抽放设计.docx

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抽放设计

前　　言

为切实贯彻落实“先抽后采”方针，加强瓦斯抽放技术管理，保证煤矿瓦斯抽放工程的安全，防止瓦斯事故，根据《中华人民共和国安全生产法》、《煤矿安全规程》、《煤矿瓦斯抽放规范》等有关安全生产的法律、法规的规定，为提高煤矿本质的安全度和安全管理水平，降低风险，预防事故的发生，保护煤矿职工的安全和健康。

我单位受禹州市三古垌军阳矿业有限公司的委托，对该矿瓦斯抽放系统建设项目进行初步设计。

禹州市三古垌军阳矿业有限公司是一家从事煤矿开采的村属集体企业，开采的煤为山西组二1煤层。

采煤工艺实行炮采与手镐落煤，采矿设计规模为15万吨/年，该瓦斯抽放系统建设项目为地面钻孔固定抽放。

本设计是依据国家有关安全生产的法律、法规和许昌市煤矿设计院设计的《禹州市三古垌军阳矿业有限公司煤矿安全设计说明》，根据建设单位提供的相关资料，并结合现场勘测取得的资料编制而成。

本方案由于受设计时间限制，其深度与相关的安全技术标准、规程、规范的要求相比，还需要进一步完善。

建议在建设和安装施工过程中完善、补充相关内容，落实有关安全技术及管理措施，确保工程建设的安全。

本次设计由设计组集体完成。

受设计人员经验和水平的限制，本次设计定有许多不当之处，敬请批评指正。

第一章设计依据

1、《中华人民共和国安全生产法》

2、《煤矿安全规程》2006版。

3、《煤矿瓦斯抽放规范》AQ1027-2006。

4、《煤炭业工业小型矿井设计规定》。

5、《煤炭工业设计手册》。

6、《煤炭工业设计基础》。

7、《矿山设备安全设计导则》

8、省市有关政策、文件及要求。

9、三古垌军阳矿业有限公司提供的该矿采掘工程平面图、井上下对照图和其它有关资料。

10、三古垌军阳矿业有限公司设计委托书。

第二章矿井概况

第一节矿井基本概况

禹州市三古垌军阳矿业有限公司（以下简称三古垌军阳矿业有限公司）,2006年1月技改整合组建，矿井位于河南省禹州市方山镇境内，为一对立井开拓方式，经技改整合后2005年底保有地质储量480.83万吨，可开采煤炭储量190.75万吨，矿井设计生产能力为15万t/a，矿井剩余服务年限为9.8年.。

三古垌军阳矿业有限公司煤系地层总厚730m，8个含煤组，含煤77层，其中二1、三9、四4、五2、六4煤属主要可开采煤层。

三古垌军阳矿业有限公司开采二叠系山西组二1煤层，煤层厚度5.6~6.4m，平均煤层厚度6.00m，煤层赋存不稳定。

煤层硬度系数F=0.1~0.16，属于松软煤层。

一、矿井瓦斯

该矿北部与平禹煤电方山煤矿相邻。

河南省煤田地质局二队1997年5月提供的方山煤矿（二1煤层）详细地质报告称：

“根据瓦斯赋存规律推测本煤田已经进入沼气带，二1煤层底标高-100m以上相对瓦斯涌出量小于10m3/t；－100m以下相对瓦斯涌出量将大于10m3/t，并由浅到深瓦斯逐渐增大，由低瓦斯矿井逐步向高瓦斯矿井过度，三古垌军阳矿业有限公司开采深度不超过－100m，故该矿是低瓦斯矿井。

二、煤尘及煤层自然倾向

根据2007年8月平煤（集团）公司通风实验室煤尘爆炸性鉴定报告资料：

煤尘爆炸指数为13.8%，该二1煤层煤尘有爆炸危险性。

根据2007年8月平煤（集团）公司通风实验室煤尘自燃倾向等级鉴定报告，煤层自燃倾向等级分类为III类，属不易燃煤层。

第二节煤层赋存及瓦斯情况

禹州矿区煤系地层属石炭二叠系，煤系地层总厚度720m，8个含煤组，含煤89层，可采和局部可采煤层有七层（一5、二1、二3、三9、四4、五2、六4煤层），其中二1、二3、五2、六4为主采煤层。

