12任务十二矿井瓦斯抽采设计.docx

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12任务十二矿井瓦斯抽采设计

任务十二矿井瓦斯抽采设计

【主要内容】

一、矿井瓦斯抽采设计所需的基础资料及参数

二、矿井瓦斯抽采设计的原则

三、矿井瓦斯抽采设计的内容

四、矿井瓦斯抽采设计说明书范例

五、实训与操作—编写矿井瓦斯抽放课程设计说明书

一、矿井瓦斯抽采设计所需的基础资料及参数

瓦斯抽采设计所需的基础资料和参数主要包括如下几个方面:

(一)矿井概况

矿井概况主要包括:

矿井煤炭储量及勘探程度、煤层赋存条件、矿井生产能力、巷道布置、开拓及开采方法、通风状态、矿井瓦斯涌出量、瓦斯来源分析、特殊瓦斯涌出情况、瓦斯影响矿井安全生产的严重程度等。

(二)瓦斯抽采设计参数

主要包括:

煤层瓦斯含量、矿井瓦斯储量、可抽瓦斯量、抽放率、煤层透气性系数、百米钻孔瓦斯流量衰减系数等。

1.矿井瓦斯储量W

瓦斯储量是指煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层(包括不可采煤层)及围岩所赋存的瓦斯总量,其计算公式为:

W=W1+W2+W3(1-12-1)

式中W1——可采煤层瓦斯储量的总和,万m3;

(1-12-2)

A1i——矿井每一个可采煤层的煤炭储量,万t;

X1i——每一个可采煤层相应的瓦斯含量,m3/t;

W2——可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量总和,万m3;

(1-12-3)

A2i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的煤炭储量,万t;

X2i——可采煤层采动影响范围内每一个不可采邻近煤层的瓦斯含量,m3/t;

W3——围岩瓦斯储量,万m3。

根据实际测定资料取,或按煤层瓦斯储量的10%~15%估算,当围岩瓦斯很小时W3≈O。

为计算瓦斯储量可靠起见,对于上邻近层的采动影响范围可取80m;下邻近层可取40m。

2.可抽瓦斯量QK

可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中在当前技术水平能被抽出的最大瓦斯量(又称极限抽出瓦斯量),一般用下式计算:

(1-12-4)

式中QK——矿井可抽瓦斯量,万m3;

W——矿井瓦斯储量,万m3;

d——矿井瓦斯抽采率,%。

按照我国目前的实际技术水平,预抽煤层瓦斯时dK=20%~30%;抽放上、下邻近层瓦斯时d=30%~40%。

3.抽采率

(1)矿井(或采区)抽采率dKC

矿井(或采区)抽采率是指矿井(或采区)的抽出瓦斯量占其风排瓦斯量与抽出瓦斯量之和的百分比,即:

工作面总抽采率是指从工作面开采层(本层)与邻近层抽出的瓦斯量之和占其涌出量及其抽出瓦斯量之和的百分比,即

(1-12-5)

式中dKC——矿井瓦斯抽采率,%;

QKY——矿井风排瓦斯量,m3/min;

QKC——矿井抽采瓦斯量,m3/min。

(2)工作面本层瓦斯抽采率dB

本煤层抽采率dB是指从本层抽出的瓦斯量占本层涌出及其抽出瓦斯量的百分比,即:

(1-12-6)

式中dB——本层瓦斯抽采率,%;

QBC——从本层抽采的瓦斯量,m3/min;

QBY——本层涌采的瓦斯量,m3/min。

(3)工作面邻近层的瓦斯抽采率dL

邻近层的瓦斯抽采率dL是指从邻近层抽出的瓦斯量占邻近层涌出及其抽出瓦斯量的百分比,即:

(1-12-7)

式中dL——邻近层瓦斯抽采率,%;

QLC——从邻近层抽出的瓦斯量,m3/min;

QLY——从邻近层涌出的瓦斯量,m3/min。

(4)工作面总抽采率dC

工作面总抽采率是指从工作面本层(开采层)与邻近层抽出的瓦斯量占其涌出和抽出瓦斯量的百分比,即:

(1-12-8)

式中dC——工作面总抽采率,%。

其余符号同前。

4.年抽采瓦斯量QKC

(1)矿井年抽采瓦斯量QKC:

