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1、本科论文摘 要煤矿瓦斯抽采在采矿过程中是一项非常重要的技术。现在中国所有的矿山都建立了天然气开采系统,因此为矿井设计一个完整有效的井下移动抽采系统是非常必要的。本文基于对兴无矿业的概况,设计研究了一套完整的井下移动抽采系统,结合兴无矿业的实际情况及生产运行规律建立了一套完整的井下移动抽采系统,对有效解决该煤矿的瓦斯抽采,对保障该煤矿的安全生产具有重要意义。通过对兴无煤业4号煤层的瓦斯实际含量检测得出的结果,该煤矿属于高瓦斯煤矿。在生产工作中,瓦斯含量的高低时刻影响着矿井的安全状态。超过标准就会威胁矿山的安全生产。采取积极有效的措施,有利于降低瓦斯含量,保障矿井安全生产。因此,设计经下移动抽采系
2、统时要十分注意,这关系到整个矿井的安全生产。开采4号煤层时回采工作面瓦斯涌出以开采层为主,邻近层为辅。兴无矿业瓦斯的赋存规律是由地质,地理等因素综合作用的结果。本次设计结合兴无煤业煤层赋予瓦斯来源等特点,采用顺层钻孔抽采的方法。通过对兴无煤业矿井瓦斯抽采系统分析,计算该矿井的瓦斯涌出量并采取有效的瓦斯抽采方法,为兴无煤业提供了可行性的方案,也对类似矿井瓦斯抽采设计提供了参考依据。关键词:煤矿安全;瓦斯抽采;高瓦斯矿井;瓦斯涌出AbstractThe capture of firedamp in coal mines is an important measure for the prevent
3、ion of firedamp explosions and firedamp releases. Gas drainage technology refers to the use of special facilities in coal seam, rock and goaf gas extraction technology. Based on the general situation of Xingwu mining industry, a complete underground moving extraction system is designed and studied,
4、and a complete underground moving extraction system is established according to the actual situation of Xingwu mining industry and it is of great significance to effectively solve the problem of gas drainage in the coal mine.Based on the actual gas content of No .4 coal seam in Xingwu Coal Industry.
5、 Safety production is the most important management work in mine operation, in which gas content is an important factor affecting mine safety. Taking active and effective measures to reduce gas content is helpful to ensure mine safety production. Therefore, in the production process of high gas mine
6、, analysis of gas drainage method and technological improvement will help to reduce gas content quantity, to ensure mine safety production.When mining No .4 coal seam, gas emission from mining face is dominated by mining layer, supplemented by adjacent layer. The occurrence rule of gas in Xingwu Min
7、e is the result of the combination of geology and geography. This design combined with Xingwu coal coal seam to give gas source and other characteristics, using the method of borehole drainage. Through analyzing the gas drainage system of Xingwu coal mine, calculating the gas emission and adopting t
