煤矿6综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案.docx
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煤矿6综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案.docx
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煤矿6综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案
贵州林华矿业有限公司林华煤矿
20916综采工作面专项防突设计及瓦斯治理方案
编制部门:
编制人:
部门负责人:
总工程师:
编制时间:
20916综采工作面瓦斯治理方案
会审意见表
会审人员签字:
通防部:
年月日
生产技术部:
年月日
机运部:
年月日
安环部:
年月日
通防副总工:
年月日
总工程师:
年月日
编制依据
一、《防治煤与瓦斯突出管理规定》(总局令第19号);
二、《矿井瓦斯抽放规范》(AQ1027—2006);
3、《煤矿瓦斯抽采大体指标》(AQ1026—2006);
4、《煤矿安全监测监控及检测仪器利用管理规范》(AQ1029—2007);
五、《煤矿安全规程》2011年版;
六、《矿井瓦斯涌出量预测方式》(AQ1018—2006);
7、林华煤矿相关设计与现场实测资料。
附图:
图一:
20916综采工作面煤层综合柱状图;
图二:
20916综采工作面平面布置图;
图三:
20916综采工作面通风系统图;
图四:
20916综采工作面瓦斯抽放系统图;
图五:
20916综采工作面避灾线路图;
图六:
20916综采工作面监测监控系统图;
图七:
20916综采工作面综合防尘系统图;
图八:
20916综采工作面压风自救系统图;
20916综采工作面瓦斯治理方案
第一章概况
一、矿井概况
一、林华井田位于贵州省金沙县西南,距县城10km,地域属新化乡、西洛乡管辖。
井田面积,可采及局部可采煤层为4、五、九、13、15号煤层。
矿井总资源量为亿t,设计储量12280万t,可采储量为9835万t,主采煤层9号为低硫、低灰、多发烧量优质无烟煤。
矿井属煤与瓦斯突出矿井,煤尘无爆炸危险,煤层无自燃发火偏向。
依照原国家计委批准150万t/a规模设计,矿井一期设计生产能力90万t/a,矿井为斜井开拓,采用综合机械化采煤工艺。
矿井回采工作面回采情形和前期地质勘探较为吻合,煤层赋存条件较好,煤层无明显构造及断层,且煤层厚度平均约~,煤层厚度稳固,转变较小。
二、煤层赋存情形
井田内含煤地层为龙潭组,属海陆交彼此沉积,厚~,平均厚。
主要由细砂岩、粉砂岩、泥岩、夹泥灰岩、灰岩及煤层组成。
含丰硕的动、植物化石。
煤层总厚度~,平均,含煤系数为11%。
含可采及局部可采煤层5层,可采总厚度~,平均,可采含煤系数为6%。
可采煤层为4、五、九、13、15号煤层,其中全区大体可采1层(9号煤层),大部可采煤层2层(4号、5号煤层),局部可采煤层2层(13号、15号煤层)。
可采煤层特征详见表1。
表1可采煤层特征表
煤号
全层厚度
平均(m)
采用厚度平均(m)
煤层
倾角
(°)
夹石
层数
对比可靠程度
稳定
程度
可采
程度
顶底板岩性
煤层间距
平均(m)
顶板
底板
4
较
可靠
不
稳定
大部
泥岩或粉砂质泥岩、细砂岩
泥岩或粉砂质泥岩、细砂岩
8~12
11
0-3
0-2
较
可靠
较
稳定
大部
泥岩或粉砂岩、细砂岩
泥岩或粉砂质泥岩、细砂岩
可靠
较
稳定
全区
粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩
