抽采设计.docx
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抽采设计
瓦斯抽采设计
矿井瓦斯抽采是将本煤层、邻近煤层或采空区内的瓦斯利用钻孔(或专门的抽放瓦斯巷道)、管道、真空泵直接抽至地面或总回风巷,以减少随井下风流排到地面的瓦斯量。
第一节抽放瓦斯的依据
(1)根据国家安全生产监督管理总局《煤矿建设项目安全设施设计审查和竣工验收规范》(AQ1055-2008)第“3.4.4.1”条,高瓦斯矿井必须进行瓦斯抽采。
(2)另外抽放煤层瓦斯作为区域性防治瓦斯突出的一个技术措施也是必要的,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。
第二节抽放瓦斯的可能性
1)、衡量煤层可抽性的指标主要有三项:
(1)煤层的透气性系数(λ);
(2)钻孔瓦斯流量衰减系数(β);
2)、煤层抽放瓦斯难易程度分类见表。
煤层预抽瓦斯难易程度分类表
指标
难易程度
β(d-1)
λ(m2/Mpa2.d)
容易抽放
<0.003
>10
可以抽放
0.003~0.05
10~0.1
较难抽放
>0.05
<0.1
根据本矿井整合前瓦斯抽放实际情况以及贵州青利集团公司荔波分公司平寨矿和更班矿的抽采情况,煤层透气性较好,钻孔瓦斯流量衰减系数中等,属容易抽放煤层。
第三节矿井瓦斯抽放参数
一、矿井瓦斯储量及可抽量
1.瓦斯储量计算
矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层及围岩所赋存的瓦斯总量,瓦斯储量可按下式计算:
Wc=(K1·K2)∑Ai·W0
式中:
Wc—矿井瓦斯储量,万m3;
K1—围岩瓦斯储量系数;
K2—不可采邻近层瓦斯储量系数;
Ai—第i个可采煤层地质储量,万t;
W0—第i个可采煤层平均瓦斯含量,m3/t;
瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量,其计算公式为:
W抽=Wc·K可
式中:
W抽—可抽瓦斯量,万m3;
K可—可抽放系数;K可=K3·K4·K5;
K3—煤层的瓦斯排放系数;M11=K5(W0-W残)/W0;
K4—负压抽放时的抽放作用系数,K4=1.2;
K5—瓦斯涌出程度系数;
W残—运到地表煤的残余瓦斯含量,m3/t;
矿井瓦斯储量及可开发量表
在井田开采范围内,除煤层为可采煤层外,对其它不可采煤层和围岩瓦斯储量,按估算列入,从计算结果看,矿井瓦斯可抽量为4299.46万m3,(含不可采煤层及围岩的瓦斯储量),这为矿井瓦斯开发利用提供了充足的资源条件。
2.抽放瓦斯效果预计
本矿井瓦斯抽采率为40%。
3.矿井瓦斯抽采量预测
矿井相对瓦斯涌出量为:
24.7m3/t;绝对瓦斯涌出量为:
q井=(24.7×455)÷(24×60)=7.8m3/min。
采面相对瓦斯涌出量为:
15.6m3/t,采面绝对瓦斯涌出量为:
(15.6×455)÷(24×60)=4.93m3/min。
单个掘进面瓦斯涌出量为:
0.236m3/min。
根据预测矿井瓦斯涌出量,预测矿井瓦斯抽采量Q抽:
Qz=Q绝×Kc=7.8×40%=3.12m3/min
式中:
Qz—矿井瓦斯抽采量,m3/min;
Q绝—绝对瓦斯涌出量,m3/min;
Kc—矿井瓦斯抽采系数,取40%。
根据瓦斯抽放规范,要求,富裕量不小于15%。
考虑预测不准确性,本次设计按100%的富裕系数考虑。
设计矿井瓦斯抽采量Q抽:
3.12×2.0=6.24m3/min。
其中,高负压瓦斯抽采纯量:
Qz高=3.6m3/min
低负压瓦斯抽采纯量为Qz低=2.64m3/min
年瓦斯抽采纯量能力为:
Qza=330×24×60×6.24/10000=296.53万m3/a
第四节矿井瓦斯抽放其它因素
1、瓦斯风化带的确定
煤中的瓦斯成分随着煤层埋藏深度的不同而变化,由浅到深大致分为四个带:
二氧化碳——氮气带,氮气带,氮气——沼气带,沼气带。
沼气带以上的三个带统称为瓦斯风化带。