8、he effective gas drainage method, this paper provides a feasible scheme for Xingwu coal industry, and also provides a reference for the similar mine gas drainage design.Keywords:coal mine safety;gas drainage;high gas mine;gas emission目 录第1章 矿井概况11.1 位置与交通11.2 自然地理21.2.1 地形、地貌及河流21.2.2 气象、地震21.3 矿井地质
9、21.3.1 井田基本构造形态31.4 煤层赋存及煤质31.4.1 含煤性31.4.2 可采煤层41.4.3 煤质41.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃71.5.1 瓦斯71.5.2 煤尘71.5.3 煤的自燃71.6 矿井开拓81.6.1 开拓方式81.6.2 采煤方法81.7 矿井通风9第2章 瓦斯涌出量预测102.1 煤层瓦斯基础参数102.2 瓦斯涌出量预测112.2.1 影响矿井瓦斯涌出量的主要因素112.2.2 瓦斯涌出量预测方法112.2.3 预测条件122.2.4 回采工作面瓦斯涌出量预测122.3 工作面瓦斯来源分析14第3章 瓦斯抽采量计算153.1 瓦斯抽采方法的选择153.2
10、瓦斯抽采方法的确定153.3 抽放钻孔参数确定153.4 现采空区抽采防灭火措施153.5抽采瓦斯效果预计163.6 建立抽采系统的类型173.7 抽采检测仪表17第4章 瓦斯抽采管路系统184.1 瓦斯抽采管路系统的选择原则184.2 瓦斯管路敷设路线184.3 瓦斯抽采管径选择184.4 管路敷设及附属装置194.5 瓦斯管的连接方式204.6 抽采设备布置及选型214.6.1 选型原则214.6.2 抽采泵流量计算214.6.3 瓦斯抽采泵压力计算214.6.4 真空度计算23第5章 瓦斯抽采泵选型245.1 抽采泵选型245.1.1 瓦斯抽采泵站主要附属设施255.2 抽采管路、设备的
11、安装要求265.3 瓦斯抽采泵站26第6章 结论27参考文献28致 谢29附录一 外文译文30附录二 中文翻译第1章 矿井概况1.1 位置与交通山西柳林兴无煤矿有限责任公司,地处距离柳林县城东6km处,行政划属柳林县庄上镇管辖。东经11054241105648,北纬372124372429是其地理位置坐标。该井田在山西省柳林县境内,工业场地位于柳林县庄上镇庄上村,位于柳林县县城南6km,距离太原240 km。井田西北、北、东北、东、南分别与山西柳林汇丰兴业等其他矿井相邻。井田位置及交通情况见下图1-1。图1-1 兴无井田位置及交通图1.2 自然地理1.2.1 地形、地貌及河流井田是低山丘陵区,
12、具体位置在山西省西部河东煤田中段。井田内部地质环境因长期收侵蚀冲刷导致沟谷纵横,被黄土大面积覆盖,西北地势低,东南较高,地形地貌,复杂多变。井田内海拔最高点+1095m(双枣圪垯),海拔最低点+846m(前元庄),相对高最大差约250m。该范围没有大型水系和河流。区内主要的河流为,其先从东南流经矿井工业场地向西北旁,再从柳林县城北侧附近汇入三川河。矿井南部山区是其发源地,全长大约60km,是季节性的溪流,受到小泉补给。1.2.2 气象、地震本区所在的位置典型的大陆性气候,大陆性气候,有较为明显的四季交替,日平均气温最高25.6,最低-6.5,次年3月份开始解冻,冻土厚度最大为0.91m;最大日
13、平均风速3.1m/s;年降雨量364.5577.6mm,大多集中在7、8月份;年蒸发量1712mm。1.3 矿井地质各地层特征简述如下表1-11:表1-1 矿井各地质层特征地质层特征奥陶系(O)厚度约431.20m,其中峰峰组厚、马家沟组厚分别为84.50m、345.70m。揭露本区最大钻孔厚度为19.98m,为厚层状深灰色石灰岩岩性,上部呈棕红色含较多铁质而下部较纯呈乳白色。石炭系中统本溪组(C2b)上部主要为泥岩,砂岩,砂质泥岩等。该组地层厚度相对稳定,厚度为36.9842.99m,层积较厚。平均42.10m,它与下伏奥陶纪峰峰组平行不整合面接触;石炭系中统本溪组(C2b)中段沉积三层灰岩
