瓦斯抽放设计

四台矿307盘区井下移动泵站瓦斯抽放设计

一、盘区通风概况：

307盘区风量由马家村主扇负担，马家村主扇型号：GAF-23.7-16-ICG，运行角度8度，负压1900Pa，盘区总回风量为6978m3/min。307盘区计划对14#8721、14#8723、14#8725上覆采空区及14#8721、14#8723密闭采空区内气体进行瓦斯抽放。

二、8721、8723、8725工作面概况：

14#层8721、8723、8725工作面煤层属14#层，平均厚度为2.2m，煤层呈一单向斜构造，整体北高南低。8721、8723、8725工作面属高瓦斯区域，煤层爆炸指数大于30%，自然发火期为46天。

三、工作面瓦斯涌出分析：

根据相邻12#8721工作面开采期间的现场实测和相关数据资料的分析统计得出，14#层8721、8723、8725工作面瓦斯主要有以下涌出形式：

1、本煤层及邻近煤层内积存的瓦斯解吸。

四台矿井田范围内的煤层倾角很小，属近水平煤层，地表无煤层的露头（地表被致密的黄土层覆盖），随着开采深度的增加，瓦斯积存量相应增加，煤层内积存的瓦斯受采动影响大量的瓦斯通过岩体裂隙直接涌入工作面或巷道中。本煤层瓦斯在受采动影响煤体破碎后，在割煤及落煤过程中瓦斯解吸量也较大。

2、采空区内瓦斯涌出。

14#307盘区8721、8723、8725所采煤层为14#，与上覆的12#煤层属近距离煤层开采，层间距平均为3.6m，在14#工作面开始回采时，顶板垮落后将与12#8721采空区塌通，由于我矿为抽出式通风，上覆采空区内积存的瓦斯涌向14#采煤工作面及巷道风流中。

3、12#层工作面瓦斯涌出量预测。

根据12＃工作面在回采过程中的瓦斯涌出情况，本煤层顶板未跨落前，在回采落煤期间，12#8721工作面配风量为800 m3/min左右，回风流中的瓦斯浓度为0.32%左右，上隅角部位瓦斯浓度为0.51%左右；工作面的绝对瓦斯涌出量在2.56m3/min左右。当本煤层顶板跨落，与上覆采空区连通后，回风流中瓦斯浓度为0.72%左右，上隅角部位瓦斯浓度达到2%左右；工作面的绝对瓦斯涌出量为5.76 m3/min左右。故采空区的瓦斯涌出量在5m3/min以上，可见在本煤层顶板跨落后，与上覆采空形成连通通道后，上覆采空积存的高浓度瓦斯在工作面负压的作用下，下泄到回采工作面，造成工作面上隅角瓦斯浓度超限，影响工作面的正常生产。按照我矿综采工作面现有配风标准，在无地表漏风的情况下，采取正常的负压通风可以有效的稀释本煤层涌出的瓦斯，回风流一般不会发生瓦斯超限。造成工作面上隅角瓦斯超限的主要原因是来自上覆采空区的瓦斯，在回采期间，上覆采空区瓦斯涌出量占工作面瓦斯总涌出量的60%--70%。

所以，参照临近面12＃8721工作面的气体涌出情况，预计14＃8721、8723、8725工作面瓦斯涌出形式主要表现为采空区瓦斯涌出，14＃工

作面与上覆采空区连通后瓦斯绝对涌出量在5.76m 3/min 左右，通过增加工作面配风量不能有效的解决工作面回采期间的瓦斯超限问题。

四、工作面配风量计算：

每个采煤工作面实际需要风量，应按工作面气象条件、瓦斯涌出量、二氧化碳涌出量、人员数量规定分别进行计算，然后取其中最大值。

1、按气象条件计算

cl ch cf cf cf k k S v Q ××××%70×60=

式中：

cf v ——采煤工作面的风速，按采煤工作面进风流的温度从表1中选取，s m /，取1.0s m /；

cf S ——采煤工作面的平均有效断面积，按最大和最小控顶有效断

面的平均值计算（5.94+5.14）/2×2，2m ，取11.082m ；

ch

k ——采煤工作面采高调整系数，具体取值见表面2，这里取1.1； cl k ——采煤工作面长度调整系数，具体取值见表3，这里取1.2； 70% ——有效通风断面系数；

