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1、大沟煤矿抽采达标工艺项目设计方案1 井田概况1.1 交通位置大沟煤矿位于富源县城东南部平距20km,距县城公路里程50km,隶属富源县大河镇恩乐村民委员会管辖。富源县城每天有班车往返于大河、恩乐,恩乐有简易公路直达矿区,另矿区有简易公路15km至贵州火铺富源(320国道),距曲靖85km。北西有贵昆铁路支线,交通尚属方便。详见交通位置图。云南省富源县大沟煤矿交通位置图 1.2 自然地理1.2.1 地形与地貌特征 大沟煤矿属低至高中山地貌,最高海拔位于矿区北东部,高程2141.10m,最低海拔位于矿区西部沟谷,高程1960m,相对高差181.10m,地势南北走向,矿区北东部地势高,西南部地势低。
2、区内植被稀疏,灌木丛零星分布。矿区气候属北亚热带高原季风气候的过渡类型,每年12月至次年3月为霜冻期,610月为雨季,年降雨量8901100mm,最高气温34.9,最低气温-11,年平均气温13.7,23月为风季,最大风速15m/s,一般36m/s,多为东南风。 区内居民以汉族为主,少量彝族、苗族,主要农作物有水稻、小麦、荞麦、玉米、洋芋等。经济作物以烤烟为主,工业主要以煤为主,富余劳动力充足。 矿区位于乌蒙山东南缘,处于滇黔两省交界处,属构造侵蚀低至高中山地貌。最高海拔位于矿区北东部山顶,高程2141.10m,最低海拔位于矿区南部沟谷,高程1951.3m,相对高差189.80m,地势总体北高
3、南低,矿区北东部地势高,西南部地势低。区内植被覆盖率较差,在坡耕地大面积分布地段稀疏,且大部分为丛生灌木,在村庄、冲沟等地形低洼地段植被覆盖相对较好。地表水体不发育,仅有山沟小溪、自然排泄良好。1.2.2 水文矿区最高海拔标高在矿区北东部,海拔2141.1m。最低标高在矿区南部冲沟,约为1951.3m,相对高差189.3m,一般标高在1970m-2000m,总体地形北东部高、南西部低。区内地形高差较大, 切割较深,起伏不平,沟谷发育,有利于地表迳流排泄;地下水接受大气降水,补给条件差。 矿区内无大的地表水体,仅在矿区中南部焦煤场及井口往南有一季节性小溪,对矿山煤层开采影响不大。 矿区地质构造复
4、杂程度属中等类型,断层的透水性略大于围岩。地层的富水性较弱,大气降水是本矿井的主要充水来源,浅部因小窑开采后采空区积水多年未排放,可成为目前矿井的常年补给源。经矿山多年开采情况分析,矿井正常涌水量30m3/h,雨季涌水量为50m3/h,(该涌水量由矿山提供)。 综上所述,矿区内地质构造复杂程度中等,断层的导水性及地层的富水性都较弱,地表水不发育,地形相对较陡,自然排泄条件较好,地下水主要靠大气降水补给,因此该矿区水文地质条件属中等类型。1.2.3 气象与地震 根据建筑抗震设计规范(GB50011-2001)附录A.0.22条划分,区内抗震设防基本烈度为7度,设计基本加速度值为0.10g,设计地
5、震分组为第三组,未来建筑物应按7烈度设防。矿区大地构造位置处于扬子准地台(I1),滇东台褶带(I2),曲靖台褶束(I34)的东南部。在区域上夹持于富源弥勒大断裂,营上阿岗大断裂之间。据富源县1965年1月开始对地震统计,共发生2.02.9级地震32次,3.03.9级地震13次,4.04.9级地震2次,从小震活动分析认为:富源县自1965年的40年中未发生过5级地震。表明矿区及周边区域属较稳定区。1.2.4 电源情况 采用双回路供电,一回路电源来自大河35/10Kv变电站826开关。二回路来自大河35/10Kv变电站811开关。矿井同时配有2台柴油发电机作为备用电源。1.2.5 水源情况大沟供水
6、由矿区防尘水池引入管线。1.3 井田境界及煤炭储量1.3.1 井田境界大沟煤矿井该矿采矿许可证核定矿区范围由9个拐点坐标圈定,矿区面积0.7443Km2,开采深度2065m1780m, 矿区地理坐标为:东经104 23551042438,北纬253215253242。1.3.2 煤炭储量 经核实,采矿许可证范围内20651780m占用资源储量662.84万吨,消耗资源储量255.26万吨。保有资源储量(122b+333 )407.58万吨(其中122b资源量145.28万吨, 333资源量262.30万吨)。采矿许可证平面范围内1780m标高以下占用333类资源储量272.92万吨。1.4 矿
