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本科毕业论文---大黄山煤矿2015年瓦斯抽采工程设计.doc

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1、新疆大黄山豫新公司大黄山煤矿2015年瓦斯抽采工程设计 二一五年二月二十日目 录第一章 总体思路4第二章 编制依据4第三章 矿井概况53.1 位置与交通53.2 地形、气候及地震53.3 地质构造与煤层赋存63.3.1 地质构造63.3.2 煤层赋存73.4 井田开拓与采煤方法93.4.1 煤炭储量与矿井生产能力93.4.2 井田开拓方式103.4.3 采煤方法113.4.4 采区划分与开采113.5 开采技术条件123.5.1 通风123.5.2 瓦斯123.5.3 煤与瓦斯突出133.5.4 安全监测监控133.5.5 地温13第四章 煤层瓦斯基本参数13第五章 瓦斯抽采工程方案145.1

2、 瓦斯来源分析145.2 抽放瓦斯方案选择155.3 瓦斯抽采方法165.3.1 开拓(掘进)区域瓦斯抽采工程165.3.2 准备区煤层瓦斯抽采工程285.3.3 回采区采空区及架后瓦斯抽采工程285.4 矿井瓦斯抽采工程率305.5 抽放施工设备、检测仪表及施工量30第六章 瓦斯抽采管路系统316.1 抽放瓦斯管路选择316.1.1 瓦斯抽采管路系统的选择316.1.2 瓦斯管路敷设路线316.1.3 抽放瓦斯管径选择326.1.4 瓦斯管的连接方式326.1.5 管网阻力计算326.2 管路敷设及附属装置336.2.1 管路敷设要求336.2.2 管路安装35第七章 抽放瓦斯管理377.1

3、 队伍组织377.2 图纸和技术资料387.2.1 图纸387.2.2 记录387.2.3 报表387.2.4 台帐387.2.5 报告397.3 管理与规章制度397.3.1 管理制度397.3.2 规章制度397.4 常用记录和报表格式40第八章 安 全428.1 钻孔安全技术措施428.2 瓦斯抽采工程安全技术措施448.2.1 严格瓦斯泵操作,做好检查汇报工作448.2.2 做好管道放水器设置和巡检、放水工作458.2.3 防止瓦斯管道进入泥浆措施458.2.4 做好堵漏工作,防止钻孔泄露瓦斯。468.2.5 加强矿井测风和调配风管理工作。468.2.6 相关地点传感器的管理。478.

4、2.7 管路防漏气、防砸坏、防带电、防底鼓措施488.2.8 斜巷管路防滑措施488.2.9 管路防腐及地面管路防冻措施488.2.10 抽放泵站安全措施492、抽放泵房防雷电、防火灾措施498.3 抽放系统及抽放泵站安全措施508.3.1 抽放系统安全措施508.3.2 抽放泵站安全措施518.4 检测、监控系统528.4.1 检测、监控参数的确定528.4.2 检测仪器、仪表的配备52第九章 技术经济539.1 机构设置及人员配置539.1.1 机构设置539.1.2 人员配备539.2 投资54第十章 矿井瓦斯利用5510.1 瓦斯利用的经济、社会及环境效益55102 瓦斯的民用及工业利

5、用55第一章 总体思路1、由于矿井瓦斯赋存量大、透气性较差,因此矿井瓦斯抽采工程实施分源抽放,将准备采区、回采采区采、开拓采区采取高负压,小流量抽排系统,采空区采取低负压,大流量抽排系统,同时为了瓦斯综合利用,在地面将高负压系统管路连入低负压大流量系统管路中,以确保瓦斯量的充足可靠。2、利用+733八尺85m3/min瓦斯抽采工程泵,抽放+708中大底板巷及+745中大底板巷、+730八尺巷本煤层瓦斯抽采工程钻孔瓦斯;利用+600八尺巷60m3/min瓦斯抽采工程泵,抽放+600八尺东石门至西石门段本煤层、+600中大东石门至西石门段本煤层及集中回风上山区域煤层及+600煤层待掘区域煤层瓦斯;

6、利用地面500m3/min的瓦斯抽采工程泵形成抽放系统且稳定可靠后,重点抽放+733综采面上部采空区、上端头、架后瓦斯及东翼中大准备采面准备工作面待掘、待采煤体。第二章 编制依据依据大黄山矿2015年开拓布局、采面布置、回采方法、瓦斯赋存状况及其现有设备,按照抽、采、掘平衡、瓦斯抽采达标暂行规定要求和“抽采达标”瓦斯治理工作体系,采取多举并措,实现瓦斯综合抽采。第三章 矿井概况3.1 位置与交通大黄山煤矿一号井位于乌鲁木齐市以东120km,距阜康市60km,属昌吉回族自治州阜康市管辖。地理坐标:东径88。371588。 40 15 北纬44。013044。 03 00工区交通便利,乌奇公路和在