60——为单位换算产生的系数。

表1 采煤工作面进风流气温与对应风速

采煤工作面进风流气温/℃

采煤工作面风速(s m /) < 20 1.0 20~23 1.0~1.5

23~26 1.5~1.8

表2 ch k —采煤工作面采高调整系数

采高 < 2.0 2.0~2.5 >2.5及放顶煤面 系数ch k 1.0 1.1 1.2

表3 cl k —采煤工作面长度调整系数

采煤工作面长度/m

长度调整系数(cl k ) < 15 0.8 15~80 0.8~0.9 80~120

1.0 120~150

1.1 150~180

1.2 >180

1.3~1.4 所以：

cl ch cf cf cf k k S v Q ××××%70×60=

=60×70%×1.0×11.08×1.1×1.2=614.3min /3m

2、按照瓦斯涌出量计算

Qcf=125×q cg ×k cg

式中：

cg q ——采煤工作面回风巷风流中平均绝对瓦斯涌出量，min /3m 。抽放矿井的瓦斯涌出量，应扣除瓦斯抽放量进行计算，这里取

3.2min /3m 。

cg k ——采煤工作面瓦斯涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对瓦斯涌出量和月平均日绝对瓦斯涌出量的比值，这里取2。

125——按采煤工作面回风流中瓦斯的浓度不应超过0.8%换算系数。

所以：

cg cg cf k q Q ??=125

=125×2×3.2=800min /3m

3、按照二氧化碳涌出量计算

cc cc cf k q Q ??=67

式中：

cc q ——采煤工作面回风巷风流中平均绝对二氧化碳涌出量，

m in /3m ，这里取2min /3m 。

cc k ——采煤工作面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数，正常生产时连续观测1个月，日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均日绝对二氧化碳涌出量的比值，这里取2.5。

67——按采煤工作面回风流中二氧化碳的浓度不应超过1.5%换算系数。

所以：

cc cc cf k q Q ??=67

=67×2.0×2.5=335min /3m

4、按工作人员数量验算

cf cf N Q 4≥

式中：

cf N ——采煤工作面同时工作的最多人数，取40人；

4 ——每人需风量，min /3m

。

所以： cf cf N Q 4≥=4×40=160min /3m

5、按风速进行验算

（1）、验算最小风量

cb cf S Q 25.0×60≥

%70××=cf cb cb h l S

m S cb 77.9%7035.294.5=??=2

所以：cf Q ≥60×0.25×9.77=146.5min /3m

。

（2）、验算最大风量 cs cf S Q 0.4×60≤

%70××=cf cs cs h l S

m S cs 45.8%7035.214.5=??=2

所以：cf Q ≤60×4×8.45=2028min /3m

（3）、综合机械化采煤工作面，在采取煤层注水和采煤机喷雾降尘等措施后，验算最大风量

cs cf S Q 0.560≤?

所以：cf Q ≤60×5×8.45=2535min /3m

。 式中：

cb

S ——采煤工作面最大控顶有效断面积，9.772m ； cb l ——采煤工作面最大控顶距，m ；

cf h ——采煤工作面实际采高，m ；

cs

S ——采煤作面最小控顶有效断面积，8.452m ； cs l ——采煤工作面最小控顶距，m ，

0.25 ——采煤工作面允许的最小风速，s m /；

70% ——有效通风断面系数；

4.0 ——采煤工作面允许的最大风速，s m /；

5.0 ——采煤工作面允许的最大风速，s m /。

根据以上风量计算及风速校核，工作面风速符合《煤矿安全规程》的要求，确定14#层8721、8723、8725工作面供风量为800m 3

/min 。

若加上采空区的瓦斯涌出量，工作面瓦斯总涌出量按5.76m 3/min 计算，以工作面回风巷瓦斯浓度低于0.5%为标准，预计工作面配风量在2880m 3/min 左右，工作面风速严重超限，不符合煤矿安全规程要求。