7、井地质与煤层赋存1.4.1 矿井地层 在矿区区范围内,出露地层自上而下有:第四系、三叠系下统飞仙关组第一段、三叠系下统卡以头组、二叠系上统长兴组及二叠系上统龙潭组。矿区内地层为总体走向北东向,倾向北西,倾角1135度的单斜构造。 (一)第四系(Q) 由坡积物、残积物、冲积物和耕植土所组成,多为岩块、砂、砾和粘土堆积,零星分布于沟谷、凹地及大沟煤矿炼焦场地,厚度010m。(二)飞仙关组第一段(T1f1)岩性以灰紫色、紫红色薄层状泥岩为主,并与泥质粉砂岩、粉砂岩呈互层状产出。泥岩中富含蠕虫状方解石为特征,该段地层矿区内出露不全,出露地层厚度大于90米。与下伏地层卡以头组(T1k)呈整合接触。(三)
8、三叠系下统卡以头组(T1k)地层厚度70-120m,一般90m,下部为灰色、灰绿色薄中厚层状粉砂质泥岩、泥质粉砂岩,含多量叶肢介动物化石,上部为灰色、黄灰色薄中厚层状粉砂岩,夹少量中厚层状灰色细砂岩,基本不含化石,与下伏地层长兴组呈整合接触。(四)二叠系上统长兴组(P2c)上至M1煤层顶界,下至M7煤层顶板,地层厚度75.00-129.10m,平均89.88m,岩性为灰色,黄灰色泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩及少量似层状、透镜状菱铁岩及煤层组成。含煤7-10层,局部可采煤层一层,即M3煤层。与下伏地层龙潭组(P2l)呈整合接触。(五)二叠系上统龙潭组(P2l)主要为陆相沼泽湖泊相含煤沉积、岩
9、性为粉砂质泥岩、泥质粉砂岩、粉砂岩、细砂岩、泥岩、菱铁岩及煤层组成,地层厚度170.30-200.59m,平均195.50m,含大羽羊齿状化石,含煤2850层,煤层总厚度33.75m,含煤系数为17.26%,煤层编号的有M1M24,根据含煤特征,岩石类型及标志层、将龙潭组自下上而分为二段。1、龙潭组第二段(P2l2):上至M7煤层顶板,下至M16煤层顶板,地层厚度约69.00-107.84m,平均71.30m。岩性为灰色薄层状粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩及煤层组成,含薄层状、似层状菱铁岩。含煤7-20层,矿区内含可采煤层四层,即M7、M9、M13、M15煤层。2、龙潭组第一段(P2l1):上至M1
10、6煤层顶板,下至玄武岩顶界,地层厚度约71.76-97.85m,平均72.10m。岩性主要为浅灰、灰黑色粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、细砂岩及煤层组成。含较多星点状,结核状黄铁矿,含煤912层,其中可采煤层二层,根据主斜井所揭露的M16煤层以下的地质特征与邻近矿区对比,将两层可采煤层对比为M16、M19煤层。与下伏峨眉山玄武岩组(P2)呈假整合接触。(本矿区内P2l1地表未出露)1.4.2 地质构造矿区位于杨梅山小达村南北向断层与北西向次级断层夹持的三角断块中,矿区内断裂构造较发育,在矿区内发现断层5条,即F1、F2、F3、F4、F5,其中F1、F2、F3为正断层,F4、F5为逆断层。矿区地质构造
11、复杂程度属中等类型。(一)断层F1正断层:位于矿区中部,区内走向长度大于840m,断层走向北北东,倾向北西,倾角70,断距110m,在地表断层下盘M7煤层与断层上盘(T1k)中下部地层呈断层接触。F2正断层:位于矿区中部,区内走向长度大于640m,南北向贯穿整个矿区,断层走向近似南北向,倾向西,倾角76,落差40m左右。F3正断层:位于矿区中东部分,断层走向北北东,倾向北西,倾角65,断层落差15m,区内走向长度大于600m,南端被F4走向逆断层所切断,并有一定位移。F4逆断层:位于矿区东南部,断层走向近似东西向,倾向北,倾角48,断层落差20m,在地表M7下部地层重复约20m,将F3、F5断
12、层切割并发生位移,对M13煤层影响较大。F5逆断层:位于矿区东部,断层走向近似南北向,倾向西,倾角46,断层落差8m,断层影响深度P2c至M13煤层,往下逐渐变小。综上所述,核实区构造复杂程度属中等类型1.4.3 煤层及煤质1、煤层含煤地层为二叠系上统龙潭组(P2l)及长兴组(P2c)。(1)二叠系上统长兴组(P2c)上至M1煤层顶界,下至M7煤层顶板,地层平均厚度89.88m,含煤7-10层,煤层总厚度4.89m,含煤系数为5.44%。含局部可采煤层一层,M3煤层。(2)二叠系上统龙潭组第二段(P2l2)上至M7煤层顶板,下至M16煤层顶板,该段地层厚度平均71.30米,含煤9层,煤层总厚度
13、9.60m,含煤系数13.46%。含可采煤层4层,即M7、M9、M13、M15煤层;局部可采煤层2层,即M8、M11煤层。其余均为不可采煤层。(3) 二叠系上统龙潭组第一段(P2l1)上至M16煤层顶板,下至峨嵋山玄武岩组(P2,)地层平均厚度约为72.10m,含煤9-12层,煤层总厚度7.17m,含煤系数9.94。三含可采煤层2层,即M16、M19煤层,局部可采煤层3层,即M21、M22、M24煤层。2、煤层对比该矿区煤层多,但可采煤层仅有6层。煤层对比主要运用煤层结构、煤层夹矸、煤层顶底板岩性特征、煤层间距等标志进行综合对比。经矿山多年开采证实煤层对比可靠。对比可靠的有M5、M7、M9、M