7、建的吐乌大公路在工区以北6km处通过,自乌奇公路有简易柏油路面通往矿区。区内地形起伏不大,各生产井口均有简易路通行。3.2 地形、气候及地震1、地形、地貌矿区位于天山山麓丘陵地带,地形平缓,但切割细碎,地势南高北低,海拔标高一般在10001140m之间,最高点1145.40m,最低点925m,相对高差一般50100m,绝对高差220.40 m。2、河流黄山河是区内唯一长年性河流,发源于博格达雪峰,由南向北贯穿精查区中部,据资料记载,93年67月份洪水期月迳流量14、4014、82万m3,121月份枯水期月迳流量仅22.2万m3,年迳流总量为80.10万m3。3、气象与地震精查区属典型的大陆性气

8、候,夏热冬寒。七月份平均气温+25.8,最高达+36.5,一月份平均气温-16.7,最低-34。年平均降水量仅300mm,而年蒸发量则达1180.9mm,是降雨量的3.93倍。每年的春末初夏(四、五、六月)为雨季,多为暴雨。十月初雪。次年三月消融。3.3 地质构造与煤层赋存3.3.1 地质构造精查区位于乌鲁木齐山前坳陷(2)东部之次极构造单元大龙口凹陷(5)的西北部,二工河黄山倒转向斜的东端。受倒转向斜的控制,核部由早燕山亚构造层八道湾组构成,南北两翼由华力西印支构造层之上二叠统及三叠系构成。 精查区构造简单,倒转向斜是区内唯一褶曲构造,轴向近东西,东端转向南东115左右,轴面倾向南,倾角52

9、69,中部较缓,东西部较陡。总体形象向西撒开,向东收敛并翘起,至区外潘家台子附近转折封闭。向斜北翼为正常翼,倾向南,倾角2542,西部陡,中部缓,线以东渐变为20左右。南翼为倒转翼,倾向南,倾角5087,中部较东、西部略缓。向斜轴部为八道湾组含不稳定煤层段(J1b3),向两翼依次为八道湾组含次要煤层段(J1b2)、含主要煤层段(J1b1)及上三叠统郝家沟组(T3h)地层。区内断裂构造不发育,仅在西南部有三条较大的近于平行的平推断层,断层走向305315,皆为北东盘移向西北,南西盘推向东南,断层面倾向南西,倾角8590,水平断距150250m,垂深断距200300m,F1号断层为区内最长的断层,

10、长约1600m,切割了向斜轴部及南翼之煤、断层;F2号断层长750m,、F3号断层西北段出图,全长1850m,F2、F3两断层仅切割南翼煤层和岩层。另外,在向斜北翼黄山口东南、CK-1孔与一号井之间有一走向北东60的平推断层,为一号井巷中发现,断层长约200m,断距110m左右,南盘移向东北,北盘移向东南,八尺槽及中大槽在五水平以上被断开。3.3.2 煤层赋存1、煤层区内八道湾组含煤611层,其中可采大部分可采及局部可采煤层6层,不可采煤层5层。可采煤层厚度一般0.9726.31m,平均可采总厚为37.08m。可采煤层自下而上为:三尺槽、八尺槽、中大槽、米尺槽、四尺槽和五尺槽。中大槽、八尺槽是

11、本次精查的主要对象。其中中大槽厚度巨大,层位稳定,分布广泛,占全区煤层总储量的78%,为矿区主采煤层;八尺槽、五尺槽煤层厚度、层位稳定,亦为全区可采煤层;四尺槽、米尺槽为较稳定的大部分可采用煤层;三尺槽为不稳定的局部可采用煤层;不可采用煤层有尺八槽、13、14、15、17号五层煤,它们均以不稳定的断续状在矿区向斜核部出露。其中主采煤层特征如下:(1)中大槽煤层该煤层位于J1b1段的上部,米尺槽煤层之下,是该段主要的可采煤层,也是工区内最主要的煤层。该煤层厚度大,结构简单,不含或极少有夹矸,全区稳定。全区18个控煤点煤层厚为19.6756.07m,平均25.12m。在线浅部煤层厚为20.33m,

12、线中部(CK-3)煤层为23.40m,深部(CK-5)煤厚为25.25m,煤层往深部厚度有变大的趋势中大槽煤层见煤点的厚度及顶底板岩性见表4-2。煤层顶板为粉砂岩、粉砂质泥岩及沙砾岩。顶板岩性由西向东(线到线)由泥质粉砂岩变为沙砾岩,粒度变粗。底板为粉砂岩、炭质泥岩、细砂岩。该煤层基本无夹矸,仅个别地段夹有0.15m的炭质泥岩夹矸该煤层距上部米尺槽煤层3065m,煤层在地表已基本火烧,据生产井资料在一号井五水平西端(820m标高),因煤层烧变而终止开采矿区东部2号孔控制的火烧深度已达到150m左右。(2)八大槽该煤层位于J1b1的中上部,中大槽煤层之下,全区13个控煤点所见煤层厚度、顶底板岩性