应根据采掘工程的计划、抽采瓦斯的地点和每个抽采地点实际能达到的抽采量来计算。

即:

QKC=∑Q=Ql+Q2+Q3+Q4(1-12-9)

式中QKC——矿井年抽采瓦斯量,m3/a;

Q1——回采工作面年抽采瓦斯量,m3/a;

Q2——掘进工作面年抽采瓦斯量,m3/a;

Q3——采空区年抽采瓦斯量,m3/a;

Q4——其他地点年抽采瓦斯量,m3/a。

(2)回采工作面的年抽采瓦斯总量Q1,以下式计算:

(1-12-10)

式中qyi——第i个工作面预计的瓦斯涌出量,m3/min;

dci——第i个工作面采用某种抽采方法时预计能达到的抽放率,%(可参照表1-12-1所取)。

表1-12-1各种抽采方法的抽采率

瓦斯来源

抽采原理

抽采方法

抽放率dc/%

开采煤层

未卸压抽采瓦斯

用采准巷道抽采瓦斯

打上向、下向钻孔抽采瓦斯

打穿层钻孔抽采瓦斯

10~30

10~50

10~30

利用巷道周围松动及工作面前方松动卸压抽采瓦斯

掘进巷道四周抽采瓦斯

回采工作面前方抽采瓦斯

20~50

20~30

强化抽采瓦斯

水力破裂、水力压裂抽采瓦斯

钻孔水力割缝抽采瓦斯

20~30

30~40

邻近层

先采下层、卸压,抽采上邻近层瓦斯

从维护的巷道用顶板钻孔抽采瓦斯

从废弃的巷道用钻孔抽采瓦斯

40~80

20~50

先采上层、卸压,抽采下邻近层瓦斯

从维护的巷道打底板钻孔抽采瓦斯

30~50

5.抽采瓦斯系统服务年限tn

(1-12-11)

式中QK——矿井可抽瓦斯量,m3;

QKC——年抽采瓦斯量,m3/a。

当求出tn大于矿井服务年限时,应取矿井服务年限为抽放瓦斯系统服务年限。

二、矿井瓦斯抽采设计的原则

(一)矿井抽采瓦斯设计的编制

(1)编制矿井抽采瓦斯设计要以上级批准的设计任务书和经审批的《矿井瓦斯抽采可行性研究报告》提供的瓦斯基础资料为依据。

(2)设计任务书一般由生产单位(局、矿)与承担设计任务的单位共同编制,按隶属关系报有关上级批准后下达。

其主要内容为:

抽采目的、抽采规模、抽采瓦斯量预计、工程量和投资额概算,以及社会经济效益等。

(3)矿井瓦斯抽采可行性研究报告,其主要内容包括:

矿井地质与煤层赋存资料、开拓方式与采煤方法、通风与瓦斯涌出情况、瓦斯储量与可抽量、抽采规模与服务年限、所需设备、投资概算和社会经济效益等。

(二)抽采规模与抽采能力的确定

(1)确定抽采规模与抽采能力时,应能适应矿井生产能力和服务年限的需要,并应满足矿井生产期间最大抽采瓦斯量的要求。

(2)矿井生产期间因井型与生产规模增大,使抽放瓦斯能力和抽采系统与生产需要不相适应时,尚可对抽采系统进行扩建。

(三)抽采系统与抽采方法的确定

(1)设计抽采系统与抽采方法时,要有利于多抽瓦斯,保证矿井安全生产;应结合矿井及煤层的具体地质开采条件,矿井及采区主要瓦斯来源,以选择适宜的抽采方法;要有适宜打抽放瓦斯钻孔的地点及充足的施工和抽采时间;抽采瓦斯钻孔的孔口应有足够的抽采负压;要配备一定的抽放瓦斯专业人员和装备,以实施抽采瓦斯工程和进行维护管理工作。

