矿井瓦斯防治方案及安全措施计划.docx
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矿井瓦斯防治方案及安全措施计划
盘县平关烂泥田煤矿
2014年度瓦斯治理技术方案
及安全措施计划
编制单位:
烂泥田煤矿
编制日期:
二0一四年四月
目录
0编制依据
1矿井概况
1.1交通位置
1.2矿井地质概况
1.3煤层赋存情况
1.4开拓部署
1.5煤层瓦斯,煤尘爆炸性及煤层自燃
1.6矿井通风
1.7瓦斯涌出与抽采
2防突设备、设施
2.1瓦斯抽采设备
2.2瓦斯抽采设施
2.3 岩巷钻探设备及钻具
2.4 煤巷钻探设备及钻具
3区域综合防突措施
3.1 区域突出危险性预测
3.2 区域防突措施
3.3 区域防突措施效果检验
3.4 区域验证
4局部综合防突措施
4.1 工作面突出危险性预测
4.2 工作面防突措施
4.3 防突措施效果检验
4.4 安全防护措施
5组织保障措施
0编制依据
本方案编制的主要依据是《防治煤与瓦斯突出规定》、《煤矿安全规程》、《烂泥田煤矿瓦斯等级鉴定及有关参数》编制而成的。
1矿井概况
1.1 交通位置
烂泥田煤矿位于盘县新县城红果开发区以西,行政区划属平关镇管辖,隶属盘县煤炭局。
矿井位于盘县平关镇,现有简易公路与320国道相连,以井口为中心,距盘县新城(红果镇)25km,距盘西支线平关车站7km,盘西铁路支线北接水柏铁路,南接南昆铁路威红支线,从平关站至红果站18km,至六盘水站192km,交通运输较为便利。
1.2 矿井地质概况
1.2.1 地层:
区内出露地层从老到新为:
二叠系上统峨嵋山玄武岩组、宣威组、三叠系下统飞仙关组及第四系,分述如下:
1、二叠系上统(P2)
峨嵋山玄武岩组(P2β):
为一套基性火山喷发岩系。
由集块岩、火山角砾岩、凝灰岩、玄武岩、砂页岩组成,厚320m左右,分布于矿界外西部边缘。
2、宣威组(P2x)
位于峨嵋山玄武组假整合面之上,岩性由泥岩、砂质泥岩、粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩及煤层组成。
厚度170~320m,分下、中、上三个含煤组。
下含煤组(P2x1):
由砂质泥岩、粉砂岩夹石组成,含煤厚度一般40m,含主要可采煤层C24、C24上、C29。
中含煤组(P2x2):
由泥岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。
主要可采煤层有C12、C17、C20、C21煤层。
煤组厚度一般75m左右。
上含煤组(P2x3):
由粉砂岩、砂岩、砂质泥岩、泥岩组成。
煤组厚度一般70m左右。
煤层有C1、C3、C5煤层。
3、飞仙关组(T1f)
岩性主要为粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥灰岩等。
厚度246~550m。
4、第四系(Q)
以浮土、粘土、砂土为主,一般厚0~15m。
1.2.2 构造:
烂泥田矿井位于平关向斜南东翼,杨梅山-小达村断层的西侧,地层走向NEE,倾向SSE,倾角20~35°,平均25°左右。
根据地质报告井田范围内有3条(原F12、原F13、原F3)断层,构造复杂程度属中等。
原F3(正断层):
位于井田北西部,走向北东,倾向南东,倾角75°,北部为煤系地层与峨嵋山玄武岩组中部相接触,南部为煤系地层与飞仙关组相接触,该断层南北延伸出矿界外。
原F12(正断层):
位于井田西南部,断层走向NNW、倾向NE,倾角70°左右,北部为煤系地层与峨嵋山组相接触,该断层向东延伸交于F3。
原F13(正断层):
位于井田南部,断层走向NW,倾向NE,倾角70°,断层北部为煤系地层与峨嵋山玄武岩相接触,南部为煤系地层底部与煤系地层中下部相接触,该断层向南东延伸交于F3。
F9(逆断层):
位于井田二采区中部,断层走向SN,倾向W,倾角55~70°,落差大于20m。
经整理,在矿井建设巷道布置、主斜井以东C24煤层探巷掘进收集地质资料,现在井田范围内共揭露中小型断层14条。
详见表1—2—1,烂泥田煤矿断层特征表。