13、见表4-3,由表可知:煤层厚度为2.35-7.69m,平均4.20米,该煤层结构简单,无或极少夹矸,为一稳定煤层,未发现不可采地段,该煤层厚度自西向东明显变厚,线、线所见的控煤点厚度为2.352.67m、线所见的控煤点厚度为4.175.99m,2号孔厚度为7.69m。八尺槽煤层的顶板多为细砂岩、中粗砂岩。主要成份为石英、长石碎屑、泥质胶结、富含植物碎屑。煤层底板为粉砂岩、细砂岩、粗砂岩,该煤层距上部中大槽煤层820m。2、煤质(1)煤的物理性质各煤层物性基本相同,煤呈亮黑色,条痕为黑褐褐黑色,多为半玻璃状光泽,少数为沥青状光泽,节理发育,性脆、条带状结构,层状构造,断口平整呈贝壳状,参差状。(

14、2)宏观煤岩组分及煤岩类型三尺槽、中大槽、八尺槽煤层煤岩组分以亮煤为主、镜煤则呈凸镜条带状、细条带状产于亮煤中,丝炭含量少,属于光亮型煤。五尺槽、四尺槽煤以亮煤为主,暗煤呈致密坚硬层状夹于亮煤中,丝炭含量少,属于半亮型煤。3、工业分析各煤层原煤水分含量较低,八尺槽一般含量为0.994.06,平均为1.80,中大槽一般含量为0.652.15,平均为1.40。区内煤层原煤灰分平均为15.63,含量较低,八尺槽为6.4826.81,平均为14.73,属于低灰煤,中大槽为5.3419.84,平均10.03,属低灰煤。精查区内煤层精煤挥发分普遍较高,平均41.32。其中八尺槽28.839.68,平均34

15、.36;中大槽一般36.5543.66,平均40.33。3.4 井田开拓与采煤方法3.4.1 煤炭储量与矿井生产能力1、表内储量全区A+B+C级表内储量总计8503万吨;其中A级2040万吨;占总量的23.99,A+B级4799万吨,占总量的56.44;有C级储量96万吨,主采煤层中大槽总储量6598万吨,占全区的总储量77.79。2、表外储量河床保安煤柱A+B+C总计3137万吨,其中A+B级2079万吨,D级16万吨。综上以全区总储量8503万吨,年产100万吨和75的回采率计算,可为改造后的矿井服务106年,以中大槽煤层储量6598万吨,100万吨年井型和75的回采率计算,可为矿山服务6

16、2年,远远超出不少于30年的服务年限。3.4.2 井田开拓方式矿井采用斜井开拓方式,井筒基本位于储量中心,现有5条井筒,分别为主斜井、带式输送机斜井、副斜井、东斜风井和西斜风井。1、主斜井:井筒倾角3346,净宽3.54m,净高2.3m,斜长260m,净断面积8.75m2,三心拱料石砌碹,经计算矿井扩建后改用猴车提人,担负全矿井人员提升、运送,兼作矿井进风井,安装猴车。2、带式输送机斜井:井筒倾角25,净宽2.8m,净高2.6m,斜长239m,净断面积7.11m2,半圆拱锚喷支护,装备带宽为800mm的DX型大倾角胶带输送机,运量172t/h。担负全矿井提煤任务,兼作进风。内设置人行台阶和扶手

17、。3、副斜井:担负全矿井提矸石、下放材料、设备的辅助提升任务,井筒倾角25,净宽3.2m,净高2.85m,斜长417.2m,净断面积8.5m2,三心拱料石砌碹,井筒内敷设电缆、行人台阶和扶手,采用单钩串车提升,铺轨轨型30kg/m,轨距600mm 。兼作矿井主要进风井及安全出口。4、西风井:担负矿井西翼回风任务,井筒倾角32,巷道净宽4.5米、净高2.7米、斜长412米,净断面积12m2,铺轨轨型30kg/m,轨距600mm 。电缆沟及水沟。兼作矿井主要进风井及安全出口。5、东风井:担负矿井东翼回风任务,井筒倾角30,巷道净宽4米、净高2.5米、斜长328米,净断面积10m2,铺轨轨型30kg

18、/m,轨距600mm 。兼作矿井主要进风井及安全出口。3.4.3 采煤方法大黄山煤矿7.5事故前,采煤方法采用走向长壁斜切分层综采放顶煤采煤法,采煤工艺应用综合机械化放顶煤开采工艺。7.5事故后,大黄山煤矿采煤方法委托淮南院牵头进行评审论证,初步确定中大槽煤层采煤方法,先扒皮沿顶开采解放层,用作瓦斯治理和消突,之后一次回采底分层采用放顶煤采煤法。详细报告正在内部评审,评审完毕后交公司会审反馈,最终确定具体采煤方法。依据采煤方法结合矿井实际情况,及时编制矿井采掘开拓计划,抓紧实施瓦斯治理、消突和采掘开拓工作,缓解采掘失调问题,确保矿井回采、准备、开拓、抽采四量平衡。3.4.4 采区划分与开采20