泥质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩
可靠
极不
稳定
局部
泥岩或粉砂质泥岩、局部粉砂岩
泥岩或细砂岩或灰岩
可靠
不
稳定
局部
泥岩或粉砂质泥岩
铝土质泥岩、灰岩
3、矿井采掘部署
采区划分:
矿井全井田划分为五个采区开采,首采区为二采区;按照开拓布置,矿井一期范围划分为一个双翼采区开采。
4、采区和煤层开采顺序
(1)采区:
按照矿井采区划分位置,二采区采完后,由+800m水平以上的一采区代替,一采区采完后,由+800m水平以上的三采区代替,三采区采完后,由+800m水平以下的四采区代替,四采区采完后,由+800m水平以下的五采区代替。
(2)煤层开采顺序
本矿井开采薄及中厚近距离煤层群,可采及局部可采煤层5层,各煤层之间层间距一般为7~30m。
按照《贵州林华矿井首采工作面水文地质条件论证》报告和《贵州省金沙县林华井田精查地质报告》:
4号和5号煤层距顶部的长兴灰岩强含水层较近,煤层开采后,裂隙带高度已抵达该含水层;13号和15号煤层距下覆的二叠系茅口灰岩强含水层较近,且底板隔水层经受约的水头压力。
而且4号煤层厚度在矿区井田中部有必然转变,有一薄化带,对工作面布置有必然影响;5号煤层厚度较薄,煤层厚度绝大多数在规范要求的最低可采厚度以下;13号煤层原煤硫分为%,且在矿井+800以上均不可采;15号煤层原煤硫分为%,煤层厚度较薄,结构复杂,具分岔现象。
所以暂开采9号煤层。
采煤作业方式:
井田范围内,主采煤层(9号煤)结构较简单,煤层顶板以粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩为主。
底板以泥质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩为主,属较稳固煤层。
倾角一般8~12°。
由于本矿井初期开采的煤层大部份均为近水平~缓倾斜薄及中厚煤层,结合矿井开拓布置,工作面采用走向长壁式采煤法,后退式回采,全数冒落法管理顶板。
二、工作面概况
概
况
煤层名称
9号煤
水平名称
+800m
采区名称
二采区
工作面名称
20916
地面标高(m)
+~+
工作面煤层底板标高(m)
+~+
地面位置
工作面位于二采区的南部,地面主要以丘陵和山地为主,有少量的水田和村庄,在黄地屋基附近地面发育落水洞较多。
井下位置及四邻关系
该工作面位于二采区的东部位置,是矿井的第五个接替工作面,工作面西翼为二采区轨道上山,东翼为一采区运输上山。
工作面倾斜以上为待开采工作面,以下为+800水平(西翼)轨道大巷。
回采对地面设施的影响
工作面上方有一条地表冲沟贯穿整个工作面,冲沟两侧为山体,沟底与山峰的相对高差约,工作面回采后对冲沟南侧的山体有一定影响。
走向长
(m)
500
倾斜长
(m)
175
面积
(m2)
87500
煤层情况
煤层厚度(m)
煤层结构
煤层倾角
(°)
8~12
11
简单结构
可采指数
变异系数(%)
稳定程度
稳定
工作面所采煤层为龙潭煤组中部,层位稳定,为本区主要的可采层,下距标三(B3)~,平均。
厚煤带主要分布在井田中部,一般含1层夹石,夹石岩性一般为泥岩,个别为炭质泥岩,厚度一般为左右,结构较简单。
煤厚~,平均,全区可采。
煤
质
情
况
Mad
(%)
Ad
(%)
Vdaf
(%)
Qgr·d
Mj/kg
C·daf
(%)
St·d
(%)
Y
(mm)
工业牌号
煤
层
顶
底
板
情
况
顶底板名称
岩石名称
厚度(m)
岩性特征
顶板
粉砂质泥岩、粉砂岩或细砂岩
深灰色,薄~中厚层状,缓波状层理。
间夹灰色片状泥岩。
产植物碎片化石。
f=3~4。
底板
泥质粉砂质、粉砂质泥岩或细砂岩
深灰色,岩石较破碎,遇水极易软化膨胀,局部为深灰色薄层状泥质粉砂岩。
f=3~4。
工瓦斯地质情况
1、工作面9号煤层埋深在~之间,倾向回风巷埋深较小,采面运输巷埋深较大。
