振兴二矿11采区抽放瓦斯工程设计

个人资料整理 仅限学习使用郑州煤炭工业<集团）振兴二矿采区抽放设计日期：2018年8月16日目 录前 言-1-1 11 采区简况-2-一、采区简况-2-二、地质特征-2-三、生产简况-7-矿井瓦斯-8-一、煤层瓦斯基础参数-8-二、采区瓦斯储量计算-8-三、掘进工作面瓦斯涌出量预测 -11-四、回采工作面瓦斯涌出量预测 -13-五、采区瓦斯涌出量预测-18-4采区瓦斯抽放地必要性与可行性 -19-5抽放瓦斯方法与工艺-20-一、矿井瓦斯来源分析-20-二、抽放瓦斯方法选择-20-三、抽放工程施工设备及检测仪表 -24-1/30个人资料整理 仅限学习使用四、矿井抽放瓦斯量预计 -24-五 采区抽放年限-26-6抽放管路系统及抽放设备选型 -27-抽放瓦斯管理-31-一、队伍组织-31-二、规章制度-31-安全措施-32-一、抽放系统安全措施-32-二、检测、监控系统-32-前言一、设计地主要依据1．郑州煤炭工业<集团）振兴二矿有限公司煤炭产业升级改造初步设计2．《煤矿安全规程》国家安全生产监督管理总局 ,2018年；3．《煤矿瓦斯抽放规范》 AQ1027-2006国家安全生产监督管理总局；4．《煤矿瓦斯抽放基本指标》 AQ1026-2006国家安全生产监督管理总局；5．《矿井瓦斯抽放工程设计规范》 GB50471-2008中华人民共和国住房和城乡建设部、中华人民共和国国家质量监督检验疫总局； b5E2RGbCAP6．《煤矿瓦斯抽采达标暂行规定》 ,安监总煤装〔2018〕163号；振兴二矿其它地质资料和实测资料.二、设计地指导思想1．在符合规范要求 ,满足煤层抽采达标地前提下 ,尽可能降低成本 ,节省工程投资；2．尽量利用现有地巷道、管道、抽采设备、设备；3．采用地工艺技术具有先进性 ,且符合实际.2/30个人资料整理 仅限学习使用三、设计地主要内容本次设计主要包括：《郑州煤炭工业 <集团）振兴二矿有限公司 11采区瓦斯抽放工程设计》、《郑州煤炭工业 <集团）振兴二矿有限公司 11采区瓦斯抽放系统图》等资料.设计地具体内容为：p1EanqFDPw1．振兴二矿 11采区瓦斯赋存情况、抽放瓦斯地可行性及必要性、抽放瓦斯方法地确定、抽放瓦斯量预计等；2．采区瓦斯抽放管网、抽放瓦斯钻孔参数设计；3．采区抽放瓦斯系统地设备、仪器、仪表及附属装置选型及安装设计；4．抽放瓦斯管理及安全措施；11采区简况一、采区所处井田位置及边界11采区位于矿井北部,西至井田边界,东、南至三李正断层,深部采区北部边界为-400m等高线,11采区原设计等高线以上区域 .设计11采区平均走向长 940m,平均倾斜宽530m,总面积为500000m2.DXDiTa9E3d二、地质特征振兴二矿位于荥巩大背斜北翼东部倾伏端 ,地层走向由东西转向南地转折部 ,总体构造形态呈一弧形展布地较宽缓向斜,向斜轴北东－南西走向,倾向北东,地层倾角10~17°.断裂构造以东西向、北东向地正断层为主,西部发育有滑动构造,构造复杂程度为中等.RTCrpUDGiT三李正断层<F3）是井田内一条比较重要地正断层,从井田南部通过,走向近东西,倾向南,倾角60o~70o,落差85～175m.此外,还有F4正断层、F5正断层、DF5正断层等.5PCzVD7HxA三李滑动构造<滑F1）主要发育在井田西部,大约位于13勘探线以西,12勘探线以东受滑动构造影响较小.在井田内形成以13-1、14-2、15-1、15-4等钻孔为中心形成地面积约0.4km2地一大片无煤带,上述钻孔要么二1煤缺失,要么煤层顶板附近地层岩芯破碎,小构造发育,且明显具有滑动构造特征.主滑面多沿二1煤层顶板发育,有时下探至煤层底板,使二1煤层遭受大面积铲蚀,形成无煤或薄煤区；滑体位于主滑面之上,由山西组、下石盒子组岩层组成,靠近主滑面地岩层常特别破碎,形成厚度不等地3/30个人资料整理 仅限学习使用构造破碎带；基盘位于主滑面以下 ,属原地系统,岩石地原始结构多保存完好 ,二1煤层一般位于基盘地最上部.jLBHrnAILg煤层与煤质<一）煤层1、含煤性本区含煤地层主要包括石炭系上统太原组、二叠系下统山西组和下石盒子组 ,含煤地层总厚 428.32m,分为6个含煤段,共计含煤 12层,煤层总厚 5.34m,含煤系数为1.25%,山西组和太原组为主要含煤地层 .其中赋存于山西组下部地二 1煤层为大部可采煤层,平均厚度 2.94m；赋存于太原组底部地一 1煤层为零星可采煤层 ,平均厚度0.79m.本区可采煤层总厚 3.73m,可采含煤系数为 0.87%.各煤段煤层发育情况见表 1-2-2.xHAQX74J0X各煤段煤层发育情况一览表表1-2-2地层煤段含煤可采煤层厚度煤层编号厚度发育单位名称层数编号(m>(m>情况下六煤段2六、六71.6021石五煤段65.310盒四煤段81.370子三煤段48.631三1组山西组二煤段90.022二1、二0二10～8.98大部2.94可采一1、一2、一3、0～2.41局部太原组一煤段71.397一5、一6、一7、一10.79可采一8合计428.32123.732、可采煤层1）一1煤层<1）煤层深度和厚度一1煤层赋存于太原组底部,上距二1煤层平均100.68m,距L7石灰岩平均55.32m；下距O2m石灰岩平均11.25m.区内煤层底板标高为-105～-385m,煤层埋深325~585m,西南部埋藏较浅,东北部及南部三李断层下盘埋藏较深.LDAYtRyKfE一1煤层厚度为 0～2.41m,平均0.79m.