三古垌军阳矿业有限公司开采二叠系山西组二1煤层，煤层厚度1.2～12.4m，平均煤层厚度6.00m，赋存不稳定。

煤层硬度系数f=0.1～0.16，属于松软煤层。

二1煤层不易自燃；煤尘具有爆炸性，煤尘爆炸指数为13.8%。

2007年鉴定矿井为低瓦斯矿井，相对瓦斯涌出量为3.59m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.44m3/min。

第三节采区布置与采煤方法

矿井为立井开拓。

矿井布置一个回采工作面、2个掘进工作面。

回采工作面采用正规走向条带布置；工作面采长400m，斜长100m，属后退式回采，采用手镐落煤采煤工艺。

截止2008年2月底，回采工作面11501采面走向长度400m；

第四节矿井通风与瓦斯

一、通风方式及供风量

矿井通风方式为中央并列式，通风方法为抽出式，由主井回风和副井进风。

矿井现用主要扇风机为对旋式风机，型号为FBCDZNO－615/2X2，一台运转一台备用，配套电动机功率55×2KW，380V；主扇采用双回路供电系统，主扇工作风量范围23.3～51.7m3/s，矿井总进风量３4.1m3/s，矿井总回风量36.6m3/s，通风系统负压1200Pa。

二、瓦斯涌出情况

目前矿井布置两个采面和二个掘进头：

分别是11091采面和11501采面。

2006年鉴定矿井相对瓦斯涌出量为4.59m3/t，绝对瓦斯涌出量为2.44m3/min；2007年鉴定矿井相对瓦斯涌出量7.76m3/t，绝对瓦斯涌出量5.58m3/min，11091采煤工作面相对瓦斯涌出量2.39m3/t，绝对瓦斯涌出量0.48m3/min。

根据矿井瓦斯赋存情况，随着开采深度的加大，煤层瓦斯含量呈梯度增加，采掘工作面的绝对瓦斯涌出量将明显增大。

三、瓦斯抽放现状

矿井从2006年1月技改整合后，经鉴定为低瓦斯矿井，绝对瓦斯涌出量均在5m3/min以下；至今尚未开展瓦斯抽放工作。

第四章抽放方法设计

第一节瓦斯来源分析

三古垌军阳矿业有限公司属于单一煤层开采，其开采的二1煤层走向北东18°，倾向南东，平均倾角16°，煤层厚度5.6～6.4米，平均煤层厚度6.00m，煤层赋存不稳定。

煤层硬度系数f=0.16，属于松软煤层。

参考煤炭科学研究总院重庆分院对方煤公司实际测定结果，二1煤层在标高70m（采深269m）的瓦斯压力为0.6MPa、煤层瓦斯含量为7.52m3/t。

矿井原为低瓦斯矿井，2006年鉴定矿井相对瓦斯涌出量4.59m3/t，绝对瓦斯涌出量2.44m3/min；2007年鉴定矿井相对瓦斯涌出量7.76m3/t，绝对瓦斯涌出量5.58m3/min；随着矿井生产区域延深后，绝对瓦斯涌出量增长较块。

参考煤炭科学研究总院重庆分院对方煤公司实际测定结果，三古垌军阳矿业有限公司二1煤层瓦斯呈条带或区域分布特征较为明显，煤层松软、透气性低，煤层钻孔瓦斯自然流量小、衰减快；在采用直径75mm～89mm钻孔作为排放钻孔时，有效排放半径为0.6～0.7m；矿井瓦斯涌出来源主要是采、掘生产落煤过程释放的瓦斯，在煤层变厚区域回采工作面采空区瓦斯涌出量明显增大。

