邓家庄矿井下移动抽采系统研究.docx

本科论文摘 要邓家庄煤矿邓家庄矿井坐落于柳林县孟门镇，煤矿瓦斯抽采的前身是瓦斯抽放通过一系列的更新与演变总结出的处理矿井瓦斯的方法，该方法能在确保安全生产的同时，减少矿井瓦斯的排放量，保证生产安全。由矿井概况和瓦斯的排放量的计算研究设计出高能有效的移动抽采系统。随着瓦斯抽采系统的深入研究，进一步的控制了瓦斯的涌出量以及煤层中的瓦斯含量，使矿井的安全系数达到了标准，从某种意义上讲既满足了能源可持续利用，同时对自然环境的破坏程度降到了可接受的地步，在某种程度上也可以满足市场对煤炭的需求以及企业的生存。本论文主要对邓家庄矿井下瓦斯的抽采系统进行研究，包括瓦斯涌出量，抽采量以及瓦斯抽采的选泵选型等。移动抽采系统设计完毕后，根据实地的勘测以及理论知识进行邓家庄矿井下瓦斯的抽采与评价。评价的主要方面有开采时工作面的瓦斯可降解程度、瓦斯抽采效果评价（包含矿井整体的瓦斯抽采程度以及回采工作面掘进工作面抽采程度，目前掘进工作面暂不考虑）、回采工作面中瓦斯排放程度（瓦斯的风排量）。 关键词：瓦斯涌出量；瓦斯预测法；抽采方法选择；抽采效果；瓦斯利用 AbstractIt is coal company is located in SHA Province. It is approved to mine No.4 and No.15 coal mines with a unit yield of 0.90mt/a.Reduce the amount of gas emission and ensure the safety of production，the predecessor of coal mine gas drainage is the method of dealing with coal mine gas summarized by a series of renewal and evolution of gas drainage. Based on the general situation of the mine and the calculation of the gas emission，a high-energy and effective mobile extraction system is designed. To some extent，it can also meet the market demand for coal and enterprises To survive. This paper mainly studies the gas drainage system in dengjiazhuang mine， including gas emission，gas drainage and gas extraction pump selection.After the concrete drainage design improvement scheme，according to the drainage system，and combined with the actual gas drainage theory，the paper forecasts，and evaluates the effect of the gas drainage design scheme for the rainy gas drainage. The main evaluation indexes in front of the coal mining work can absorb the dissolved gas， the gas extraction rate (Including the gas drainage rate of the whole mine and the gas drainage rate in mining coal seam)，Gas emission level in the mining face (gas discharge).Key Words：Gas quantity；Dividing source prediction method；Gas methods目 录第1章 矿井概况11.1 位置与交通11.2. 