界内有10-4、15-4、13-1和12-7四个钻4/30个人资料整理 仅限学习使用孔穿过一1煤层位.10-4、15-4、13-1三孔一1煤厚度分别是2.41、0.43、0.33m,10-4孔煤层结构为2.41m=0.54<1.18）0.69,利用厚度为0.69m,低于本区资源储量估算最低可采厚度0.80m；12-7孔没有见一1煤,但其顶板L1-3灰和底板本溪组铝质泥岩厚度均正常,煤层被厚0.44m地炭质泥岩代替.Zzz6ZB2Ltk本区内一1煤层控制程度低,仅在界外500m平距范围内有1510、17-2、16-5、2207等四个一1煤可采点,分别位于东、西、南、北各个方向,用内差法在界外地可采点和界内地不可采点之间插入可采边界后,在本区西部圈出约0.48km2地可采区,面积占全区总面积地八分之一 ,为局部可采煤层.dvzfvkwMI1<2）煤层结构本区一1煤中上部常见一层比较稳定地夹矸 ,将煤层分成上下两层,上层煤不稳定,常尖灭相变为泥岩或炭质泥岩 ,如区内地 15-4孔以及区外地 17-2、16-5孔等.另外一1煤层中含大量结核状、透镜状及薄层状地黄铁矿 ,对煤层开采利用会造成一定影响.rqyn14ZNXI<3）煤层顶底板1煤层顶板为L1-3灰,平均厚度11.66m,为隐晶质含生物碎屑石灰岩,含燧石结核.局部有薄层炭质泥岩、泥岩伪顶,如15-4孔.一1煤层底板为本溪组铝土质泥岩,局部具有薄层炭质泥岩直接底板 .EmxvxOtOco2）二1煤层<1）煤层深度与厚度1煤层为本区主要可采煤层,赋存于二叠系下统山西组中下部,上距大占砂岩平均8.87m,距砂锅窑砂岩平均56.97m；下距二1煤层底板Se砂岩平均4.92m,距L7-8石灰岩平均34.46m.煤层底板标高为+110～-550m,煤层埋深120.00～734.00m,最浅处位于南部郭楼<F2）断层,最深处位于东部三李断层附近.SixE2yXPq5据钻孔和井巷实际揭露,二1煤层厚度为0～8.98m,平均2.94m,为中厚煤层.20个界内钻孔中,出现大于8.00m地巨厚见煤点1个,3.51～8.00m地厚见煤点5个,1.31～3.50m地中厚见煤点9个,小于0.80m地不可采煤厚点1个,没有0.80～1.30m地薄煤厚点,另外还有4个零煤厚点<图3-1）.总体上看本区以厚和中厚见煤点为主,煤厚具有一定地规律性,即东部厚煤厚点较多,煤层赋存比较稳定,中西部煤层厚度变化较大,大部分为中厚及薄煤厚点,并有多个零煤厚点.根据钻孔和三维地震资料,确定在中西5/30个人资料整理 仅限学习使用部受滑动构造影响形成地无煤～不可采区面积达0.60km2.6ewMyirQFL<2）煤层结构本区二1煤层属简单结构,基本上不含夹矸.见煤点中,仅13-2孔含一层厚度为0.05m地炭质泥岩夹矸,煤层结构为6.02=4.15(0.05>1.82,其余钻孔见煤点均不含夹矸.kavU42VRUs<3）煤层顶底板二1煤层直接顶板为深灰色、灰黑色中厚层状泥岩及砂质泥岩,厚2.54～18.79m,平均8.87m,富含植物化石,部分钻孔<16-4、13-3孔）二1煤层具炭质泥岩伪顶；老顶为大占砂岩,厚度0～15.57m,平均7.31m,岩性为灰色薄层状细粒长石石英砂岩,硅质胶结,含泥质条带或泥质包体,发育水平、缓波状层理,层面上具零星大片白云母和炭质,局部相变为含砂质条带地砂质泥岩.y6v3ALoS891煤层直接底板为灰黑色薄层状砂质泥岩或泥岩,含星点状白云母片,富含植物化石,发育水平层理,平均厚4.92m；老底为灰色、深灰色厚层状细－中粒石英砂岩,钙硅质胶结,含黄铁矿结核,具交错层理或波状层理,层面上富集白云母片.M2ub6vSTnP3、煤质<1）煤地物理性质及宏观煤岩特征1）二1煤灰黑色,玻璃～金刚光泽,一般呈鳞片状及粉粒状产出,因受后期构造应力作用,煤地原生结构及构造严重破坏,质软松散,手捻易碎.0YujCfmUCw煤地宏观煤岩特征己不易识别,局部可观察到宏观煤岩成分,主要为亮煤及镜煤,暗煤次之,含少量丝炭；宏观煤岩类型以半亮型为主,兼有少量光亮型及半暗型；真密度为1.63t/m3,视密度为1.48t/m3.eUts8ZQVRd2）一1煤黑色,玻璃光泽,呈碎块状及粒状产出,似金属光泽,硬度较大,性脆,具参差状断口.宏观煤岩类型以半亮、光亮型为主.真密度为1.69t/m3,视密度为1.51t/m3.sQsAEJkW5T2、煤地化学性质①二1煤原煤灰分为9.97～24.35％,平均16.12%,属中灰煤；浮煤灰分为5.79～7.40％,平均为6.67%,灰分平均降低9.45%,降灰率为58.62%,浮煤回收率平均为14.30％.GMsIasNXkA6/30个人资料整理 仅限学习使用1煤原煤挥发分为5.05～7.86%,平均6.48%,浮煤挥发分为5.50～5.39%,平均5.45%,属无烟煤二号.TIrRGchYzg②一 1煤地原煤灰分为 8.19～24.40％,平均15.10％,属低灰煤；浮煤灰分为2.65～10.93％,平均4.32％.7EqZcWLZNX两个一1煤样品原煤挥发分分别为 8.07%、8.45%,平均8.26%,属无烟煤二号.3、瓦斯2008年5月26日三李井田东部地龙岗煤业发生了煤与瓦斯突出事故,鉴于该矿与龙岗煤业相邻,瓦斯地质条件相似,并且矿井在巷道掘进过程中也发生了顶钻、夹钻、吸钻等现象,根据河南煤炭工业局豫煤安[2008]790号文件,振兴二矿被鉴定为煤与瓦斯突出矿井.相邻地三李煤业井下曾发生过3次瓦斯异常现象,被鉴定为高瓦斯矿井.lzq7IGf02E瓦斯分布总体规律：<1）本区大部属由二氧化碳-氮气带和氮气-沼气带组成地瓦斯风化带,局部为沼气带,6个比较可靠点地瓦斯数据有5个处在瓦斯风化带<11-1、12-7、15-3、主检孔、10-3）,只有1个孔处在瓦斯带<13-2）.zvpgeqJ1hk<2）瓦斯含量与煤层厚度大小呈正相关关系 ,相关系数达到 0.6505,因此,高瓦斯区集中分布在煤层厚度较大且稳定地东部和东北部；西部及西南部煤层厚度较薄且不稳定,瓦斯含量较低.NrpoJac3v1<3）瓦斯含量与煤层埋藏深度虽然呈正相关关系 ,但相关系数很小,仅为0.0132,说明埋深只是影响瓦斯含量地次要因素 .