第二节　抽放方法选择

一、选择抽放瓦斯方法的原则

本设计对三古垌军阳矿业有限公司抽放瓦斯方法的选择遵循以下原则：

1、适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件；

2、根据瓦斯对矿井安全的影响状况和瓦斯来源，采用具有针对性的综合抽放方法，提高抽放效果；

3、在满足矿井瓦斯抽放需要的前提下，尽可能利用现有的生产巷道，以减少瓦斯抽放工程量；

4、有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管路的安装。

二、抽放瓦斯方法的选择

煤矿抽放瓦斯的方法主要有底板巷穿层钻孔、煤层顺层钻孔的本煤层瓦斯预抽或卸压抽放，掘进巷道的边掘边抽，使用顶板钻孔、顶板巷道通过采动裂隙带对采空区的瓦斯抽放，回采工作面上隅角埋管对采空区的瓦斯抽放，利用穿层钻孔或巷道对上、下邻近煤层的瓦斯抽放，等。

根据三古垌军阳矿业有限公司开采煤层的赋存、瓦斯含量、采掘工作面瓦斯来源等情况，本设计主要采用以下两种抽放瓦斯方法：

1、本煤层顺层钻孔抽放：

在二1煤层回采工作面沿煤层倾向布置顺层抽放钻孔，可分为下向孔、水平孔、上向孔三种布置方式，进行本煤层瓦斯预抽和边采边抽，作为回采工作面预防瓦斯突出的主要措施，以减少回采过程中的瓦斯涌出量，此法适合采长较短的回采工作面防突技术需要。

2、边采（掘）边抽：

是在未经预抽、或经预抽尚未达到最佳效果，包括抽放钻孔数量不够和预抽时间不足等原因致使采掘过程中瓦斯涌出量仍然很大的情况下，在采掘工作进行过程中同时进行抽放瓦斯工作的抽放方式。

这种方式的实质是，利用采掘时的卸压效应抽放瓦斯。

边采边抽是在开采层回采工作面前方布置钻孔，依靠工作面推进时的卸压效应抽放工作面前方煤体中的瓦斯。

边掘边抽是在掘进巷道的两帮布置钻孔，利用巷道掘进的卸压效应，抽放巷道工作面前方和两帮煤体中的瓦斯。

3、掘进工作面超前钻孔抽放：

在掘进工作面向前方煤层施工顺煤层抽放钻孔，对掘进前方煤层瓦斯进行抽放，实行“先抽后掘”，主要目的是对掘进工作面实施超前钻孔卸压和抽放后，达到防止瓦斯突出的目的。

选用工作面超前钻孔抽放原因是二1煤层硬度系数小、煤层松软，在巷道两帮施工“挂耳”钻场存在钻场支护困难。

此外，对矿井延深工程的开掘工作面，可根据实际情况，利用岩石巷道向平行布置的煤层巷道掘进前方施工穿层抽放钻孔，预抽煤层瓦斯并达到卸压作用，可取得较好的防突效果。

对煤层变厚、采空区瓦斯涌出量增大的回采工作面，可增加采面上隅角插管抽放措施。

第三节　抽放工艺及参数

一、本煤层顺层钻孔抽放

在煤层厚度、瓦斯含量、瓦斯压力和煤层透气性等自然条件一定的情况下，本煤层瓦斯抽放效果主要取决于钻孔的深度、直径、间距以及钻孔的布置方式。

钻孔越深、孔径越大，则煤层瓦斯抽放控制范围越大，抽放量也越多；钻孔间距小、吨煤钻孔量增多，可缩短预抽时间，同时增大煤层瓦斯的抽出量，煤层钻孔交叉布置在一定程度上还增大了钻孔的有效抽放半径，提高了钻孔的抽放效率。

由于三古垌军阳矿业有限公司二1煤层硬度系数小、煤层松软，钻孔施工过程中容易发生垮孔、夹钻等现象，钻孔施工难度大。

为了提高钻孔的成孔率，同时考虑作业环境便于钻孔施工，在11091采面和11501采面风巷（上顺槽）布置下向顺层抽放钻孔，在采面机巷（下顺槽）布置上向顺层抽放钻孔，对本煤层瓦斯进行抽放。