五、工作面瓦斯治理方案的确定：

为了从根本上降低14＃工作面上隅角的瓦斯浓度，消除这一通风安全隐患，必须降低上隅角以里采空区的瓦斯浓度，达到标本兼治的目的，根据《煤矿安全规程》规定“一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m 3/min 或一个掘进工作面涌出量大于3m 3/min,采用通风方法不合

理时，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统。”故在14＃工作面回采期间布臵工作面回风巷穿层钻孔或邻近采空区瓦斯抽放系统，解决回采工作面采空区的瓦斯下泄问题。

（1）、抽放方案：

回采工作面回采完毕后，在密闭墙上压入抽采管路，通过移动抽放泵站抽采该密闭采空区内瓦斯，然后将抽出瓦斯直接排入307盘区回风巷。

（2）、抽放瓦斯流经路线：

密闭采空区→回风巷巷12寸钢管→12＃307－2巷→瓦斯抽放硐室→12寸钢管→12＃307－2巷→马家村回风斜井→地面。

（3）、瓦斯抽放管路及监测仪表的安装：

管路安装：所有金属管道外表均要进行防锈处理,即在管道外表先涂刷两层樟丹, 在刷一层调和漆。管路连结用法兰盘加胶垫，用水泥支撑墩铺设在回风巷北帮距离底板0.35米处，每隔3米一个支撑墩，管路直至接到瓦斯抽采硐室处，通过抽采泵再接至307盘区回风巷内。

井下瓦斯抽放泵站内必须设臵甲烷传感器，距离顶板不大于0.3m 吊挂甲烷传感器，报警点为≥0.5%，断电点为≥0.5%，复电点为＜0.5%，断电范围为瓦斯抽放泵站电源，断电浓度0.5%。并在排放管路口栅栏外下风侧1米处设臵甲烷传感器。瓦斯抽放硐室的抽放泵吸入管路中应设臵流量计、负压计。排放管出口处要悬挂警戒牌、设臵栅栏，栅栏位臵为上风侧距管路出口5米，下风侧距管路出口30米，栅栏间距

不少于35米，两栅栏间禁止行人和任何作业。设在下风侧栅栏外1米处的甲烷传感器，报警点为≥0.7%，断电点为≥0.7%，复电点为＜0.7%，断电范围为瓦斯抽放泵站电源。

（4）、瓦斯抽放管路敷设：

由于井下巷道存在地势高低不平, 坡度大小不一, 空气潮湿管路易生锈, 为此对煤矿井下瓦斯抽放管路的敷设有如下要求：

(1)、瓦斯抽放管路应采取防腐, 防锈蚀措施;

(2)、在倾斜巷道中, 应用卡子把瓦斯抽放管道固定在巷道支架上, 以免下滑;

(3)、瓦斯抽放管路敷设要求平直, 尽量避免急弯;

(4)、瓦斯抽放管路敷设时要考虑流水坡度, 要求坡度尽量一致, 避免由于高低起伏引起的局部积水. 在低洼处需要安装放水器;

(5)、新敷设的管路要进行气密性试验。

(6)、使用导电材质的管路，必须布设绝缘段，并分段接地。

(7)、瓦斯抽采管路应设臵明显的具有反光性能的警示标志，采用不同颜色箭头标明气流方向，控制阀门必须编号管理，阀门开启角度、方向标识清楚。

（5）、瓦斯抽放管路的附属装置：

为了掌握各抽放地点的瓦斯涌出量, 瓦斯浓度的变化情况, 便于调节管路系统内的负压和流量, 在管路上应安装阀门, 流量计和放水器等附件。除此之外, 在瓦斯抽放硐室和瓦斯抽放管路上还须安设有

防爆, 防回火装臵等。

1、阀门

瓦斯抽放管路和钻场连接管上均应安装阀门, 主要用来调节和控制各抽放点的抽放量, 抽放浓度和抽放负压等。

2、放水器

在抽放管路系统最低点安装人工或自动放水器,在排气端低凹处安装正压放水器（间距一般为200m-300m，最大不超过500m），及时放空抽放管路中的积水, 提高系统的抽放效率。

3、抑爆装置

抑爆装臵由火焰传感器、抑爆控制器、抑爆器等组成。在距离采空区瓦斯抽放管路口50m处安装一个抑爆器，在距离第一个抑爆器50m 处安装第二个抑爆器，将火焰传感器安装在抽放管路口。