(2)钻孔施工和管路敷设应尽量利用生产巷道,以减少抽采瓦斯的工程量与投资额。

特殊需要时,亦可掘进抽放瓦斯专用巷道。

(四)抽采瓦斯泵站的位置

抽采瓦斯泵站的位置,应考虑利用瓦斯的方便。

一般应设在用户集中区附近,并考虑到地面敷设输送瓦斯管路的可能性和经济上的合理性。

新建抽放系统的设计,报矿务局批准,并报省(区)煤炭局备案。

经批准的设计,不得随意变更,如有重大修改,须重新审批。

三、矿井瓦斯抽采设计的内容

抽采瓦斯设计主要包括抽放瓦斯工程设计说明书、抽采瓦斯工程机电设备与器材清册、抽采瓦斯工程设计概算书、施工图纸等四个部分。

(一)抽采瓦斯工程设计说明书

(1)矿井概况:

包括矿井生产和地质简况,通风和瓦斯涌出情况,以及瓦斯基础参数等。

(2)抽采瓦斯:

包括抽采瓦斯的必要性和可能性、抽采方法的选择、钻孔布置和施工方法、抽放量的设计、瓦斯管路的选择与安装系统、瓦斯泵的选型等。

(3)瓦斯泵站:

包括瓦斯泵房、设备安装、监测与安全装置、修配厂房和装备、给排水系统、厂房的采暖和通风等。

(4)供电系统及设备:

包括井下和地面供电设备的选型和供电方法。

(5)劳动组织和经济技术指标:

包括人员编制、年抽放量、工作制度、建筑规模、用电最大负荷、劳动生产率、占地面积和总投资额等。

(二)抽采瓦斯工程机电设备与器材清册

抽采瓦斯工程机电设备与器材清册,应详列整个抽放瓦斯工程所需要的设备和器材的名称、型号、规格、数量等。

(三)抽采瓦斯工程设计概算书

抽采瓦斯工程设计概算书,要详列项目名称和金额,包括工程费、设备费、主要材料费、安装施工费等,并适当考虑备用费和管理费。

(四)施工图纸

施工图纸亦是抽采瓦斯工程设计的重要组成部分,应包括泵房建筑、设备安装、供水、供电、采暖、抽采瓦斯的监控、安全设施、管路安装、抽采钻孔布置及密封、巷道和钻孔的施工等图纸。

四、矿井瓦斯抽采设计说明书范例

平顶山某矿戊9—10-21130采面瓦斯抽采设计说明书。

(一)戊9--10—21130采面概况

戊9--10一21130采面位于北翼戊组一采区,西边靠近中区戊9-10-20130采面,与东区运输机下山,戊轨上山相连,东面与八矿相近,南面是正在回采的戊9-10-21110采面,北面是未开采的戊9-10一21150采面。

地面对应于马棚山西侧南坡,埋藏深度为530—445m。

本采面所采煤层为戊9、10合层,煤层总厚度4.0m左右,上部为1.3~1.5m的戊9煤层(其中在上部0.7m处为亮型硬煤,下部为0.6m厚的暗色软煤,属Ⅲ、Ⅳ类软煤,中间是0.1~0.4m的夹矸),下部是戊10煤层(其中上部有0。

4~0。

6m的Ⅲ、Ⅳ类软煤,下部为2.2~2.6m的亮型硬煤),顶板岩性为泥岩、砂质泥岩,底板为砂页泥岩。

采面有一条落差大于3.0m的断层,该断层与采面走向夹角12°,斜交到风巷内段。

风巷内段有一条落差2.0m的断层,另有落差为0。

5~1.5m的断层若干条。

采面设计走向长度1420m,斜长工62m,采厚3.5m,根据邻面戊9-10-20130采面的瓦斯赋存情况和21130机风巷取煤样化验结果表明,该采面煤层瓦斯含量为13.46m3/t,戊9-10一21130采面为综采工作面,设计日产量为2200t,采用QY液压型掩护式综采支架,

相邻采面瓦斯涌出情况如表1-12-2所列。

表1-12-2相邻采面瓦斯涌出情况

涌出参数

工作面

绝对瓦斯涌出量

/(m3·min—1)

相对瓦斯涌出量

/(m3·min—1)

备注

戊9-10-20130

3.5

备用面抽放期

戊9-10-20130

12

7.85

现回采面

(二)抽采瓦斯的必要性

1.工作面可以供给的风量

Q=60L·H·a·v(1-12—12)

式中Q——工作面可以供给的风量,m3/min;

L——最小控顶距,m,QY型支架支护L=3.Om;