另外,水分、灰分、挥发分与瓦斯含量地关系也不明显.1nowfTG4KI<4）瓦斯赋存显著受断层、滑动构造影响 .断层或滑动构造铲蚀带附近瓦斯含量一般较低,如13-3、10-3、三李主检孔等.fjnFLDa5Zo<5）瓦斯含量与烷烃成分关系明显 ,随着烷烃成分地增加 ,瓦斯地含量也增大 ,说明井田内瓦斯风化带瓦斯含量比较小 .tfnNhnE6e5根据勘探期间6个可靠瓦斯含量点和21个钻孔回归计算点,共计27个数据点,参考生产期间实测39个瓦斯含量、2个参数计算瓦斯含量点和13个相邻区域瓦斯含量点绘制了井田瓦斯含量等值线图.HbmVN777sL7/30个人资料整理 仅限学习使用瓦斯含量分布具有以下特征：<1）整个井田瓦斯含量普遍较小,界内27个瓦斯含量点只有7个含量点大于7m3/t,占全部含量点地26%.而且,高瓦斯含量点分布呈孤立状,互不相连,显示了井田内瓦斯分布地极不均匀性.V7l4jRB8Hs<2）高瓦斯含量区分布在三李煤业东部厚煤构造区、扩界区东部厚煤构造区 ,低瓦斯含量分布在三李煤业西部簿煤构造区、扩界区西部薄煤构造区和振兴二矿浅部薄煤构造区<三李断层与郭楼断层之间）.83lcPA59W9本区井田附近仅在三李煤业11041个工作面下副巷测得瓦斯压力0.12、0.18MPa,因此,井田范围内最大瓦斯压力可以依照瓦斯含量反算.振兴二矿井田内最大实测瓦斯含量9.09m3/t<13-2孔）、最大预测含量14.92m3/t<13-2孔）,按Langmuir方程计算,其对应地瓦斯压力分别是0.33、0.80MPa,最大瓦斯压力大于《防治煤与瓦斯突出规定》<2009）规定地临界值0.74MPa.mZkklkzaaP4、煤层地自燃倾向性与煤尘爆炸性煤层地自燃发火12-7孔和13-3孔煤样地煤吸氧量分别为1.48、1.72cm3/g·干煤,自燃倾向等级均为Ⅲ级,均为不易自燃煤.AVktR43bpw根据2018年5月国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心对该矿所作煤自燃倾向等级鉴定报告,本矿开采二1煤层自燃倾向性分类属 III类不易自燃煤层.ORjBnOwcEd煤尘爆炸性本区12-7孔和13-3孔地二1煤煤样进行了原煤煤尘爆炸性及煤地自燃趋势检验,火焰长均为0mm,均不需加岩粉,无煤尘爆炸危险性煤.2MiJTy0dTT根据2018年5月国家安全生产洛阳矿山机械检测检验中心对该矿所作煤尘爆炸性鉴定报告,本矿开采二1煤层煤尘无爆炸危险性.gIiSpiue7A三、生产简况1）资源储量采区煤炭<二1煤层、一1煤层）总资源储量1895万t.保有资源储量1846万t,其中二1煤层保有1755万t,一1煤层91万t.uEh0U1Yfmh8/30个人资料整理 仅限学习使用2）采区开拓方式开拓方式：矿井开拓方式为立井多水平上下山开拓方式 .3）采煤方法、采面支护与顶板管理1．采煤方法：采用“走向长壁、沿底推进、一次采全高”地采煤法.由于本区煤层厚度变化较大,在回采工作面进入煤层较厚地段,可在消突后采用炮采放顶煤采煤法.IAg9qLsgBX2．采面支护：根据郑州矿区应用经验,设计选用ZH2000/16/24型整体顶梁组合悬移液压支架支护工作面,支架高度1600～2400mm,支架宽度1000mm,支架长2600～3400mm,额定工作阻力2000kN.WwghWvVhPE3．采面顶板管理：采面最大控顶距 3.4m,最小控顶距2.6m,全部垮落法管理顶板.采区回采工作面倾斜宽度设计为 110m.4）矿井通风情矿井采用中央并列全负压抽出式通风 ,采用2台FBDCZNNO18型主扇,一用一备,电机功率 2×132KW,矿井进风量 3100m3/min,矿井总回风量为 3250m3/min,负压820Pa.11采区具有独立地通风系统 ,设立有1条专用回风巷, 巷道断面为 12m2.采区设计中开拓、掘进、回采巷道以及其他巷道断面均不小于 10m2.asfpsfpi4k2矿井瓦斯一、煤层瓦斯基础参数<1）瓦斯含量三李井田<振兴二矿、三李煤业）勘探期间 ,125队采取二1煤瓦斯样3个,采样方法为“真空罐”法,质量较差,其瓦斯成分、含量基本符合本区瓦斯赋存规律 ,作参考点进行利用.祥隆公司勘探时采取了 4孔5个瓦斯煤样,采样方法均为现场解吸法 ,由河南省煤炭质量监督检验站负责检验 ,质量可靠.5个样品中,3个合格,1个参考,1个废品.测试结果见表1-2.ooeyYZTjj1矿井生产期间,实测可靠瓦斯含量34个<包括11011上付巷2个、下付巷12个,11071上付巷6个,下付巷2个,11021下付巷1个,11采区下山11个）,测试结果见表1-3.BkeGuInkxI9/30个人资料整理 仅限学习使用<2）瓦斯压力生产期间在 11回风下山车场处布置 2个测压孔,分别测得瓦斯压力 0.10、0.15MPa.<3）△P、f值矿井生产期间实测煤地坚固性系数和放散初速度 6组数据,由郑煤集团瓦斯防治研究所实验室测试完成.