14、13、M15、M16、M19煤层,对比较可靠的有M3、M8、M11 、M24煤层。3、主要可采煤层M7煤层:位于龙潭组第二段(P2l2)顶部,煤层厚度1.402.30m,代表性结构为1.22(0.03)1.05m,为黑色块状、粉状半暗半亮型煤,属全区稳定可采煤层。夹矸为棕灰色细晶质高岭石泥岩。顶板为泥质粉砂岩夹似层状菱铁岩,底板为灰色泥质粉砂岩,伪底为0.18m泥岩。M9煤层:上距M7煤层26.76m,煤层厚度1.602.73m,代表性煤层结构为0.70(0.03)1.02m,为黑色粉状、鳞片状、碎块状半亮型煤,夹矸为褐色高岭石泥岩,全区稳定可采煤层。顶板为厚3.46m灰色细砂岩夹多量似层状菱
15、铁岩,伪底1.06m为灰色泥岩。M13煤层:上距M9煤层27.84m,煤层结构0.50(0.03)0.60m,为黑色粉状、鳞片状半暗半光亮型煤,夹矸为灰色泥岩,全区可采稳定煤层。顶板为灰色中厚层状粉砂岩,底板为灰色泥岩夹似层状菱铁矿。M15煤层:上距M13煤层9.28m,煤层厚度2.472.83m,煤层结构一般为1.24(0.03)1.55m,为黑色粉末,鳞片状半亮型煤,裂隙发育,易碎裂。煤层顶板为泥质粉砂岩,夹薄层状菱铁岩,底板为深灰色泥岩,遇水易碎裂。M16煤层:上距M15煤层6.83m,煤层厚度1.641.37m,代表性煤层结构为0.67(0.03)0.79m,为黑色粉状、块状半暗半亮型
16、煤,夹矸为泥岩,煤层顶板为灰褐色泥岩,底板为层状砂岩。 M19煤层:上至M16煤层12.67m,煤层厚度0.961.28m,代表性煤层结构0.47(0.04)0.63m为块状半暗半亮型煤,裂隙发育,易碎裂,煤层顶板为灰色中厚层状细砂岩,底板为中厚层状泥岩。3.2.4煤质1、煤的宏观特性大沟煤矿区内煤层均为黑色、块状、鳞片状、粉状内生裂隙发育,断口呈不规则状、贝壳状,较坚硬。煤岩类型为半暗半光亮型煤。镜下鉴定结果,煤岩成份以半亮煤为主,暗煤次之,夹有镜煤及丝炭条带,矿物杂质以石英、粘土为主、黄铁矿、方解石次之。2、煤的变质阶段煤层油浸镜煤最大反射率(Rmax)为0.69-1.30%,平均1.10
17、%,煤的变质阶段为。部分煤层虽未作镜煤最大反射率测定,但结合煤的化学分析资料,精煤Vdaf 25.39-39.10%,GR.J79-94,y值17-26.5mm,可以推断,其变质程度为-,均属中变质程度的1/3JMJM类。3、煤质特征各煤层煤质特征详见表3-2-1。(1)元素含量各煤层中碳、氢、氧、氮等元素的含量变化不明显。碳(Cdaf)含量:88.2087.23%,氢(Hdaf)含量:5.195.46%,氧(Odaf)含量:5.466.53%,氮(Ndaf):1.541.59%。(2)灰分(Ad)C7、C9、C13、C15、C16、C19煤层原煤灰分均在6.0525.35%,属中灰分煤层,洗
18、煤灰分均在3.9520.34%。(3)全硫(St.d)C7、C9、C13、C15煤层原煤全硫含量0.181.54%,平均0.33,洗煤0.180.81%,属特低-低硫煤;M16煤层原煤全硫含量0.183.33,平均在1.27,属低硫煤;M19煤层原煤含硫量0.873.72,平均在2.34,属中硫煤。主要由无机硫、硫化物为主,均属低硫煤层。(4)发热量C7、C9、C13、C15、C16、C19煤层原煤Qb.ad(MJ/kg)均在20.5829.70之间;Qb.daf(MJ/kg)在35.1235.86之间,属高发热量煤。(5)煤类M7、M9煤层均属1/3焦煤(1/3JM)。M13、M16、M19
19、煤层为焦煤JM25。1.5.2 井田开拓方式、采区划分及采煤方法开拓方式矿井开拓方斜井开采,现有一个主井、一个副井、一个风井。即主斜井(+1968.18m)、副斜井(+1963.62m),风井(+2002.88m)。主斜井主要担负矿井的总进风和煤炭运输,副斜井主要担负矿井行人和安设管道、缆线等,风井主要担负矿井总回风。 采区划分、采区储量及开采顺序全井田分为东西走向,F3断层以西为一采区;,F3断层以东为二采区。全井共划分2个采区,采区宽度一般400m,长度为500m。 采煤方法采用单一长壁炮采煤法,全部垮落法管理顶板。掘进采用炮掘,工字钢支护。1.6 矿井通风方式及瓦斯情况本矿通风方式为中央