而根据实测瓦斯含量,工作面瓦斯含量自上而下方向含量高。
因此9号煤的瓦斯含量大小受煤层埋深影响较大。
2、回采过程中绝对瓦斯涌出量的大小受煤层的破坏性程度影响较大。
3、小构造、小褶皱附近煤层挤压破碎严重,回采过程中遇该构造带时,应加强局部防突措施。
4、该工作面为接替工作面,根据已回采的2095综采工作面瓦斯涌出情况分析,绝对瓦斯涌出量相对较大,应加强瓦斯治理工作。
5、工作面内煤层的软分层较发育一般,平均厚度0~,平均,在煤层中位于顶板下处。
软分层主要发育在构造区域。
影响回采的其它地质因素
煤尘
实测煤尘无爆炸危险
自燃倾向
实测煤层无自燃发火倾向,属不易自燃煤层。
突出情况
9号煤层为突出煤层。
煤质
无烟煤。
地温
地温正常区
地压
大地静力场型
储量计算
走向长
(m)
倾斜长(m)
面积
(m2)
煤厚(m)
容重
(t/m3)
准备煤量
(万t)
回采率(%)
可采储量
(万t)
500
175
87500
46
95
计算方法
煤层厚度变化较小,采用块段法计算。
三、矿井和工作面通风情形
矿井通风方式为分区式,通风方式为抽出式。
在一采区风立井安设两台主扇,其型号为:
FBCDZN025-8型2×280KW对旋风机,二采区回风副斜井安装两台主扇,其型号为:
BD-Ⅱ-8-N025型2×250KW对旋风机别离承担矿井一、二采区通风任务。
工作面通风状况:
20916综采工作面采用Y型通风,工作面进风通风线路:
一采区副立井→+800轨道石门→西轨大巷→20916绕道→20916运输巷→20916切眼
一采区副立井→+800轨道石门→二采区轨道上山→20916回风巷
20916底抽巷→二采区回风上山→回风斜井→地面。
四、矿井安全监测监控系统
矿井安全监测监控系统采用煤炭科学研究总院重庆分院的KJ90NB型矿用综合安全监测监控系统,该系统有煤安MA标志,采历时分制散布式结构,由地面中心站、服务器、井上下分站、电源箱、各类智能传感器、断电器、传输电缆和系统软件组成,具有甲烷超限断电和风电、瓦斯闭锁功能;具有屏幕显示监测、存储数据、打印报表功能;系统主机或电缆发生故障时,系统中利用的分站能保证甲烷断电仪和风电闭锁的功能;能实现多屏显示和超限断电与远程控制断电。
井上、下装有甲烷、温度、风速、设备开停、负压、风门开关等传感器,监测监控范围覆盖所有采掘工作面、主要硐室、主要进回风巷等地址,采掘工作面等区域实现了风电闭锁和瓦斯电闭锁。
五、瓦斯抽放系统
矿井在一、二采区地面别离建有永久瓦斯抽采站,每一个采区有封锁式和开放式抽采系统各一套,共有2BEC50型抽采泵3台,配套电机功率为220kW,有2BEC52型抽采泵6台,配套电机功率为315kW。
4套抽采系统主管均为直径630mm的煤矿用双抗聚乙烯管,干管均为直径450mm的双抗聚乙烯管。
管径、管材符合安全设施设计要求。
第二章工作面瓦斯涌出量估计
20916工作面瓦斯来源主要有本煤层、临近煤层、采空区(含围岩)的瓦斯。
20916工作面瓦斯涌出量预测方式采取分源预测法。
20916工作面瓦斯涌出量:
按照《矿井瓦斯涌出量预测方式》(AQ1018—2006)回采工作面瓦斯涌出量预测用相对瓦斯涌出量表达,以24h为一个预测圆班,其计算公式为:
式中:
q采——回采工作面相对瓦斯涌出量,m³/t;
q1——开采层相对瓦斯涌出量,m³/t;
q2——临近层相对瓦斯涌出量,m³/t。
一、开采层瓦斯涌出量
按照《矿井瓦斯涌出量预测方式》(AQ1018—2006),薄及中厚煤层不分层开采时,开采层瓦斯涌出量,其计算公式为:
式中:
q1——开采层相对瓦斯涌出量,m³/t;
K1——围岩瓦斯涌出系数;K1值选取范围为~;全数陷落法管理顶板,碳质组分较多的围岩,K1取;局部充填法管理顶板K1取;全数充填法管理顶板K1取,本矿采用全数陷落法管理顶板K1取;