表1—2—1烂泥田煤矿断层特征表
序号
构造编号
性质
揭露工程名称
倾向(°)
倾角(°)
落差(m)
控制程度
1
F1
正断层
主斜井
100
53
大于5.0
1个点
2
F2
正断层
主斜井
100
61
-
1个点
3
F3
正断层
主斜井
115
68
-
1个点
4
F4
正断层
主斜井
90
69
3.0
1个点
5
F5
正断层
主斜井
140
25
3.50
1个点
6
F6
正断层
C24煤层探巷
250
78
大于7.0
2个点
7
F7
正断层
C24煤层探巷
130
60
1.50~2.0
1个点
8
F8
逆断层
C24煤层探巷
320
40
1.50~2.0
2个点
9
F9
逆断层
C24煤层探巷
270
55~70
大于20
3个点
10
F10
正断层
C24煤层探巷
160
40~45
大于5.0
2个点
11
F11
正断层
C24煤层探巷
305
70
3.0
2个点
12
小向斜
C24煤层探巷
100
延伸
75
2个点
13
F12
正断层
C24煤层探巷
250
85
5.0~8.0
1个点
14
F13
正断层
运输大巷
257
70~80
50~60
2个点
1.3 煤层赋存情况
井田内含煤地层为二叠系上统宣威组,分下、中、上三个含煤组,根据《滥泥田矿井普查地质报告》和《贵州省盘县平关滥泥田煤矿C3煤层储量估算说明》,矿井范围内可采煤层有C3、C17、C20、C21、C24上、C24煤层。
(1)C3煤层:
位于上含煤组,煤层稳定性较差,厚度变化较大,厚度1.2~3.5m,平均2.43m;
(2)C17煤层:
位于中含煤组中上部,煤层厚度变化较小,煤层结构单一,厚度2.7~3.3m,平均3.0m;
(3)C20煤层:
位于中含煤组中部,距C17煤层8m左右,煤层厚度变化不大,煤层结构简单,厚度2.0~2.4m,平均2.1m;
(4)C21煤层:
位于中含煤组中下部,距C20煤层15m左右,煤层结构较复杂,厚度1.8~2.0m,平均1.9m;
(5)C24上煤层:
位于下含煤组顶部,距C21煤层10m左右,煤层结构单一,厚度1.8~2.4m,平均2.2m;
(6)C24煤层:
位于下含煤组上部,距C24上煤层6m左右,煤层结构单一,厚度3.0~3.5m,平均3.2m。
煤层特征详见表1—2—2,烂泥田煤矿煤层特征表。
表1—2—2烂泥田煤矿可采煤层特征表
煤层编号
煤层厚度(m)
煤层间距(m)
煤层结构
煤层稳定性
顶底板
最小
最大
平均
顶板
底板
C3
1.2
3.5
2.43
65
稳定性较差
粉砂岩、细砂岩、泥岩
粉砂岩、细砂岩、泥岩
C17
2.7
3.3
3.0
结构单一
较稳定
粉砂岩、细砂岩、泥岩
粉砂岩、细砂岩、泥岩
8
C20
2
2.4
2.1
结构简单
较稳定
粉砂岩、细砂岩、泥岩
粉砂岩、细砂岩、泥岩
15
C21
1.8
2
1.9
较复杂
较稳定
粉砂岩、细砂岩、泥质
粉砂岩、细砂岩、泥质
10
C24上
1.8
2.4
2.2
结构单一
较稳定
粉砂岩、细砂岩、泥质
粉砂岩、细砂岩、泥质
6
C24
3
3.5
3.2
结构单一
较稳定
粉砂岩、细砂岩、泥岩
粉砂岩、细砂岩、泥岩
1.4 开拓部署
本矿为生产矿井,采用斜井开拓,1个水平,2个采区,其中一采区已停产,二采区现有二个掘进工作面。
井筒设置为一个主井,一个副井(行人斜井)和一个风井。
1.5 煤层瓦斯,煤尘爆炸性及煤层自燃
1.5.1本矿属突出矿井,根据2010年度瓦斯等级鉴定报告得知:
矿井相对瓦斯涌出量为21.38m3/t,绝对瓦斯涌出量3.86m3/min。
突出:
据2011年9月27日中国矿业大学矿山开采与安全教育部重点实验室贵州省盘县平关镇烂泥田煤矿C24煤层煤与瓦斯突出危险性鉴定报告得知:
盘县平关镇烂泥田煤矿C24煤层具有突出危险性。
1.5.2 据2008年3月18日六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室煤炭自燃倾向等级鉴定报告得知:
煤层自燃倾向性属三类,不易自然。