地形地貌及河流11.3 井田基本构造形态11.4 煤层赋存及煤质21.4.1 煤层赋存21.4.2 煤质41.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃41.6 矿井开拓与开采41.6.1 开拓与开采方式41.6.2 采煤方法41.7 矿井通风5第2章 矿井瓦斯涌出量预测62.1 矿井瓦斯涌出量预测62.1.1 煤层瓦斯基础参数62.1.2 瓦斯涌出量预测6第3章瓦斯抽采量计算113.1 瓦斯抽采方法的选择113.1.1 瓦斯抽采方法的确定113.1.2采空区瓦斯抽采方法的确定113.2 瓦斯抽采效果预计12第4章 抽采管路系统布置及选型154.1 抽采管路布置及选型154.1.1 瓦斯管路抽采系统敷设要求154.1.2 瓦斯抽采管径选择15第5章 瓦斯抽采泵选型175.1 抽采泵流量计算175.2 瓦斯抽采泵的压力计算175.2.1 瓦斯泵的真空度计算195.3 瓦斯抽采泵的选型19第6章 结论22参考文献23致 谢24附录一 中文译文25附录二 外文原文第1章 矿井概况1.1 位置与交通邓家庄矿井坐落于柳林县孟门镇，离县城大约20公里。是山西省明盛集团建成的具有现代化生产体系以及设备的现代煤矿，是山西省二级安全标准化矿井。该煤矿位于山西省孟门镇，交通十分便利，便于煤的运输。1.2 地形地貌及河流该地区属于吕梁山系统，这是一个典型的黄土高原地形，具有强烈的地表切口，该地形呈西部较高，东部较低。该煤矿的最高点标高为+1011.0m，位于井巧以东，标高+635.0m，高差为376.0m，煤矿位于山脉之间。如图1-1所示。图1-1 矿井位置示意图1.3 井田基本构造形态井田内地走势由南向北，经实地勘测为单斜构造9，略倾向西，倾角约为3到4度，该组平均厚度为86.00m。1.4 煤层赋存及煤质1.4.1 煤层赋存（1）基本概况含有1#至15#煤层，该每层厚度约为8.5m，含煤量约为10%左右，为中等，邓家庄矿井含有两层可稳定开采的煤层，其余煤层结构不稳定开采难度大，可采煤层厚度约为7.3m。邓家庄煤矿组地层厚度265.77m，含1#至15#煤层，含煤量在2%左右，煤层厚度4.7m，4#、5#煤层为可稳定开采的煤层，这两部分煤层在井田的大部地区合并为一层，其余煤层均不可采，4#、5#含煤系数总计为1.25%，煤层平均厚度4.93m。进行储存量机计算的煤层选用5#煤层，5#煤层地质资源量为60.34t，矿井地质资源量与设计可采存储量分别为45.372Mt、30.432Mt。经检测邓家庄矿井生产能力为1.0Mt/a，总服务年限22.4a，一采区服务年限18.4a，二采区服务年限4a。且邓家庄煤矿地势优越，煤层含煤量高，便于开采。（2）含煤性现将井田含煤地层分为一组二组，对井田含煤性的做出如下叙述：一组：本组共有3层煤上下均匀分布，1号、2号、3号，3号煤层结构不稳定且开采难度小，其余两煤层开采难度大地质不稳定，3号煤层平均厚度为1.50m，本组煤层厚度平均43.09m。1号煤层南部含煤量较大，结构不稳定开采难度大，煤层厚度为0-0.53m，平均厚度为0.25m；2号煤层南部含煤量较大，结构不稳定开采难度大。煤层厚度为0-1.30m。平均厚度为0.43；3号煤层位于矿区的南部含煤呈均匀分布，结构不稳定开采难度较1层2层相对简单。煤层厚度0-1.05m，平均厚度0.62m，该煤层总体为不可开采煤层。二组：本组共有8个煤层，平均分布，命名为5号、6号、7号、8号、9号、10号、12号、13号，该组煤层9、10、12号煤层稳定含煤量多，其余煤层含煤量少状态不稳定，8个煤层平均厚度109.30m，每个煤层平均厚5.64m，5号煤层含煤量少，不可采或少量可采，煤层厚度1.38m，平均厚度0.49m，开采困难；6号煤层井田南部少量含煤，结构不稳定，煤层厚度0-1.63m，平均厚度0.55m，开采困难；7号煤层井田南部少量含煤，结构不稳定，煤层厚度0-0.49m，平均厚度0.32m，开采困难；8号煤层井田南部少量含煤，结构不稳定，煤层厚度0-0.80m，平均厚度0.42m，开采困难；9号煤层井田南部少量含煤，结构稳定，煤层厚度0.73-0.92m，平均厚度0.85m，开采简单；10号煤层井田南部少量含煤，结构稳定，煤层厚度1.01-3.88m，平均厚度2.21m，开采简单；11号煤层井田南部赋存，为稳定可采，煤层厚度1.11m-2.12m，平均厚度2.21m，开采困难。