19、15年大黄山矿东翼布置1个回采面(+745中大东翼综放工作面、+733八尺综放工作面),1个准备采面(东翼中大采煤层工作面);4个掘进工作面(+730八尺东翼抽放巷、+745中大东翼底板巷、+600中大水仓及抽放泵室、东翼中大槽准备面回风巷)。3.5 开采技术条件3.5.1 通风矿井为高瓦斯矿井,采用斜井多水平开拓方式,矿井通风方式为两翼对角式,主要通风机通风方法为全机械抽出式。主、副井、提人斜井进风,东翼和西翼采区风井回风。矿井东风井目前安装FBCDZ54823型轴流式通风机两台,一台工作,一台备用,额定功率2185kw,风量49807800m3/min,风压11903030Pa。西风井安装

20、BDK548-20型轴流式通风机两台,一台工作,一台备用,额定功率2110kw,风量25205580m3/min,风压6252361Pa。东风井、西风井担负全矿井田回风任务。东风井口到主、皮带巷、副井口的垂直距离800米,西风井口到主、皮带巷、副井口的垂直距离300米矿调度室有电话与风井相连接,风井周围环境为荒漠山。3.5.2 瓦斯精查地质报告提供的1992年实测资料,矿井瓦斯相对涌出量63.22m3/t,瓦斯绝对涌出量14.13m3/min,属高瓦斯矿井。瓦斯成份以氮气为主,沼气次之,瓦斯属二氧化碳氮气带。原抚顺矿务局为本矿井设计的瓦斯抽采工程系统,于1991年建成并开始投入使用,预测瓦斯梯

21、度为每下降5m,瓦斯相对涌出量增加1m3/t。大黄山煤矿2013年矿井瓦斯绝对涌出量为47.86m3/min,相对涌出量为26.43m3/t;二氧化碳绝对涌出量为3.93m3/min,相对涌出量为2.17m3/t。根据矿井生产现状和瓦斯赋存情况,经分析矿井瓦斯涌出量大的主要原因,与本矿井仓储式采煤方法和现用综采采煤方法有关。3.5.3 煤与瓦斯突出根据煤炭科学研究总院沈阳研究院(以下简称沈阳研究院)2011年出版新疆大黄山豫新煤业有限责任公司一号井中大槽、八尺槽煤与瓦斯突出鉴定报告说明书。大黄山一号井中大槽、八尺槽煤层+720m水平及其以下区域具有煤与瓦斯突出危险性。矿井为煤与瓦斯突出矿井。3

22、.5.4 安全监测监控安全监测监控系统采用KJ90N安全监测监控系统、井上下电视监控系统。3.5.5 地温本矿井自多年开采以来未发生过热害。精查勘探报告对JK-1孔进行了全孔井温测量,地温梯度1.8/100m,无异常点,属地温正常区。第四章 煤层瓦斯基本参数煤层瓦斯赋存基本参数是矿井瓦斯防治和瓦斯抽采工程设计的依据,本次设计采用大黄山煤矿一号以前测定的中大煤层的各基本参数,包括:煤层原始瓦斯含量、煤对瓦斯吸附常数、孔隙率、煤层的透气性系数、钻孔自然瓦斯涌出量及衰减系数。各结果见表2-1、2-2。表2-1 中大煤层瓦斯压力、含量、吸附常数及煤的孔隙率表测定地点瓦斯含量(m3/t)孔隙率(%)瓦斯

23、压力(MPa)吸附常数a(m3/t)b(MPa-1)+810水平3.16150.6831.6130.465+780水平4.240150.7931.6130.465+720水平5.060151.0631.6130.465表2-2 煤层瓦斯透气性、自然涌出量、衰减系数表测定地点透气性系数m2/ (MPa2.d)自然初始涌出量(m3/min.100m)衰减系数(d-1)+8103.3640.17500079+78023240.17500079+7202780.17500079第五章 瓦斯抽采工程方案5.1 瓦斯来源分析大黄山煤矿一号井首先开采的是中大煤层,中大煤层上下邻近的为米尺和八尺煤层,根据涌出

24、量预测俩邻近层的瓦斯涌出量分别为0.06m3/t 和0.41m3/t,对中大煤层影响不大。并且由于主要巷道布置在八尺煤层中,由八尺煤层掘石门进入中大煤层布置两顺槽。开采中大煤层时,工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯,另一部分来源于采空区丢煤解吸的瓦斯和围岩涌出的瓦斯。而掘进工作面的瓦斯涌出量也比较大。所以大量瓦斯来自开采层本身和采空区及八尺煤层中的掘进面涌出的瓦斯。5.2 抽放瓦斯方案选择煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径,也是防止煤与瓦斯突出的主要措施之一。抽放瓦斯不仅为井下安全生产和更好地发挥采掘机械效能提供了条件,同时对抽出的瓦斯加以利用,也会取得较好的经济