14、,相对稳定;下部主要都是铝土矿泥岩。本地钻孔铁元素含量特别高,是山西式铁矿石。二叠系下统山西组(P1S)本组厚度31.8067.91 m,为平均61.61m,厚度在全区变化较小。与下伏太原组地层呈整合接触。续表1-1 矿井各地质层特征地质层特征二叠系下统下石盒子组(P1X)总体主要由灰绿、灰白色、灰黑色泥岩、砂岩、砂质泥岩及小量紫红色泥岩组成的陆相沉积、沉积厚度为112.27m左右,与下伏山西组地层连续沉积;和下伏山西组地层形成整合接触;上段由泥岩、砂岩沉积构成,顶部泥岩沉积为紫红色,是上、下石盒子组分界的标志层,本段厚度为71.0092.00m;下段以砂岩、泥岩沉积为主、下部为中、细砂岩沉积
15、,中部为泥岩沉积,上部为砂岩沉积;顶部为灰黑色泥岩沉积,含铝土,厚度为34.0048.70m。二叠系上统上石盒子组(P2S)总体为一套砂岩、泥岩、砂质泥岩、铝土质泥岩组成的陆相沉积,本井田只有少部分钻孔揭露此段地层。本组地层厚度为146.09m。和下伏地层石盒子组岩层形成整合接触;中段主要为砂岩、泥岩沉积。本段厚度为116.06m;下段下段:以灰白色砂岩,灰绿色-紫色泥岩沉积为主。本段厚度为31.03m。第三系(N)、第四系(Q)厚度37.9m左右,主要由黄土及红土组成;另外有少量冲积的砂砾层,砂层和次生的黄土等,与下伏上二叠统上石盒子组呈角度不整合接触。1.3.1 井田基本构造形态兴无井田位
16、于吕梁背斜的西翼、地层大致走向为北偏北西至北偏西南,倾斜角一般2至8。井田内构造简单,没有断层,没有大的褶皱,但在井田中间却形成了小褶皱。1.4 煤层赋存及煤质1.4.1 含煤性井田内含煤地要为二叠系下统山西组(P1S)和石炭系上统的太原组(C3t),含煤地层总厚度153.17m,共含煤910层,含煤地层特征简述如下表1-2:表1-2 含煤地层特征地层特征山西组本组含煤建造类型主要以三角洲相为主,基本反映了温室条件下形成的含煤建造;续表1-2 含煤地层特征地层特征太原组本组地层厚73.10m93.80m,平均为91.56m,有5到6层煤,总厚度为7.65m,煤系数为8.37。6、8、9和10号
17、煤层在整个区域内具有稳定的沉积。岩性由石灰岩,泥岩,砂岩,铝土矿泥岩,煤层等组成,煤层与煤层线组成的海陆交替相。1.4.2 可采煤层井田内稳定可采煤层6层(5、6、8、9、10),各叙述如下表1-3:表1-3 煤层特征煤层特征5号位于山西组底部,较稳定的可采煤层之一。4号上煤层厚度7.11m,厚度为0.461.91m,平均值为1.23m。它的大部分都可以开采,并且包含厚度为00.31m的煤岩层。煤层顶板是一套湖相沉积物,岩性为泥岩和砂质泥岩。底板是一套湖相沉积物,岩性是泥岩、细砂岩;6号位于太原组L5灰岩的下部,不稳定,局部可采煤层。厚度01.46m,平均0.78m。煤层顶板为一套浅海相石灰岩
18、沉积;底板为一套过渡相沉积,岩性为砂质泥岩;8号位于太原组的中部,上距6号煤层23.94m,厚度0.50m2.50m,平均1.44m。结构一般简单,不含或含一层夹矸,局部含23层夹矸,在井田内沉积基本稳定。顶板为石灰岩,底板为泥岩、砂质泥岩;9号太原组煤层,全区沉积稳定,大多数可采,可采主要煤层之一。厚度1.29m2.11m,平均1.89m,含12层夹矸。煤层的顶底板均为一套闭流沼泽相泥岩,砂质泥岩沉积;10号太原组煤层,厚度0.90m2.60m ,平均2.00m,含02层夹矸,全区沉积稳定,大多数可采。煤层顶板和底板都是一套封闭的沼泽相的泥岩,砂质泥岩沉积。1.4.3 煤质(1)物理性质在生
19、产矿井中开采的煤中观察到的煤芯煤样品和每个煤层为粉状呈现黑色,光泽度很好,有黑色和棕色的纹理,内部产生裂纹,比较柔软,容易脆裂,一般是由硬煤和轻煤两种成分构成,而煤岩的类型是轻煤球。根据该地区采集的煤核煤样品的测试结果,山西省煤层属于中等变性焦炭,太原集团煤层属于易变形性瘦煤。(2)化学性质依据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86),得出本区煤质测试的结果,4、5号煤属焦煤,8、9、10号煤为瘦煤,6号煤层由于采样不足,尚未对其进行分析。在垂直分区中,山西组煤层为焦煤,除6号煤层外太原组煤层均为瘦煤。(3)各煤层的煤质依分析如下表1-4:表1-4 地质报告煤层成分分析4号煤层(该煤层为低灰
20、中灰、低硫分焦煤)水分(Mad)原煤12.3319.74%,平均17.45%;浮煤6.9810.13%,平均9.21%。挥发分(Vdaf)原煤0.471.88%,平均1.13%;浮煤0.601.31%,平均0.64%。灰分(Ad):原煤1.012.98%,平均1.77%;浮煤0.560.98%,平均0.67%发热量(Qgr.d)原煤20.3324.61%,平均23.87%;浮煤15.3320.98%,平均17.67%全硫(St.d)原煤33.4538.77MJ/kg,平均36.34MJ/kg。最大胶质层厚度(Y值):5.8515.81mm,平均11.28mm粘结性指数(GR.I)40.690.