根据重庆市煤炭质量监督检验站、重庆煤田地质研究所测试中心的鉴定报告,烂泥田煤矿煤层有煤尘爆炸危险性。
1.6 矿井通风
矿井采用双翼对角式通风,通风方法为机械抽出方式,各采区、各工作面实行分区通风,地面主通风机安装了2台,其中1台主扇型号:
FBCZN013/55,电机功率55kw的防爆轴流式抽风机,另一台备用主扇型号为FBCDZNO15/2×55,电机功率2×55kw的轴流式风机,矿井总进风量为2000m3/min,总排风量为2100m3/min。
掘进通风采用压入式,局扇型号为FBD5-6/2×15,功率2×15kw,双机双电源供风,采煤工作面为负压通风。
1.7瓦斯涌出与抽采(略)
2防突设备、设施
2.1 瓦斯抽采设备
2BEA303(90KW)水环式真空泵2台(高负压),2BEI235-0(55KW)水环式真空泵2台(低负压)。
2.2 瓦斯抽采设施
主管采用管径为φ219mm的PE管,支管采用管径为φ160mmPE管,各抽放孔支管与抽放管路的连接采用真空厚壁胶管(φ25mm),并用铁丝紧固,以保证管路气密性,在底板巷抽放钻场、以及各个局部抽放地点安装流量计和负压表,同时安装人工手动放水器,编号并悬挂管理牌。
2.3 岩巷钻探设备及钻具
钻机:
名称
型号
数量(台)
矿用全液压坑道钻机
ZDY-620(750)
3
钻具:
钻具
钻杆
钻头
直径(mm)
长度(mm)
型号
直径(mm)
42
750
三翼凹凸复合片钻头
75
2.4 煤巷钻探设备及钻具
2.4.1 ZMS-12型湿式电煤钻,钻具:
φ42mm螺纹钻杆,钻杆长度为1.0m/根与1.5m/根,钻头为φ42mm的一字型钻头配φ60mm的扩孔器。
用来打预测及检验钻孔。
2.4.2 YB100L2-4型煤岩电钻,钻具:
φ80mm螺纹钻杆,钻杆长度为1.0m/根与1.5m/根两种,钻头为φ80mm的三翼凹凸复合片钻头。
用来打排放孔稀释瓦斯。
3区域综合防突措施
3.1 区域突出危险性预测
区域预测预报采用钻孔测压法和煤层瓦斯含量法;设备有压力表、流量计、注浆泵等;
局部抽放预测预报采用测最大钻销量S和K1值;使用WTC防突参数仪测定。
3.2 区域防突措施
采用底板巷预抽煤层瓦斯
3.2.1预抽煤层瓦斯区域防突措施的要求:
穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯时,区域防突措施的钻孔应当控制区段内的整个开采区域,倾斜、急倾斜煤层巷道上帮轮廓线外至少20米,下帮至少10米,其它为巷道两侧轮廓线外至少各15米。
3.2.2 预抽煤层瓦斯钻孔应当均匀布置,钻孔瓦斯抽放半径我矿暂定为2.5m(根据烂泥田矿以往经验取值)。
3.2.3 预抽瓦斯钻孔封堵必须严密,穿层钻孔的封孔段长度不得小于5m,顺层钻孔的封孔段长度不得小于8m。
3.2.4 钻孔施工时的方位、角度、孔高由抽放技术员负责,施工完毕后做好每个钻孔施工参数的记录及抽采参数的测定,并完成抽放钻孔成果图。
钻孔孔口抽采负压不得小于13kPa,瓦斯浓度不低于30%,预抽瓦斯浓度低于30%时,应当采取改进封孔的措施,以提高封孔质量和瓦斯抽放效果。
3.3 区域防突措施效果检验
3.3.1、回采工作面区域防突措施效果验证的方法
3.3.1.1、采用残余瓦斯压力指标对预抽煤层瓦斯区域防突效果进行验证;
3.3.1.2、检验期间还应当观察、记录在煤层中进行钻孔等作业时发生的喷孔、顶钻及其他突出预兆。
3.3.2、回采工作面区域防突措施效果检验
3.3.2.1、采用残余瓦斯压力指标进行检验时,煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa时预抽区域为无突出危险区,否则,即为突出危险区,预抽防突效果无效;
3.3.2.2、若验证期间在煤层中进行钻孔施工等作业时发现了喷孔、顶钻及其他明显突出预兆时,发生明显突出预兆的位置周围半径100m内的预抽区域判定为措施无效,所在区域煤层仍属突出危险区。
3.3.2.3、当采用煤层残余瓦斯压力的直接测定值进行检验时,若任何一个检验测试点的指标测定值达到或超过了有突出危险的临界值而判定为预抽防突效果无效时,则此检验测试点周围半径100m内的预抽区域均判定为预抽防突效果无效,即为突出危险区。