4、过滤网和除渣器

抽放泵站前安装过滤网和除渣器，定期清除杂物。

图5-6 除渣器和过滤网安装图

注：排渣装臵如不设阀门，则必须停泵时定期除杂物过滤网及排渣装臵布臵示意图

（6）、瓦斯抽放管路及设备选型

1、管径的选择

D=0.1457V

Q/

D----管道内径，米，

Q----管内混合量，m3/min

v-----管内流速，此处取12，m/s ,

根据各盘区抽放瓦斯经验数据，管内瓦斯混合流量为200m3/min，D=0.1457720

200=0.077m

/

所以选用选择直径为Φ315mm的无缝钢管, 壁厚可选择6mm（12寸）可以满足抽放要求。

（7）、瓦斯抽放泵的选择

1、管网阻力计算

以线路最长，阻力最大的一条管路的阻力作为系统阻力，计算公式如下：

H=9.81L⊿Q2/KD5

H---沿程阻力，Pa

L---管路长度，m

⊿----瓦斯相对于空气的相对密度，

Q---管道内流量m3/h，

D---瓦斯管内径cm

K---系数，查表取K=0.71（12寸管路取值）

H=（L⊿Q2/KD5）=9.81×1542×0.8439×（200×60）2/（0.71×31.55）

≈83483Pa

2、抽放泵的选型

所需泵的流量Q用下式计算：

Q=K.(∑Q吨) /x.H

Q----泵的额定流量，m3/min

∑Q吨---------最大纯瓦斯量之和，m3/min

x-----泵入口处的瓦斯浓度，取10%

H-----泵的机械效率，取80%

K-----综合系数，一般取1.2

Q=K.(∑Q吨) /x.H=1.2×7/（0.1×0.8）=105 m3/min

根据以上计算，抽放泵流量在105 m3/min以上，方可满足要求，同时根据泵性能表，在307盘区瓦斯抽放硐室选用ZWYB-200/250-G型水环式真空抽放泵，两套设备，一套抽放，一套备用。

六、实施该抽采设计方案的组织机构：

1、成立瓦斯抽采领导组

组长：牛福龙

副组长：袁建军、王润喜、宋彦

成员：有关单位负责人

2、成立抽采区，设一分管副区长和一名运营队队长负责日常管理工作，一名技术人员负责日常的技术工作。

3、抽采区运营队每班配备专职瓦斯抽采硐室司机。瓦斯抽采硐室司机实行两班制， 24小时不间断进行瓦斯抽采，发现瓦斯抽采泵运转异常，随时停泵检修。瓦斯抽采硐室司机负责日常瓦斯抽采泵的启动和停运，并且每2小时进行一次瓦斯抽采数据测定和记录；管道维护工负责对抽采泵和抽采管路进行检查、维护保养和管路连接，发现问题，立即处理，确保设备正常运转。

七、移动瓦斯抽采硐室工作原理：

移动瓦斯抽采硐室主要由：水环真空泵、矿用隔爆型三向异步电动机减速机、气水分离器、瓦斯超限断电装臵、孔板流量计以及隔爆真空点磁力启动器组成。其工作原理为：电机带动水环真空泵旋转产生负、正压，进行吸、排气，由瓦斯超限断电装臵和停水断电装臵来控制磁力启动器对环境瓦斯和水源流量进行监控。当瓦斯超限时，甲烷传感器发出报警信号(报警器设在工作人员容易听到和看到的地方)达到断电点会使磁力启动器切断电源。当水源流量不足时，停水断电装臵会使磁力启动器自动切断电源停机。两个监控装臵任一动作都会停机。

八、307盘区抽采硐室供电设计

（一）、工作面简介及供电方案

12#层307盘区抽采硐室位于12#层307盘区2725轨回联巷，采用双回路供电，距

离12#层307盘区变电所404米。

电缆走向如下：

高压电缆：12#层307盘区变电所→12#层307盘区皮带巷→变压器

低压电缆：12#层307盘区变电所→12#层307盘区皮带巷→变压器

（二）、负荷统计

1、负荷统计

∑PN 1=250kW 抽采泵负荷总功率kW

∑PN 2=2.2kW 水泵荷总功率kW

（三）、变压器的选择

根据变压器二次侧实际工作负荷总容量来计算

S b =wm COS Pe

K de ?∑?