25、效益和社会效益。抽放瓦斯方法的选择,主要是根据矿井(或采区、工作面)瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽放瓦斯方法主要有:开拓区煤层瓦斯抽采工程、准备区煤层瓦斯抽采工程、回采区采空区及架后瓦斯抽采工程,选择具体抽放瓦斯方法时应遵循如下原则:1、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件;2、应根据瓦斯来源及涌出构成进行,尽量采取综合抽放瓦斯方法,以提高抽放瓦斯效果;3、有利于减少井巷工程量,实现抽放巷道与开采巷道相结合;4、选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽采工程效果和降低抽放成本;5、所选择

26、的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加;6、瓦斯抽采工程浓度符合地面发电所需浓度。5.3 瓦斯抽采工程方法根据抽放方法的选择原则,结合大黄山煤矿一号各煤层的赋存、瓦斯来源等特点,考虑到工作面所需的抽放量,提出大黄山煤矿一号较合理的抽放方法。抽放方法见表5-3:表5-3 抽 放 方 案 选 择煤层抽放方式内 容开拓(掘进)区煤层瓦斯抽采工程提前预抽在开放层穿层预抽待掘区域煤层瓦斯;在上部本煤层巷道采用顺层钻孔预抽待掘区域煤层瓦斯。边掘边抽在巷道掘进期间,在巷道两侧布置挂耳钻场,采用斜向孔或交叉钻孔,抽放工作面前方煤体的卸压瓦斯。准备区煤层瓦斯抽采工程顺层交叉预抽在准备区域上

27、下巷分别交叉布置顺层钻孔,预抽准备区域煤层瓦斯。回采区采空区及架后瓦斯抽采工程采空区埋管或插管、架后高位钻孔在采面上端头埋管或插管抽放上端头积聚瓦斯,在采面架后30至50米范围采用穿层钻孔预抽采面架后高浓度瓦斯。5.3.1 开拓(掘进)区域瓦斯抽采工程开拓(掘进)区煤层瓦斯抽采工程包括提前预抽和边掘边抽等方式。提前预抽主要采用钻孔预抽,是在巷道掘进前在保护层(穿层钻孔)或者上部巷道(顺层钻孔)提前预先抽放煤体中的瓦斯,属于未卸压煤层的瓦斯抽采工程,对于透气性及其它预抽条件较好的煤层,预抽会取得较好效果。边掘边抽是在巷道掘进期间采用挂耳钻场的方式,利用挂耳钻孔预抽前方待掘区域煤层瓦斯。当掘进工作

28、面推进时,工作面前方煤体由于卸压,透气性大大增加,抽放效率大幅度提高,采用斜向孔或交叉钻孔,抽放工作面前方煤体的卸压瓦斯。交叉钻孔除具有斜交钻孔的优点以外,还可以增加煤层裂隙与钻孔的气体动力学联系,有利于煤层瓦斯向钻孔流动,故其抽放效果将会更好些。大黄山煤矿一号适合本煤层瓦斯抽采工程的条件,采用斜向或交叉钻孔抽放本煤层瓦斯会取得较好的效果。考虑到瓦斯抽采工程对正常生产的影响把钻场采用挂耳钻场的形式布置在巷道轮廓线以外,称为挂耳钻场。1、采用本煤层钻孔抽放和临近层钻孔抽放(1)提前预抽在+600中大、八尺及+708中大底板巷现有巷道,预抽对应中大槽煤层瓦斯,钻孔布置及参数情况见下图。(2)边掘边

29、抽。在+745中大底板巷掘进期间,在巷道北帮布置挂耳钻场,预抽待掘区域前方待掘煤体煤层瓦斯,每80米设置一个钻场,钻孔沿走向呈扇形布置,将巷道松动圈范围以外的瓦斯进行抽排。钻孔布置及参数情况见下图。+600八尺东掘前,在+600集中回风上山东帮布置钻场,预抽+600八尺东掘待掘区域煤层瓦斯,钻孔布置及参数情况见下图。+600煤仓施工前,在+600中大巷布置钻孔预抽煤仓待掘区域煤层瓦斯。钻孔布置及参数情况见下图。皮带井及+600集中回风上山延伸前,在+600八尺巷及+600临时水仓内施工钻孔,预抽待掘区域煤层瓦斯。钻孔布置及参数情况见下图。利用+600中大顶板巷向前方断层区域布置瓦斯抽采工程钻孔

30、预抽断层区域煤层瓦斯,钻孔布置及参数情况见下图。2、排放口确定由于抽排开拓区瓦斯,执行高负压强抽系统,瓦斯浓度较高,因此将瓦斯排放在主管道中,然后利用地面500 m3/min瓦斯泵抽放到地面使用。61图5-3-1 +690八尺巷穿层钻孔预抽中大槽待掘区域煤层瓦斯钻孔布置及参数图5-3-2 +600八尺巷穿层钻孔预抽中大槽待掘区域煤层瓦斯钻孔布置及参数图5-3-3 +600八尺巷新增穿层钻孔预抽中大槽待掘区域煤层瓦斯钻孔布置及参数图5-3-4 +600中大东掘挂耳钻场钻孔布置图及参数表图5-3-5 +690-670石门瓦斯抽采工程钻孔布置图及参数表图5-3-6 +600中大东掘及煤仓待掘区域瓦斯

