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文檔簡介
1、<p> 謝橋煤礦瓦斯抽放方法及抽放系統(tǒng)設計</p><p> 摘要:安徽淮南礦業(yè)集團謝橋礦6煤層為突出煤層,同時存在瓦斯涌出量大、瓦斯超限嚴重等問題,通過收集瓦斯含量、透氣性系數(shù)、百米鉆孔瓦斯流量等參數(shù),計算了煤層瓦斯儲量、抽放率等瓦斯抽放基礎參數(shù)。采用分源預測法,預測了該礦井的瓦斯涌出量,分析論證了謝橋煤礦6煤層回采工作面瓦斯抽放的必要性與可行性。根據(jù)礦井瓦斯涌出來源及構成分析,并參照國家相關規(guī)
2、定,確定了回采工作面采用本煤層預抽和高位鉆孔的方法,掘進工作面采用邊掘邊抽的抽采方法;采空區(qū)埋管抽放的方法;結合謝橋煤礦開采開拓方式,選擇了最大阻力管路,繪制了抽放瓦斯系統(tǒng)圖,計算了抽放系統(tǒng)管網(wǎng)抽放量、管網(wǎng)阻力,確定了與抽放能力相匹配的瓦斯抽放泵型號,配套電機及相關裝置。</p><p> 關鍵詞:突出煤層;瓦斯抽放;分源預測法;管路阻力計算;設備選型。</p><p> The de
3、sign of gas drainage methods and system of Xieqiao mine</p><p> Abstract:In this paper, the rule of the town of Yingshang County Xieqiao coal mining the second one extended the existing coal gas emission vo
4、lume, gas gauge and serious issues, through the gas content, permeability coefficient, gas flow meters of drilling Measurement, analysis and appraisal of the Xieqiao Coal Mine Coal Seam Gas Drainage necessity and feasibi
5、lity. According to mine gas emission sources and composition analysis, mining working face layer of parallel holes with pre-drainage, shal</p><p> Keywords:mine gas; gas drainage; scheme design; gas emissio
6、n quantity; equipment selection.</p><p><b> 目錄</b></p><p><b> 1緒論1</b></p><p> 1.1選題目的及意義1</p><p> 1.2國外瓦斯抽放發(fā)展與現(xiàn)狀1</p><p>
7、1.3我國瓦斯抽放發(fā)展與現(xiàn)狀3</p><p><b> 1.4設計依據(jù)7</b></p><p><b> 2礦井概況8</b></p><p><b> 2.1井田概況8</b></p><p> 2.2井田地質特征9</p><p&g
8、t; 2.3礦井開拓、開采概況12</p><p> 2.4礦井通風系統(tǒng)概況12</p><p> 3礦井瓦斯賦存情況13</p><p> 3.1煤層瓦斯基本參數(shù)13</p><p> 3.2煤層瓦斯含量16</p><p> 3.3煤層透氣性系數(shù)17</p><p>
9、 3.4百米鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)18</p><p> 3.5礦井瓦斯儲量19</p><p> 3.6礦井可抽瓦斯量及可抽期20</p><p> 4瓦斯抽放的必要性和可行性論證22</p><p> 4.1瓦斯抽放的必要性22</p><p> 4.2抽采系統(tǒng)選擇26</p>
