，平均值是1.31m，煤层的结构共两种，比较单一，分别是顶板和底板，在顶板和底板都可看到泥岩和砂质泥岩，只是有时在顶板中能看到细粉砂岩，并且有时在底板中能看到粉砂岩和厚炭质泥岩，这就是顶板和底板的区别。（2）5（4+5）号煤层本煤层是最重要的，因为本层是可采煤层，5号煤的距离为0.55m，煤厚区间从1.64m到8.13m，平均4.885m，大部分的4号煤和5号煤合并，合并区煤厚区间从4.29m到7.51m平均5.9m，在煤层北部钻孔厚度最大可达8.31m，厚度最小可达4.56m，东部厚而西部薄，东部厚度区间从3m到5.5m。在煤层中还有两个区域，主管低位煤层，煤厚区间从3.72m到6.35m，在井田的东北角可明显的看出分叉，顾名思义合并区比分叉区厚，厚度区间从1.27m到4.38m，平均2.825m，根据此煤层的厚度判断为中厚煤层。规律清晰可见，从东方到西方煤层增厚，在煤层中有夹矸层，此层有5层，厚为0.68m，泥岩是夹矸层的成分，顶板岩性和底板岩性都是砂质泥岩和泥岩构成。1.4.3 煤质（1）煤的物化工艺物理性质：煤视觉效果是黑色与黑褐色的，还可以反光，折射到眼睛里的光有像看到阳光底下的玻璃；有像开着窗户看屋内的光影；有像小孩子用石子将玻璃砸碎的光影，这样的光影像是涓涓细流慢慢渗入眼中。煤的形状也是奇形怪状的有的像贝壳；有点像锯齿；有的像冰雕；有的像巨轮，形成原因是煤的内部出现裂缝是可发育的，但是煤的外部出现裂缝是不可发育的。煤的结构有两种，分别是宽条带状结构和理状结构，而条带状结构最好发育，在煤的结构中看不到均状结构，煤大体是层状构造的，也由块状结构组成。化学和工艺性质a）2号煤层灰分（Ad）：原煤区间从9.27%到37.81%，平均值为23.54%；精煤区间从5.89%到14.75%，平均值为10.32%。全硫（Std）：原煤区间从0.13%到2.15%，平均值为1.14%；精煤区间从0.17%到0.83%，平均值为0.50%。挥发分（Var）：煤层可分为原煤与精煤，其中原煤28.1931.12%，精煤29.2730.38%，原煤的挥发分是受到灰分的影响，略高于精煤的挥发分。其中原煤和精煤挥发分都会随煤层的层位降低从而减小。粘结指数（G）：为82.9112.8，平均97.85%。胶质层厚度（Y）：为1238mm，平均25mm。奥亚膨胀度（b）：为15.5382.5%，平均199%。b）5号煤层灰分（Ad）：原煤为1.53%27.91%，平均值为14.72%；精煤4.3912.97%，平均值为8.68%。全硫（Std）：原煤区间从0.18%到1.73%，平均值为0.955%；精煤区间从0.29%到0.94%，平均值为0.615%。煤的有机硫高加上不容易洗去是精煤全硫比原煤高的原因。挥发分：分煤层挥发分（Var）原煤26.5429.78%，精煤28.6530.67%，原煤的挥发分是受到灰分的影响，比精煤更容易挥发分。原煤与精煤挥发分都是随着煤层层位减小而减小。粘结指数（G）：为90.4103.0，平均96.47%。胶质层厚度（Y）：为1840mm，平均26.2mm。奥亚膨胀度（b）：为2.4357.9%，平均180.15%。（2）工业用途国家标准GB5751-86的煤炭要求，来确定煤类用精煤挥发分的产率为900°C，可以用作分类指标测量测定值和粘结指数。1.5 瓦斯危险性1.5.1 瓦斯情况本井田所有煤层的瓦斯成分主要是CH4，其次是N2、CO2和C2C5，大多样点在CH49095%，少量样点在CH48090%，个别样点在CH47079%，N2<5%，CO2<0.5%，C2C5<0.13%。主要煤层5（4+5）号煤中甲烷气深度随着瓦斯梯度的增加2ml/gr而增加132m。无论在哪一层，钻孔都是一样的，CH4的浓度会随着挖掘深度的增加而增加。1.5.2 煤尘爆炸性当火焰高度为13.5m时该矿有爆炸几率，岩粉用量为38%时可降低煤尘爆炸几率，该矿05号煤尘随时可能爆炸。该矿05号煤层的吸氧量为0.5900cm³/g，为自燃煤层，自燃倾向性等级为4。1.6 矿井开采主斜井：井简方位角247°，倾角21.9°，斜井549m，净断面面积12.7m²；矿井通过带式运输机进行升高。副斜井：面积为186.9m²，斜长835.1m； 井内有双轨，并且装备双滚简绞车，可以承担人员上升与下降、材料设备传输、矸石拉升等辅助拉升工作，井内有台阶还有扶手。回风立井：井筒半径4.2m，深度346.8m，净断面面积35.41m²；井简内装有行人可用梯子间，前期时回风井和简井是矿井安全出口。