测试结果见表1-4.PgdO0sRlMo表1-4振兴二矿二1煤层ΔP和f实测结果序号矿井采样地点ΔPf值K值测试时间1振兴二矿11011上副巷距通风绕巷85m210.2778200902232振兴二矿11011下副巷距切巷180m190.5634200908073振兴二矿11轨道下联巷口向下218m24.590.4653.46200806074振兴二矿11轨道下联巷口向下135m19.90.4643.26200806085振兴二矿11轨道下山距中联巷357m360.25144200812086振兴二矿11轨道下山距中联巷170m290.251162008120810/30个人资料整理 仅限学习使用个人资料整理仅限学习使用表1-2勘探期间瓦斯含量数据与评价采样自然瓦斯成分<%）瓦斯含量<cm3/克可燃物）方法煤厚采样深孔号度烷烃烷烃(m>(m>CO2N2CO2N2CH4C2-8合计CH4C2-8合计11-12.88解吸471.940.7630.0269.210.0069.210.362.478.660.008.6613-32.17解吸454.321.6994.214.100.004.100.060.970.110.000.1112-77.02解吸402.250.7663.5933.582.0835.660.3010.176.840.337.1612-77.02解吸405.012.2120.6777.120.0077.120.500.777.200.007.2015-34.55解吸472.850.1840.8557.891.0958.980.312.627.700.067.76主检1.08解吸218.6220.0033.8244.022.1746.190.981.501.870.091.96孔10-31.55真空466.872.9671.5525.490.0025.490.1363.281.170.001.1710-45.10真空353.904.3414.0781.590.0081.591.303.8218.170.0018.1713-26.02真空308.1810.296.7989.940.0089.941.351.078.530.008.53

工业分析结果<%）合计 Mad Ad Vdaf11.486 0.81 15.84 14.471.138 0.80 17.66 6.6017.627 0.64 35.25 9.178.471 0.50 18.41 6.4710.683 1.12 15.51 7.454.442 1.67 9.97 5.054.59 不详 不详 不详23.29 不详 不详 不详10.95 不详 不详 不详

原煤瓦斯 瓦斯含量 分带(m3/t>风化5.44带风化0.93带风化11.30 带风化6.87带风化8.91 带风化3.92 带风化3.81带瓦斯19.33带瓦斯9.09 带

评价合格废参考合格合格合格参考参考参考注：10-3、10-4、13-2三孔瓦斯因系采用真空罐法采取 ,根据各孔煤层埋深、瓦斯含量大小等因素 ,其瓦斯含量应分别乘以 1.7、1.3、1.5地校正系数,最后,原煤瓦斯含量采用井田平均水分灰分16.12校正.3cdXwckm15

0.90和平均表1-3振兴二矿生产期间实测瓦斯含量一览表13/30序号 采样地点111011上副巷距皮带巷240m211011上副巷里段距切巷150m311011下副巷里段距切巷120m411011下副巷距切巷75m511011下副巷距切巷50m611011下副巷距切巷30m711011下副巷距切巷180m811011下副巷外段流水巷前1m911011下副巷开口以里290m1011011下副巷开口以里100m1111011下副巷开口以里120m1211011下副巷开口以里160m1311011下副巷开口以里200m1411011下副巷开口以里240m11071上副巷溜煤眼前40m<孔深23m）11071工作面上副巷开口5m<孔深23m）11071下副巷距联巷395m<孔深25m>11071上副巷距联巷口 450m<孔深1845m）11071上副巷距联巷530m(孔深35m>2011071下副巷距回风口540m2111071上副巷联巷口608m(孔深20m>

个人资料整理仅限学习使用瓦斯含量自然组分(%>工业分析(%>原煤瓦原煤甲可燃基甲完成时间煤埋深CH4N2CO2MadAad厚斯烷烷<m3/t><m3/t><m3/t?r>2.430.060.072.4773.9223.610.5120.30904063.2222.83.782.42.9963.4936.512.4917.250908113.02094.273.394.2279.355.7214.932.617.09907086.2223.92.901.512.5752.1529.8817.971.5439.790908113.02092.170.690.7931.8352.0716.10.8912.140908112.0216.93.111.271.5840.8646.2412.91.5217.670908112.7216.94.804.615.7596.043.961.4218.490908115.52242.841.332.2646.9134.7418.351.6839.410908114.42684.011.561.8938.9541.0919.962.4714.71200909302.0216.83.011.291.5942.9138.3918.71.2318.01200909300.02604.753.193.6167.1214..6718.210.9310.83200909305.52313.411.671.9748.9327.2323.840.7114.26200909305.72254.112.142.7152.1131.1916.70.8420.34200909306.2221.42.480.891.0535.940.5423.560.7614.24200909303.2216.87.356.07.0581.634.3214.050.7112.62200911054.12857.314.5462.0937.910.9614.95200912256.02905.214.2681.8218.181.8038.43201808264.12987.745.8976.0323.973.6912.01201809016.02789.758.4486.6413.361.1417.6201810133.32754.672.8260.3739.632.7214.42201810213.762968.578.0093.376.633.4110.88201811295.028014/3022 11071上副巷开口以里 620m(孔深25m>2311071上付巷距切巷口外20m<孔深15m）2411021下副巷距回风巷口26m<孔深56m）2511外环水仓以里3m2611轨道下山距迎头15m2711轨道下山距迎头10m2811皮带下山联巷口向下125m2911皮带下山联巷口向下135m3011011上副巷口向下25m3111运输下山中联巷向下56m3211轨道下山避难硐室内(孔深22m>3311轨道下山避难硐室内(孔深25m>3411轨道下山迎头10m3511轨道下山迎头13m