顺层钻孔开孔方向与风巷走向保持40°～45°夹角，钻进方向迎向采面开切眼，钻孔间平行布置。

钻孔抽放半径按钻孔有效排放半径的1.6~1.8倍确定（直径75mm～89mm钻孔有效排放半径0.6～0.7m），钻孔间距确定为2～2.5m。

根据两个采面采长在80m左右（风巷有弯曲）巷道片帮较为严重的实际情况，钻孔深度确定为40m，钻孔直径89mm。

在11091采面和11501两个采面的钻孔设计参数为：

（1）钻孔直径：

Φ75mm～89mm；

（2）钻孔长度：

风巷下向孔40m；

（3）钻孔间距：

2～2.5m；

（4）钻孔与风巷走向夹角40°～45°。

（见附图二）

在11501和11091采面，要根据工作面最终工程设计来确定抽放钻孔布置参数，如设计为条带采面。

如设计为大采长（80m）工作面，则要增大钻孔深度，或在采面风、机巷分别布置钻孔，以满足钻孔覆盖整个采面煤层抽放区域。

抽放钻孔设计参数：

（1）钻孔直径：

Φ75mm～89mm；（孔径越大，抽放效果越好）

（2）钻孔长度：

风巷下向孔40m，机巷上向孔45m。

（3）钻孔间距：

2～2.5m；

（4）钻孔与风巷走向夹角40°～45°。

为了保证钻孔深度和成孔率，要采取以下措施：

▲采用大功率液压钻机，增大钻进能力。

软煤层打钻容易出现垮孔、夹钻，应力和瓦斯压力增大时还会发生喷孔、顶钻现象，使用高压水排除煤粉时上述情况会有所加剧。

因此，要选用大功率的钻机，同时采用质量可靠的钻杆、钻头，在提高钻进能力的同时减少钻孔事故（断钻杆、掉钻头等）。

▲采用压风排粉，减少垮孔、喷孔。

软煤层打钻使用高压水排除煤粉会加剧垮孔、喷孔现象，在突出危险性比较强时，还容易诱发钻孔瓦斯突出。

为了保证孔深和成孔率，采用压风排粉是一个较好的方法。

压风排粉和螺旋钻杆排粉在其他矿井软煤层打钻中得到了很广泛的应用，也取得了非常好的效果。

一般情况下，要保证软煤层打钻排粉顺利，所使用的风压应不小于0.4MPa。

由于压风排粉会造成煤尘飞扬，所以必须采用孔口除尘器、降尘水幕等有效的孔口除尘措施，解决粉尘飞扬问题。

二、工作面钻孔抽放

针对低透气性煤层预抽效果差和采面超前排放钻孔打钻过程中存在的瓦斯问题，利用矿山压力分布规律，在采面卸压带内布置一定数量、一定深度的钻孔，对采面前方卸压带和应力集中带煤层瓦斯进行抽放，始终在回采工作面前方形成一个“超前抽放带”，使生产出煤时处在在瓦斯很低的“超前抽放带”，可以显著减少落煤时的瓦斯涌出量，从而解决工作面瓦斯制约生产力的问题，同时也可解决采面超前排放钻孔打钻过程中的瓦斯超限问题。

利用工作面前方始终存在应力卸压带的自然规律，在掘进工作面施工直径75mm～89mm、深度10～20m的顺层平行钻孔，对卸压带煤层瓦斯进行抽放，可显著提高煤层瓦斯抽放效果。

在工作面前方动压区影响范围内确定工作面前方的可抽区域；在工作面煤壁施工孔径75mm～89mm、深度10～15m的钻孔，测定钻屑量S和钻屑解吸指标⊿h2沿每米钻孔的分布数值判定煤层卸压带和应力集中带的分布；根据工作面前方煤层可浅孔抽放区域的大小和应力集中带的分布，确定钻孔深度。