21、5,平均72.8。5号煤层(该煤层为特低灰-中灰、低硫分-中硫分焦煤)水分(Mad)原煤0.601.21%,平均0.78%;浮煤0.500.61%,平均0.54%灰分(Ad)原煤11.9825.12%,平均20.37%;浮煤6.3111.67%,平均8.33%挥发分(Vdaf)原煤20.7222.71%,平均21.83%;浮煤17.9918.82%,平均18.59/%全硫(St.d)原煤1.143.13%,平均2.02%;浮煤0.671.16%,平均0.85%发热量(Qgr.d)原煤35.0435.88MJ/kg,平均35.15MJ/kg。粘结性指数(GR.I)65.079.2,平均70.6元
22、素分析碳(Cdaf)89.5190.16,续表1-4 地质报告煤层成分分析6号煤层(煤层为中灰、中高硫焦煤)水分(Mad)原煤0.912.02%,平均1.48%。灰分(Ad):原煤24.5635.55%,平均30.1%挥发分(Vdaf)煤27.828.52%,平均28.02%。原全硫(St.d)原煤1.632.22%,平均2.03%发热量(Qgr.d)原煤31.9734.55MJ/kg,平均33.69MJ/kg8号煤层(为低灰-中灰、中低硫-高硫分瘦煤)水分(Mad)原煤0.611.29%,平均0.84%;浮煤0.271.34%,平均0.71%灰分(Ad)原煤11.9321.84%,平均18.
23、03%;浮煤6.939.67%,平均8.16%挥发分(Vdaf)原煤18.0219.59%,平均18.83%;浮煤15.7517.62%,平均16.67%全硫(St.d)原煤0.984.66%,平均2.76%;浮煤0.882.23%,平均1.62%8号煤层(为低灰-中灰、中低硫-高硫分瘦煤)发热量(Qgr.d)原煤34.8835.97MJ/kg,平均35.58MJ/kg,胶质层最大厚度(Y值)为0粘结指数(GR.I)4.032.1,平均21.5元素分析碳(Cdaf)90.2692.73%,平均91.51%;氢(Hdaf)4.404.77%,平均4.61%;氮(Ndaf)1.311.41%,平均
24、1.36%;氧(Odaf)2.983.16%,平均3.06%9号煤层(该煤层为低灰-中灰、中硫分-高硫分瘦煤)水分(Mad)原煤0.541.16%,平均0.84%;浮煤0.381.19%,平均0.66%灰分(Ad)原煤13.3822.37%,平均17.61%;浮煤6.8210.07%,平均8.35%挥发分(Vdaf)原煤17.7721.61%,平均19.45%;浮煤15.1617.98%,平均16.92%全硫(St.d)原煤1.275.31%,平均2.77%;浮煤1.051.58%,平均1.32%发热量(Qgr.d)原煤34.7335.84MJ/kg,平均35.51MJ/kg。胶质层最大厚度(
25、Y值)07.4mm,平均3.8mm粘结性指数(GR.I)5.656.2,平均38.2元素分析碳(Cdaf)89.5389.81%10号煤层(为低灰-中灰、低硫分-高硫分瘦煤)水分(Mad)原煤0.631.35%,平均0.96%;浮煤0.411.36%,平均0.78%灰分(Ad)原煤19.5327.13%,平均23.76%;浮煤8.3511.31%,平均9.28%挥发分(Vdaf)原煤19.7021.54%,平均20.51%;浮煤16.3318.65%,平均17.43%续表1-4 地质报告煤层成分分析10号煤层全硫(St.d)原煤0.413.23%,平均1.03%;浮煤0.562.26%,平均0