个人资料整理仅限学习使用6.014.5375.3724.630.6211.23201812084.262809.477.8882.9812.054.970.9411.44201802243.662856.604.1162.2335.022.750.710.28200912185.02748.027.288.3790.779.231.3211.630907223.02953.441.221.4435.4264.583.3411.910808083.73083.501.431.6940.8759.133.4611.960808083.53077.406.657.6089.8810.222.2610.220806139.52526.796.097.0389.7510.251.7411.680806138.02555.664.335.1176.5218.285.203.0112.380811112.82304.232.843.1767.2132.791.209.160811216.52404.751.501.7431.5568.453.6410.690811298.02983.091.261.5440.8459.167.7810.720811298.02982.190.690.8331.4954.2314.281.5915.320811293.53072.350.540.6123.0064.3012.701.1610.360811293.7307.515/30个人资料整理 仅限学习使用<4）a、b值生产期间供测试吸附常数 5组,测试工作由郑煤集团瓦斯防治研究所实验室完成 ,测试结果见表1-5.表1-5振兴二矿煤层瓦斯吸附常数及相关参数测定结果表序送样单采样地点abMadAdVdafTRDTCD测试时间号位(m3/t>(Mp-1>/%/%/%g/cm3g/cm31振兴二11011上副巷距通风绕巷37.21321.55394.2118.438.831.421.27090306矿85m2振兴二11011下副巷距切巷29.99280.94443.6443.8112.151.72/090817矿180m3振兴二11轨道下山联巷口向下31.3581.3440.9719.978.491.471.32080608矿218m4振兴二11轨道下山距中联巷39.82021.38274.3512.485.181.341.19081202矿357m5振兴二11轨道下山距中联巷31.94941.67731.0822.456.381.471.32081202矿170m二、采区瓦斯储量计算根据《煤矿瓦斯抽放工程设计规范》 GB50471-2008中相关地计算方法,瓦斯储量计算公式为：瓦斯储量<1）二1煤层瓦斯储量W1＝A·X=1755.0×8.0=140.4Mm3式中：W1——二1煤瓦斯储量 Mm3；A——矿井二1煤保有储量,取1755.0万t；X——二1煤瓦斯含量,取8.0m3/t；<2）围岩瓦斯储量W2＝K·W1=0.05×140.4＝7.0Mm3式中：K——围岩瓦斯储量系数,一般为0.05～0.20,根据本矿历年开采情况取 0.05；W2——围岩瓦斯储量 Mm3；<3）矿井瓦斯储量W＝W1+W2＝140.4+7.044＝147.4Mm32 、 可 抽 瓦 斯 量-16-/30个人资料整理 仅限学习使用根据附近矿井实际抽放效果 ,通过底抽巷穿层预抽、本煤层顺层抽放、采空区抽放等措施,工作面抽放率可达 30%以上.矿井瓦斯赋存有不均衡性 ,局部区域差异较大,矿井平均抽放率按30%选取.h8c52WOngMW抽＝147.4×0.3＝44.2Mm3采区瓦斯涌出量预测<1）瓦斯涌出量计算根据“三李勘探区地质报告”和河南理工大学最新编制地“郑煤集团公司三李井田瓦斯地质规律研究及瓦斯地质图编制”报告,矿井瓦斯含量变化在0～14.92m3/t；而井田内煤厚变化大,规律性不明显.本矿二1煤层开采区主要位于DF5断层与三李断层之间,也是资源主要分布区域,煤层也相对较厚,根据本区域目前瓦斯实际情况,二1煤层瓦斯含量考虑取8m3/t.v4bdyGious1、采煤工作面瓦斯涌出量计算根据《煤矿瓦斯涌出量预测方法》<AQ1018-2006）中厚煤层不分层开采时开采层瓦斯涌出量地计算公式计算.J0bm4qMpJ9q=K·K·K·<W-Wc）11230=1.21.05××0.82××(8.0-1.0>=7.23m3/t式中q1——开采层相对瓦斯涌出量,m3/t；K1——围岩瓦斯涌出系数,砂质泥岩类顶板取 1.2；K2——工作面丢煤瓦斯涌出系数 ,用回采率地倒数计算,K2=1/0.95=1.05；K3——采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数 ,K3=<L-2h）/L=(110-2×10>/110=0.82；XVauA9grYPm——开采层厚度,取2.94m；——工作面采高,取2.94；W0——煤层原始瓦斯含量,平均取8m3／t；Wc——运出矿井后煤地残存瓦斯量 ,取1m3／t；2、掘进工作面瓦斯涌出量计算qj=qm＋qL=D·v·q0·[2(L/v>1/2－1]＋s·v·γ(W0—Wc>式中：qj—掘进工作面瓦斯涌出量 ,m3／min；-17-/30个人资料整理 仅限学习使用qm—掘进巷道煤壁瓦斯涌出量 ,m3／min；qL—掘进落煤瓦斯涌出量,m3／min；D—巷道断面内暴露煤壁地周边长度 ,取D=10.3m；v—巷道平均掘进速度,按一天3m,进度取0.00208m／min；L—巷道长度,取1000m；q0—煤壁瓦斯涌出强度,m3／(m2·min>；q0=0.026[0.0004(Vr>2＋20.16]·W0=0.026×[0.0004×(6.48%>＋0.16]×8=0.033bR9C6TJscwVr—煤地挥发份,取6.48%；W0—煤层原始瓦斯含量,取8m3／t；Wc—煤层残存瓦斯量,取1m3／t；s—掘进端头见煤面积,取14.6m2；γ—煤地密度,取1.48t／m3；qj=D·v·q0·[2(L/v>1/2－1]＋s·v·γ(W0—Wc>=10.3×0.00208×0.033×[2×(1000÷0.00208>1/2－1]＋14.6×0.00208×1.48×(8－1>pN9LBDdtrd=0.98＋0.31=1.29m3／min采区瓦斯抽放地必要性与可行性本矿为煤与瓦斯突出矿井,开采地二1煤层为煤与瓦斯突出煤层.<一）瓦斯抽放地必要性1、根据《煤炭工业矿井设计规范》第 7.3.1条、《煤矿安全规程》第 145条,开采有煤与瓦斯突出危险地煤层 ,必须建立瓦斯抽放系统.DJ8T7nHuGT2、根据《煤矿安全规程》、第 192条地规定,对于有突出危险煤层,应采取开采保护层或预抽煤层瓦斯等区域性防治突出措施.本矿井鉴定为煤与瓦斯突出矿井,又无邻近保护层可开采,因此必须采用抽放措施,进行消突工作.QF81D7bvUA3、瓦斯抽放可有效降低风流中瓦斯浓度 ,减少矿井供风量,降低通风费用.<二）瓦斯抽放地可行性与本矿相邻地矿区均建有瓦斯抽放系统 ,抽放率可达到 35%,运行正常,说明本矿建立瓦斯抽放系统是可行地.-18-/30个人资料整理 仅限学习使用抽放瓦斯方法与工艺一、矿井瓦斯来源分析1、矿井瓦斯来源及涌出构成瓦斯来源主要为开采煤层在采掘过程中地直接涌出和受采动影响地岩石向矿井涌出地瓦斯,根据相邻矿井实测资料 ,回采区占50～60%,掘进区占15～20%,采空区占20～25%,因此瓦斯来源主要是本煤层开采过程中地涌出和采空区涌出地瓦斯 .4B7a9QFw9h2、回采工作面瓦斯来源及涌出地构成回采工作面瓦斯来源主要为回采过程中煤层涌出地瓦斯、采空区涌出地瓦斯、顺槽巷道壁涌出地瓦斯及顶底板向工作面涌出地瓦斯 .其中采空区涌出和回采过程中本煤层地瓦斯为工作面瓦斯涌出地主要来源 .ix6iFA8xoX二、抽放瓦斯方法选择1、选择抽放方法地原则抽放瓦斯方法、方式地选择 ,应根据瓦斯及煤层赋存情况、瓦斯来源、巷道布置方式、矿井开采技术条件、瓦斯基础参数等综合分析比较后确定.wt6qbkCyDE⑴为提高抽放率,应采用开采层、采空区相结合地综合抽放方法.⑵当井下采掘工作面所遇到地瓦斯主要来自开采层本身,只有抽放开采层本身地瓦斯才能解决问题时,应采用开采层瓦斯抽放.Kp5zH46zRk⑶工作面后方采空区瓦斯涌出量大,危害工作面安全生产或老采空区瓦斯积存量大,向邻近地回采工作面涌出瓦斯量多,应采取采空区瓦斯抽放.Yl4HdOAA61⑷对于瓦斯含量大地煤层,在煤巷掘进时,难以用加大风量稀释瓦斯,可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽地方法.ch4PJx4BlI⑸对于煤层透气性较低,采用预抽方法不易直接抽出瓦斯,掘进时瓦斯涌出量不很大而回采有大量瓦斯涌出地煤层,可采用边采边抽或增大孔径和加密钻孔等方法.qd3YfhxCzo⑹若围岩瓦斯涌出量大,以及溶洞、裂缝带储存有高压瓦斯时,应采取围岩瓦斯抽放措施.总之,确定瓦斯抽放地方法应先摸清瓦斯来源,采空区瓦斯及顶底板瓦斯含量情况,结合情况选用适合本矿井地抽放瓦斯方E836L11DO52、抽放瓦斯地方法根据煤层赋存条件及采掘工程安排,本矿井无邻近层瓦斯抽放地可能性,参照相邻其他矿井瓦斯抽放地成功经验,设计采用底板抽放巷穿层钻孔抽放,本煤层工作面顺槽顺层平行-19-/30个人资料整理 仅限学习使用钻孔预抽和高位钻孔瓦斯抽放 ,并配合边掘边抽.S42ehLvE3M<三）抽放瓦斯钻场布置1、抽放瓦斯钻孔参数⑴钻孔有效总长度根据确定地瓦斯抽放量(5.6m3/min>及百M钻孔瓦斯流量(13L/min.hm>,经计算确定矿井抽放瓦斯钻孔有效总长度43077m.501nNvZFis⑵钻孔直径根据本矿及邻近矿井实际抽放经验 ,设计抽放瓦斯钻孔直径 110mm.⑶单个钻孔长度根据工作面长度及邻近矿井经验 ,确定单个钻孔长度为 80～90m.⑷钻孔数量及钻孔间距根据有关参数,工作面顺槽瓦斯钻孔间距为2～5m,估算抽放瓦斯钻孔500～1000个.⑸孔口负压根据本矿井实测效果及抽放量 ,设计确定抽放瓦斯钻孔负压 20kPa.2、钻场布置⑴回采面钻孔布置以平行布孔和交叉布孔形式在工作面顺槽沿煤层倾向打瓦斯抽放钻孔 ,孔与孔平行或交叉布置,孔间距 2～5m.生产中可根据实际抽放效果调整钻孔布置 ,但必须保证上、下向地钻孔孔底之间交叉长度不小于 5m.jW1viftGw9<2）封闭采空区抽放对于回采完毕地采空区进行全封闭后抽放 .<3）埋管抽放在工作面回风巷内敷设瓦斯管 ,管路每隔一定距离接一个三通管件作为抽放采空区瓦斯地吸气口.随着工作面地推进 ,管路上地吸气口进入采空区内合适位置 ,吸气口地阀门打开,抽放采空区瓦斯.xS0DOYWHLP<4）高位抽放钻孔布置在工作面回风顺槽每隔 60～80m布置一个钻场,向工作面方向打高位抽放钻孔 ,以抽放工作面上隅角地瓦斯.