31、钻孔布置图及参数表图5-3-7 +600中大南帮瓦斯钻孔布置图及参数表图5-3-8 +600八尺巷皮带井及集中回风上山延伸区域瓦斯抽采工程钻孔布置图及参数表图5-3-9 +708回采区域上、下巷交叉顺层钻孔布置剖面图5.3.2 准备区煤层瓦斯抽采工程准备区煤层瓦斯抽采工程就是通常所说的卸压层瓦斯抽采工程,在上下巷掘进期间对所在区域煤层瓦斯已经进行了卸压抽放。经过卸压的煤层会产生膨胀变形,煤层透气性大幅度提高,此时煤层与岩层之间形成的空隙与裂缝,不仅可储存卸压瓦斯,而且也是良好的瓦斯流动通道,为防止瓦斯向开采层工作面涌出就应当用抽放的办法来处理这部分瓦斯。在准备区域上下巷分别交叉布置顺层钻孔,预

32、抽准备区域煤层瓦斯。5.3.3 回采区采空区及架后瓦斯抽采工程回采区采空区及架后瓦斯抽采工程具有抽放量大、来源稳定等特点,由于矿井采用放顶煤开采,采空区内丢煤较多,再加上邻近层、围岩瓦斯的涌出,使采空区瓦斯涌出量较大,具备进行采空区瓦斯抽采工程的条件。因此在采面上端头埋管或插管抽放上端头积聚瓦斯,解决上隅角瓦斯,在采面架后30至50米范围采用穿层钻孔预抽采面架后高浓度瓦斯,防治架后瓦斯涌向工作或外溢。一号井采煤方法为综采机械化放顶煤采煤方法,在采空区易积存大量的瓦斯,为了保证采面正常回采和综合利用瓦斯;对该区域实行低负压大流量瓦斯抽采工程。+733采面钻孔布置图及要求如下图所示。5.4 矿井瓦

33、斯抽采工程率矿井瓦斯抽采工程率可根据矿井在某一开采时期,将井下采、掘工作面及其它地点的总瓦斯涌出量被矿井抽放总瓦斯量的比值即为矿井瓦斯抽采工程率。式中 矿井瓦斯抽采工程率,%; qc矿井瓦斯抽采工程量,m3/min; qf矿井风排出瓦斯量,m3/min。5.5 抽放施工设备、检测仪表及施工量一、钻机煤矿抽放瓦斯钻机应符合下列要求:1、电动机及附属电器设备必须是防爆的;2、钻机要体积小,轻便或解体方便,以利于搬迁;3、钻机应能打水平、上向、下向任意角度的钻孔。在综合分析我国煤矿常用钻机性能和现场实际使用情况的基础上,考虑大黄山煤矿一号的煤、岩硬度以及设计抽放钻孔的长度,设计选择150型全液压钻机

34、。根据钻孔数量和钻孔长度,配备三台150型钻机,其中二台工作,一台检修,一台备用。配套钻杆选用75mm,每节长度1.5m的钻探钻杆,钻头选用三翼钻头。打钻施工供水采用由地面供水池向采区直接敷设管路,利用静压水直接供水,供水管路采用高压胶管供水。二、主要检测仪器、仪表配置井下抽放瓦斯主要检测仪器、仪表包括孔板流量计、U型水柱计(汞柱计)、瓦斯浓度检定器和高负压取样器等。上述巷道、钻孔和抽放瓦斯管路在工作面投前需施工完成。进入预抽放状态。为了保证大黄山煤矿一号的瓦斯抽采工程效果,每年投入的抽放工程必须达到,并且本煤层预抽时间不得低于6个月。第六章 瓦斯抽采工程管路系统6.1 抽放瓦斯管路选择6.1

35、.1 瓦斯抽采工程管路系统的选择1、瓦斯抽采工程管路系统的选择原则1)抽放管路应敷设在巷道曲线段少和距离最短的线路;2)尽量避开运输繁忙巷道,首选回风巷内铺设;3)考虑安装、检修方便;4)管路发生故障,管道内的瓦斯不至于进入采掘工作面、机房或机电硐室等;5)抽放管路系统中必须安装调节、控制、测定、防爆、防回火装置。6.1.2 瓦斯管路敷设路线钻孔运输(回风)大巷西风井地面瓦斯抽采工程泵站瓦斯放电站6.1.3 抽放瓦斯管径选择瓦斯抽采工程管径选择合理否,对抽放瓦斯系统的建设投资及抽放系统效果有很大影响。直径太大,投资费用增加;直径过细,管路阻力损失大,同时参照抽放泵的实际能力使之留有备用量。大黄