3.3.3、回采工作面区域防突措施效果检验的要求
采用直接测定煤层残余瓦斯压力进行预抽煤层瓦斯区域措施效果检验时,应当符合下列要求:
3.3.3.1、对穿层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突措施进行效果检验时,若区段宽度(两侧回采巷道间距加回采巷道外侧控制范围)未超过120m,以及对预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施进行检验时若回采工作面长度未超过120m,则沿回采工作面推进方向每间隔30~50m至少布置1个检验测试点;若预抽区段煤层瓦斯区域防突措施的区段宽度或预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施的回采工作面长度大于120m时,则在回采工作面推进方向每间隔30~50m,至少沿工作面方向布置2个检验测试点。
3.3.3.2、预抽区段煤层瓦斯的钻孔在回采区域和煤巷条带的布置方式或参数不同时,按照预抽回采区域煤层瓦斯区域防突措施和穿层钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯区域防突措施的检验要求分别进行检验
3.3.3.3、各检验测试点应布置于所在部位钻孔密度较小、孔间距较大、预抽时间较短的位置,并尽可能远离测试点周围的各预抽钻孔或尽可能与周围预抽钻孔保持等距离,且避开采掘巷道的排放范围和工作面的预抽超前距。
在地质构造复杂区域适当增加检验测试点。
3.3.4、检测煤层的残余瓦斯压力指标的施工方法及顺序
3.3.4.1、在施工钻孔密度最小,抽放孔施工困难的地点,施工煤层瓦斯测压孔。
3.3.4.2、施工测压孔的参数;如方位、角度、孔高应与周围抽放孔的参数完全相同。
3.3.4.3、施工完毕后,在孔口处安装一个压力表,压力表每天观测一次,当压力表在不漏气的情况下,压力稳定一个星期,且压力小于0.74MPa,即完成回采工作面区域措施效果检验,如果大于0.74MPa,则继续抽放或补打抽放钻孔,直到压力小于0.74MPa为此。
3.3.5、预测工作要求:
由抽放技术员具体负责,严格按照《防治煤与瓦斯突出规定》之规定采用煤层测压法进行;
3.4 区域验证
采用钻孔测压法和煤层瓦斯含量法
4局部综合防突措施
4.1 工作面突出危险性预测
工作掘进时必须对工作面进行突出危险性进行预测,采用钻屑指标法预测工作面突出危险性,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。
工作面突出危险性的指标临界值参照下表执行。
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
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。
4.2 工作面防突措施
4.2.1、采用地面抽放泵边掘边抽防突措施进行瓦斯卸压排放。
用岩石钻机65mm钻头开孔、直径60mm×1500mm的螺纹钻杆打抽放钻孔,孔数为15个,每5个一排。
抽放钻孔必须大于10m,钻孔终孔位置一般应控制巷道轮廓方向,顶部、两帮均在2m以上(或见顶、底板即可),具体布置见下瓦斯抽放钻孔布置图:
每个抽放孔施工完毕后,将直径42mm×1200mm一根的铁管连接长8m~10m后插入抽放孔内,注意铁管不能插入孔的顶端。
然后封孔,封孔材料为聚氨脂,前面的前探钻孔,预测钻孔都必须堵实,抽放孔内的封孔长度不得少于1m,谨防漏气影响抽放效果。
在打抽放孔过程中发生顶钻、卡钻现象时必须立即停止打眼,并且及时把钻杆退出。
4.2.2、工作面选用超前排放钻孔、松动爆破防突措施。
当采用超前钻孔作为工作面防突措施时,应当符合下列要求:
①、巷道两侧轮廓线外钻孔的最小控制范围:
煤层上帮7m、下帮3m。
当煤层厚度大于巷道高度时,在垂直煤层方向上的巷道上部煤层控制范围不小于7m,巷道下部煤层控制范围不小于3m;