10、<p> 4.3瓦斯抽放的可行性27</p><p><b> 5抽放方法28</b></p><p><b> 5.1規(guī)定28</b></p><p> 5.2礦井瓦斯來源分析28</p><p> 5.3瓦斯抽采量預計29</p><p>
11、 5.4抽放方法選擇31</p><p> 5.5封孔工藝35</p><p> 6瓦斯抽放管路系統(tǒng)及設備選型39</p><p> 6.1抽放管路選型及阻力計算39</p><p> 6.2瓦斯抽放泵選型42</p><p> 6.3輔助設備45</p><p><
12、b> 7經濟概算48</b></p><p> 7.1編制依據(jù)48</p><p> 7.2費用概算范圍48</p><p> 8安全技術措施49</p><p> 8.1抽放系統(tǒng)及井下移動抽放瓦斯泵站安全措施49</p><p> 8.2地面抽放瓦斯站安全措施50</p
13、><p><b> 9結論52</b></p><p><b> 致謝53</b></p><p><b> 參考文獻54</b></p><p><b> 附圖156</b></p><p><b> 附圖
14、257</b></p><p><b> 附圖358</b></p><p><b> 附圖459</b></p><p><b> 1緒論</b></p><p> 煤層瓦斯抽放一般是指利用瓦斯泵或其他抽放設備,抽取煤層中高濃度的瓦斯,并通過與巷道隔
15、離的管網(wǎng),把抽出的高濃 度的瓦斯排至地面或礦井總回風巷中。目前認為,煤礦瓦斯抽放不僅是降低礦井瓦斯涌出量,防止瓦斯爆炸和煤與瓦斯突出災害的重要措施,而且抽出的瓦斯還可以變害為利,作為煤炭的伴生資源加以開發(fā)利用。</p><p> 1.1選題目的及意義</p><p> 今年三月份,在指導老師的安排下我來到了謝橋煤礦實習了一個月,謝橋煤礦經煤與瓦斯突出鑒定,確定為煤與瓦斯突出礦井。本次設
16、計是根據(jù)在謝橋煤礦實習中收集到的生產圖紙和資料對謝橋煤礦進行的瓦斯抽采初步設計。</p><p> 作為對大學生在學校的最后一次綜合性的知識技能考察,本次設計主要是考察學生這四年來對基礎知識及其專業(yè)知識的掌握情況,使學生學會自我思考、自行設計。在設計過程中,把所學的理論知識與實踐經驗綜合起來應用。設計的過程就是一個不斷認識和學習的過程,溫故而知新的同時學到了生產工作過程中的經驗。</p><
17、p> 1.2國外瓦斯抽放發(fā)展與現(xiàn)狀</p><p> 據(jù)資料記載,早在1730年,英國的Whitehaven煤礦Saltom豎井掘至76.8m深時,遇到一層厚0.61m的煤,有瓦斯涌出,當時人們用直徑Φ50mm管密閉后,將瓦斯引至井外,以供當?shù)匾晃粚W者的實驗室用。原蘇聯(lián)在帝俄時期,大約于1907年在尤索夫克的中央礦井內把莫梁寧諾夫層的鄰近層大量噴出的瓦斯進行引排,10年內依靠自然的壓力,每日涌出的瓦斯量
18、達4000m³。1923年日本在夕張煤礦的最上部坑道密閉中,接管將自然涌出的瓦斯排至地面;1934年新幌內煤礦開始第一次抽放密閉瓦斯,用粘土封閉該礦的四號煤層的采空區(qū),抽出瓦斯?jié)舛葹?0%~70%,抽出量15~25m³/min,供發(fā)電廠鍋爐用。</p><p> 表1-1 世界煤礦抽放瓦斯礦井數(shù)和抽放瓦斯量變化動態(tài)</p><p> Tab1-1 Dynamic
19、 changes of coal mine and gas drainage in World</p><p> 世界各國正規(guī)的抽放瓦斯工作是從40年代末至50年代初開始的;隨后,抽放方法不斷增加,瓦斯抽放技術也逐漸提高,抽放規(guī)模日益擴大。1987年國外已有蘇聯(lián)、美國等16個國家的619個礦井實施了瓦斯抽放措施,共抽出5431Mm3。自1951年起,煤礦抽放瓦斯得到了蓬勃發(fā)展,1951~1987年期間,抽放礦井