前期矿井生产能力1.5Mt/a，88万t/a是核定能力，首采区为一采区，首采工作面为2452工作面，通过综采长壁就可采全高，达到产值时布置1个综采工作面与3个综掘工作面，工作面长度为274m5。1.7 矿井通风通常使用中央并列式通风方法，用两台BDK54-6-19防爆对旋轴流式通风机组装回风立井，一使用一备用，还可以配套YBFe315L2-6，380V，2×132kW型矿用隔爆电机使用。第2章 瓦斯涌出量预测2.1 瓦斯基础参数矿井瓦斯储量应是可采煤层瓦斯储量和不可采煤层与围岩瓦斯储量的和。瓦斯资源随着瓦斯储量增多而增多，可用公式算出： 2-1式中：Wk矿井瓦斯储量，Mm³； 2-2式中：W1可采瓦斯储量，；A1i煤层i地质储量，；X1i煤层i瓦斯含量，； 2-3式中：W2总瓦斯储量，Mm³；A2i地质储量，；X2i瓦斯含量，m³/t； 2-4式中：W3围岩瓦斯储量，Mm³；K围岩瓦斯储量系数，取0.1； 2-5式中：W4可抽瓦斯量，Mm³；k瓦斯抽放率，取32；W1瓦斯储量，Mm³；W2瓦斯储量，；4号和5号煤层是可采煤层，05号、3下号、4上和5号是可采煤层的附近层，需要4号、05号煤层、5号、3下号、4上号及5号煤层与围岩的瓦斯储量。没有储量资料的煤层有05号、3下号、4上号及5号，这些煤层可以大概计算两侧的瓦斯储量。可知西坡煤业公司瓦斯总储量为2901.71Mm³，可开发瓦斯量为853.95Mm³，矿井瓦斯总储量较大。5号煤层的实测参数：衰弱钻孔瓦斯百米流量为0.0180.022d（-1），可透气煤层为0.150.25m²/MPa2d 。可知该煤层属于可以抽放煤层，但由于西坡煤业公司可透气煤层是按照煤层瓦斯衰弱钻孔瓦斯流量测定，因此有偏差，有更好数据可从新改写3。2.2 预测瓦斯涌出量（1）预测瓦斯涌出量的方法治理与预防矿井瓦斯危害的其中一个重要原因是正确的预测出瓦斯涌出量，并且可以为工作面的布防、井下瓦斯抽放设计和管制通风等提供基础的根据。瓦斯预测涌出量的方法：瓦斯预测涌出量的方法是矿山统计法，首先，根据勘查生产矿井的阶段，了解瓦斯地质资料就可以准确的把瓦斯地质单元区分出来；其次，运用已知数据分析瓦斯涌出量阶梯，通过不同瓦斯单元的地质；最后对未采区、采区工作面预算。分源预测法，通过涌出规律找到起始地，与瓦斯开采技术条件相结合，来进行瓦斯涌出量的计算，这种方式适用于预测数目正常，所形成的所有回采工作面瓦斯涌出量的准确预测。因此，矿井瓦斯涌出量的基础资料就可以通过矿井通风设计来获得，可以减小矿井瓦斯涌出量不平均，并正确确定高、低瓦斯矿井与煤层的正常抽采。矿山统计法应该在回采工作面的煤层赋存条件、地质条件、开采方式与样本工作面神似，要不然很难确保预测的正确率。矿井虚拟与现实中工作面的开采时间和进度等多个区域有很多不同，以至于相对瓦斯涌出量与上覆基岩厚度不能很好的融合，而且分源预测法能很好的解决这样的问题，并能确定每个涌出地所占的比重和预测每个时期的瓦斯涌出量。（2）影响瓦斯涌出量因素如何开采；变换气压；进行通风；煤层瓦斯储量；限制采空区；如何生产；开发范围；采煤工序与顶板优化。（3）回采工作面瓦斯涌出量预测开采层涌出量通过分源预测法，计算开采层： 2-6式中：q1开采层涌出量，；k1围岩涌出系数，取1.5；k2丢煤涌出系数，取1.055；k3巷道预排瓦斯对煤体涌出系数，取=（L-2h）/L=0.8；L回采工作面长度，取150；h巷道预排等值宽度，取15；m开采层厚度，取3.5；M工作面采高；Wo1开采煤层原始瓦斯含量，一采区取6.3m³/t，二采区取7.75m³/t；Wt开采煤层残存瓦斯含量，一采区取1.82m³/t，二采区取2. 1m³/t。开采5（4+5）号煤层时，一采区及二采区回采工作面瓦斯涌出量分别为5.67m³/t及7.15m³/t。邻近层涌出量邻近层算式： 2-7式中：q2邻近层涌出量，；mi第i邻近层煤厚，；M开采厚度，取3.5m；We1 第1邻近层原始含量，一采区取6.3m³/t，二采区取7.75m³/t；Wu1第1邻近层残存含量，一采区取1.82m³/t，二采区取2. 1m³/t；1第1邻近层受采动影响的排放率。充分了解1、3下、5号煤层信息，对5 （4+5）号层进行实测，通过对瓦斯涌出量预测前三个煤层瓦斯含量和残存量，和5（4+5）号取相同数值，04号用实测值来计算。因此1号煤层回采时，一、二采工作面临近层相对瓦斯涌出量分别为3.35m³/t及3.74m³/t。