②、钻孔在控制范围内应当均匀布置,在煤层的软分层中可适当增加钻孔数。
预抽钻孔或超前排放钻孔的孔数、孔底间距等应当根据钻孔的有效抽放或排放半径确定;
③、钻孔直径应当根据煤层赋存条件、地质构造和瓦斯情况确定,一般为75~120mm,地质条件变化剧烈地带也可采用直径42~75mm的钻孔。
若钻孔直径超过120mm时,必须采用专门的钻进设备和制定专门的施工安全措施;
④、煤层赋存状态发生变化时,及时探明情况,再重新确定超前钻孔的参数;
⑤、钻孔施工前,加强工作面支护,打好迎面支架,背好工作面煤壁。
当工作面采用松动爆破防突措施时,应当符合下列要求:
①、松动爆破钻孔的孔径一般为42mm,孔深不得小于8m。
松动爆破应至少控制到巷道轮廓线外3m的范围。
孔数根据松动爆破的有效影响半径确定。
松动爆破的有效影响半径通过实测确定;
②、松动爆破孔的装药长度为孔长减去5.5~6m;
③、松动爆破按远距离爆破的要求执行。
4.3 防突措施效果检验
工作面执行防突措施后,同样选择钻屑指标法进行措施效果检验。
检验孔应当不少于3个,深度应当小于或等于防突措施钻孔。
如果掘进工作面措施效果检验指标均小于指标临界值,且未发现其他异常情况,则措施有效;否则,判定为措施无效。
当检验结果措施有效时,若检验孔与防突措施钻孔向巷道掘进方向的投影长度(简称投影孔深)相等,则可在留足防突措施超前距(煤巷掘进工作面应保留的最小预测超前距为2m。
工作面应保留的最小防突措施超前距为:
煤巷掘进工作面5m;在地质构造破坏严重地带应适当增加超前距,但掘进工作面不小于7m。
)并采取安全防护措施的条件下掘进。
当检验孔的投影孔深小于防突措施钻孔时,则应当在留足所需的防突措施超前距并同时保留有至少2m检验孔投影孔深超前距的条件下,采取安全防护措施后实施掘进作业。
4.4 安全防护措施
4.4.1、每个区段设置一个采区避难所。
避难所的位置根据实际情况确定,避难所应当符合下列要求:
4.4.1.1、临时性避难所设置向外开启的隔离门,隔离门设置标准按照反向风门标准安设。
室内净高不得低于2m,深度满足扩散通风的要求,长度和宽度应根据可能同时避难的人数确定,但至少能满足15人避难,且每人使用面积不得少于0.9m2。
避难所内支护保持良好,并设有与调度室直通的电话;
4.4.1.2、避难所内安装水管、安设供给空气的设施,每人供风量不得少于0.3m3/min。
用压缩空气供风时,应设有减压装置和带有阀门控制的呼吸嘴;
4.4.1.3、避难所内安设15个隔离式自救器。
4.4.2、石门揭煤和煤巷掘进工作面进风侧,必须设置至少2道牢固可靠的正反向风门。
风门之间的距离不得小于4m。
反向风门墙垛用砖、料石或混凝土砌筑,嵌入巷道周边岩石的深度不得小于0.2m;墙垛厚度不得小于0.8m。
在煤巷构筑反向风门时,风门墙体四周必须掏槽,掏槽深度见硬帮硬底后再进入实体煤不小于0.5m。
通过反向风门墙垛的风筒、水沟等,必须设有逆向隔断装置。
人员进入工作面时必须把反向风门打开、顶牢。
工作面放炮和无人时,反向风门必须关闭。
4.4.3、采掘工作面设置压风自救系统。
压风自救系统要求:
4.4.3.1、压风自救装置安装在掘进工作面巷道和回采工作面巷道内的压缩空气管道上;
4.4.3.2、压风自救装置距采掘工作面25~40m的巷道内。
4.4.3.3、每组压风自救装置可供8个人使用。
4.4.4、每一入井人员,必须随身携带隔离式自救器。
5组织保障措施
5.1、矿长对本矿井的瓦斯抽放管理工作负全面责任。
5.2、矿总工程师对瓦斯抽放工作负技术责任。
5.3、通风、生产、防突矿长负责分管范围内的抽放措施的贯彻、检查的落实,抽放技术员负责分管范围内抽放措施的编制。
5.4、安全矿长负责监督、检查瓦斯抽放措施的执行和落实。
5.5、瓦斯抽放专干除负责日常抽放工作,还应负责抽放管理和预测预报等。
5.6、安监人员对本措施的落实进行监督。
5.7、抽放技术员负责瓦斯抽放措施工程量的验收工作。
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