在工作面测定钻孔抽放半径，确定钻孔布置方式。

在工作面测定浅孔抽放时的钻孔流量衰减规律，确定钻孔合理抽放时间。

利用机械式挤压膨胀原理，设计专用封孔器。

对浅孔抽放封孔装置的结构性能要求是“结构简单、重量轻便、重复利用”，对封孔装置的操作性能要求是“操作简便、封孔严密、连接迅速”。

基于这个设计思路，利用高弹性橡胶在机械式挤压后膨胀的原理，制作专用封孔器。

其操作过程是向前推、挤压膨胀、旋转手把锁定达到封孔作用，回收时反向旋转手把、打开机械闭锁、依靠高弹橡胶自身弹性收缩复原、拉出、备用。

封孔器与采面抽放主干管路的连接使用直径25mm黑色橡胶软管，便于操作和存放。

采面抽放主干管路采用直径150或200mm的吸水管（埋吸管），沿综采支架前、后立柱之间敷设，每间隔5~10m设置一个多通，用于连接封孔器的软管。

采面抽放管路与风巷抽放管路连接后，并入抽放系统，进行抽放。

浅孔抽放的时间安排在综采工作面检修班或执行防突措施班，提高时间利用率。

三、掘进工作面超前钻孔抽放

超前钻孔抽放是掘进工作面防止煤与瓦斯突出的一项有效技术手段，已经在瓦斯突出矿井得到推广和应用。

实践证明，超前钻孔抽放在降低地应力、瓦斯压力和减少瓦斯涌出量等方面，具有显著作用。

超前钻孔抽放是本煤层瓦斯抽放的一种，其特点是适合突出危险煤层或高瓦斯煤层的掘进工作面。

基本工艺是在掘进工作面向前方煤层施工抽放钻孔，钻孔呈扇形布置，使钻孔按防突技术要求在掘进前方煤层控制一定范围，进行抽放，做到“先抽后掘”，达到超前钻孔抽放卸压、防止瓦斯突出的目的。

钻孔参数设计依据巷道轮廓线以外控制8m，上控制到煤层顶板、下控制到煤层底板，掘进前方煤层最大控制20m并始终保留5m超前安全距离。

钻孔抽放半径按钻孔有效排放半径的1.6～1.8倍确定（直径75mm～89mm钻孔有效排放半径0.6～0.7m），钻孔抽放半径为1.0～1.3m，超前钻孔孔底间距确定为2～2.5m。