煤的变质程度与瓦斯风氧化带的关系。
瓦斯风化带表
煤的牌号
瓦斯风氧化带的深度(m)
瓦斯涌出梯度(m/m3.t)
气煤和长焰煤
500
30—40
肥煤
450--500
20--25
焦煤
150--200
15--20
瘦煤
100-150
10--15
贫煤和无烟煤
50--100
5---10
根据本矿条件,煤的牌号为无烟煤,所以瓦斯风氧化带的深度为100m。
2、瓦斯压力的确定
由于无实测资料,参照整个向斜的邻近生产矿井瓦斯资料,根据《煤矿采矿设计手册》,通过我国各主要煤田实测的煤层瓦斯压力得出以下规律:
P=(2.03~10.13)HKpa(根据本矿区实际,取5.0×H)
则,P=5.0×500m=2.5MPa
H----煤层距地表的最大垂深,米。
3、煤层瓦斯含量
根据第一节计算,K2煤层:
W=Wx+Wy=17.8+0.57=18.37m3/t
4、煤中残存瓦斯含量
根据《采矿工程设计手册》通风与安全章节的计算统计,结果如下:
煤中残存瓦斯含量表
煤质
残存量 m3/t
煤质
残存量 m3/t
无烟煤
6--10
焦煤
2---4
贫煤
4--8
气煤
2---3
粘结煤
6---8
长焰煤
1—2.5
本矿煤中残存瓦斯含量按6m3/t。
5、瓦斯梯度计算
由于本矿井尚未进行相关参数测定。
根据相邻的矿区的总体资料,该矿区的瓦斯梯度为1.7—2.6m3/t.100m;所以本矿暂按此作为瓦斯梯度。
第五节抽采系统和方法
1.选择抽放方法的原则
选择矿井瓦斯抽采方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基础参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的等因素确定,并遵循以下原则:
(1)坚持“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理方针,着力构建“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位、隐患排除、综合利用”的煤矿瓦斯治理与综合利用工作体系。
(2)强化多措并举、应抽尽抽、抽采平衡。
(3)做到先抽后掘,先抽后采,抽采平衡,保证预抽时间,确保抽采达标。
(4)选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。
(5)应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析,有针对性选择抽放瓦斯方法,以提突出抽采效果。
(6)巷道布置在满足瓦斯抽采的前提下,应尽可能利用生产巷道,以减少抽放工程量。
(7)选择的抽放方法有利于抽放巷道的布置和维护。
(8)选择的抽放方法有利于提突出抽采效果,降低瓦斯抽采成本。
(9)抽放方法有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计,有利于增加钻孔的抽放时间。
(10)采取各种方式的预抽煤层瓦斯作区域防突措施时,应符合《防突规定》第49条的相关要求,并且落实到本设计中去。
2.瓦斯抽采方法的选择
本矿井按有煤与瓦斯突出矿井设计,因此设计采用综合瓦斯抽放方法对矿井煤层进行抽放。
采用的抽放方法详述如下:
1)采面及运输巷预抽
为降低煤层运输巷掘进和开采时的瓦斯涌出量,在采煤工作面回风巷道一侧打钻孔进行煤层瓦斯预抽。
设计采煤工作面长度50m。
钻孔布置:
设计在巷道内按5.4m间距(抽放半径2.7m),沿煤层倾斜方向布置平行顺层抽放钻孔,每个钻孔深度68m,钻孔布置示意图见图3-4-1,钻孔参数见表。
2)回风巷掘进头超前钻孔的先抽后掘
先抽后掘:
指掘进过程中,在“采面回风巷的两帮布置钻场,每隔50m布置一组钻场(巷道两边各一个)。
一般每个钻场打4个孔,钻孔控制范围为:
巷道轮廓线外15m以上。
即孔深不低于50m,允许掘进距离不超过30m。