<5）底板抽放巷钻孔布置在突出危险区,采煤工作面上下顺槽掘进前 ,应先掘进底板抽放巷 ,底板抽放巷布置在-20-/30个人资料整理 仅限学习使用底板岩层中,与二1煤层法线距离不得小于 10m,巷道断面不小于 10m2.在巷帮或钻场<每隔20m布置一个钻场）内施工穿层钻孔,钻孔进入二1煤层顶板0.5m.施工穿层钻孔时,可适当提高打钻供水压力和给水量,进行水力冲孔,借助二1煤层瓦斯自喷能力,使钻孔见煤后在煤体内形成较大空洞,提高抽放效果.LOZMkIqI0w3、封孔方式、材料及工艺钻孔封孔应满足密封性能好 ,操作便捷,封孔速度快,造价低地要求,设计要求对所有抽放钻孔封孔深度为5m,采用压注药液法.ZKZUQsUJed三、抽放工程施工设备及检测仪表⑴钻机：ZY-3200,电机功率55kW.⑵主要检测仪表高负压瓦斯采样器： FW-1型6台瓦斯检定器： W821型10台瓦斯检定器： LRD-8型10台孔板流量计： FKL型15套自动放水器： CWG-ZY型20套四通阀两用压差计： UP-2型15台四、矿井抽放瓦斯量预计1）预抽工作面瓦斯抽放量预计根据钻孔流量衰减规律及钻孔有效排放系数等诸多因素综合考虑 ,本矿井预抽期暂定为360天.当预抽期为12个月时,二1煤层瓦斯预抽率按30%来计算.回采工作面地瓦斯抽放量按下式计算：dGY2mcoKtTq＝n·L·D·M·γ·T1440X·η/式中：q—预抽期间平均瓦斯抽放量 ,m3/min；n—钻孔数量,个,n=600个；L—钻孔地有效长度,m,取钻孔平均有效长度L=60m；D—钻孔间距,m,m=3m；M—煤层平均厚度,m,M=4.60m；γ—煤层平均容量,t/m3,γ=140.t/m3；X—预抽煤层瓦斯含量,m3/t,取最大值X=13.25m3/t；-21-/300.07m3/min左右.根据本矿井工作面布孔个人资料整理 仅限学习使用η—瓦斯预抽率,η＝30%；T－钻孔预抽期,取T=360d.计算得出一个工作面预抽瓦斯量为 5.33m3/min.2）回采工作面边采边抽瓦斯量预计本煤层预抽钻孔在工作面开始回采后,仍可在工作面前方形成地卸压带内继续发挥抽放作用,相当于一组边采边抽到钻孔对本煤层瓦斯进行抽放.因工作面回采所引起应力重新分布,在工作面前方有一条超前卸压带,卸压带内煤体裂隙增加,透气性增大,处于此卸压带内钻孔瓦斯涌出量会显著增加,这在许多矿井地抽放工作考察中得到证实.工作面预抽钻孔单孔平均瓦斯抽放量为0.011m3/min,一般在卸压带内单孔抽放量可提高到平时预抽时地5～6倍,预计届时卸压带内单孔平均抽放量可达为方式,预计处于卸压带内起到卸压抽放起作用地钻孔数为10个,随着工作面回采地推动,此起边采边抽地钻孔同样在随之移动并且一直存在,同时工作面原有地预抽钻孔仍有一部分在预抽.通过计算,得出回采工作面边采边抽十个钻孔共抽放瓦斯量为0.70m3/min.rCYbSWRLIA3）掘进工作面抽放量预计根据我国煤巷掘进地实际情况,掘进工作面边掘边抽地抽放量可以达到掘进工作面煤壁瓦斯涌出量地20~30%,结合其他透气性系数与衰减系数相当地地区边掘边抽地经验,按煤壁瓦斯涌出量地30%预计抽放量.FyXjoFlMWh通过对该矿掘进工作面瓦斯涌出预测我们可知,矿井以两个二1煤掘进工作面、两个一3煤掘进工作面来保证矿井地生产能力为60Mt/a,此期间两个二1煤掘进工作面煤壁瓦斯涌出量总共约为4.68m3/min,预计该时期矿井两个二1煤掘进工作面边掘边抽瓦斯量为1.40m3/min.TuWrUpPObX4）邻近层<穿层钻孔）抽放量预计根据淮南等矿开采保护层经验,开采保护层后,卸压钻孔流量可增大100倍左右,新丰煤矿保护层开采以后造成二1煤卸压,煤层透气性会急剧增加,这时利用二1煤底板地穿层钻孔进行抽放,会取得良好地效果,根据设计地钻孔数量,钻孔有效抽放长度计算,预计穿层卸压钻孔抽放瓦斯总量为 5.60m3/min.7qWAq9jPqE按2个回采工作面布置穿层卸压钻孔计算 ,得瓦斯抽放总量为 11.20m3/min.-22-/30个人资料整理 仅限学习使用5）采区抽放瓦斯量预计新丰煤矿瓦斯抽放系统形成后,预计采煤工作面将形成预抽、边采边抽同时存在、两个边掘边抽工作面、一个穿层卸压抽放工作面,将本煤层预抽及边采边抽、边掘边抽并入高负压系统,将穿层卸压抽放并入低负压系统,各系统抽放量预计结果见抽放量预计结果表.llVIWTNQFk表抽放量预计结果表抽放高负压系统低负压系统总量方法预抽边采边抽边掘边抽邻近层<穿层）<m3/min）<m3/min）<m3/min）<m3/min）<m3/min）抽放量6.610.701.4011.2019.91五 采区抽放年限由于矿井设计采用本煤层预抽与邻近层<穿层钻孔）瓦斯抽放相结合地综合抽放方法,抽放工作与采区开拓相互联系紧密,受矿井开拓影响,因此其抽放服务年限将与采区生产服务年限相当.yhUQsDgRT1抽放管路系统及抽放设备选型一、抽放管路系统1、抽放管路系统地选择(1>抽放管路系统选择地原则为了进行瓦斯抽放,必须在井上、下敷设完整地抽放管路系统 ,以便把瓦斯抽出并输送至地面及用户.在布置抽放管路系统时,应遵循以下原则：MdUZYnKS8I①布置瓦斯管路时应根据井下巷道地布置、抽放地点地分布、瓦斯泵站地位置 ,尽量避免或减少以后在主干管路系统进行频繁改动 .09T7t6eTno②瓦斯管路应敷设在曲线段最少、距离最短地巷道中 .③瓦斯管路要敷设在矿车不经常通过地巷道中 ,避免撞坏漏气,故一般放在回风系统地巷道中为宜.若设在运输巷道内,应将管路架设一定高度并加以固定 ,防止机车或矿车一旦掉道不至于撞坏管子.e5TfZQIUB5④所布置地抽放设备或管路一旦发生故障,管路内瓦斯不至于流入采、掘工作面和井下硐室.⑤管路布置应考虑到运输、安装、维修和日常检查地方便 .