超前抽放钻孔设计参数：

（1）钻孔直径：

Φ75mm～89mm钻孔；

（2）钻孔长度：

20～25m；

（3）钻孔孔底间距：

2～2.5m；

（4）钻孔呈扇形布置。

四、钻孔封孔

本设计中的钻孔主要是煤层钻孔，其中：

本煤层顺层抽放钻孔数量多、抽放时间长，适合采用永久性封孔材料和封孔工艺，故采用聚胺脂封孔方法。

掘进工作面超前钻孔抽放，属于时间短、具有重复性的作业，应采用可重复使用的封孔器封孔，既可实现快速封孔，又可减少封孔材料费用。

1、聚胺脂封孔方法：

常见的聚胺脂封孔方式可分为卷缠药液法和压注药液法。

卷缠药液法因材料简单、便于操作、适用多种钻孔而被普遍应用；压注药液法适用与光洁的岩石钻孔，对封孔用具要求较高，使用较少。

本设计选用卷缠药液法封孔，该方法孔内封孔抽放管结构见附图四。

抽放管（亦称封孔管）使用公称直径25mm（1英寸）或40mm（1.5英寸）的阻燃抗静电塑料管，管长为7～9m，通常分为三段：

在管前端留1～1.2m长钻有许多小孔作为积气管段，作用是沟通钻孔与抽放管路；接着为卷缠药液的封孔段，长度在1～1.5m，作用是固定卷缠药液的毛巾布。

在此段最前端固定一个由环形铁环和橡胶垫圈构成的挡盘，以防止药液膨胀后堵塞积气管上的小孔；最后为管子的尾段，用于和巷道内的瓦斯管路连接。

聚胺脂封孔的基本要求是：

（1）封孔段的长度不少于1m，以保证药液膨胀后有足够的封孔长度；

（2）封孔段距离钻孔孔口深度应不少于5m，即药卷封孔位置在巷道卸压圈以外；

（3）药卷前的挡盘要大小适当，能够封住膨胀的药液不不往孔里边流动；

（4）钻孔孔口要用少许药液和毛巾头封口、固定，尾管段留有足够长度便于连接。

2、快速封孔器封孔方法：

针对超前排放钻孔抽放快速封孔器封孔法具有操作简单、封孔迅速、可长时间重复使用、平均单孔封孔费用低等优点，非常适合在短时抽放的钻孔中使用。

但由于快速封孔器依靠封孔胶囊自身弹性封孔，一般适合在比较低的抽放负压（不超过60mmHg）下封孔，因此，多用于掘进工作面超前钻孔抽放和回采工作面卸压带浅孔抽放封孔。

快速封孔器封孔工艺如附图五所示，封孔器由导通管、封孔胶囊、阀门、尾管构成，与工作面抽放瓦斯分支管路连接后即可待用。

操作时只需将封孔器紧紧插入打好的钻孔、打开阀门，即可进行抽放；停止抽放时，关闭阀门、拉出封孔器，盘好连接管，将封孔器放置在适当位置待用。

第四节抽放钻孔施工设备选型

本煤层顺层钻孔和掘进工作面超前钻孔，可以采用同类钻机。

考虑三古垌军阳矿业有限公司井下巷道断面偏小、运输大型设备有一定困难，软煤层打钻又需要大功率钻机等因素，为提高钻进能力和适应现场，本设计选用KHYD140D2AB型全液压钻机，额定钻进长度分别为40m和100m，重量比立式钻机轻。

根据实际应用情况，该钻机在软煤层可钻进40～50m，能够满足三古垌军阳矿业有限公司的打钻需要。

（该矿目前使用的钻机能够满足瓦斯抽放打钻）

第五章抽放管路系统的选型计算

第一节抽放管路系统布置

三古垌军阳矿业有限公司瓦斯管路系统依据矿井生产布局和抽放需要设计。

本设计抽放地点包括1个回采工作面和2个掘进工作面，抽放泵站设置在主井南侧100m附近建立抽放泵房，瓦斯抽放主管路（直径200mm）由地面大直径抽放钻孔经回风下山到达采煤工作面；抽放（负压）端管路分为三个分支，第一路分支在回风下山100m处用于11501采煤工作面专用抽放管路（直径150mm），通过分布在风巷的连接短节（多通）与抽放钻孔相连；第二路分支在回风下山150m处用于11071采煤工作面专用抽放管路（直径150mm），通过分布在风巷的连接短节（多通）与抽放钻孔相连；第三路分支在回风下山200m处11071掘进风巷抽放管路（直径150mm），通过分布在风巷的连接短节（多通）与抽放钻孔相连。

管路系统布置示意（详见附图一）：

11051采面风巷采面回风联巷

11071掘进面机巷风回风联络巷总回风下山排放井

11071掘进风巷专用回风巷

抽放泵站

第二节抽放管路系统计算

一、瓦斯管路直径计算

瓦斯管路直径的选择，要根据抽放系统服务范围和所输送混合瓦斯气体流量的大小进行计算。

管路直径必须满足抽放系统服务年限内距离最远工作面的抽放需要，满足抽放高峰时期通过管路的最大气体流量的需要，同时要考虑巷道断面和作业空间对管径的限制。

管径计算公式为：

D=0.1457

式中：

D——瓦斯管内径，m；

Q——管道内混合瓦斯流量，m3/min；

V——管道内混合瓦斯的经济流速，m/s，一般取5~15m/s。

按照大管径流速取大值，小管径流速取小值的原则选取经济流速。

二、瓦斯抽放管材和管径确定

考虑三古垌军阳矿业有限公司井下巷道断面较小、运输条件比较困难等因素，为了便于安装并符合抽放安全需要，瓦斯管管材选用玻璃钢管，排放孔底至专用回风下山的抽放管为Φ200玻璃钢管，泵站内管路为Φ200×8mm钢管，11501采面风巷和11091采面风巷为Φ150玻璃钢管。