36、山煤矿主管路全部采用管径377mm钢管,干管采用管径325mmPVC管、支管采用管径219mm或159mm钢管(PVC管)。6.1.4 瓦斯管的连接方式管路连接均采用法兰(快速管接头)紧固连接方式,中间夹橡胶密封圈。6.1.5 管网阻力计算抽放瓦斯管路阻力包括摩擦阻力和局部阻力。计算管网阻力应在抽放管网系统敷设线路确定后,按其最长的线路和抽放最困难时期的管网系统进行计算,根据大黄山煤矿一号巷道布置情况,到矿井开采后期,抽放瓦斯管路最长预计在5500m左右(井下5000m,斜井300m,地面200m),故管网阻力损失计算取5500m。 1、摩擦阻力计算式中 H摩管路的摩擦阻力,Pa;L管路长度,

37、m;混合瓦斯对空气的密度比;K与管径有关系数;D瓦斯管内径,cm;Q抽放混合瓦斯量,m3/h。2、局部阻力(H局)抽放管网系统中管件局部阻力(H局),按管道总摩擦力阻力的15考虑,则:H局=0.15H摩=0.1545597=6839.55(KPa)故瓦斯抽采工程管网系统的总阻力(H总)为:H(总)=H摩+H局=45597+6839.55=52436.55(Pa)6.2 管路敷设及附属装置6.2.1 管路敷设要求1、地面管路地面敷设管路除符合井下管路的有关要求外,尚需符合下列要求:(1)冬季寒冷地区应采取防冻措施;(2)瓦斯管路不宜沿车辆来往繁忙的主要交通干线敷设;(3)瓦斯管路不允许与自来水管

38、、暖气管、下水道管、动力电缆、照明电缆和电话电缆等敷设于一个地沟内;(4)在空旷地带敷设瓦斯管路时,应考虑到未来的发展规划和建筑物的布置情况;(5)瓦斯主管距建筑物的距离大于5m距动力电缆大于1m,距水管和排水沟大于1.5m,距铁路大于4m,距木电线杆大于2m;(6)瓦斯管路与其它建筑物相交时,其垂直距离大于0.15m,与动力、照明电缆及电话线大于0.5m且距相交构筑物2m 范围内,管路不准有接头和布置管件;(7)瓦斯管不准在地下穿过房屋和其它建筑物,以及同其它建筑物位于同一平面位置,即上下重叠;(8)瓦斯管不准穿过其它管路,确需穿过,应加钢套管。根据上述要求,结合大黄山煤矿一号井的实际情况,

39、选择管路敷设方式和附属装置如下:2、井下管路煤矿井下的环境条件较恶劣,且巷道高低不平,坡度大小不一,巷道受压变形,空气湿润易锈蚀等,为此对煤矿井下抽放瓦斯管路的敷设有如下要求:(1)瓦斯管路应采取防腐、防锈蚀措施;(2)管路底部应垫木垫,垫起高度不低于30cm,以防止底鼓损坏管路;(3)倾斜巷道的瓦斯管路,应用卡子将管道固定在巷道支护上,以免下滑;(4)管路敷设要求平直,尽量避免急弯;(5)主要运输巷道中的瓦斯管路架设高度不小于1.8m;(6)管路敷设时,要考虑流水坡度,要求坡度尽量一致,避免高低起伏,低洼处需安装放水器;(7)新敷设的管路要进行气密性6.2.2 管路安装1、地面管路安装大黄山

40、煤矿一号抽放瓦斯泵房位于副井附近,距副井距离150m。地面管路安装采用埋地下敷设方式。2、井下管路安装井下抽放瓦斯管路包括副井管路和运输大巷管路。副井管路沿井筒敷设,采用托挂安装方式,运输大巷管路采用沿巷道底板敷设。管路敷设采用沿巷道侧邦敷设。管路用混凝土支撑墩垫起,墩高0.5m,管路距侧帮0.2m,每隔6m设一个墩,12m设一个并用半圆卡固定支撑墩上,防止管路下滑。若运输大巷中巷道底板空间不够也可采用巷道壁或顶板吊挂形式。3、管路防腐、防锈地面和井下金属管路外表均要先涂刷二层樟丹,地面管路再涂刷一层油性调和漆;埋入土壤的管路再涂一层热沥青,外缠玻璃丝布和聚氯乙烯;井下管路再涂二层煤焦沥青漆。

41、4、附属装置(1)阀门:在瓦斯抽采工程管路(主、支管)上和钻孔的连接处,均需安设阀门,主要用于调节与控制各个独立抽放地点的抽放负压、瓦斯浓度、抽放量等,同时修理和更换瓦斯管时可关闭阀门切断回路。设计选用的阀门为截止阀。(2)在主、支管以及钻孔连接装置上均应设置测压嘴,以便经常观测抽放管内的压力。测压孔高度设计为80mm,选用内径6mm的紫铜管,在安装管路之前预先焊上,平时用密封罩罩住或用细胶管套紧捆死,以防漏气。测压嘴还可作为取气样孔,取出气体进行气体成分分析。(3)计量装置瓦斯流量是瓦斯抽采工程工作中的一个重要参数,较准确的测定瓦斯流量才能真实地反映瓦斯抽采工程效果。目前瓦斯计量方法的种类很