除上述主要煤层外， 还有其他些较薄或距离很远的煤层，因为涌出量少不介入计算。工作面的相对瓦斯涌出量为：q一采区=q开+q临=5.67+3.35=9.02m3/t；q二采区=q开+q临=7.15+3.74=10.89m3/t；矿井正式回采时，一采区和二采区涌出量预测为9.02m³/t 及10.89m³/t。矿井回采设计开采强度为3837t/d，一、二采区涌出量为21.02m³/min 及25.36m ³/min2。2.3 瓦斯起源分析一、二采区回采工作面瓦斯涌出大多数是开采层，少部分是邻近层，其中开采层瓦斯涌出占0.71，邻近层瓦斯涌出占0.298。第3章 瓦斯抽采方法3.1 确定抽采方法对瓦斯抽采进行分析，回采工作面设计风量可以满足回采风排瓦斯要求。其主要问题为受通风方式影响，回采工作面上瓦斯控制难度较大。因此，本次设计只考虑回采工作面上瓦斯抽采。治理瓦斯的措施有高、低位裂隙钻孔、高抽巷、采空区埋管和插管等方法。通过选择原则了解到抽采方法，与煤业煤层赋存、瓦斯来源等特点相融合，斟酌到工作面需要的抽采量，提议比较在理的抽采方法。抽采方法技术、经济对比，见表3-1、表3-2。表3-1 抽采方法技术对比表方案方案一：高抽巷抽采方案二：高位钻孔抽采方案三：采空区插管优点抽采量大，抽采量稳定；管理方便；管路敷设距离短。在工作面回风顺槽直接施工钻场进行打孔；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；管理方便。不受工作面接续影响；无需施工巷道，资金投入小。缺点需施工岩石巷道，施工成本高，施工周期长；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。打孔成本高，施工周期长；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；钻孔布置在煤层中，钻孔有效长度短。需经常在上隅角附近插管，并根据抽采效果及瓦斯涌出情况调整抽采参数，管理不便；抽采管路需要进行回撤。续表3-1 抽采方法技术对比表缺点需施工岩石巷道，施工成本高，施工周期长；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。打孔成本高，施工周期长；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；钻孔布置在煤层中，钻孔有效长度短。需经常在上隅角附近插管，并根据抽采效果及瓦斯涌出情况调整抽采参数，管理不便；抽采管路需要进行回撤。建议不采取不采取应用 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-860进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工860钻孔施工-煤柱损失-方案二：高位钻孔抽采埋管-190进行专项技术研究，根据成果确定巷道施工35钻孔施工155煤柱损失-方案三：采空区插管抽采插管8888应用巷道施工-钻孔施工-煤柱损失-注：以上费用为各抽采方法主要工程、材料投入，未包括管路安装等费用1。3.2 采空区抽采3.2.1 密闭抽采法是常见方法，抽出瓦斯浓度达到的区间从24%到51%，灌注砂与泥浆等材料，一定要建成不透风的墙，厚为1.5米。继续用抽采管透过密闭墙，进入10米以上的采空区进行抽采。减少与空气接触，不让墙面透气，并且对气体成分、浓度、抽采负压实时管控，让采空区浮煤在往常情况中，减少浮煤自燃的可能。3.2.2钻孔抽采法煤层中存在顶板，它是由易破碎的岩石构成，采空区瓦斯在顶板上也可寻到，但是不容易进行钻孔，可以采用从下至上开采的方法从而步入稳定的岩层；把斜巷的尾部当做钻场对待，逆向打孔，为了与煤层保持平行的钻孔，孔径为92mm102mm，孔长需要实测，大概是102，当孔口处在负压状态时，抽采效果好。3.2.3 双埋管抽采法 在距离为31m时将管路放入采空区，紧接着埋入另一个管路；此方法操作简单，不好的是消耗较大。3.2.4 气动阀控制抽采法所有管口的气动阀门均可通过远程控制修改。只需要远程操作，不用每天去施工现场手动控制，如果每天都去施工现场，那么将浪费许多人力物力，由此可见这是最省钱的方法，因为我们只是需要质量好价格略高而且施工工艺棒的气动阀门就能解决，而且还能面对不同情况来进行实时调整，方便简洁。