20、并列式通风,副井、主井入风,风井排风。在地质勘探阶段没有进行过煤层瓦斯含量测定,鉴定为高瓦斯矿井。1972投产以来,矿井绝对瓦斯涌出量呈增大的趋势,2012年矿井瓦斯绝对涌出量为2.52m3/min;瓦斯绝对涌出量为20.50m3/t。- 47 - 2 矿井煤层瓦斯2.1煤层瓦斯基础参数煤层瓦斯赋存基础参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽放设计的依据,煤层瓦斯赋存基础参数主要包括:煤层原始瓦斯压力、煤层原始瓦斯含量、百米钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数、煤层透气性系数等。煤科总院沈阳研究院承担的“大沟煤矿抽放瓦斯可行性研究报告”项目开展期间,对本矿的瓦斯基础参数进行了测定,测定结果如下。2.1.1 煤层瓦斯
21、压力9#煤层的瓦斯压力在0.65MPa;13#煤层的瓦斯压力在0.67MPa。2.1.2 煤层瓦斯含量9#煤层的瓦斯含量在6. 86m3/t之间; 13#煤层的瓦斯含量在5.91m3/t。2.1.3 百米钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数9#煤层的百米钻孔初始自然瓦斯涌出量在1.4210-32.20110-3m3/min之间,钻孔自然瓦斯流量衰减系数在0.01820.0235d-1之间;煤层的百米钻孔初始自然瓦斯涌出量2740.110-3m3/min之间,钻孔自然瓦斯流量衰减系数在0.019d-1之间.2.1.4 煤层透气性系数9#煤层的透气性系数在0.275m2/MPa2.d之间;13#煤层的透气
22、性系数为0.249m2/MPa2.d。2.2矿井瓦斯储量及可抽量矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少,同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标,可按下式计算:Wk=Wl十W2十W3 式中:Wk矿井瓦斯储量,Mm3; Wl可采煤层的瓦斯储量,Mm3; Ali矿井可采煤层i的地质储量,Mt; X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量,m3t; W2受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量, (Mm3)A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量,Mt; X2i受采动影响后能够向开
23、采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量,m3t; W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量,Mm3,按下式计算: W3K(W1十W2) K围岩瓦斯储量系数,取K0.15。矿井可开发瓦斯量(或称可抽放量)是指在既定的开采技术条件下,按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度,与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关,一般采用下式计算:Wkc=kWk 式中:Wkc矿井可抽瓦斯量,Mm3;k矿井瓦斯抽放率,按照我国目前的技术水平;Wk矿井瓦斯储量 Mm3;按上式计算得出煤层的瓦斯储量及可抽量。大沟煤矿的瓦斯资源相当丰富,这就为矿井的瓦斯开发利用提供了充足的资源条件,同时也
24、对矿井的安全生产构成了严重的威胁。本矿的瓦斯资源相当丰富,其瓦斯储量和可抽量分别为2640.64445Mm3,这就为矿井的瓦斯开发利用提供了充足的资源条件,同时也对矿井的安全生产构成了严重的威胁。3.1 瓦斯抽放的必要性根据煤矿安全规程第一百四十五条规定,凡有下列情况之一的矿井,必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统:(1)一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量大于5m3/min,或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min,采用通风方法解决不合理的。(2)矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的: 大于或等于40m3/min; 年产量1.01.5Mt的矿井,大于30m3/min; 年产量0.61.