20、數(shù)由68個增至619個,年抽放瓦斯量由134.6Mm³增至5431Mm³(表1-1)。</p><p> 自20世紀50年代起瓦斯抽放在蘇、英、德、日、法、波等國煤礦得到了迅速發(fā)展,據(jù)有關資料統(tǒng)計表明:在1951~1987年間,世界煤礦瓦斯抽放量基本上是呈線性增加,自1951年的134Mm³增至1987年的5431Mm³,增加了39倍。根據(jù)1986~1987年統(tǒng)計,國外已
21、有16個國家進行了煤礦瓦斯抽放,世界上各主要采煤國家?guī)缀醵奸_展了瓦斯抽放工作,其中,年抽放量超過100Mm³的國家有10個。部分國家煤礦抽放瓦斯見表1-2</p><p> 從表1-2中可以看出:前蘇聯(lián)瓦斯抽放量最多,達2055Mm³/a,約占世界煤礦抽放總量的40%左右,其次是德國為675Mm³/a。</p><p> 表1-2 各國煤礦抽放瓦斯統(tǒng)計&
22、lt;/p><p> Tab1-2 National coal mine drainage gas statistics</p><p> 1.3我國瓦斯抽放發(fā)展與現(xiàn)狀</p><p> 從1952年我國首先在龍鳳礦開始進行瓦斯抽放研究,到2002年抽放總量達到1146Mm3。經過50多年的發(fā)展。我國煤礦瓦斯抽放技術,大致經歷了以下四個發(fā)展階段:</p&g
23、t;<p> 第一階段:高透氣性煤層瓦斯抽放階段:</p><p> 20世紀50年代初期,在撫順高透氣性特厚煤層中首次采用井下鉆孔預抽煤層瓦斯,獲得了成功,解決了撫順礦區(qū)向探部發(fā)展的安全關鍵問題,而且抽出的瓦斯還被作為燃料得到了應用。</p><p> 第二階段:鄰近層卻壓瓦斯抽放階段:</p><p> 20世紀50年代中期,在開采煤層群的
24、礦井中,采用井下穿層鉆孔抽放上鄰近層瓦斯的試驗在陽泉礦區(qū)獲得成功,解決了煤層群開采中首采工作面瓦斯涌出量大的問題。通過大量的抽瓦斯試驗,認識到利用煤層開采后形成的頂?shù)装宀蓜有秹鹤饔脤ξ撮_采的相鄰煤層(包括不可采煤層)進行邊采邊抽可以有效地抽出瓦斯,減少鄰近層卸壓瓦斯向開采層工作面的大量涌出。到了20世紀60年代,該方法已在不同煤層賦存條件下的上、下鄰近層中得到應用,都取得了較好的效果。</p><p> 第三階
25、段:低透氣性煤層強化抽瓦斯階段:</p><p> 由于在我國一些透氣性較差的高瓦斯煤層及突出危險煤層采用通常的布孔方式預抽瓦斯的效果不理想,難以解除煤層開采時的瓦斯威脅。為此,從20世紀60年代開始,試驗研究了多種強化抽放開采煤層瓦斯的方法,如對煤層進行高、中壓注水,水力壓裂,水力割縫,松動爆破,大直徑(擴孔)鉆孔,網(wǎng)格式密集布孔,預裂控制爆破,交叉布孔等。在這些方法中,多數(shù)方法在試驗區(qū)取得了提高瓦斯抽放量的
26、效果。</p><p> 第四階段:綜合抽瓦斯階段:</p><p> 從20世紀80年代開始隨著機采、綜采和綜放采煤技術的發(fā)展和應用,采區(qū)巷道布置方式有了新的改變,采掘推進速度加快、開采強度增大,使工作面絕對瓦斯涌出量大幅度增加,尤其是存在鄰近層的工作面,其瓦斯涌出量的增長幅度更大,采區(qū)瓦斯平衡構成也發(fā)生了很大變化。為了解決高產高效工作面多瓦斯涌出源、高瓦斯涌出量的問題,必須結合礦井
27、的地質條件,實施綜合抽放瓦斯。所謂綜合抽放瓦斯就是:把開采煤層瓦斯采前預抽、卸壓鄰近層瓦斯邊采邊抽及采空區(qū)瓦斯采后抽等多種方法在一個采區(qū)內綜合使用,在空間上及時間上為瓦斯抽放創(chuàng)造更多的有利條件,使瓦斯抽放量及抽放率達到最高。</p><p> 從下面兩個方面介紹我國煤礦瓦斯抽放現(xiàn)狀:</p><p> 1.3.1瓦斯抽放量</p><p> 我國最早記載煤礦排