此煤层总体为不可开采煤层两组煤层特征表具体如表1-1、1-2所示。煤层编号煤层厚度距下层煤平均距离稳定性可采性10.00-0.530.2515.78不稳定零星可采20.00-1.300.438.69不稳定零星可采30.00-1.050.6238.07不稳定局部可采50.00-1.380.494.66不稳定不可采60.00-1.630.5520.52不稳定不可采70.00-0.490.3217.88不稳定不可采表1-1 井田内各煤层特征表时代煤层煤层厚度(m)最小-最大平均层间距(m) 结构稳定性可采性顶底板岩性顶板底板P1s30-1.070.6795.10-110.50100.11简单不稳定赋存区局部可采粉砂岩泥岩泥岩C3t90.78-0.900.83简单稳定赋存区可采泥岩泥岩0-1.350.5010(9+10)1.05-3.962.20简单-复杂稳定赋存区可采砂质泥岩泥岩泥岩12.15-18.2013.9113 1.10-2.151.45简单-复杂稳定赋存区可采砂质泥岩泥岩泥岩表1-2 井田内各煤层特征表续表1-2 井田内各煤层特征表80.00-0.800.4220.27不稳定不可采90.73-0.920.853.56稳定可采121.10-3.882.2115.38稳定可采131.11-2.122.21稳定可采1.4.2 煤质煤类主要有两大类为烟煤、褐煤。烟煤中的原煤灰分为22.32%，褐煤的原煤灰分为24.61%，烟煤高位发热量24.66MJ/kg，烟煤水分5.28%，褐煤高位发热量23.68MJ/kg，烟煤硫分为0.95%，褐煤硫分为1.48%。矿井中还含有极其少量的无烟煤，高位发热量23.21MJ/kg。1.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃邓家庄矿井中瓦斯涌出量经计算其最大值为每分钟涌出44.32m³瓦斯，相比之下矿井在绝对情况下每分钟涌出18.33m³瓦斯。回采工作面为每分中涌出16.59m³瓦斯，采空区瓦斯涌出量相比回采工作面瓦斯涌出量两者大致相似为每分钟涌出16.29m³的瓦斯。掘进面瓦斯涌出量暂不考虑。1.6 矿井开拓与开采1.6.1 开拓与开采方式根据现场勘测与检测，早期在井田广泛采用的开拓性方法是主斜井副立井。重新设计使早期的三个井筒达到效果最大化，三个井筒分别是主斜井，副立井和凹风立井。当前，在第二采区域中形成有包括四个井筒的回风立井，四个井筒均匀分布在二采区。主倾斜轴主要负责煤炭的维护运输，必要时当矿井的主进气口失灵时该轴为辅助进气口以及矿井的安全出口，并且副立井配有标准灌笼。1.6.2 采煤方法（1）主矿区和井中的矿井路数分为两个矿区，并且从第5号煤层开始将开采侧直接布置回采工作面。共有三条车道：轨道向下运输，皮带向下运输，回风向下运输，道路间距是36m。（2）回采工作面巷道布置回采采矿面倾向布置并向前发展。工作面采标的目的是采用后退式，而采矿区则是逐步开采。采煤面的前进方向沿煤层走向，共有四个采煤路分别为煤炭经进风顺槽进入进风配巷。煤炭经回风顺槽进入回风配巷。1.7 矿井通风邓家庄煤矿采用机械中心平行通风方式进行通风。在早期阶段，该矿使用两个井筒（一个主轴一个副轴）引入空气并将空气返回至该井，当前第二矿区新增一井筒全矿区井筒同时工作。矿井绝对情况下每分钟涌出44.32m³瓦斯，矿井相对情况下每分钟涌出18.33m³瓦斯。回采面每分钟涌出16.59m³瓦斯，采空区每分钟涌出16.29m³瓦斯。矿井通风贯彻整个系统。第2章 矿井瓦斯涌出量预测2.1 矿井瓦斯涌出量预测煤层瓦斯含量在瓦斯涌出量预测部分起着重要的作用，单位是m³/ t。 当计算瓦斯涌出量与矿井中的瓦斯含量时，煤层瓦斯含量起着不可或缺的作用，是瓦斯危险程度大小的体现和瓦斯危险因子众多参数之一。