K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数,用回采率的倒数来计算,取95%;
K3——采区内预备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数,计算公式如下:
K3=(L+2h+2b)/(L+2b)
式中:
L——工作面长度:
175m;
h——掘进巷道预排等值宽度m,按表D-1取值;
b——巷道宽度:
。
K3=(L+2h+2b)/(L+2b)=(175+2×13+2×/(175+2×)=
m——开采层厚度,取;
M——工作面采高,取;
W0——煤层原始瓦斯含量,按照煤科院重庆分院《贵州林华矿业有限公司二采区瓦斯大体参数测定及突出危险性评价评价报告》,本采面取m³/t;
Wc——运出矿井后煤的残余瓦斯含量,煤的残余瓦斯含量Wc。
高变质煤瓦斯含量>10m3/和低变质煤的Wc值可按表C-1选取;9#煤层挥发分为(Vr)/%为8-12,所以按表C-1取4m³/t,则
q1=×95/100××1×()=m³/t
二、临近层瓦斯涌出量
临近层瓦斯涌出有4#、5#,按照《矿井瓦斯涌出量预测方式》(AQ1018—2006),临近层瓦斯涌出量计算公式为:
式中:
q2——临近层相对瓦斯涌出量,m³/t;
表D-1
表C-1
挥发分(VR)/%
6-8
8-12
12-18
18-26
26-35
35-42
42-46
WC/[m³/()-1
9-6
6-4
4-3
3-2
2
2
2
注:
煤的残存瓦斯含量亦可近似地按煤在压力条件下的瓦斯吸附量取值。
mi——第i个临近层煤层厚度m;
M——工作面采高m;
ηi——第i个临近层瓦斯排放率,按图选取;
W0i——第i个临近层煤层原始瓦斯含量m³/t;
Wci——第i个临近层煤层残余瓦斯含量m³/t,参照开采层选取。
因此临近层5#、4#煤层瓦斯涌出量为:
5#煤层瓦斯涌出量:
q5#——5#煤层相对瓦斯涌出量,m³/t;
m5——5#煤层厚度,取;
M——回采工作面采高,取;
η5——5#煤层瓦斯排放率(9#和5#煤层之间距离),按图选取85%;
1-上临近层;2-缓倾斜煤层下临近层;3-倾斜、急倾斜煤层下临近层。
图临近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线
W05——5#煤层原始瓦斯含量,m³/t;
Wc5——5#煤层残余瓦斯含量,5#煤层挥发分为(Vr)/%为8-12选取4m³/t。
q5#=()××85%=m³/t
4#煤层瓦斯涌出量:
q4#——4#煤层相对瓦斯涌出量,m³/t;
m4——4#煤层厚度,取;
M——开采煤层工作面采高,取;
η4——4#煤层瓦斯排放率(9#和4#煤层之间距离),按图选取80%;
W04——4#层煤层原始瓦斯含量,m³/t;
Wc4——4#煤层残余瓦斯含量,4#煤层挥发分为(Vr)/%为8-12选取4m³/t。
q4#=()××80%=m³/t
同理计算13#、15#煤层瓦斯涌出量:
q13#=()×1/×22%=m³/t
(13#煤层瓦斯含量取4#、5#、9#、15#煤层瓦斯含量平均值)
q15#=()××18%=³/t
=q5#+q4#=+++=m³/t
=+=m3/t
三、采空区(含围岩)瓦斯涌出量
按照2096采面、2094采面、2093采面、2095采面回采期间的瓦斯涌出量统计,工作面正常回采时采空区(含围岩)相对瓦斯涌出量约占开采层与临近层总和的15%,则20916工作面正常回采时采空区(含围岩)相对瓦斯涌出量为t。
四、20916工作面瓦斯预测
按照上述分析,预测20916工作面正常回采时的相对瓦斯涌出量为t。
见表2。
表220916采面瓦斯来源预测表
来源地点
20916工作面涌出量
本层
t
邻近煤层
t