26、.94%发热量(Qgr.d)原煤33.9535.67MJ/kg,平均34.76MJ/kg。胶质层最大厚度(Y值):7.812.2mm,平均9.7mm粘结性指数(GR.I)13.191.1,平均54.4各煤层的水分、灰分、发热量等指标在井田范围内没有明显变化。1.5 瓦斯、煤尘和煤的自燃1.5.1 瓦斯根据山西省煤炭工业厅文件,兴无煤矿为高瓦斯矿井。1.5.2 煤尘根据地质报告,各煤层爆炸性测试如表1-5。表1-5 煤层煤尘爆炸性表煤层号火焰长度(mm)加岩粉用量(%)爆炸性测试时间测试单位备注42545有2006.4.12国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿55060有2004.8.5山西省
27、煤炭工业局综合测试中心本矿以北同德焦煤有限公司86030有2005.7.5国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿以西北新建联办煤矿96060有2006.4.10国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿以东曹家山联办煤矿1.5.3 煤的自燃根据地质报告,4、5、8、9号煤层煤的自燃倾向等级全为不自燃煤层。鉴定结果如表1-6。表1-6 煤层自燃等级表煤层号吸氧量(cm3/g)自燃等级倾向性质测试时间测试单位备注40.5037不易自燃2006.4.12国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿50.3496不易自燃2004.8.5山西省煤炭工业局综合测试中心本矿以北同德焦煤有限公司86030有2005.7
28、.5国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿以西北新建联办煤矿96060有2006.4.10国家煤及煤化工产品质量监督检验中心本矿以东曹家山联办煤矿1.6 矿井开拓1.6.1 开拓方式本矿井采用的是主斜井,副立井混合开拓的开采方式,此方法需要在本矿的作业面内布置四个井筒,采用机械抽风,其主要作用如下所述2:(1)主斜井:负责提升整个矿井的煤炭及其他产物,同时也负责本矿井的进风任务,确保井下空气畅通,保证矿井的通风安全。(2)副立井:满足矿井需要的最大进风量,兼做一个安全出口,确保作业人员的安全。(3)回风立井:负责整个矿井的回风作业,并在发生突发情况时可以作为矿井的另一个安全出口,保证作业人员的
29、快速疏散。1.6.2 采煤方法本矿井为高瓦斯矿井,煤尘有爆炸危险性。矿井目前装备有一个综合机械化采煤工作面,单一走向长壁回采。即仍选用单一走向长壁采煤方法,综合机械化采煤,全部垮落法管理顶板。1.7 矿井通风回风立井安装NMAF-2800/1600-1B型通风机,掘进工作面通风采用BSDF237KW对旋局扇压入式通风3。第2章 瓦斯涌出量预测2.1 煤层瓦斯基础参数根据山西省安全生产监督管理局文件(晋安监煤字2006427号)关于吕梁市石楼县原则河煤矿等三十七座矿井2006年度矿井瓦斯等级鉴定的批复中“006年度矿井瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定汇总表”,2006年度,兴无矿井开采煤层为4号煤层