2.1.1 煤层瓦斯基础参数表2-1 煤层井下瓦斯含量结果测 定 地 点工业分析埋深(m)原煤瓦斯含量(m³/t)水分（%）灰分（%）挥发分（%）邓家庄煤矿10号回风顺槽200m0.1514.7018.921052.56运输顺槽300m1.0611.0518.031653.0211号回风顺槽掘进头0.2315.6917.541492.98轨道大巷掘进头0.4819.5420.561783.15 2.1.2 瓦斯涌出量预测（1）矿井中瓦斯涌出量决定因素：矿井中瓦斯涌出量包含自然因素（环境等）以及个人因素（人为）。矿井中瓦斯的存在地矿井中瓦斯涌出量的大小取决于煤层中瓦斯含量的多少，另一部分为矿井的其他部分瓦斯含量（围岩等），瓦斯涌出量随着煤层中瓦斯含量的多少发生变化，关系成正比，即矿井的瓦斯涌出量受煤层中瓦斯含量的影响。开采深度、规模矿井中瓦斯涌出量将随着煤矿开采时达到的深度成正比，瓦斯排放量也会随之增加。当矿井的开采规模逐渐增大时，矿井中瓦斯含量会逐渐增大，假设煤矿通过改进煤矿技术和增加工作面的单位产量来增加产量，那么绝对瓦斯排放量就会大大增加。随着开采速度的降低，相邻地层和开采的煤中的残留气体量减少。假设矿山仅通过增加采矿规模来增加产量，则矿井的瓦斯涌出量很大可能随之增加。开采过程所产生的瓦斯在矿井的开采过程中，开采第一层煤层所产生斯并不局限于本层煤层的邻近层的瓦斯会涌入本煤层造成瓦斯含量增大，所以一般情况下开采首层煤层时瓦斯涌出量会比预估值大。采煤方法的效率达到预期以上的效果时，瓦斯涌出量会增加，其原因在于开采时绝大多数的瓦斯会经过巷道，造成瓦斯含量的增大。（2）矿井瓦斯涌出量预测方式及方法：在国内外的瓦斯涌出量研究中，瓦斯涌出量的研究方式分为两种。一种是基于数学统计的采矿统计方法，另一种是基于煤层瓦斯含量作为基本参数的气源预测方法。统计预测方法是一种常规的预测方法，可以根据气体排放统计规则对预测区域内的气体排放进行估算，并且只有在地质条件和开采方法相似时才可以使用。否则难以保证预测的准确性。挖掘统计方法有很大的使用局限性，难以保证预测结果的可靠性。邓家庄矿井下瓦斯涌出量分为采空区、邻近层等使用分源预测方法来预测邓家庄的大多数煤矿的矿井瓦斯涌出量的大小。分源预测法的原理是：通过计算井下各各个煤层瓦斯涌出量，求出矿井的瓦斯涌出量或者每一部分的瓦斯涌出量，分不同的瓦斯来源来进行计算包括采空区抽采、邻近层抽采等，将计算出的各个层面的瓦斯涌出量进行整理，最后得出预测采区和矿井瓦斯涌出量。如图2-1所示。汇：矿井瓦斯涌出生产采区瓦斯涌出源：已采采区采空区瓦斯涌出回采工作面瓦斯涌出掘进工作面瓦斯涌出源：生产采区采空区瓦斯涌出源：开采层瓦斯涌出源：邻近层瓦斯涌出源：煤壁瓦斯涌出源：落煤瓦斯涌出图2-1 矿井瓦斯涌出源示意图（3）回采工作面瓦斯涌出量预测矿井总瓦斯涌出量计算公式。 2-1式中 q回回采工作面相对瓦斯涌出量，m³/t； q1开采层相对瓦斯涌出量，m³/t； q2邻近层相对瓦斯涌出量，m³/t。（4）开采层瓦斯涌出量计算 2-2式中 q1开采层相对瓦斯涌出量，m³/t；Ka围岩瓦斯涌出系数；K1选取1.3；Kb工作面丢煤瓦斯涌出系数，一般为回采率的倒数，12工作面取 Kb=1.08，13工作面取 Kb=1.08；Kc煤体瓦斯涌出影响系数，一般采用长壁后退式，L回采工作面长度，12L取200m，13号煤层L取130m，h巷道瓦斯预排等值宽度，取h为14.2m。m开采层厚度，m； M工作面采高，m； Wd煤层瓦斯含量，m³/t； We井外煤的剩余瓦斯含量，m³/t； 表2-1 开采层瓦斯涌出量计算统计表煤层KaKbKc瓦斯含量（m³/t）残存量（m³/t）相对涌出量（m³/t）101.31.080.863.021.641.67111.31.080.783.151.821.46（5）工作面回采时邻近层瓦斯涌出量 邻近层的瓦斯涌出量按下式计算 2-3式中：q2邻近层瓦斯涌出量，m³/t； m第个邻近层煤层厚度，m； M工作面采高，m； 第个临近层瓦斯排放率，%；Wo第个临近煤层原始瓦斯含量，m³/t； Wc煤层残存瓦斯含量，m³/t；邻近层的瓦斯排放率与层间距的关系如图2-2所示。