采空区(含围岩)
m3/t
合计
t
按正常日产量2000t,最大日产量3000t计算,20916工作面正常回采时的绝对瓦斯涌出量为min,最大绝对瓦斯涌出量min。
见表3。
表320916采面回采时的绝对瓦斯涌出量预测表
瓦斯涌出量预计
日产量(t)
相对瓦斯涌出量(m3/t)
绝对瓦斯涌出量(m3/min)
20916综采工作面
2000(正常)3000(最大)
(正常)
最大)
第三章20916采煤工作面瓦斯综合治理方案
一、大体情形:
20916采面走向长500m,偏向长175m,开采面积:
87500m2(留有40m保护煤柱)煤层厚度:
煤的容重t/m3,煤炭储量46万t,9#煤层瓦斯含量t,从表3能够看出,9#煤层和临近层瓦斯含量都比较大,所以必需加大瓦斯治理力度,从根本解决20916采面瓦斯问题。
二、瓦斯综合治理方案:
(一)通风
20916采面采用“Y”型通风方式,工作面配风按照《煤矿安全规程》第一百零一条进行配风,采煤工作面、掘进巷道中的煤巷和半煤岩允许风速为s,通过抽放计算可知需风排的瓦斯量为:
³/min。
按瓦斯
Q=100q×k/CCH4
式中:
Q—工作面需配风量,m³/min;
q—经抽放后需风排瓦斯量,m³/min;
CCH4—工作面瓦斯最高允许浓度,%;
K—采煤工作面瓦斯涌出不均衡备用风量系数,该数值应通过观察实测后取得;通常综采工作面取~,实际按计算。
即:
Q=100××÷=1545(m³/min)
(二)防突
1、区域综合防突办法
1)区域预测
按照矿井施工情形,在施工9#煤层巷道、2051回风石门和+800m水平轨道石门别离揭露5#煤层和4#煤层时,均发生煤与瓦斯突出,本矿井为煤与瓦斯突出矿井。
按照20916运输巷、回风巷掘进时采取的区域预抽钻孔,在施工时,发生过喷孔等动力现象。
综上可知,20916综采工作面回采区域具有突出危险性,需采取区域防突办法进行消突。
2)区域防突办法
20916综采工作面采取本煤层顺层钻孔抽放瓦斯的区域防突办法,在20916运输巷和回风巷沿煤层偏向施工抽放钻孔。
按照2095回采工作面施工的钻孔抽放经验,设计20916本层钻孔间距。
孔径为115mm,封孔长度8m,钻孔长度在20916运输巷为85m,20916回风巷为85m,20916切眼为60m。
钻孔倾角与煤层倾角一致,按照现场施工情形进行调整。
20916综采工作面顺层抽放钻孔设计图如图1。
按照煤矿瓦斯抽采大体指标要求:
工作面瓦斯涌出量在70≤Q<100m3/min,抽采率应大于60%。
Q顺层=Q×η=×60%=min
图120916综采工作面顺层抽放钻孔设计图
3)区域办法效果查验
对顺层钻孔预抽区段煤层瓦斯区域防突办法进行查验时,应在回采工作面推动方向每距离30m,至少沿工作面方向布置2个查验测试点。
应布置于所在部位钻孔密度小、孔间距较大、预抽时刻较短的位置,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维持等距离,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查验测试点。
查验测试点布置示用意如图2。
图2查验测试点布置示用意
采用ZDY-750钻机施工60m—90m钻孔,用取芯钻杆取样,用重庆煤科院研究院研制的DGC型瓦斯含量直接测定装置测定。
按照煤层瓦斯压力或瓦斯含量进行区域办法效果查验的临界值见表4:
表4区域办法效果查验临界值
瓦斯压力P(MPa)
瓦斯含量W(m³/t)
区域类别
P<
W<8
无突出危险区
除以上情况外的其他情况
突出危险区
4)区域验证
采用工作面预测的方式对无突出危险区进行区域验证,还应当依照下列要求进行:
(1)在工作面进入该区域时,当即持续进行至少2次区域验证;