钻孔内埋入直径25tara、长度10m的钢管,并用水泥沙浆将钻孔进行封孔,其封孔深度为8m,将钻孔与抽放管路连接起来,即可抽放掘进工作面前方的瓦斯。
钻孔布置方式见附图,抽放瓦斯钻孔参数如下:
抽放瓦斯钻孔参数
孔号
孔径(mm)
孔深(m)
孔底至帮平距(m)
钻孔与巷道
轴线夹角(º″)
钻孔倾角(º)
1
75
55
1
0
顺层
2
75
55.11
5
338
顺层
3
75
55.44
9
715
顺层
4
75
55.99
13
1048
顺层
5
75
55
1
0
顺层
6
75
55.11
5
338
顺层
7
75
55.44
9
715
顺层
8
75
55.99
13
1048
顺层
抽放后当进行效果检验,若检验指标小于下表参数时,表示突出危险解除,可掘进。
否则必须继续进行抽放,直到检验指标小于下表参数时为止。
根据煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域预测的临界值表
瓦斯压力(P/MPa)
瓦斯含量W/(m3·t-1)
区域类别
P﹤0.74W
﹤8
无突出危险区
除上述情况以外的其他情况
突出危险区
3)采空区留管抽放
留管抽放:
指采煤工作面在回采前,提前在回风巷安设瓦斯管路至采面上隅角附近,并由里向外每间隔25-30m安装一个三通,以便工作面上隅角推进到三通位置时安装条形抽放咀,当工作面上隅角推进到三通位置时,便打开三通堵板,利用抽放咀抽放工作面上隅角和采空区的瓦斯。
针对本矿井下实际情况,当采煤工作面构成通风系统准备回采之前,将瓦斯管路经采面回风巷铺设到采面上隅角附近,并由里向外每间隔30m安装一个三通,当工作面上隅角推进到三通位置时,便打开三通堵板安装条形抽放咀,利用抽放咀抽放工作面上隅角和采空区的瓦斯。
此种抽放方法在回采工作面瓦斯涌出量不大,但该回采工作面上隅角瓦斯又经常超限时使用,能够取得较好的效果,其布置方式如附图所示。
3.抽放巷道选择
回采工作面回风巷作为采面瓦斯抽采巷道。
掘进巷道作为掘进工作面瓦斯抽采巷。
4.钻场布置、钻孔参数确定
1)钻场的布置位置、间距、尺寸及支护方式,抽放时间
回采工作面的钻孔布置在工作面运输巷,每隔6m布置一个钻孔,抽放时间以达到抽放要求为准,允许推采距离为采面走向长度。
钻场内钻孔与瓦斯管联接平面示意图见图3-3所示。
煤巷掘进工作面钻场布置在掘进巷道的两帮,每隔50m布置一组钻场(巷道两边各一个)。
一般每个钻场打4个孔,钻孔控制范围为:
巷道轮廓线外15m以上。
即孔深不低于50m,允许掘进距离不超过30m。
钻场宽度见表。
预抽钻场内器材布置表
钻机型号
钻机与支架间距
(m)
钻机宽度
(m)
钻工操作宽度
(m)
钻场总宽度
(m)
TXU-150
0.2
0.6
1.00
3.0
2)钻孔布置
(1)本煤层钻孔布置
a、钻孔直径:
设计考虑75mm。
b、钻孔长度:
沿层钻孔尽可能长,一般以打穿到工作面回风巷15m为原则,故孔长约68m,沿煤层布置成平行钻孔。
c、钻孔间距:
5.4m。
d、抽放负压与封孔长度:
抽放负压选用15KPa;封孔长度8m。
e、排放时间Tj(临界值)Tj=3/β
钻场间距:
设计采用每个钻场打1个钻孔,则钻场间距为:
5.4m。
5.封孔方式、材料及工艺
本层封孔工艺
封孔方式采用压气封孔方式,即用压缩空气作动力将充填物送到钻孔内来完成封孔工作,压气封孔用的主要设备是KFB型矿用封孔泵。
封孔材料采用水泥和砂子,并加入水调合成的干稠砂浆,水泥标号为525硅酸盐水泥,砂子颗粒直径为0.5~1.5mm,水泥和砂子比例为1:
5。
封孔工艺是:
a、封孔前用水或压风将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净;b、放入孔内抽放管并在距离孔口8米处用聚氨脂封孔;c、打开喷浆罐的上盖,用漏桶把砂浆装入罐体内,数量可占容积的三分之二;d、将上盖旋紧,把封孔胶管插入钻孔内,打开压气管阀门,即可把砂浆压入孔内,直至注满为止。
封孔长度为8m。
图3-3采面斜巷预抽钻场示意图