25、0Mt的矿井,大于25m3/min; 年产量0.40.6Mt的矿井,大于20m3/min; 年产量小于或等于0.4Mt的矿井,大于15m3/min。(3)开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。3.2 从资源和环保的角度来看瓦斯抽放的必要性瓦斯是一种优质的能源,将抽出的瓦斯加以利用,可以变害为宝,不仅改善能源结构,而且减少了对环境的污染,可以取得显著的经济效益和社会效益。根据前面计算我矿煤层瓦斯储量和可抽量分别为1094.44Mm3和760.64Mm3,这说明矿井的瓦斯资源比较丰富,为瓦斯开发利用提供了较为充足的条件。总之,无论是从矿井目前的瓦斯涌出现状、矿井通风能力,还是从资源和环保的角度来看都有必要
26、进行瓦斯抽放,特别是进入深部煤炭开采,瓦斯问题将是制约煤矿安全高效生产的重要因素,提前进行瓦斯抽放工作,对我矿安全生产很有必要。3.3 瓦斯抽放的可行性3.3.1 本煤层瓦斯抽放的可行性本煤层瓦斯抽放的可行性是指煤层在天然透气性条件下进行预抽的可行性。一般来说,其衡量指标有两个:一为煤层的透气性系数();二为钻孔瓦斯流量衰减系数()。据上述指标将煤层预抽瓦斯的难易程度进行分类,见表3-2。大沟煤矿本煤层瓦斯抽放难易程度评价结果见表3-3。表3-2 煤层预抽瓦斯难易程度分类表 指标难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)煤层透气性系数(m2/MPa2d)容易抽放可以抽放较难抽放0.0510100.
27、10.1表3-3 大沟煤矿本煤层瓦斯抽放难易程度评价结果表煤层钻孔瓦斯流量衰减系数(d-1)煤层透气性系数(m2/MPa2d)煤层抽放难易程度90.03420.275可以抽放130.04050.249可以抽放从表3-3可以看出,我矿9和13煤层属于可以抽放煤层,具备本煤层瓦斯抽放的可行性。4 矿井抽放瓦斯方案与工艺4.1 抽放瓦斯方法选择的原则抽放瓦斯方法主要有:开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放。选择具体抽放瓦斯方法时应遵循如下原则: 抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质和开采条件; 应根据瓦斯来源及构成进行,尽量采取综合抽放瓦斯方法,以提高抽放瓦斯效果; 有利于减
28、少井巷工程量,实现抽放巷道与开采巷道相结合; 选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本; 所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。4.2工作面瓦斯来源构成我矿属煤层群开采,根据大沟煤矿煤层瓦斯参数测定报告对工作面瓦斯涌出量结果分析,工作面涌出的瓦斯主要来源于采空区(含邻近层和围岩)涌出的瓦斯。其中开采层涌出的瓦斯由开采层的煤壁和落煤解吸瓦斯构成;采空区涌出的瓦斯由邻近层、采空区丢煤和围岩涌出的瓦斯构成。4.3 工作面瓦斯抽放方法选择根据我矿工作面瓦斯涌出量统计数据和工作面的瓦斯涌出量预测以及工作面瓦斯来源分析结果,其回采工作面涌出
29、的瓦斯有2834%来源于开采层,有6672%来源于采空区(含邻近层瓦斯)。考虑开采层较薄、煤层透气性系数低、煤层钻孔自然瓦斯涌出衰减较快,综合认为:回采工作面应采取以采空区、邻近层瓦斯抽放为主,针对工作面瓦斯涌出特征,提出如下抽放方法。 方案一:内错高位瓦斯巷抽放采空区瓦斯由于我矿是煤层群开采,由表4-1可知其开采层上下邻近层和采空区瓦斯涌出较大,因此治理大沟煤矿开采层煤瓦斯的关键在于治理起邻近层和采空区瓦斯,根据以往在国内其它矿井治理邻近层和采空区瓦斯的成功经验,结合开采煤层的赋存条件和工作面巷道布置情况,分析研究拟采用内错高位瓦斯巷治理邻近层和采空区瓦斯。该方法是在综采工作面回风巷内侧15