28、放瓦斯是在宋應星所著《天工開物》(1637年)中。當時,記載了利用竹管引排瓦斯的方法。1938年撫順龍鳳礦進行了具有工業(yè)規(guī)模的機械抽放瓦斯試驗。1940年,該礦在地面建立了一座100m³的儲瓦斯罐,用瓦斯泵將采空區(qū)的瓦斯經管路抽到罐內,供當?shù)鼐用袷褂谩?951~1954年,該礦又先后試驗成功了利用煤層巷道和鉆孔預抽煤層瓦斯的方法。隨后,1957年,陽泉礦務局四礦又試驗成功了采用穿層鉆孔抽放上鄰近層卸壓瓦斯。自此,我國煤礦瓦斯抽
29、放工作有了迅速的發(fā)展,其發(fā)展速度和規(guī)??蓮某榉诺V井數(shù)及年抽放量種得到反映:20世紀50年代,我國主要有撫順、陽泉、天府和北票局的6個礦井進行抽放瓦斯,至50年代末瓦斯抽放量達60Mm³,到 60年代相繼在中梁山、焦作、淮南、包頭、松藻、峰峰等局礦開展了抽放瓦斯工作,抽放礦井數(shù)約20個,年抽放量約160Mm³,70年代,抽放礦井數(shù)則增至83個礦井,年抽放量達248Mm³,80年代,抽放礦井數(shù)達111個礦井,
30、年抽放量達380Mm3,到2000年我國共有141個礦井在抽放瓦斯,年抽放量達867Mm³以上,到2001年底,全國已有185個煤礦建立了井下</p><p> 表1-3 我國各抽放礦區(qū)的抽放礦井數(shù)和抽放瓦斯量</p><p> Tab1-3 Gas drainage mine and drainage volume in China</p><p&g
31、t; 注:其他包括平頂山(5個礦64.8萬m3/a)、沈陽(1個礦22.4萬m3/a)、窯街(1個礦20.3萬m3/a)、英崗嶺(1個礦13.49萬m3/a)、樂平(2個礦1萬m3/a)。</p><p> 撫順和陽泉兩礦區(qū)年抽出瓦斯量之和為203.88Mm3,占全國瓦斯抽出總量的40%左右,可見雖然我國抽放礦井較多,但抽出瓦斯量主要集中在幾個大型抽放礦井中,瓦斯抽出量分布是不均衡的。重慶松藻礦瓦斯抽出量僅次
32、于撫順和陽泉,抽出量為76.31Mm3。</p><p> 各礦井瓦斯抽放規(guī)模的大小,主要決定于煤層瓦斯含量、煤炭產量(井型)和抽放難易程度,因而各礦瓦斯抽出量的差異是很大的。從表中可以看出:年抽放量在10Mm3以上的有13個礦務局,其中撫順礦務局的瓦斯抽放量最大,達113Mm3,這13個礦務局的年瓦斯抽放量為448Mm3,占全國總抽出瓦斯量的83.6%左右。由此可見:我國大多數(shù)礦井的瓦斯抽放量較小,而且抽放效
33、果也不夠理想。</p><p> 另外,我國近10年抽放瓦斯發(fā)展較快,1992到2002年增長611.9Mm3,年均增長61.2Mm3(如表1-4)。</p><p> 表1-4 我國近20年瓦斯抽放量</p><p> Tab1-4 The gas drainage volume of recent 20 years in China</p>
34、<p> 1.3.2瓦斯抽放率</p><p> 表1-5 我國主要抽放礦區(qū)瓦斯抽放效果分類</p><p> Tab1-5 The gas drainage effect classify in our main drainage mine</p><p> 按照瓦斯抽放率大小,我國主要瓦斯抽放礦區(qū)可以劃分為以下三類:</p>
35、<p> ?、耦惖V區(qū):瓦斯抽放率>40%,抽放效果好;</p><p> ?、蝾惖V區(qū):瓦斯抽放率25%~40%,抽放效果一般;</p><p> Ⅲ類礦區(qū):瓦斯抽放率<25%,抽放效果差。</p><p> 由表1-5可以看出,我國主要瓦斯抽放礦區(qū)的總體瓦斯抽放效果不好。瓦斯抽放效果好的Ⅰ類礦區(qū)只有5個,僅占主要瓦斯抽放礦區(qū)數(shù)的23.8