三、管路阻力损失计算

选择抽放系统的最长管线为11091采面风巷里段→风巷外段→回风上山→排放孔→瓦斯抽放泵站，计算管路阻力损失，计算如下：

（1）11091采面风巷500m管路摩擦阻力H1

式中：

H1—管路阻力损失，Pa；

L—管路长度，m。

L=500m；

δ—混合瓦斯相对空气的密度，查表瓦斯浓度20%时δ=0.911；

Q—混合瓦斯流量，m3/min。

Q=6.0×60=600m3/h；

K—管路系数，当管径d≥150mm时，K=0.71；

d—管路内径，cm。

d=15cm。

则H1≈180.98Pa。

（2）回风巷至排放孔560m管路摩擦阻力H2

式中：

H2—管路阻力损失，Pa；

L—管路长度，m。

L=560m；

δ—混合瓦斯相对空气的密度，查表瓦斯浓度20%时δ=0.911；

Q—混合瓦斯流量，m3/min。

Q=10.0×60=360m3/h；

K—管路系数，当管径d≥150mm时，K=0.71；

d—管路内径，cm。

d=20cm。

则H2≈150.6Pa。

（3）局部阻力H3

按经验值，管路局部阻力一般为总摩擦阻力的15~20%，本设计取15%。

式中：

H3=（H1+H2）×15%=（180+150.6）×15%≈51.10Pa；

则H3=51.10Pa。

（4）抽放管路系统沿程总阻力H总

抽放管路系统沿程总阻力等于管路摩擦总阻力和局部阻力之和，本设计抽放系统沿程总阻力为：

H总=H1+H2+H3=180+150.66+51.10=380.Pa≈0.38kPa

第三节抽放瓦斯管路的附属装置

为了合理控制管路系统的负压调节，合理分配各个抽放地点的瓦斯抽放流量，控制各个分支系统的瓦斯浓度和抽放效果，本设计在抽放管路主系统、分支系统均设置了调节阀门、管路负压自动放水器、流量计、防回火装置、除污箱装置等。

泵站内主管路的正、负压管之间设置旁通阀门一个，用于调节瓦斯泵启动时的工作负压；每台瓦斯抽放泵的进气端口和出气端口个安设控制阀门一个，用于控制运转瓦斯泵和备用瓦斯泵的开启状态；在泵站进气管路上设置个孔板流量计，用于测定和计量瓦斯抽放流量；在11051采面风巷和11071采面风巷安设管道负压自动放水器1~2台，用于抽放瓦斯管路积水的自动排放，选用负压自动放水器的型号为CWG－FY型。

除污箱设置安装在瓦斯排放孔下面，用于瓦斯抽放管路污垢及杂物的排放，选用除污箱装置的型号为CWX－MA型号。

第四节瓦斯抽放管路敷设的基本要求

瓦斯抽放管路敷设应符合以下基本要求：

1、瓦斯抽放管路的抗压强度满足最大抽放负压的要求，即：

不小于0.1MPa（负压），并具有较强的防腐性能玻璃钢管。

2、管路在井下巷道内敷设时应使用支座或吊挂，以防止巷道底板隆起造成管路漏气。

管路距离巷道底板的高度不小于30厘米，支座或吊挂点的距离可视每节管路长度而定，每节管路应不少于2处支座或吊挂，便于管路维修、拆除等工作。

3、为防止瓦斯管路在自重作用下发生滑动，并因此引起接头处发生裂缝、漏气，应使用卡木或铁卡子将管路固定。

固定卡子的距离应根据管道长程度来确定，每节管子两端各装一个卡子，间距是３米。

4、尽可能减少瓦斯管路的分岔、弯头、阀门，以减少瓦斯气体在管路中的流动阻力。

5、在有矿车运输的巷道中，瓦斯管路应采用悬挂或支撑的方法，将管路固定在巷道帮上，高度应不小于1.8m，避开矿车碰撞并利于行人、运输和管路维修。

6、在井下敷设瓦斯管路时，采用法兰连接，以便于安装、维修和管路拆除。

法兰中间的密封橡胶垫圈厚度应不小于5mm。

7、管路敷设中，要根据地