(2)在构造破坏带持续进行区域验证(采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时,必需增强防突考察构造,增加防突考察孔,而且考察孔布置在软分层中);
(3)工作面生产进程中严格执行循环批采制度。
(4)采煤工作面在地质构造带、煤层软分层变厚时,必需增强防突考察,增加防突考察孔,而且考察孔布置在软分层中。
当区域验证为无突出危险时,应当采取安全防护办法后进行回采作业。
但如果为工作面在该区域进行的第一次区域验证时,回采前还应保留足够的突出预测超前距。
只要有一次区域验证为突出危险或超前钻孔等发觉突出预兆,则该区域以后的回采作业均应当执行局部综合防突办法。
二、局部综合防突办法
1)工作面预测
采面预测钻屑指标法预测采煤工作面突出危险性。
(1)沿采煤工作面每隔15m布置一个预测钻孔,钻孔直径42mm、孔深8-10m,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,并平行于回采方向。
钻孔每钻进1m测定该1m段的全数钻屑量S,每钻进2m测定一次钻屑瓦斯解吸指标K1或△h2值。
采煤工作面预测钻孔布置示用意见图3。
图3工作面预测钻孔布置示用意
判定采煤工作面突出危险性的各指标临界值应按如实验考察肯定,在未实验考察肯定前可暂按表5的临界值肯定工作面的突出危险性。
表5工作面预测指标临界值
钻屑瓦斯解吸指标Δh2
Pa
钻屑瓦斯解吸指标K1
(ml/g·min1/2)
钻屑量S
(kg/m)
(L/m)
200
6
(2)采面处于下列情形之一时判定为有突出危险工作面:
①处于煤层的构造破坏带,包括断层、猛烈褶皱、火成岩浸入等;
②煤层赋存条件急剧转变;
③采掘应力叠加区域;
④工作面出现喷孔、顶钻等动力现象;
⑤工作面出现明显的突出预兆。
2)工作面防突办法
当采煤工作面防突预测超标后,在超标的预测孔半径10m范围内当即采取排放钻孔的局部防突办法。
单排布孔,孔间距为1m,孔深为15m,孔径115mm,共21个。
排放钻孔设计见图4。
图4排放钻孔及效果查验孔设计图
3)工作面办法效果查验
(1)检查所实施的工作面防突办法是不是达到了设计要求,并了解、搜集工作面及实施办法的相关情形、突出预兆等(包括喷孔、卡钻等),作为办法效果查验报告的内容之一,用于综合分析、判断;
(2)对采煤工作面防突办法效果查验参照工作面突出危险性预测的方式和指标临界值实施。
效果查验钻孔布置在超标钻孔双侧,孔深8-10m。
若是采煤工作面查验指标均小于指标临界值,且未发觉其他异样情形,则办法有效;不然,判定为办法无效。
当查验结果办法有效时,若查验孔与防突办法钻孔向回采方向的投影长度(简称投影孔深)相等,则可在留足防突办法超前距3m,在地质构造破坏严峻地段防突办法超前距5m,并采取安全防护办法的条件下回采。
当查验孔的投影孔深小于防突办法钻孔时,则应当在留足所需的防突办法超前距并同时保留有至少2m查验孔投影孔深超前距的条件下,采取安全防护办法后实施回采作业。
4)安全防护办法
(1)压风自救装置安设
①在采面运输巷距工作面25~40m处安装一组压风自救装置,以后每隔100m安装一组,每组压风自救装置为8个呼吸袋,由通风工区安装。
(详见20916综采工作面压风自救系统图)
②在采面回风巷距工作面25~40m处安装一组压风自救装置,以后每隔100m安装一组,每组压风自救装置为8个呼吸袋,由通风工区安装。
③在采面回风巷道内绞车处、固定排水点、运输巷皮带机头等有固定人员工作的地址各安装一组压风自救装置,每组自救装置为8个呼吸袋,由通风工区安装。
④采煤工作面范围内的压风自救装置由通风工区进行日常保护,天天进行检查,保证能正常利用,并随着采面的回采及时挪移和回收,发觉损坏时必需及时修复改换。
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