H——采高,设计采高3.1~3.5m;

a——有效断面系数,a=0.6;

v——《煤矿安全规程》规定允许的最高风速,4m/s。

经计算可得,Q为1339~1512m3/min。

2.通风方法可以解决的瓦斯含量

通风可以解决的瓦斯含量是根据产煤量、供风量和煤的残存瓦斯量来估算煤层瓦斯的

应抽指标。

WB=24×60C·Qg/AK+WC(1-12—13)

式中WB——通风方法可以解决的瓦斯含量,m3/t

C——《煤矿安全规程》规定允许的最高瓦斯浓度,1%;

Qg——工作面可以供给的风量,m3/min,Qg取1512m3/min;

A——工作面日产煤量,t,A=2200t;

Wc——残存瓦斯量,m3/t,取WC=1.7m3/t;

K——瓦斯涌出不均衡系数,取K=1.6。

经计算可得,WB=7.89m3/t。

计算结果表明,用通风方法可解决的瓦斯含量是7.89m3/t,而煤层本身的瓦斯含量是13.46m3/t,故而仅用通风方法无法解决瓦斯问题,因此有必要采取预抽煤层瓦斯措施。

3.采面瓦斯涌出量预测

(1)工作面绝对瓦斯涌出量计算

按煤层瓦斯含量计算工作面的绝对瓦斯涌出量,其计算式如下:

QCH4=(WO-WC)r·M·v(L-LH)/24×60(1-12-14)

式中QCH4——本开采层涌入工作面的瓦斯量,m3/min;

WO——开采层煤层瓦斯含量,m3/t,WO=13.46m3/t;

Wc——煤的残存瓦斯含量,m3/t,Wc=1.7m3/t;

r——煤的密度,t/m3,r=1.45t/m3;

M——煤层采厚,m,M=3.5m;

v——工作面平均推进速度,m/d,v=2.57m/d;

L——工作面采长,m,L=162m;

LH——进、回风巷道排放瓦斯带的总宽度,m,当煤的挥发分大于27%时,取LH=26m。

经计算可得,Qr=14.49m3/min。

(2)工作面相对瓦斯涌出量计算

qCH4=1440QCH4/A(1-12-15)

式中qCH4——工作面相对瓦斯涌出量,m3/t;

QCH4——工作面绝对瓦斯涌出量,m3/min,QCH4=14.49m3/min;

A——工作面日产量,t/d,A=2200t/d。

经计算可得:

QCH4=9.48m3/min。

4.工作面所需风量计算

Q风=100QCH4.K(1-12-16)

式中Q风——T作面需要供风量,m3/min;

QCH4——T作面绝对瓦斯涌出量,m3/min,QCH4=14.49m3/min;

K——工作面瓦斯涌出不均衡系数,K=1.60。

经计算可得,Q风=2318.4m3/min。

从计算结果可以看出,工作面的需风量远大于可以供给的风量(1512m3/min),根据规定,一个采煤工作面的瓦斯涌出量每分钟大于5m3,或一个掘进工作面每分钟大于3m3,采用通风方法解决瓦斯问题不合理时,应采取抽放瓦斯措施。

因此,对戊9-10—21130采面采取抽放瓦斯措施是必要的。

5.抽采瓦斯在防治煤与瓦斯突出方面的必要性

戊9—10-21130采面的机、风巷掘进期间均按突出危险管理,测得q值和△h2值多次出

现超标现象,q值最高达26L/min,风巷往里100m处,发生过一次小型压出,戊9煤层的0.6m软煤和戊10煤层的0.7m软煤f值均低于0.2,在该面的东侧-320东区出煤巷也发生过一次突出,测得煤层瓦斯压力达到1.4MPa。

而且在该机、风巷的掘进施工中,均伴有喷孔、响煤炮、夹钻、顶钻等瓦斯动力现象,因此抽放煤层瓦斯作为区域性防治瓦斯突出技术措施也是必要的。

(三)抽采瓦斯的可行性

1991年8月在戊9—10-20080采面开始进行煤层瓦斯预抽工作,历时15个月,瓦斯抽出率达到17.6%。

通过抽放降低了采面瓦斯涌出量,消除了瓦斯超限给生产带来的威胁,改善了工作环境,解决了用通风方法难以解决的问题。

通过对掘进过程中发生过突出的

戊9—10-20080采面进行采样化验,抽放后煤的物理性质发生了变化,煤的坚固性系数由0.3

增加到0.47,瓦斯放散初速度△p由7降到5,在采面回采过程中,消除了突出威胁,从而证明了采用瓦斯抽放技术措施治理煤与瓦斯突出具有明显的效果,是综合治理瓦斯的一条有效途径。