6.设备选型及主要检测仪表
1)钻机
采用型号为TXU-150的防爆型钻3台,其钻进深度可达150m,其中2台使用,1台备用。
2)主要检测仪表
①孔板式流量计2台
安装在管道的直线段内,孔板前后最好有5m以上的直线段,孔板圆孔与管路要同一圆心,端面与管路轴线垂直。
孔板式流量计安装在抽放总管、分管和支管上。
②AFJ-3-150U型急倾斜压差计3台
③AFP系列皮托管4支
④光干涉瓦斯检定器AQJ—2型0~100%2台
7.抽采控制范围及指标
1)控制范围
采取各种方式的预抽煤层瓦斯区域防突措施时,应当符合下列要求:
(1)穿层钻孔或顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷道及其外侧一定范围内的煤层。
要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是:
倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20m,下帮至少10m;其他为巷道两侧轮廓线外至少各15m。
以上所述的钻孔控制范围均为沿层面的距离,以下同;
(2)穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整条煤层巷道及其两侧一定范围内的煤层。
该范围与本条第
(一)项中回采巷道外侧的要求相同;
(3)顺层钻孔或穿层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应当控制整个开采块段的煤层;
(4)穿层钻孔预抽石门(含立、斜井等)揭煤区域煤层瓦斯区域防突措施应当在揭煤工作面距煤层的最小法向距离7m以前实施(在构造破坏带应适当加大距离)。
钻孔的最小控制范围是:
石门和立井、斜井揭煤处巷道轮廓线外12m(急倾斜煤层底部或下帮6m),同时还应当保证控制范围的外边缘到巷道轮廓线(包括预计前方揭煤段巷道的轮廓线)的最小距离不小于5m,且当钻孔不能一次穿透煤层全厚时,应当保持煤孔最小超前距15m;
(5)顺层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的钻孔应控制的条带长度不小于60m,巷道两侧的控制范围与本条第
(一)项中回采巷道外侧的要求相同;
(6)当煤巷掘进和回采工作面在预抽防突效果有效的区域内作业时,工作面距未预抽或者预抽防突效果无效范围的前方边界不得小于20m;
(7)厚煤层分层开采时,预抽钻孔应当控制开采的分层及其上部至少20m、下部至少10m(均为法向距离,且仅限于煤层部分)。
2)指标
(1)石门揭煤
采用综合指标法预测石门揭煤工作面突出危险性时,应当由工作面向煤层的适当位置至少打3个钻孔测定煤层瓦斯压力P。
近距离煤层群的层间距小于5m或层间岩石破碎时,应当测定各煤层的综合瓦斯压力。
测压钻孔在每米煤孔采一个煤样测定煤的坚固性系数f,把每个钻孔中坚固性系数最小的煤样混合后测定煤的瓦斯放散初速度Δp,则此值及所有钻孔中测定的最小坚固性系数f值作为软分层煤的瓦斯放散初速度和坚固性系数参数值。
综合指标D、K的计算公式为:
(1)
(2)
式中D—工作面突出危险性的D综合指标;
K—工作面突出危险性的K综合指标;
H—煤层埋藏深度,m;
P—煤层瓦斯压力,取各个测压钻孔实测瓦斯压力的最大值,MPa;
△p—软分层煤的瓦斯放散初速度;
f—软分层煤的坚固性系数。
各煤层石门揭煤工作面突出预测综合指标D、K的临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表3-8所列的临界值进行预测。
当测定的综合指标D、K都小于临界值,或者指标K小于临界值且式
(1)中两括号内的计算值都为负值时,若未发现其他异常情况,该工作面即为无突出危险工作面;否则,判定为突出危险工作面。
表3-8石门揭煤工作面突出危险性预测综合指标D、K参考临界值
综合指标D
综合指标K
无烟煤
其他煤种
0.25
20
15