式中:Sb —变压器计算容量,kV A ∑Pe—用电设备负荷功率和,kW

Kde —需用系数 K=

y

yw Kt Klo ?? Klo —同时系数 yw —供电线路效率,取0.92 Kt —负荷系数 y —设备运行效率,取0.9 COSφwm—加权平均功率因数，取0.8 1、1140V 负荷变压器的选择

Klo=1 Kt 取0.6 Kde=

9.092.06.01??=0.73 S b1=8.025073.0?=229kV A 根据计算，可选2台KBSG-315 kV A /6kV/1140V 变压器

2、660V 负荷变压器的选择

Klo=1 Kt 取0.6 Kde=9

.092.0?=0.73 S b1=8

.0 2.273.0?=2kV A 根据计算，可选2台KBSG-200kV A /6kV/660V 变压器

（四）、电缆的选择及校验

根据电缆长时允许通过的电流来计算,并选择电缆截面

I G =wm COS Ue PN Kde ?..310..3

∑

式中,I G —通过电缆的长时允许工作电流; Kde —需用系数

∑PN—通过电缆供电的所有用电设备的额定容量之和; Ue —额定电压

COSΦwm—加权平均功率因数

1、高压电缆的选择： (1)根据高压电缆长时允许通过的电流来计算

I G1=8

.0106732.110254.733

????=30A 可选2根型号为MYPTJ-6kV-3×50+3×25/3+JS 型矿用移动双屏蔽绝缘监视电缆（404+50）×1.05=476米。

高压电缆的校验 根据Ic.a=c a COS Ue P Kde N .3103

Φ????∑

(2)线路的电压损失百分数可按下式计算：

△U W %=21.0N

U L (Pcar 0+QcaX 0) 式中 △U W %——线路的电压损失百分数；

r 0、X 0——线路每千米电阻、电抗，Ω/km ；

L ——线路的长度，km ；

P ca 、Q ca ——线路所带负荷的有功功率计算值、无功功率计算值，kW 、kvar ； U N ——线路的额定电压；kV 。

①12#层307盘区变电所供电电源来自上碗沟变电站，供电距离为3650米，供电电缆为

6kV-150mm 2.

P ca = ∑?Pe K de =0.55×8100=4455kW

Q ca = P ca tan ?

wm =4455×0.33=1470kW △U W %=21.0N U L (Pcar 0+QcaX 0)= 26

65.31.0?(4455×0.143+1470×0.06)=7.3 ②抽采硐室6kV 高压电源取自12#层307盘区变电所，供电距离为476米，供电电缆为6kV-50mm 2.

P ca = ∑?Pe K de =0.73×254.7=186kW

Q ca = P ca tan ?

wm =186×0.33=61kW △U W %=21.0N U L (Pcar 0+QcaX 0)= 2

6476.01.0?(186×0.429+61×0.063)=0.1 根据计算，高压系统电压损失满足供电要求。

（3）高压电缆热稳定校验

Amax =C t I f )

3(max

式中 I max ——最大三项短路电流，A ；

t f ——短路电流作用的假想时间，s ；

C ——电缆芯线热稳定系数；

经查表：I max =4.160kA t f =0.25s C=93.4

Amax =C t I f )3(max =4160×4

.9325.0=22.3mm 2<95mm 2 校验合格 2、电缆的选择：

I q1=8

.01140732.1102503

???=158A 可选2根MYP-1.14kV-3×50+1×16型绝缘屏蔽软电缆,长度20米。

I q2=8

.0660732.1102.23

???=2.4A

可选2根MY-0.38/0.66-3×25+1×10型绝缘屏蔽软电缆,长度10米。

（五）、开关的选择

1、高压开关的选择

根据I G2=30A,可选2台BGP9L-6-100A高压开关作为工作面生产控制开关。

2、千伏级开关的选择

根据I q=158A,可选2台KBZ-400A馈电开关，2台BPJ-250/1140千伏级启动器作为抽采泵的控制开关。

3、低压开关的选择

根据I q=2.4A,可选2台KBZ-200A馈电开关，2台QBZ-30A启动器作为水泵的控制开关。

（六）、开关的整定及保护校验

1、工作面高压开关BGP9L-6-100A整定

根据I G=30A 过载整定：40A

Idzj =30×5=150A 短路整定:160A

2、抽采泵馈电开关KBZ-400A整定

根据I q=158A 过载整定:160A

Idzj =158×5=790A 短路整定:800A

校验如下:

当d1点发生短路时

L1=20m 经查表可得,Id(2)=2648A

K1=2648/800=303>1.5 校验合格

因断路器分断能力为8000A，800A<8000A，所以分断能力符合要求

3、水泵馈电开关KBZ-200A整定

根据I q=2.4A 过载整定:5A

Idzj =2.4×6=14.4A 短路整定:15A

校验如下:

当d1点发生短路时

L1=10×1.977=20m 经查表可得,Id(2)=1739A

K1=1739/15=116>1.5 校验合格

因断路器分断能力为8000A，800A<8000A，所以分断能力符合要求

（七）、该工作面所需电气设备明细表

（八）、该工作面所需电缆明细表

（九）、该工作面开关整定

九、操作程序：

(一)开机前的准备工作

1.检查配风阀门、泵站进出气门、放空气门，保证其处于正常工

作状态。

2.检查抽采泵地脚螺丝、各部连接螺丝以及防护罩，要求不得松

动。

3.检查并保持油路、水路处于良好工作状态。

4.检查循环水池中的水质符合使用要求。

5.泵房中测压、测瓦斯装臵均应正常工作。

6.检查泵站进、出气侧的安全装臵，要求保证完好。

7.用手转动泵轮1~2周，要求泵内应无阻碍物。

(二)瓦斯抽采泵的启动操作

1.接到启动命令后，抽采瓦斯泵工应一人监护，一人准备操作。

2.启动供水系统，并开关有关阀门。

3.打开配气阀门、出气阀门和泵站进气阀门。

4.操作电气系统，使抽采泵投入运行，空载运行10分钟，检查

泵及管路情况，一切正常进行下一步操作。

5.缓缓开启密闭墙外进气阀门，使抽出的气体经过由配气阀进入

的空气充分稀释混合后抽排至盘区回风巷中。

6.根据检测工测定的排气管口的瓦斯浓度调整进气量，保持排气

管口的瓦斯浓度低于2.5%。

7.调节各阀门，使抽采泵正负压达到合理要求，向泵体、气水分

离器供给适量的水

8.抽采泵启动后，应及时观测抽采正负压、流量、瓦斯浓度、轴

承温度和电气参数等，并监听抽采泵的运转声。

(三)瓦斯抽采泵的停机操作

1.停抽采泵前，必须通知区值班室。

2.接到停止抽采泵运行的命令后，应一人监护，一人准备进行停

机操作。

3.抽采泵的停机操作顺序是：

4.关闭密闭墙外进气阀门，使抽采泵继续运转10分钟，将泵体

内和进气阀门间管路内的瓦斯排出。

5.操作电气系统，停止抽采泵运转。

6.停止供水后关闭配风阀门

7.抽采泵停止运转后，要按规定将管路和设备中的水放完。

8.如遇停电或其他紧急情况需停机时，必须首先迅速将所有阀门

和配风门打开，并关闭进气门。

(四)操作中的注意事项

1.操作电气设备时，必须穿戴绝缘靴和绝缘手套。

2.对于反映抽采泵运行状态的各种参数（瓦斯浓度、设备温度、

压力、孔板流量计静压差、流量等）及附属设备的运转状态，

泵房内的瓦斯浓度，在正常情况下应按规定的时间进行观测、

记录和汇报，特殊情况下必须随时观测、记录和汇报。

3.要经常检查和维护抽采系统的各种计量装臵、阀门和安全装臵

等，保证灵活可靠；每天要对全部设备的外表进行一次擦拭。

4.要经常检查更新循环水池中的用水，保证水泵工作正常，水质

正常。

5.必须坚守岗位，实行现场交接班，交接班时要对所有设备进行

检查和交接，并履行台账签字手续。