3.2.5 冒落拱打钻抽采法保护层开采和钻孔抽采邻近层卸压，两者都可以一起钻到冒落拱上方，进行有效从邻近层与煤层分层中的瓦斯处于冒落带里。直接应在顶上方510m处，孔与孔之间的距离应为10m20m，瓦斯浓度为28%时进行抽采钻孔，瓦斯浓度到46%时，封孔比开采层厚度大了好几倍。3.3 特殊瓦斯抽采3.3.1瓦斯含量高煤层群采用钻孔预抽开采层、抽采卸压邻近层和抽采采空区瓦斯，钻孔方法是预抽煤层瓦斯技术6，钻孔的施工要需用距离30m50m的工作面回风巷，这样方便利用瓦斯，对于瓦斯的管理也更加方便。需用了解开采层采动和煤层卸压的变量，卸压过程中需仔细检查，查看是否有安装不良好区域，从而进行预判。3.3.2 钻孔抽采顶板和底板巷道里铺排钻场，孔间距正确与否要比对抽采半径，28m施一次工，穿透煤厚的穿层钻孔的预抽时间为125天，抽采浓度一般为50%，单孔纯量为0.21m³/min，穿层钻孔超过195m的距离可达工作面。3.4 抽采系统井下移动抽采系统解决一采区工作面瓦斯问题，应在回风和轨道大巷周围联络站内。3.5 检修仪器孔板流量计、U型水柱计、瓦斯浓度检定器和高负压取样器等。第4章 抽采管路阻力计算4.1 管路摩擦阻力计算摩擦阻力算式： 4-1式中：H阻力损失，Pa；L管路长度,；Q瓦斯流量，m/h；D管道内径，；K管径系数，见表4-1；V气体体积，见表4-2；表4-1 不同管径的系数k值通称管径mm152025324050K值0.460.470.480.490.500.52通称管径mm7080100125150180以上K值0.550.570.620.670.700.71管径均大于150mm，所以管径系数取k=0.7。表4-2 在0及10的5次方Pa气压时的v值瓦斯浓度013323456010.9960.9910.9870.9820.9780.973续表4-2 在0及10的5次方Pa气压时的v值100.9550.9610.9470.9420.9380.9330.929200.9110.9060.9020.8980.8930.8890.881300.8660.8620.8570.8530.8480.8440.840400.8220.8170.8130.8080.8400.7990.795500.7770.7730.7560.7640.7590.7550.750600.7330.7280.7240.7190.7150.7100.706700.6880.6840.3790.6750.6700.6660.661800.6140.6390.6350.6300.6260.6210.617900.5990.5950.5900.5860.5810.5770.5721000.554-4.2 管路摩擦主要阻力损失计算表4-3 管路摩擦主要阻力损失巷道段编直管路长度（m）管内瓦斯流量（m³/h）管内瓦斯流量的平方（m³/h）²管道内径（cm）管道内瓦斯的平均浓度（%）所在瓦斯浓度下的v值管路摩擦阻损失（Pa）122005516315394564546.00.795380.472315005616315394564546.00.7952853.53423047762281017642.545.20.799423.24453039361549209637.542.70.84073.7562303090954810035400.80847367302250506250030400.82271.93782301500225000025400.822609.8893075056250017.5400.822118.3310135084070660017.5500.7776313.2411135084070660017.5500.7776313.2512180084070660017.5500.7778417.6续表4-3 管路摩擦主要阻力损失613180084070660017.5500.7778417.671496075056250017.5400.8223786.2815175075056250017.5400.8226901.991680075056250017.5400.8223155.1总和：48308.74。 局部阻力是摩擦阻力的9%21%来计算，主管管径如果小，取上限值，反之取下限值。 局部摩擦阻力（Pa）计算如下：表4-4 计算局部摩擦阻力12233445566731057.142863.511.17110.8947表4-5 计算局部摩擦阻力411512613714815916总和