图2-2 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线进行12号煤层开采时各个邻近层均可向该层涌入瓦斯详细可涌入的煤层数据见下表，13号煤层开采时各个邻近层可涌入的瓦斯详细数据见下表；下表中各个数据均进行实地勘测调查取值，详见表2-2、2-3。表2-2 12号煤层邻近层瓦斯涌出量煤 层名 称煤 厚采厚瓦 斯含 量残存瓦斯含 量距10号煤层的距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备 注mmm³/tm³/tm%m³/t50.513.021.6463.80100.03上邻近层60.623.021.6458.60200.0870.313.021.6438.00300.0680.443.021.6420.27400.1190.833.021.643.56600.21112.202.203.021.64开采层131.453.151.8213.87500.24下邻近层合计0.83表2-3 13号煤层邻近层瓦斯涌出量煤 层名 称煤 厚采厚瓦 斯含 量残存瓦斯含 量距11号煤层的距离瓦斯排放率相对瓦斯涌出量备 注mmm³/tm³/tm%m³/t50.513.021.6477.67100.05上邻近层60.623.021.6472.47200.1270.313.021.6451.87300.0980.443.021.6434.14400.1790.833.021.6417.43600.47122.203.021.6413.87100.21131.451.453.151.82开采层合计1.11 表2-4 回采工作面瓦斯涌出预测结果表回 采工作面瓦斯含量（m³/t）日产量(t/d)瓦斯涌出量开采层（m³/t）邻近层（m³/t）合 计（m³/t）（m³/min）123.0225901.670.832.504.49133.158631.461.112.571.54第3章 瓦斯抽采量计算3.1 瓦斯抽采方法的选择选择和确定各瓦斯源的抽采方法时，必须综合分析各方面因素10，如煤层地质概况、煤层瓦斯含量以及散布去向，在措施抉择时应该根据一些根本准则：首先决定是否进行抽采巷开始瓦斯抽采，同时所采用的抽采方法能适宜煤层地质条件许可和开采方法的需求；方法的选择不应过于繁琐，便于后期处理，应降低投入成本，为煤层的开采过程打下经济基础。3.1.1 瓦斯抽采方法的确定表3-1 抽采方法的选择类别抽采方式理由备注开采层抽采回采面开采层预抽瓦斯含量大在运输回风顺槽内施工邻近层抽采高抽巷抽采瓦斯涌出量较大在煤层顶板内，回风顺槽内布置巷道采空区抽采老采空区封闭抽采新采空区埋管抽采瓦斯涌出量较大密闭插管抽采回风顺槽埋管抽采3.1.2采空区瓦斯抽采方法的确定 （1）旧采空区瓦斯抽采邓家庄煤业旧采空区的瓦斯涌出量达到一定量，采用抽采方法进行抽采，在采区关闭时在封闭墙上方插管进行全关闭抽采。普通情况下密闭墙使用料石（或建筑砖）和混凝土修建。对于密闭墙的密封性要求较高，由黄土来填充两端密闭墙之间的缝隙。所建的密闭墙必须有一定的要求：所有的密闭墙总厚度为 2.5m，围墙用配好的混凝土加钢筋进行搭建，在进行砌筑时要保证墙体的密闭性以及缝隙达到标准。混凝土要充分搅拌，将其中空气排出。密闭墙四周为保证煤矿抽采充分设置挂网喷浆。为防止采空区水量达到一定值后应采取排水措施设置排水管路。根据瓦斯密度比空气小的性质将抽采管路布置在上方，便于抽采，在排出口可设置瓦斯的能源可利用装置。为方便数据测量在外排口设置检测装置（浓度检测以及压力检测等）。抽采方法，详见图3-1。图3-1 旧采空区瓦斯抽采示意图（2）新采空区瓦斯抽采新采空区瓦斯抽采时，当顶板密闭性能减弱时，瓦斯通过空气进入工作面形成瓦斯伤害（爆炸），新采空区涌出瓦斯浓度较高，使回采工作进行延期。由相关资料可知，新采空区采取埋管法进行瓦斯抽采。原理如图3-2。图3-2 新采空区瓦斯抽采示意图3.2 瓦斯抽采效果预计（1）采空区抽采量预计通过上文瓦斯涌出的计算可知，瓦斯涌出量为两区之和，新采空区为每分钟涌出6.33m³瓦斯，每分钟可抽采1.28m³瓦斯。旧采空区为每分钟涌出 26.19m³瓦斯，旧采空区每分钟抽采6.56m³的瓦斯即瓦斯总涌出量1.28+6.56=7.84m³/min。