30、,瓦斯鉴定等级为高瓦斯矿井,而二氧化碳绝对涌出量则为3.44m3/min,相对涌出量为2.15m3/t;2010年12月至2011年通风瓦斯测定结果及瓦斯涌出量情况见表2-1。表2-1 矿井通风瓦斯涌出量表测定日期4103工作面m3/min2204工作面m3/min2105工作面m3/min矿井总回风m3/min2010年12月5日5.6210.5126.122010年12月15日6.768.7926.122010年12月15日6.394.6525.812011年1月5日6.58.6533.662011年1月15日6.37.6731.532011年1月25日12.193.1328.952011
31、年2月5日7.318.514.6129.052011年2月22日6.129.716.0235.354、8、10煤层采样各一个,结果见表2-2。表2-2 钻孔瓦斯鉴定成果表钻孔号煤层瓦斯含量总计(ml/g.r)自然瓦斯成分(%)CH4CO2CH4CO2N260246.740.0394.000.615.3940186.090.2489.452.323.244011010.250.1792.222.590.22山西省第148煤田地质勘探队采用直接法确定该矿4号煤层瓦斯含量为6.76m3 / t。基于前苏联和中国大多数矿山的经验,该设计的系数修改为1.25,那么4号煤层的瓦斯含量可按8.46m3/t计
32、算。各煤层瓦斯含量见表2-3。表2-3 煤层瓦斯含量煤层编号1号2号3号4号5号6号7号8号9号10号瓦斯含量(m3/t)8.819.8610.648.4612.211.1810.068.417.297.292.2 瓦斯涌出量预测2.2.1 影响矿井瓦斯涌出量的主要因素(1)开采规模开采规模是指煤矿的各方面发开和产量。开发得越深,煤层的瓦斯含量也就越多,因此瓦斯排放量也随之增大。对一个矿井来说,有些情况复杂。如果煤矿通过改善煤矿开采工艺和增加工作面的单位产量来增加产量,那么相对气体排放量将大大减少,第一个原因是,当产量增加时,与采煤面无关的瓦斯排放不会显着增加。 第二个是随着开采速度的加快,相
33、邻层和开采的煤中的残留气体量将增加。 如果煤矿仅通过扩大采矿规模来增加产量,则煤矿的相对瓦斯排放可能保持不变或增加。(2)开采顺序及方法当在开采层中开采第一个煤层时,排出的气体不仅来自煤层本身,而且还来自相邻的上,下层。因此,开采第一个煤层时的瓦斯排放量通常是其他层的瓦斯排放量的几倍。 煤矿开采方法的回收率越低,气体排放量就越大,因为损失的煤中所含的大部分气体仍必须倒入巷道中4。2.2.2 瓦斯涌出量预测方法根据安全生产行业标准矿井瓦斯涌出量预测方法(AQ1018-2006),采用分源预测法预测矿井瓦斯涌出量。矿井瓦斯涌出源汇关系,见图2-15。图2-1矿井瓦斯涌出源汇关系示意图2.2.3 预
34、测条件(1)一采区,4号煤层,煤层厚度平均3.09m,年产量为1.20Mt/a。(2)4号煤层采用单走向长壁采煤法,机械化综合采煤,全部挎落法管理顶板。回采工作面长度为160m;回采率为95%。(3)一采区回采工作面瓦斯含量8.46m3/t、残存量2m3/t。2.2.4 回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯涌出量(Q采)预测及抽放率:(1)开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量; 2-1式中:开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量,m3/t; 围岩瓦斯涌出系数,取=1.2;工作面丢煤瓦斯涌出系数,为工作面回采率值为0.95; 准备巷道预排瓦斯影响系数; 2-2式中:回采工作面长度,=160m;巷道预排瓦斯带