42、多,应用条件也各不相同。本设计选用孔板流量计作为计量装备,安装与使用要求如下:安装孔板时,孔板的孔口必须与管道同心,其端面与管道轴线垂直,偏心度小于12%;孔板前(按气流方向,下同)0.5D(管径)和孔板后半部D处预先焊接两个测压嘴,直径6mm,材料为紫铜管;安装孔板的管道内壁,在孔板前边D的范围内,不应有凸凹不平、焊缝和垫片等;孔板流量计的前端,管道直线段的长度不小于20D,后端的长度不小于10D;要经常清洗孔板前后的积水和污物,孔板锈蚀要及时更换;抽放瓦斯量有较大变化时,应根据流量大小更换相应的孔板。孔板使用1年后,要对孔板进行校正,以减小计量误差。 (4)钻孔连接方式预抽钻孔与抽放管路的

43、连接是利用胶管连接,胶管的一端连接到钻孔封孔管上,另一端与抽放瓦斯管路连接,构成抽放系统。 (5)放水装置放水装置的种类很多,根据大黄山煤矿一号井抽放瓦斯实际情况,在每隔钻场分支器进入干管前必须设置放水器,放水器必须要和支管能断开,运输大巷每隔200米至少设置一个放水器,放水器必须要和支管能断开。放水器放水工作由通风队进行组织安排,放水工必须责任心强,每班每个点至少放水三次。第七章 抽放瓦斯管理7.1 队伍组织瓦斯抽采工程是一项较细致而又比较复杂的工作。随着生产的发展,需要经常不断地有组织、有计划地去完成大量的准备和施工任务,因此也就需要有一支专业队伍。只有建立一支由打钻、安装到观测、管理的专

44、业队伍,才能保证抽放瓦斯工作正常有序地进行,并能不断总结和改进抽放瓦斯工作。1、必须配备12名专业技术人员,负责瓦斯抽采工程日常管理,总结分析抽放瓦斯效果,研究和改进抽放技术方案,组织新技术推广等;2、必须建立专门的抽放瓦斯施工队伍,负责钻孔施工、敷设管路、密闭施工等日常工程和日常瓦斯抽采工程参数测定工作。3、须建立健全有关管理制度,如:岗位责任制、钻孔钻场检查管理制度、抽放工程质量验收制度。7.2 图纸和技术资料抽放瓦斯矿井必须具备下列图纸和技术资料:7.2.1 图纸1、抽放瓦斯系统图;2、泵站平面及管网(包括阀门、安全装备、检测仪表等)布置图;3、抽放钻场及钻孔布置图;4、泵站供电系统图。

45、7.2.2 记录1、瓦斯抽采工程工程和钻孔施工记录;2、瓦斯抽采工程参数测定记录;3、抽放泵房值班记录。7.2.3 报表1、瓦斯抽采工程工程年、季、月、旬报表;2、瓦斯抽采工程量年、季、月、旬、日报表。7.2.4 台帐1、抽放瓦斯设备台帐;2、瓦斯抽采工程工程台帐;3、瓦斯抽采工程量台帐。7.2.5 报告1、矿井和采区抽放工程设计文件及交工报告。2、瓦斯抽采工程效果总结与分析报告。7.3 管理与规章制度7.3.1 管理制度抽放瓦斯矿井要建立以下规章制度:1、抽放瓦斯设备检修制度;2、抽放设备停、运联系制度;3、工程质量验收制度;4、抽放瓦斯基础参数定期检测制度;5、抽放瓦斯效果检验制度。7.3

46、.2 规章制度1、井下规章制度(1)凡进行瓦斯抽采工程的工作面,必须由专门的设计部门设计说明书;(2)新采区(新工作面)移交前,必须按照规定完成敷设抽放管路的工作;(3)敷设抽放瓦斯管道的巷道,要经常排出积水,保证抽放管路不被水淹;(4)敷设抽放管路的巷道,必须经常维护,保证抽放管路不被砸压或严重漏气;(5)新安装的瓦斯抽采工程管路,要进行漏气试验,漏气率小于3m3/min.1000m;(6)要建立瓦斯抽采工程观测制度,井下各点的瓦斯浓度、抽放负压、抽放量每天测定一次,三天进行一次全面观测,并填报抽放日报;(7)井下各观测点,要设立观测牌板,以便与井上对照。2、泵房规章制度(1) 抽放瓦斯泵房有专人负责,定期按规定检查负压、正压、气量、浓度以及泵的运行状况等;(2)附属设备要经常检查,发

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