30、m处,沿18#煤层开掘一条瓦斯巷,密闭进行抽放,通过开采层的采动影响所形成裂隙在抽放负压作用下截流上邻近层涌出的瓦斯,同时将工作面采空区内高顶区瓦斯抽走,降低采空区和邻近层向工作面瓦斯涌出,有效地解决上隅角瓦斯积聚和回风瓦斯超限问题。其抽放方法见图4-1。图4-1内错高位瓦斯巷引排采空区瓦斯示意图方案二:高位钻孔抽放采空区瓦斯高位钻孔是提高开控点标高,增加钻孔在裂隙带的有效长度,利用顺层钻孔抽放采空区高处的高浓度瓦斯,提高抽放效率,现将高位顺层钻孔施工方法叙述如下: 抽放方法:沿煤层顶板向采空区方向呈扇形打10个孔深为150200m钻孔,钻孔终孔点距回风巷的最远距离在80m以上,封孔后抽放采空
31、区及邻近层瓦斯。 钻场施工:在工作面回风巷,沿回风巷走向每隔120m开掘一条垂直回风巷的上山,上山宽3m,高2.5m,坡度为30,掘6m后返平,再沿煤层顶板掘23m平巷作为钻场,上山总长度78m,钻场采用工字钢支护。 钻孔布置:每个钻场内布置10个钻孔,呈扇形布置,详见图4-2。煤层走向没有变化的情况下,各钻孔参数见表4-2。图4-2 高位顺层钻孔采空区埋管抽放采空区瓦斯表4-2 高位顺层钻孔技术参数表孔号孔径(mm)方位()倾角()开孔位置钻孔间距(m)孔深(m)17575545距顶板0.5m0.512015027515450.512015037525450.512015047535450.
32、512015057545450.5120150 封孔工艺:钻孔采用聚氨脂封孔,封孔深度5m,封孔段长度2m,封孔管为60mm的铁管(或抗静电塑料管),再用钢丝骨架胶管连接到DN400mm抽放管上,再连接到主管路上。 抽放管路管理:随着工作面的推进,靠近切眼的抽放钻孔不断报废,当钻孔距工作面切眼一定距离时,该钻孔进入卸压区,进行卸压抽放。随着抽放管路不断变短,靠近切眼的管路要逐段卸下来,端头用法兰片密封。为了不影响工作面的正常回采,需提前拆除距切眼20m以内管路,这给瓦斯管路的管理造成一定困难,所以可以考虑在靠近工作面切眼30m内的钻孔用软胶管与抽放管未端相连,抽放管未端特制一段23m长的短管,
33、短管上做几个变径三通,与靠近工作面的钻孔用软管相连,钻孔报废后再向前移动短管,保持短管始终在抽放管路的未端,见图4-3。这样一来,工作面的预抽钻孔可以抽取大量的卸压瓦斯,来弥补难以抽放这一缺陷。图4-3抽放管路末端连接示意图方案三:仰角钻孔抽放瓦斯仰角钻孔和高位钻孔相差不多,仰角钻孔省去高位钻孔掘进小上山的费用,加快钻孔施工,但是钻孔在裂隙带的有效长度减少,钻孔密封效果和钻孔有效寿命降低。仰角钻孔施工方法叙述如下: 抽放方法:在回风巷布置的钻场内向采空区方向呈扇形打10个孔深为120150m仰角钻孔,钻孔终孔点距回风巷的最远距离在80m以上,封孔后抽放采空区及邻近层瓦斯。 钻场施工:在工作面回
34、风巷,沿回风巷走向每隔100m开掘一个垂直回风巷的钻场,长度4m,宽3m,高2.5m,钻场采用工字钢支护。 钻孔布置:每个钻场内布置10个钻孔,呈扇形布置,详见图4-4。若煤层倾角为27,煤层走向没有变化的情况下,各钻孔参数见表4-3。图4-4 仰角钻孔采空区埋管抽放采空区瓦斯表4-3 仰角钻孔技术参数表孔号孔径(mm)方位()倾角()开孔位置钻孔间距(m)孔深(m)175079开孔点距钻场顶板0.5m0.512015037510790.512015057520790.512015077530790.512015097540790.5120150275579开孔点距钻场顶板1.0m0.5120
35、15047515790.512015067525790.512015087535790.5120150107545790.5120150 封孔工艺: 同方案二。 抽放管路管理:同方案二。4.3 矿井抽放瓦斯量预计 开采煤层抽放量预计根据9#和13#煤层的赋存条件、开采布置方式和现行开采方法,工作面的瓦斯主要来源于邻近层和围岩。根据前面对工作面瓦斯涌出特点的分析,回采工作面日产为400t/d时,在回采开采煤层瓦斯涌出量为2.53 m3/min。但是由于9#和13#煤层百米钻孔极限瓦斯涌出量不稳定,较难进行本煤层抽放,若采用强化抽放,预计抽放本煤层卸压瓦斯量为开采层总瓦斯涌出量的25%左右,故开采