35、宽度,取=9m;煤层厚度,m;煤层开采厚度,m;煤层原始瓦斯含量,m3/t;取8.46m3/t;煤层残存瓦斯含量,m3/t; 2-3式中:纯煤残存瓦斯含量,取=2m3/t;原煤中灰份含量,%;根据地质报告煤芯煤样化验资料取15.71%;原煤中水分含量,%;根据地质报告煤芯煤样化验资料1.06%;则=1.66,m3/t;则开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量:=7.65m3/t;(2)回采工作面邻近煤层瓦斯涌出量; 2-4式中:第i个邻近煤层的厚度;开采煤层的开采厚度,4煤层厚度为2.5m;第i个邻近煤层受采动影响的瓦斯排放率。3煤层、4上煤层、5煤层、6煤层、7煤层Ki值分别为85%、95%、60%
36、、20%、10%;第i个邻近煤层瓦斯含量,m3/t,3煤取10.64m3/t;4上煤取8.46m3/t;5煤取12.2m3/t;6煤取11.18m3/t;7煤取10.06m3/t;第i个邻近煤层残存瓦斯含量,3煤、4上煤取1.66m3/t;根据下文计算取5煤取1.98m3/t;6煤取1.57m3/t;7煤取1.57m3/t; 计算后得出:=9.63m3/t。(3)4煤回采工作面瓦斯涌出量=7.65+9.63=17.28m3/t。回采工作面的瓦斯涌出量,见表2-4。表2-4 回采工作面瓦斯涌出量预测结果表采区瓦斯含量(m3/t)日产量(m3/t)瓦斯涌出量开采层(m3/t)邻近层(m3/t)合计
37、相对涌出(m3/t)绝对涌出(m3/min)一24024457.659.6317.2829.342.3 工作面瓦斯来源分析根据工作面涌出量的预测结果,工作面涌出量构成结果,见表2-5。表 2-5 工作面瓦斯涌出量构成预测结果表采区瓦斯涌出区域工作面涌出量开采层邻近层一瓦斯涌出量(m/min)29.348.9720.37所占比例()5115.635.4对表 2-5 进行分析,可以得出以下结论:在回采工作面开采4号煤层时,瓦斯涌出量开采和临近层所占比例分别为35.4%、15.6%,前者为主后者为辅。开采层瓦斯涌出量构成预测结果,见表2-6。表2-6 开采层瓦斯涌出构成预测结果表煤层瓦斯涌出区域开采
38、层开采层落煤围岩、丢煤(现采空区)4号瓦斯涌出量(m3/min)8.975.923.05所占比例(%)1006634第3章 瓦斯抽采量计算3.1 瓦斯抽采方法的选择抽放方法的分类见下表3-1:表3-1 瓦斯抽放方法分类分类方法抽出瓦斯来源本煤层抽采、邻近层抽采、采空区抽采被抽采煤层卸压状况原始煤体未卸压预抽瓦斯;煤层卸压后抽瓦斯抽采瓦斯源汇集工程方法抽采瓦斯钻孔法、抽采瓦斯巷道法和抽采瓦斯钻孔巷道综合法3.2 瓦斯抽采方法的确定根据钻孔抽采瓦斯的优缺点及适用条件,我们最终选择顺层钻孔抽采,因为顺层钻孔抽采的适用条件是6:(1)抽采煤层是但一煤层;(2)层的较差,但应该有抽放可能;(3)煤层赋存
39、条件稳定且地质变化小;(4)为了留有较长的预抽时间,要提前打好钻孔;(5)突出危险煤层(密集钻孔),而我们要设计的煤层就是煤层渗透性有些差但应有抽放可能,煤层条件稳定,地质变化小;结合本煤层的数据和特点进行分析后,最终选取抽采瓦斯钻孔法进行抽采。3.3 抽放钻孔参数确定钻孔直径:暴露煤壁面积跟着它变化,直径增大面积就增大,瓦斯涌出量也是这样,但它增长不是一种线性关系,煤层的条件不同的话,瓦斯涌出量就会呈比例增长。目前瓦斯钻孔直径为60至110mm。根据本煤层的特性,选取钻孔直径为90mm。3.4 现采空区抽采防灭火措施采用现采空区抽采时应注意采空区着火问题,防灭火预测预报和措施是一定要加强的。
