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文档简介

保德煤矿8号煤层瓦斯治理对策研究

1工作面布置特点宝德煤矿可采矿量为8.51亿吨,主要开采层为8号煤层和11号煤层。目前正在开采的8号煤层位于山西组底部的S3砂岩之上,煤层总体为简单型的宽缓背斜构造,煤层倾角3~9°,厚度2.15~10.39m,平均6.40m。矿井采用分区式通风,通风方法为抽出式。矿井自2002年生产以来,随着产量增加和采掘工作面的延伸,矿井绝对瓦斯涌出量逐渐增大。已进入煤层瓦斯带回采的工作面有88201,88202,88203综采面,工作面属于走向长壁工作面,沿8号煤层底板布置回采工作面,采用综合机械化一次采全高采煤方法,全部垮落法管理顶板。采高为3.8~4.2m,上部1.5~2.0m以上的高灰煤直接遗留在采空区中。2工作面瓦斯产出量大,采空区瓦斯医学性能差(1)工作面瓦斯涌出量主要来源于采空区,特别是相邻采空区的瓦斯涌出量较大。88201工作面绝对瓦斯涌出量平均为19.81m3/min,其中采空区12.14m3/min,占61.28%;煤壁及落煤为7.28m3/min,占38.72%;88202工作面绝对瓦斯涌出量为27.48~57.71m3/min,平均为38.02m3/min。工作面瓦斯涌出构成为:采空区瓦斯涌出量为28.62m3/min,约占75.28%;煤壁及落煤瓦斯涌出量为9.04m3/min,约占24.72%;88203工作面回采过程中,平均绝对涌出瓦斯量21.65m3/min,其中,工作面涌出瓦斯7.25m3/min,占33.6%,采空区及邻近层涌出14.40m3/min,占66.4%。(2)局部瓦斯积聚严重。特点是在工作面靠近回风巷十几架液压支架范围内瓦斯容易超限,在工作面上隅角超限情况最为严重,影响工作面正常推进。保德煤矿8号煤直接顶为10m厚左右的泥岩,工作面走向长度为240m,采高4m。顶板垮落带高度一般为15~20m,根据钱鸣高的关键层理论中强调的“O”形圈特征,可知支架后上方存在大量裂隙及空间为卸压瓦斯流动通道并储存瓦斯;另一方面煤层也较厚,支架顶部留有2m左右的高灰煤,大量的瓦斯随煤层及顶煤破碎解吸后逸散并储存到此空间,此空间的瓦斯浓度由下而上逐渐增大,垮落带瓦斯体积分数一般在5%~25%,裂隙带瓦斯体积分数在25%~50%。在顶板垮落及周期来压时,由于顶板下沉及裂隙闭合,储气空间受到压缩,释放出大量高浓度的瓦斯,在矿井主要通风机负压的作用下,靠近回风巷的十几个液压支架范围内风流中瓦斯超限。另外,采空区积存的高浓度瓦斯在其上浮效应的作用下,从支架后部沿倾斜向上移动,使部分瓦斯到达上隅角并不断逸散出来;同时上隅角又是采空区漏风出口处,漏风必将高浓度瓦斯带出来,再加上工作面风流在上隅角处拐弯形成涡流,因而造成上隅角附近瓦斯易于积聚超限,并随工作面瓦斯涌出量的增加而增大。(3)大气压力低于采空区原有气体压力时,采空区瓦斯大量涌出,造成外错回风巷瓦斯超限。88203工作面外错回风巷由于许多联络巷与88202采空区连通,且回风巷与采空区之间的隔离煤柱在矿山压力的作用下已遭到破坏,裂隙增多。当外界气压变化到低于采空区气体原有的压力时,气体由采空区向外涌出,即采空区瓦斯通过络联巷和煤柱裂隙涌向88203回风巷;当外界气压高于采空区气体原有的压力时,气体由外部涌入采空区,即空气由88203回风巷等地点通过联巷和煤柱裂隙涌向采空区;当采空区内外气体压力达到平衡,瓦斯将不会在巷道和采空区运移。另外,在矿井全风压作用下也会导致采空区瓦斯稳定地向外错回风巷涌出。(4)综采工作面相对瓦斯涌出量较小,绝对瓦斯涌出量较大。已采的3个工作面煤层相对瓦斯涌出量一般在2.2~2.4m3/t,邻近煤层等瓦斯涌出占本煤层的10%左右,工作面相对瓦斯涌出量一般在2.5~5.0m3/t。由于矿井采用机械化开采,综采工作面年产原煤达600万t以上,工作面绝对瓦斯涌出量大部分时间在30~60m3/min,瓦斯治理难度大。(5)瓦斯含量梯度较为明显,煤层透气性较差,采用常规煤层瓦斯预抽方法难以抽放大量瓦斯,深部区瓦斯治理难度大。采用直接法与间接法测定了8号煤层瓦斯含量,8号煤层瓦斯含量W沿倾向的分布规律为:W=-0.0322H+26.4874,瓦斯含量梯度H为3.22m3/(t·hm-1)。瓦斯压力P沿倾向的分布规律为:P=-0.0022h+2.053,瓦斯压力梯度h为0.22MPa/hm。8号煤层瓦斯风化带的下部边界为底板标高+776m,瓦斯风化带深度在170~230m。瓦斯含量较高区域的煤层底板标高在450~750m。煤层的透气性系数为1.06~1.81m2/(MPa2·d)。钻孔瓦斯流量衰减系数为0.0131~0.0345d-1。百米钻孔瓦斯极限抽放量为331.88~7747.76m3。