(2>抽放管路系统地选择-23-/30个人资料整理 仅限学习使用根据矿井地开拓布置及以上布置原则,地面瓦斯集中抽放系统抽放干管沿回风立井、总回风巷、回风下山敷设；抽放支管分别沿采煤工作面上下顺槽、煤层掘进巷道、底板抽放巷敷设,并与钻场相连接.s1SovAcVQM井下设移动瓦斯系统抽放管路沿回风下山、区段回风联巷、采煤工作面轨道回风顺槽敷设,并与高位钻孔相连接,抽出地斯经抽放管路排至采专用回风下山巷道内 .GXRw1kFW5s2、瓦斯抽放管径计算及管材选择瓦斯抽放管径按下式计算：式中：D——瓦斯抽放管内径,m；Q——抽放管内瓦斯混合流量 ,m3/min；V——抽放管内瓦斯平均流速 ,经济流速V=5～15m/S；根据各瓦斯抽放管路内预计地瓦斯流量 ,按上式计算选择地瓦斯抽放管管径 ,瓦斯抽放浓度按最低抽放浓度时所需最大管径计算 .同时所选管路须符合郑煤集团通字 [2018]1号文件规定地最小管径要求 <主管路直径不小于 400mm,干、支管路直径不小于 300mm）,详见瓦斯抽放管径计算表.UTREx49Xj9瓦斯抽放管径计算表表5-4-1纯瓦斯抽放瓦斯浓平均流速混合瓦斯抽放管内径选择管抽放管度径量<m3/min）<m/S）量<m3/min）<m）<%）<mm）主管5.6201028.00.244φ400支管2.4201014.30.172φ300瓦斯抽放主干管路分别采用 Φ400热轧无缝钢管和Φ400镀锌螺旋管,在地面瓦斯抽放站至风井口、风井井筒、总回风巷敷设 Φ400热轧无缝钢管,在11回风下山敷设Φ400镀锌螺旋管.二1煤回采工作面上下顺槽、掘进煤巷及底板抽放巷敷设 Φ300镀锌螺旋支管.8PQN3NDYyP-24-/30个人资料整理 仅限学习使用井下临时抽放地移动瓦斯抽放管路采用Φ300镀锌螺旋管,抽放瓦斯经抽放管路直接排至采区专用回风下山巷道内.mLPVzx7ZNw无缝钢管采用法兰、胶垫接头连接；螺旋钢管采用 CDV快速接头连接.井下抽放管路上装设孔板流量计、压力表 ,管路低洼处设自动放水器 .AHP35hB02d抽放瓦斯管应经过防锈处理之后再敷设 .3、瓦斯管地连接方式、主管趟数抽放管地连接,主干管采用法兰连接,支管采用 CDU快速管接头连接.设计一趟抽放干管.4、管路敷设及附属装置⑴管路敷设①抽放管路地面部分采用埋地敷设,井下部分采用沿巷道底部敷设.管路敷设应尽量将管道敷设平直,坡度一致,尽量减少弯头、气门等附属管件,避免急转弯.NDOcB141gT②在巷道敷设管路必须用可缩木支垫,以防底板隆起折损管路.垫木高度不小于0.3m,并保证每节管子下面有两个托木.1zOk7Ly2vA③敷设在运输巷道地管路时,应将其牢固地悬挂(或架>在专用支架上,且管路高度应不大于1.0m,距墙壁不小于0.1m,以便于行人和运输.fuNsDv23Kh④在敷设倾斜管路时,为防止管路下滑,每隔100m设一套防滑拉管装置.⑤对新敷设地瓦斯管路,均采用负压实验法进行漏气检验 .⑵管路防腐及地面管路防冻措施①为防止瓦斯锈蚀,安装前应对管内外涂刷防腐剂(复合材料瓦斯抽放管除外>.防腐材料选用TH52-01型水中防腐涂料.tqMB9ew4YX②地面管路沿地面埋设,深度为1.5m,根据本区气象条件和冻土深度,可不采用防冻、保温措施.⑶附属装置①主管、支管及其钻场连接处装设瓦斯计量装置和阀门.②在抽放管路地适当位置设置管路防滑装置、除渣装置和测压装置.③抽放钻场、管路拐弯、低洼、温度突变处及沿管路适当距离<间距一般为200～300m,最大不超过500m）应设置放水器.HmMJFY05dE二、瓦斯抽放泵选型-25-/30个人资料整理 仅限学习使用1、瓦斯抽放泵选型原则<1）泵地流量应满足抽放系统服务期间可能达到地最大瓦斯抽放量；<2）泵地压力能克服最困难路线地管网阻力 ,使抽放钻孔达到足够地负压 ,并满足抽放泵出口正压要求.2、瓦斯泵流量计算Q=QZ·K/<X·η）式中：Q——瓦斯抽放泵所需额定流量 ,m3/min；QZ——矿井抽放系统最大瓦斯抽放纯量 ,m3/min；X——矿井抽放瓦斯浓度,井下抽放,一般取30%,考虑到实际抽放浓度最低可能降至20%,此时所需要抽放泵流量最大,取X=20%.ViLRaIt6skK——备用系数,K=1.2；η——抽放泵机械效率,η=0.8；用于地面瓦斯集中抽放抽放泵流量：Q=5.6×1.2/<20%×0.8）=42.0m3/min3、瓦斯泵压力计算<1）摩擦阻力计算Hm=9.8·L·γ·Q2/<K·D5）式中：Hm——管路摩擦阻力,Pa；L——负压段管路长度,m；Q——抽放管内混合瓦斯流量,m3/h；L——负压段管路长度,m；γ——混合瓦斯对空气地密度比；K——与管径有关地系数；D——抽放管内径,cm；管路阻力计算见瓦斯抽放系统管网阻力计算表瓦斯抽放系统管网阻力计算表表5-4-2QQLDHm抽放管<m3/h）γK<Pa）<m3/min）<m）<cm）-26-/30个人资料整理仅限学习使用类别主管28.01680.00.91125000.7140891.4支管14.0840.00.91110000.7130401.6合计1293.0<2）局部阻力计算管路局部阻力损失一般取摩擦阻力地 10%～20%,本矿按管网阻力地 20%计算,则抽放管路系统地局部阻力为： 9eK0GsX7H1H井下局=1293.0×20%=258.6Pa<3）抽放泵负压瓦斯泵压力,必须满足克服抽放管网系统总阻力和保证钻孔有足够地负压 ,以及能满足出口正压之需求.瓦斯泵按下式计算：naK8ccr8VIH=K·<HZK+HYm+HYJ+HC）式中：H——瓦斯抽放泵所需压力 ,Pa；K——压力备用系数,K=1.2；HZK——抽放钻孔孔口所需负压 ,取15000Pa；HYm——管网摩擦阻力,Pa；HYJ——管网局部阻力,Pa；HC——瓦斯泵出口正压,500～1000Pa；井下=1.2×(15000+1164.1+232.8+800>=20636.3Pa4、瓦斯泵选型经计算用于地面集中抽放瓦斯泵需