40、开采时,使用束管监测系统、通风监测系统和抽采监测系控制统来预测预报着火的风险。矿井可邀请相关资质单位进行专项防灭火设计7。(1)束管监测使用这个系统将井下监测地点的气体,通过束管将气体抽至气体分析仪中进行精确分析,实现对CH4等气体的监测。根据指标气体的不同数据,推断留在采空区中煤的自燃状态,推断采空区氧化区域、自燃区域和窒息区域的范围,并大致确定采空区的范围,高温地区要根据气体浓度梯度确定,便于及时采取措施。(2)防灭火措施利用矿井现有的防灭火措施,包括喷洒阻化剂、注黄泥浆等。3.5抽采瓦斯效果预计(1)抽采量预计根据2.3节工作面瓦斯来源分析,现采空区瓦斯涌出量为围岩、丢煤与邻近层采空区瓦
41、斯之和,1.56+9.96=11.56m3/min。兴无煤业采用采空区插管抽放的方法抽采回采工作面现采空区瓦斯,根据对其他类似矿井抽采经验,采空区插管抽放抽采率为60%左右,瓦斯抽采量为6.94m3/min。(2)瓦斯抽采量计算式为: 3-1式中:矿井设计年抽采瓦斯量,Mm3/a;矿井设计日抽采瓦斯量,Mm3/d;矿井设计年工作日数,d。矿井实际年抽采瓦斯量为:=6.941440365/1000000=3.56Mm3/a(3)工作面瓦斯抽采率计算公式为: 3-2式中:工作面瓦斯抽采率,%;工作面瓦斯抽采量,m3/min;工作面风排瓦斯量,m3/min。兴无煤业回采工作面预测最大瓦斯涌出量为29
42、.34m3/min左右,回采面瓦斯抽采量为6.94 m3/min左右,回采面瓦斯抽采率约为24%左右。(4)回采工作面配风量兴无煤业,回采工作面预测最大瓦斯涌出量为29.34m3/min,抽采瓦斯量为6.94 m3/min,则回采工作面的风排瓦斯量为22.4m3/min。回采工作面最大需风量可按式3-3计算: 3-3式中:回采工作面风排瓦斯所需风量,m3/min;回采工作面风排瓦斯量,m3/min;瓦斯涌出不均衡系数,回采工作面取1.3;山西省允许的工作面瓦斯浓度,%,C0.8。通过计算最大需风量为364 m3/min,回采工作面,风排瓦斯需要是可以被满足的。(5)回风巷瓦斯排放口配风量兴无煤
43、业井下移动瓦斯抽采泵站管路有6.94m3/min的瓦斯抽出,需在一采区回风巷瓦斯排放口排放;同时4号煤层回风巷的风排瓦斯量为22.4m3/min。根据煤矿安全规程的要求,为安全起见,瓦斯排放口至少需配风量为800m3/min。3.6 建立抽采系统的类型兴无煤业建立井下移动抽采系统解决一采区工作面(上隅角)瓦斯问题,服务范围为一采区工作面。抽采系统应布置在回风大巷与轨道大巷之间的联络巷内。3.7 抽采检测仪表井下抽采瓦斯的主要检测仪器包括U型水柱计(汞柱计)、高负压取样器、瓦斯浓度检定器和孔板流量计等。第4章 瓦斯抽采管路系统4.1 瓦斯抽采管路系统的选择原则井下巷道的安装布置、不同的抽采地点、抽采方式以及矿井的未来发展规划等因素都是瓦斯抽采管路系统选择的重要因素,为了减少系统不必要的浪费,尽量做到抽采管路一次成型,不做二次改动,还要考虑到管道连接的密闭性及其功能性的完整,和保证设备安装、维护的方便性,应遵循以下六点原则8:(1)使巷道的曲线段部分尽可能的少,转弯时角度不应过大确保在50以内,并且在与巷道最短的距离内安装抽采管路;(2)为了不影响其他方面的效率,最好应选择在运输作业较少的位置安装管路,例如回风巷;确保作业的人员能够顺利通行并且头部不会发生磕碰等情况。抽采管路与巷道壁的距离应大于10cm,用来给抽采管路的附件等物品预留出足够的检修、维护距离;(3)
限制150内