(2)煤巷掘进工作面
采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性时,在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深8~10m的钻孔,测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。
钻孔应尽可能布置在软分层中,一个钻孔位于掘进巷道断面中部,并平行于掘进方向,其他钻孔的终孔点应位于巷道断面两侧轮廓线外2~4m处。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
各煤层采用钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表3-9的临界值确定工作面的突出危险性。
表3-9钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标Δh2
Pa
钻屑瓦斯解吸指标K1
(mL/g•
)
钻屑量S
(kg/m)
(L/m)
200
0.5
6
5.4
如果实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该工作面预测为无突出危险工作面;否则,为突出危险工作面。
(3)采煤工作面
对采煤工作面的突出危险性预测,参照煤巷掘进工作面预测方法进行。
但应沿采煤工作面每隔10~15m布置一个预测钻孔,深度5~10m,除此之外的各项操作等均与煤巷掘进工作面突出危险性预测相同。
判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应根据试验考察确定,在确定前可参照煤巷掘进工作面突出危险性预测的临界值。
采用钻屑指标法预测采煤工作面突出危险性时,在近水平、缓倾斜煤层工作面应向前方煤体至少施工3个、在倾斜或急倾斜煤层至少施工2个直径42mm、孔深8~10m的钻孔,测定钻屑瓦斯解吸指标和钻屑量。
钻孔应尽可能布置在软分层中,一个钻孔位于采面中部,并平行于采面推进方向。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全部钻屑量S,每钻进2m至少测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
各煤层采用钻屑指标法预测采煤工作面突出危险性的指标临界值应根据试验考察确定,在确定前可暂按表3-10的临界值确定工作面的突出危险性。
表3-10钻屑指标法预测煤巷掘进工作面突出危险性的参考临界值
钻屑瓦斯解吸指标Δh2
Pa
钻屑瓦斯解吸指标K1
(mL/g•
)
钻屑量S
(kg/m)
(L/m)
200
0.5
6
5.4
如果实测得到的S、K1或△h2的所有测定值均小于临界值,并且未发现其他异常情况,则该工作面预测为无突出危险工作面;否则,为突出危险工作面。
第六节瓦斯抽采管路
一、抽采管路系统的选择
1、抽放管路系统的选择原则
在选择瓦斯抽采管路系统时,主要根据抽放泵站位置、开拓巷道布置、管路安装条件等进行确定。
抽放管路应尽量选择敷设在巷道曲线段少和距离短的线路中,尽可能避开运输繁忙巷道,同时还要考虑供电、供水、运输方便。
2、抽放管路系统的选择
见“排水、抽放瓦斯系统图”(蓝图)。
二、抽采管路管径、材质、规格
1、管径、规格
抽放管路管径计算公式如下:
高负压:
1、抽放瓦斯纯量:
Q=3.6m3/min;
2、抽放瓦斯浓度:
30%;
3、抽采瓦斯混合量:
3.6/30%=12.0m3/min;
4、孔口负压:
15kPa;
5、泵出口正压:
0.8kPa;
①主管路管径计算
根据巷道的布置,主管从抽放泵站至回风石门,按总流量计算。
D主=0.1457(Q混/V)1/2
=0.1457×(12.0/12)1/2
=0.1457m
式中:
D主——瓦斯管内径m
Q混——瓦斯管内的混合气体流量12.0m3/min。