（2）瓦斯抽采量公式为： 3-1式中：Qa 矿井设计年抽采瓦斯量，Mm³/a；Qd 矿井设计日抽采瓦斯量（根据矿井的具体情况确定）；N矿井设计年工作日数，d。矿井实际年抽采瓦斯量为：Qa=7.84×1440×365/1000000=4.12Mm³/a。（3）工作面瓦斯抽采率工作面瓦斯抽采率是指工作面瓦斯抽采量占工作面瓦斯总涌出量的百分比，计算公式： 3-2式中： 工作面瓦斯抽采率，%； qc工作面瓦斯抽采量，m³/min； qf工作面风排瓦斯量，m³/min。回采工作面为每分钟大约涌出16.59m³的瓦斯，回采面为每分钟涌出7.84m³的瓦斯，回采面瓦斯抽采率约为47%左右。（4）回采工作面配风量邓家庄矿井回采工作面每分钟涌出16.59m³的瓦斯，每分钟抽采1.20 m³的瓦斯，则回采工作面每分钟排放约2.10m³的瓦斯。回采工作面最大需风量可按式3-3计算： 3-3式中：Qa回采工作面风排瓦斯所需风量，m³/min； Q回采工作面风排瓦斯量，m³/min；K瓦斯涌出不均衡系数，回采工作面取1.3； C按照山西省采掘煤矿工作面瓦斯浓度管理规定，%，C0.8。经计算回采工作面最大需风量约每分钟340 m³空气，实际配风量在回采工作面风排瓦斯标准内。第4章 抽采管路系统布置及选型4.1 抽采管路布置及选型在进行瓦斯抽采系统设计时，要准确仔细，要根据矿井概况等相关材料进行整合，不仅要注意矿井开采地的位置，还要依据矿井各巷道的分布以及各巷道的应用职能。管路安置成功之后必须完成铺设，在铺设过程中要对从属部分进行正确的选型和安置。4.1.1 瓦斯管路抽采系统敷设要求设计采用负压抽采系统，邓家庄煤矿抽采瓦斯管网敷设路线为：图4.1 负压抽采系统管路铺设图4.1.2 瓦斯抽采管径选择瓦斯抽采管径的选择过程尤为重要，若选择错误将影响整个矿井的瓦斯抽采。抽采管径的大小是抽采系统的核心部分，在选取管径时还要考虑到抽采泵的运行能力。负压段管路为管口至抽采泵，以下文中将全部用负压段管路代替不做特殊说明，正压段管路为抽采泵至排放口，以下文中不做特殊说明。计算式为： 4-1式中：D瓦斯管内径，m；Q管内瓦斯流量大小，m³/min；V瓦斯在管内平均流速，一般V=512m/s。依据对邓家庄煤矿瓦斯抽采预计结果，按上方公式计算并有余量。邓家庄煤业瓦斯抽采管路管径选择，见表4-1。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）材质主管20.6217 1.21469 587 6308焊缝钢管（1.0Mpa）干管20.6218 1.21379 568 6308焊缝钢管（1.0Mpa）支管（邻近层）12.8026-499 340 3776焊缝钢管（1.0Mpa）支管（老采空区）6.5515-449 232 3776焊缝钢管（1.0Mpa）支管（现采空区）1.276-219 223 2734焊缝钢管（1.0Mpa）第5章 瓦斯抽采泵选型5.1 抽采泵流量计算标准状态下抽采泵流量的计算应满足下方计算式见式5-1。 5-1式中：Q泵标准状态下抽采泵的一定流量，m³/min； QZ矿井瓦斯抽采总量（纯量），m³/min； x抽采管口（入口）的瓦斯浓度，%；K富余系数，取1.21.8；瓦斯抽采泵的机械效率。标准状态下的抽采泵流量计算结果见表5-1。表5-1 低负压系统抽采泵流量计算表设计抽采量（m³/min）抽采浓度（%）机械效率（%）富余系数（）抽采泵设计流量（m³/min）20.6217.00802.03035.2 瓦斯抽采泵的压力计算瓦斯抽采泵的压力来源是钻孔处与出孔处，在抽采过程中管道阻力以及抽采设备，再到排放出这一阶段所有的阻力值之和。 5-2式中：H泵瓦斯抽采压力，Pa；H总抽采系统管网总阻力，Pa；H孔采空区插管抽采时管口必须造成的负压，采空区瓦斯抽采取6400Pa；H正瓦斯泵出口正压，取5000Pa；K压力备用系数，一般为1.21.8。由上式进行瓦斯抽采泵的总阻力计算过程：（1）摩擦阻力计算，各管路摩擦阻力计算见表5-2所示。