虽然戊9-10-21130采面的煤层透气性系数λ=1.4m2/(MPa2·d),属低透气性煤层,但是通过对十矿20080采面的试抽,百米钻孔抽放量超过0.03m3/min达到了预定的目的。

在20130采面的预抽放量达到1500m3/d~800m3/d,若能保证一定的预抽期也是能取得好的预抽效果。

按照《矿井瓦斯抽放管理规范》规定,λ>1.0m2/(MPa2·d),可采用抽放瓦斯措施。

即在戊9-10-21130采面进行瓦斯抽放是可行的。

(四)抽采瓦斯方案

1.抽采方法选择

21130采面煤层赋存稳定,地质变化小,故采用本煤层抽采形式。

为增大抽采期采用“边掘边抽,边采边抽”的形式。

根据现有的钻孔施工水平和现场实际经验,采用钻孔抽采方法。

即:

本煤层顺层钻孔抽放方法。

同时,为获得较好的抽采效果,本设计遵循“尽早投入抽采,预抽和边采边抽互补”的原则。

2.抽采钻孔布置

戊9-10-21130采面的抽放钻孔采用钻场布孔,在1250m可采地段内,机巷按20m布置一对上、下钻场,共62×2=124个钻场,每个钻场4个孔呈扇形布置。

风巷也按每20m布置一个钻场,共62个,每个钻场4个孔,呈扇形布孔。

在350m风巷中间巷对应地段的机巷,孔深度计60m,中间巷50m,里段机巷设计80m,风巷70m,戊9-10-21130采面的抽放钻孔密度为0.037,达到局抽放规定标准。

该采面设计钻场124个,钻孔496个,孔长34480m,其中机巷有62个下行孔钻场,钻孔248个,孔长17360m(按70m深),虽不属于本采面抽放,但与该采面是一个抽放系统,故选系统时应考虑进去。

为提高抽采效果,钻孔尽量开孔在戊9或戊10煤质较硬的分层上,终孔在煤层松软分层,使钻孔与煤层之间产生一个小的夹角,这一夹角可利用钻具的重力作用自然形成于钻进过程。

3.封孔

封孔现有的方法有两种:

一种是人工黄泥木楔封孔,该方法劳动强度大,质量差。

另一种是采用聚胺脂封孔,密封效果较好,故本设计采用第二种封孔技术,封孔工艺由局瓦斯所和防突队专业人员操作完成。

4.抽采效果预测

(1)抽采瓦斯量计算

根据相邻的戊9-10-20130采面的抽采经验,在戊9-10-21130采面可采地段的布孔,取百米钻孔抽采量为0.02m3/min,取成孔(孔长)率80%,结合钻孔分布分别计算各段抽采流量如下:

①机巷124个钻场,496个钻孔,累计孔长35840m,封孔5m长度,则抽采量为:

②风巷62个钻场,248个钻孔,孔长15440m,封孔5m,则:

Q2=2.22m3/min

抽采高峰期,全系统钻孔744个孔,总有效孔长37304m,最大抽采量7.46m3/min,抽采泵入口瓦斯浓度按60%计算,则最大混合流量为12.4m3/min。

(2)抽采率计算,系统最大抽采量的抽采率为:

(1-12-17)

式中d——工作面抽采率;

QC——工作面最大抽采瓦斯量,m3/min;

Qc=Q1+Q2-机巷钻孔排采量=5.24+2.22-2.53=4.93(m'/min)

QY——抽采期工作面涌出瓦斯量,m3/min;

QY=QCH4-QY=14.49-4.93=9.56(m3/min)

经计算可得,d=34%。

(3)预计抽采瓦斯量,见表1-12-3

表1-12-3预计抽采瓦斯量

项目

钻场

/个

钻孔

/个

累计钻

孔长度

/m

有效钻

孔长度

/m

瓦斯抽采量

/m3·min-1

预计平均

抽采时间

/月

抽采瓦斯量

/m3

机巷外段

34

138

8840

6192

1.27

16

75.1

风巷外段

17

68

3400

2180

0.47

16

27.8

机巷内段

90

360

27000

19800

3092

10

144.8

风巷内段

45

180

12600

9132

1.80

10

66.5

全系统

186

744

51840

37304

7.46

12

注:

从风巷向内的35中间为界限,此段的机、风巷均为外段,平均每日按22个小时计算,每月按28天。

(五)选型计算

1.抽采管道的管径选择

(1)机巷内段管道的内径

(1-12-18)

式中D——管道内径,m;

QC——混合瓦斯流量m3/min,取QC=4.9(m3/min);

V——管内瓦斯流速,m/s,取经济流速V=7m/s.

则d=0.121m=121mm,取内径100mm,厚4mm的4寸钢管,长度900m,作机巷内段的抽采管路。

(2)风巷内段管道的内径

经计算d=0.083m=83mm,选内径100mm的4寸钢管900m作为风巷内段抽采管路(为管路统一安装方便)。

(3)机巷外段管道的内径

经计算d=0.140m,选5寸钢管450m,联到泵站。

(4)风巷外段管道的内径

经计算d=92.7mm,选4寸钢管450m作为外段管路联到泵站。

(5)泵站至戊轨回风的总回路管道(浓度按70%计算)

经计算d=179mm,选用原20130系统的6寸钢管。

2.管道阻力计算

抽放系统的最长管路线为机巷内段一外段一泵站一戊轨90盘片

(1)机巷内段900m管路阻力H1

H1=

LQc2/KD5(1-12-19)

式中H1——机巷内段管道阻力,Pa;

L——机巷内段长度,m,L=900m

——混合气体对空气的相对密度,

=1-0.00446C

C——管内混合气体中瓦斯浓度,﹪(C取80)

K——管路系数,当D=100mm时,K=0.62;

D——管内径,cm,D=10cm;

Qc——混合瓦斯流量,m3/h,Qc=4.9×60=294(m3/h)

则H1=12259Pa=12.3kPa。

(2)机巷外段至泵站450m管路阻力H2

H2=4303Pa=4.3kPa

(3)泵站至90片盘600m管路阻力H3

H3=6137Pa=6.1kPa

(4)管道局部阻力Hf

按经验值,取沿段管道总摩按阻力lh的15%作为局部阻力Hf

Hf=(H1+H2+H3)×15%=3.4kPa

(5)管路沿段总阻力HC

HC=∑Hj+Hf=H1+H2+H3+Hf=26.1kPa

3.瓦斯抽放泵选型计算

(1)泵的抽采负压

HP=(HC+HH)·KB(1-12-20)

式中HP——泵的额定抽采负压,kPa;

Hc——管路沿程总阻力,kPa,Hc=26.1kPa;

HH——钻孔孔口抽采负压kPa,HH=13kPa;

KB——泵的备用系数,取KB=1.2。

则HP=4692kPa。

(2)泵的额定流量

(1-12-21)

式中QP——泵的额定流量,m3/min;

∑QC——服务年限内,同期最大抽采量∑Qc=7.46m3/min;

C——泵入口处瓦斯浓度,取C=60%;

H——泵的机械效率,h=85%;

Kc——抽采量备用系数,取Kc=1.1。

则QP=16m3/min。

根据计算,泵的额定抽采负压HP=46.92kPa和额定流量场=16m3/min,对照瓦斯泵性能参数表,选取新乡产的SK-15型水环式真空泵(3台)。

(六)泵站、供电、供水的确定

泵站使用现在的戊9-10-20130抽采系统泵站,设在-320大巷与东区戊轨联络石门

处,该泵站已经过多次整修,符合泵站达标要求,具有长期服务性,可负责戊9—l0-20130、

戊9—10-21130、戊9-10-21150、戊9—10-20150、戊9—10-21170、戊9—10-20170等采煤工作面

的瓦斯抽采。

供电从东区-320变电所供给电源,电源线长350m,电缆截面25mm,泵站设两套电

源开关,分别控制两台泵站上的15kW电机。

供水从-320大巷水管上接人泵站,排出的水经3m水沟排到一320大巷排水沟内。

(七)抽采系统的管理

流量测定采用孔板流量计,设在机、风巷外段。

放水器采用自行设计的半自动放水器和购买的抚顺的自动

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