36、煤层预抽瓦斯量为0.6m3/min。 采空区(含邻近层及围岩)抽放量预计近年来,我国采空区瓦斯抽放发展较快,采空区抽放瓦斯量所占抽放瓦斯量的比重愈来愈大,单工作面抽放瓦斯量最高达100m3/min。采空区抽放瓦斯量的多少,主要取决于采空区内瓦斯资源的多寡和矿井的抽放瓦斯能力。对我矿采煤方法和工作面瓦斯涌出情况统计,在回采工作面达到设计生产能力500t/a时,回采工作面采空区(含邻近层)瓦斯涌出量为7.93m3/min,考虑到工作面瓦斯涌出不均衡性,工作面瓦斯涌出不均衡系数取1.5,工作面最大瓦斯涌出量为11.89m3/min。根据国内相同条件矿井的抽放经验,结合我矿开采煤层工作面抽放结果分析认
37、为,采用内错高位尾巷、高位钻孔或仰角钻孔抽放采空区涌出的瓦斯方法,按采空区抽放瓦斯涌出量的65%计算,故预计工作面抽放采空区瓦斯量为7.728m3/min。掘进工作面抽放瓦斯量预计通过对开采煤层掘进工作面瓦斯涌出统计和掘进工作面瓦斯涌出预测结果分析,掘进工作面瓦斯涌出量不大,目前靠通风完全可以瓦斯问题,正常情况下不需进行抽放。但考虑到大沟煤矿地质构造较复杂,开采煤层裂隙较发育,局部地区存在高瓦斯富集区,需进行局部抽放,可采用井下移动抽放瓦斯系统对掘进工作面前方煤体瓦斯进行抽放,地面系统不预留掘进工作面抽放瓦斯量。4.4 抽放服务年限由于矿井采用采空区抽放法抽放瓦斯,其抽放服务根年限与矿井生产服
38、务年限相当,矿井核定生产能力为0.06Mt/a,其服务年限大于20年。4.5 建立地面永久瓦斯抽放系统的必要性及可行性大沟煤矿依据矿井瓦斯抽放管理规范第9条的规定,目前不论从采掘工作面的瓦斯涌出量还是矿井瓦斯涌出量都已经满足建立抽放系统的必要条件,前面已经论述过,这里就不再重复。因此,从矿井长远的发展,有必要建立地面瓦斯永久抽放系统。根据矿井瓦斯抽放管理规范第10条规定:“建立永久瓦斯抽放系统的矿井,应同时具备下列2个条件:(1)瓦斯抽放系统的抽放量可稳定在2m3/min以上;(2)瓦斯资源可靠、储量丰富,预计瓦斯抽放服务年限在10年以上。”从对大沟煤矿的瓦斯抽放量预计及瓦斯储量计算结果可以看
39、出,抽放量远远大于2m3/min,同时瓦斯资源可靠、储量丰富,瓦斯抽放服务年限与矿井的服务年限相当,大于20年,所以建立地面永久瓦斯抽放系统是完全可行的。5瓦斯抽放管网系统5.1 抽放瓦斯泵房位置及管网敷设路线5.1.1 抽放瓦斯泵房位置选择抽放瓦斯场地的布置原则应严格按照国家所颁布的相关法律、法规执行,不占用良田,有效利用现有的场地,平面布置整齐、合理,便于安装与维修。瓦斯泵房属有爆炸危险的厂房,要求周围50m范围内无居民,远离井口,20m范围内无明火,同时,应选择交通便利,地势平坦的开阔地,有利于建筑物施工、抽放管路和电缆敷设。从利用角度考虑,距离工业区不能太远,以减少利用成本。通过对现场
40、实地勘察和征求矿方的意见,并考虑井下与地面瓦斯抽放管路距离的远近,地面抽放瓦斯泵房选择在回风井工业广场附近,瓦斯抽放泵站占地面积240m2,其中长60 m、宽40m。5.1.2 抽放瓦斯管网敷设路线选择根据井下巷道的布置和地面工业广场内各种设施的分布情况,地面瓦斯泵房选择在回风井工业广场附近,抽放管路通过回风井进入井下。5.2 抽放瓦斯管路选择5.2.1 瓦斯抽放管路系统的选择原则 抽放管路应敷设在巷道曲线段少和距离最短的线路; 尽量避开运输繁忙巷道,首选回风巷内铺设; 考虑安装、检修方便; 如管路发生故障,管道内的瓦斯不至于流入采掘工作面、机房或机电硐室等; 抽放管路系统中必须安装调节、控制
41、、检测、防爆、防回火装置。5.2.2 瓦斯管路敷设路线抽放瓦斯泵站选择在回风井广场附近,抽放管路通过风井进入井下。管网敷设路线为:负压管网路径:地面抽放瓦斯泵房风井1925水平总回风一、二采区回风石门一、二采区回采工作面回风巷钻孔(高位抽放巷)。正压管网路径:地面抽放瓦斯泵房风井1925水平总回风一、二采区回风石门一、二采区掘进工作面钻孔(高位抽放巷)。5.2.3 瓦斯抽放管管径计算及管材选择瓦斯抽放管路管径选择得合理与否,对抽放瓦斯系统的工程投资及抽放系统抽放瓦斯效果有很大影响。直径太大,投资费用增加;管径过细,管路阻力损失大。按照预测的工作面瓦斯涌出量和工作面的通风能力情况,预计工作面抽放