表5-2 摩擦阻力计算表管路名称（kg/m³）Q（m³/h）V（/s）D（mm）C（%）L（m）进气端压力（Pa）气压（Pa）气体温度（）H（Pa）支管1.142729400.0000159636526200946259426425358干管1.189097600.000015676141825009426791484252783主管1.194782200.0000156361417500914849097825506正压段1.194787600.00001563614178095025949372588系统负压段阻力计算，见表5-3所示。表5-3 系统负压段阻力计算管路名称摩擦阻力（Pa）局部阻力系数局部阻力（Pa）总阻力（Pa）管口负压6700负压段支管3850.1554412负压段干管27830.154173200负压段主管5060.1576582负压段管路总阻力10894系统正压段阻力计算，表5-4所示。表5-4 系统正压段阻力计算管路名称摩擦阻力（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880.1513101正压段管路总阻力5101（2）系统抽采系统总压力计算，见5-5所示。表5-5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）1089451011.3207945.2.1 瓦斯泵的真空度计算（1）抽采泵真空度计算见式5-3 5-3式中 ：I抽采泵真空度，%； H抽采系统压力，Pa；Pd抽采泵站的大气压力，Pa。表5-6 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（%）207949002523（2）抽采泵工况压力计算抽采泵工况压力可按下式计算： 5-4式中：抽采泵工况压力（Pa）； 抽采泵站的大气压力（Pa）。表5-7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Pr（pa）2079490025692315.3 瓦斯抽采泵的选型根据上文已经得出的瓦斯抽采泵的压力以及抽采量，抽采泵的选型应当满足工作需求，根据日常生活中的瓦斯抽采泵型号，水环式真空泵使用较为广泛根据我国的水环式真空泵特征曲线，应当进行标准到工作状态下的转换，换算公式为： 5-5式中：Q标标准状态下的瓦斯抽采量，m³/min；Q测测得的瓦斯抽采量，m³min； P1 测定时管道内气体绝对压力，kPa；Tl 测定时管道内气体绝对温度，K；T1=t+273t 测定时管道内气体摄氏温度，取25；p标标准绝对压力，101.325KPa；T标标准绝对温度，(273)K。表5-8 抽采泵工况状态下的瓦斯抽采量计算表标态抽采量（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）工况摄氏温度（）工况抽采量（m³/min）303101.3252936929825453抽采泵结合计算以及相关知识选择 2BEC72 型井下瓦斯抽采泵。抽采泵站布置设计为 SKA（2BE3）1000、两台 2BEC72 抽采泵，一台工作、一台做检修替换使用，性能规格，见下表5-9；抽气速率、轴功率曲线，见图5-1。表5-9 2BEC72 型水环式真空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/min）2BEC7246047524026.2-39.4图5-1 2BEC72型水环式真空泵抽气速率、轴功率曲线第6章结论本研究主要是关于邓家庄煤矿移动抽采系统的研究，主要任务是为煤层设计一套完整抽采体系。降低煤矿行业因瓦斯引发的安全事故。邓家庄煤矿的整个设计中，主要包括早期各种基本参数的采集和测量，瓦斯涌出量的预测和瓦斯的分类。包括选择各部分的抽气方法，确定了特定抽气方法之后的详细设计。它主要包括确定钻井参数和密封技术。它包括确定预抽采时间，确定井眼间距和计算井距以及预测单井瓦斯抽采量。然后是抽气系统辅助设备和管道的设计与瓦斯的能源再生。本文结论共有如下几条：（1）在进行瓦斯抽采系统研究前要进行矿井的实地勘测，了解矿井的环境条件、地理位置、以及周边的地形地貌，为设计前期打下坚实基础，从而更好