V——管道中混合气体的经济流速,取12m/s。
②支管路管径计算
根据开采方案设计,矿井达产时布置1个回采工作面和2个掘进工作面。
按抽放回采工作面的瓦斯流量计算:
D支采=0.1457(Q混/V)1/2
=0.1457×(5.5/12)1/2
=0.98m
式中:
D支——瓦斯管内径m
Q混——瓦斯管内的混合气体流量5.5m3/min。
V——管道中混合气体的经济流速,取12m/s。
D支掘=0.1457(Q混/V)1/2
=0.1457×(3.25/10)1/2
=0.083m
低负压:
1、抽放瓦斯纯量:
Q=2.64m3/min;
2、抽放瓦斯浓度:
22%;
3、抽采瓦斯混合量:
2.64/22%=12m3/min;
4、孔口负压:
5kPa;
5、泵出口正压:
0.8kPa;
①主管管径计算
根据巷道的布置,主管从抽放泵站至穿层运输石门,按总流量计算。
D主=0.1457(Q混/V)1/2
=0.1457×(10/12)1/2
=0.132m
式中:
D主——瓦斯管内径m
Q混——瓦斯管内的混合气体流量10m3/min。
V——管道中混合气体的经济流速,取12m/s。
②支管路管径计算
D支=0.1457(Q混/V)1/2
=0.1457×(5/10)1/2
=0.095m
式中:
D支——瓦斯管内径m
Q混——瓦斯管内的混合气体流量5m3/min。
V——管道中混合气体的经济流速,取12m/s。
考虑留一定余量,高负压抽放故选择一趟干管(排出管)管径为150×4mm的无缝钢管,支管(抽放管)管径100×4mm的无缝钢管作为高负压抽放管路;
低负压抽放选择一趟干管(排出管)管径为150×4mm的无缝钢管,支管(抽放管)管径100×3mm的无缝钢管作为低负压抽放管路。
2、材质要求
当条件适当时,可选用新材料的瓦斯抽放管,但井下抽放管路禁止采用玻璃钢管。
三、瓦斯管的连接方式、主管趟数
瓦斯管道的连接采用法兰盘加胶垫的连接方式,接头的规格应与瓦斯管管径相匹配。
考虑到矿井同时使用高、低负压抽放,各安设一趟管路,共安设主管二趟。
四、抽放管路阻力计算
①管道阻力损失按下式计算:
H=9.81(LQ2△/K0D5)
式中H——阻力损失Pa
L——管道长度m
Q——混合气体流量m3/h
D——管道内径cm
K0——阻力系数(查表)
△——混合瓦斯对空气的相对密度。
瓦斯管道阻力损失计算应选择抽放系统服务年限内阻力最大的一条抽放管路进行计算。
根据本煤矿开拓布置,到矿井深部边界的瓦斯管路最长,因此按从地面泵站到井下水平深部边界的瓦斯抽放主管路长1000m(DN150),支管路长1000m(DN100mm)计算抽放管道阻力损失。
高负压:
主管道从抽放泵站经回风井。
管道长300m,其阻力为:
H1=9.81×1000×(12×60)2×0.744/(0.7×155)
=3668Pa
支管从回风石门至回采工作面运输斜巷。
管道长1000m,其阻力为:
H2=9.81×1000×(5.5×60)2×0.844/(0.67×105)
=5423Pa
抽放管道系统的管道阻力损失:
H=H1+H2=3668.0+5423.0=9091Pa
低负压:
因此按从地面泵站到井下水平深部边界的瓦斯抽放主管路长1000m(DN150),支管路长1000m(DN133mm)计算抽放管道阻力损失。
主管道从抽放泵站经总回风井至回风石门。
管道长300m,其阻力为:
H1=9.81×300×(10×60)2×0.875/(0.71×155)
=2478.0Pa
支管从回风石门至回采工作面回风斜巷。
管道长1000m,其阻力为:
H2=9.81×800×(5×60)2×0.875/(0.62×105)
=3162Pa
抽放管道系统的管道阻力损失:
H=H1+H2=2478+3162=5640Pa
②局部阻力损失计算
局部阻力按管道阻力损失的20%考虑即:
高负压:
H局=H×20%=9091×20%=1818Pa
低
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