42、瓦斯量为17.15m3/min,故西采区抽放瓦斯管路按通过17.15m3/min瓦斯选择主管径,其中采区抽放瓦斯系统管道均按通过11.34m3/min瓦斯选择管径,管径选择一般采用下式计算: 式中:D瓦斯抽放管内径,m;Q抽放管内混合瓦斯流量,m3/min;V抽放管内瓦斯平均流速,m/s,取V=10m/s。为说明方便对抽放瓦斯管道名称作如下约定:回风、采区上山、石门、回风斜井及地面瓦斯抽放管为主管;采掘工作面抽放管为支管。根据预计的瓦斯流量,按上式计算选择的抽放管直径如表5-1所示。表5-1 抽放系统瓦斯抽放管管径计算结果及选择结果抽放管类别抽放纯量(m3/min)瓦斯浓度(%)混合瓦斯量(m
43、3/min)流速(m/s)计算内径(mm)选择管径(mm)主管462518412570DN600支管23259213387DN400抽放瓦斯泵站内管道选用螺焊管610106000SY/T5037-1992,采用法兰盘连接,中间夹石棉橡胶垫 ;立风井内管道选用螺焊管610106000SY/T5037-1992,采用管袖焊接;井下抽放瓦斯管道均选用PE管,其中回风大巷内的主管道选择PEKW0.8Mpa 63037.46000 MT558.1-2005,工作面支管道选择PEKW0.8Mpa 40023.76000 MT558.1-2005,公称压力PN0.8Mp,采用法兰盘连接,中间夹石棉橡胶垫。中
44、央采区井下移动瓦斯抽放泵站按通过11.34m3/min瓦斯选择管径,管径选择一般采用下式计算: 式中:D瓦斯抽放管内径,m;Q抽放管内混合瓦斯流量,m3/min;V抽放管内瓦斯平均流速,m/s,取V=17m/s。为说明方便对抽放瓦斯管道管理,中央采区不区分主、支管道。根据预计的瓦斯流量,按上式计算选择的抽放管直径如表5-2所示。表5-2 抽放系统瓦斯抽放管管径计算结果及选择结果抽放纯量(m3/min)瓦斯浓度(%)混合瓦斯量(m3/min)流速(m/s)计算内径(mm)选择管径(mm)11.34107217300DN300中央采区抽放瓦斯管道选择PEK-KM1.6/300(MPE100),公称
45、压力PN0.8Mp,采用法兰盘连接,中间夹石棉橡胶垫。5.2.4 管路敷设及附属装置5.2.4.1 管路敷设要求 井下管路煤矿井下的环境条件较恶劣,且巷道高低不平,坡度大小不一,巷道受压变形,空气湿润易锈蚀等,为此对煤矿井下抽放瓦斯管路的敷设有如下要求: 瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施; 管路底部应垫木垫,垫起高度不低于30cm,以防止底鼓损坏管路; 倾斜巷道的瓦斯管路,应用卡子将管道固定在巷道支护上,以免下滑; 管路敷设要求平直,尽量避免急弯; 主要运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m; 管路敷设时,要考虑流水坡度,要求坡度尽量一致,避免高低起伏,低洼处需安装放水器; 新敷设的管路要进行气密性检验。 地面管路地面管路敷设除要符合井下管路的有关要求外,尚需符合下列要求: 冬季寒冷地区应采取防冻措施; 瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设; 瓦斯管路不允许与自来水管、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话电缆等敷设于一个地沟内; 在空旷地带敷设瓦斯管路时,应考虑到未来的发展规划和建筑物的布置情况; 瓦斯主管距建筑物
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