3工作面开采,解决工作面瓦斯超标问题根据上述综采工作面瓦斯涌出的特点,在8号煤深部区采取煤层钻孔预抽综采工作面煤层瓦斯的同时,应重点解决工作面回风流和上隅角处瓦斯超限问题,已采的工作面主要采用两进两回(其中一条为外错回风巷)和采空区埋管抽放的方式解决。3.1均压措施改革在88203工作面回采期间,88202采空区瓦斯(体积分数一般在70%以上)通过联络巷向88203外错回风巷涌出严重,漏风量为20~40m3/min,在气压变化时,漏风尤为剧烈,造成外错回风瓦斯极易超标。实践中密闭表面采用了RG-15型“如钢”牌快速密闭材料进行堵漏处理,基本不漏风。由于松动圈范围大,虽对密闭前5m范围内的巷壁采用了相同的方法进行封堵,加大了漏风距离,漏风虽有一定的减少,但松动圈漏风仍然较大。如果简单地采用加大风量的方式,由于外错回风巷两端之间的风压加大,采空区瓦斯涌出量将同步上升,很难达到降低瓦斯浓度的目的。应采用以下方式:(1)加大联络巷间距,减少联络巷个数。原联络巷间距为50m,如将联络巷间的距离增加到100m,则联络巷个数为原来的1/2,在其他因素相同的条件下,采空区涌出的瓦斯将为原来的1/2。(2)采取均压措施抑制88202采空区瓦斯涌出。均压措施一般为2种:一是采取采空区抽放的措施,对88202采空区瓦斯进行降压。现场实践中在88202回风巷安设2台YD-6型移动式瓦斯抽放泵进行采空区抽放,使88202采空区的压力与外错回风巷压力达到平衡状态,采空区瓦斯尽可能少的涌向外错回风巷。启动抽放泵之前88203回风巷瓦斯体积分数达到4%~6%时,启动后2h后降为0.60%。由于8号层是二级自然发火煤层,长期抽放,对自然发火不利,所以需要采取其他措施。另一方案是加压。方法是在联络巷间隔一定距离施工两道密闭(两道密闭之间的距离要足够大,以消除松动圈的影响),通过安设在回撤通道内的局部通风机向所有的联络巷两道密闭之间控制供风,以实现两密闭间封闭区域内的气体压力与对应位置的88202采空区气体压力相同,防止88202采空区瓦斯通过松动圈及密闭向外错回风巷涌出。(3)加强密闭封堵的严密性来减少相邻采空区瓦斯涌出。密闭表面漏风控制一般都较易实现,关键在于松动圈漏风很难处理,原有密闭表面密闭前5m范围内的巷壁封堵仍采用原有方案,在加强封堵的同时也提高了均压实施效果。一方面视地表漏风随采深的变化情况,对采空区地表塌陷、裂隙进行堵漏,减少地表漏风。综上所述,上述措施应合理地综合应用,以达到最大限度地抑制相邻采空区瓦斯涌出对工作面的影响,同时杜绝相邻采空区自然发火事故的发生。3.2采空区可采取的抽放措施主要是设立顶板火炬根据国内已有的经验,结合保德煤矿的实际情况,可采取的抽放措施主要有:顶板走向钻孔抽放瓦斯、高抽巷抽放瓦斯、回风巷边孔抽放瓦斯、采空区埋管抽放瓦斯。(1)保德煤矿上分层胶凝采用大功率的抽放泵可实现大流量的抽放,所抽放的瓦斯体积分数一般可在20%左右。根据保德煤矿的实际情况,所在的层位应在垮落带上部(距支架顶部约15m处为宜)相距回风巷40m左右处为宜。缺点为工程费用高,长距离独头岩石巷道施工难度大。(2)综采面巷道排水困难,管理困难,与高抽巷高度核算服务平台?工程费用大,资优点是抽放裂隙带高浓度瓦斯。缺点是直接顶为泥岩,工作面超前压力大,所施工的措施巷通风困难且在综采面超前压力的作用下易冒顶;工程费用也较大,工程费用基本与高抽巷相当;管理不便;顶板走向钻孔由于受抽放钻孔及管路所限,抽放流量也较小,不能适应高产高效的需要。(3)回风道边缘的孔被堆放回风巷边孔抽放瓦斯的能力比较小,难以达到治理效果。(4)采动覆岩瓦斯坚持已采的综采工作面采用了采空区埋管抽放,采空区埋管地点距离工作面50~100m,较好地解决了上隅角瓦斯超限问题及外错回风巷瓦斯超限问题。综采面日推进度平均在15m左右,推进速度快防止了埋管抽放引发采空区浮煤自燃问题。缺点是治理能力有限且不能有效解决工作面顶板冒落时靠回风侧十几台支架间瓦斯超限问题。可见,采用高抽巷加采空区埋管抽放瓦斯为比较合理的选择。3.3瓦斯溢出量的确定在相邻采空区及工作面后方采空区的瓦斯,经非通风的措施得到有效治理后,工作面通风系统及其风量应根据剩余的瓦斯涌出量及涌出特点来确定。一般来说两进两回(其中一条为外错回风巷)的形式比较简便易行,且通风排瓦斯的能力比较大。保德煤矿综采工作面风流有效断面为15.5m2左右,工作面风量在2500~3000m3/min较为合适。由于工作面风量对上述的各种瓦斯治理措施均产生影响,应根据实际情况进行综合试验后确定。4工作面开采含瓦斯不高,且局部瓦斯无法下放出精神工伤(1)保德煤矿8号煤深部区综采工作面瓦斯涌出主要为采空区瓦斯涌出,尤其是相邻采空区瓦斯经过漏风形式对工作面通风系统影响较大,必须采取以均

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