36、0%,平均瓦斯抽放率為60.14%;瓦斯抽放效果一般的Ⅱ類礦區(qū)有4個,占主要瓦斯抽放礦區(qū)數(shù)的19.06%,平均瓦斯抽放率為29.96%;瓦斯抽放效果差的Ⅲ類礦區(qū)則多達12個,占主要瓦斯抽放礦區(qū)數(shù)的57.14%,平均瓦斯抽放量僅為13.93%。如果考慮所有瓦斯抽放礦井,瓦斯抽放率低于25%的礦井比例會更大。因此,進一步提高瓦斯抽放技術水平,提高瓦斯抽放率,是我國今后瓦斯抽放工作的主要目標。</p><p> 導致
37、我國瓦斯抽放率低的原因有兩個方面:一方面是客觀原因,我國95%以上的高瓦斯和突出礦井所開采的煤層屬于低透氣性煤層,煤層透氣性系數(shù)只有0.004~0.04m2/(MPa2d),瓦斯抽放(特別是預抽)難度非常大;另一方面是主觀原因,主要表現(xiàn)在抽放時間短、鉆孔工程量不足、封孔質量差、抽放系統(tǒng)不匹配和管理不到位。</p><p> 相比于國外主要產煤國家瓦斯抽放情況,可以看出,國外有些國家達到了較高的瓦斯抽放率。這說明
38、了其瓦斯抽放技術達到了較高的水平,抽放瓦斯不僅在煤礦中得到較普遍的應用,而且取得了較好的效果。</p><p> 總之,我國煤礦瓦斯抽放方面和國外相比,還存在著較大的差距,這種差距集中反映在:</p><p> ?。?)抽放瓦斯總量少;</p><p> ?。?)礦井瓦斯抽放效率低;</p><p> ?。?)噸煤瓦斯抽放量(相對瓦斯抽放量
39、)少,噸煤鉆孔量少;</p><p> (4)綜合抽放工作不足,裝備和管理水平有待加強和提高。</p><p> 我國是一個產煤大國,瓦斯儲量豐富,礦井瓦斯抽放已有50多年歷史,目前在科研和生產實踐中已經建立了一套適應各種不同地質條件和采掘布置的抽放瓦斯方法,并有成套的裝備可以應用。這對提高我國礦井瓦斯抽放總量和發(fā)展瓦斯抽放技術有很打的幫助。</p><p>&
40、lt;b> 1.4設計依據(jù)</b></p><p> ?。?)《礦井瓦斯抽采管理規(guī)范》(煤安字[1997]第189號);</p><p> ?。?)《礦井瓦斯抽采規(guī)范》(AQ1027—2006);</p><p> ?。?)安徽省煤炭工業(yè)管理局文件(皖煤安[2007]1號);</p><p> ?。?)《礦井抽采瓦斯工程設
41、計規(guī)范》(GB50471-2008);</p><p> (5)《防治煤與瓦斯突出規(guī)定》(2009);</p><p> ?。?)《煤礦安全規(guī)程》(2006);</p><p> (7)《煤礦瓦斯抽采基本指標》(AQ1026—2006);</p><p> (8)《淮南礦業(yè)集團有限公司謝橋礦礦井地質報告》(2003);</p>
42、;<p> ?。?)謝橋礦采掘工程平面圖(1:2000)(2008)。</p><p> (10)《煤礦瓦斯抽采達標暫行規(guī)定》(安監(jiān)總煤裝〔2011〕163號)</p><p><b> 2礦井概況</b></p><p><b> 2.1井田概況</b></p><p> 謝
43、橋煤礦位于安徽省穎上縣東北部,淮南煤田潘謝礦區(qū)西翼,距穎上縣城20km,屬淮河沖積平原,礦區(qū)內地勢平坦,地面標高+24~+25m,東接張集煤礦北區(qū),西接新集集團劉莊煤礦,如圖2-1所示,潘謝公路直達井口,淮阜鐵路從礦區(qū)南部通過,西有穎上~陳橋公路通過,向南與穎上~風臺公路相接,交通較為方便。</p><p> Fig2-1 Traffic locations</p><p> 圖2-
44、1 交通位置圖</p><p> 謝橋礦井系由合肥煤炭設計院設計的年產1.2Mt/a大型現(xiàn)代化礦井,設計服務年限50a。謝橋煤礦位于不對稱的謝橋隱伏向斜北翼西段,井田邊界東以F209斷層與張集礦井毗鄰(其中F22斷層以東至F209斷層-720m標高線以北塊段劃歸張北礦),南以謝橋向斜軸或17-1煤層-1000m底板等高線的地面投影為深部邊界,西至F5斷層與劉莊礦銜接,北至1煤層露頭線。東西走向長淺部為8.5k
45、m,深部為11.5km,傾斜寬4.3km,面積約38.2km2。目前主要采6煤層。6煤層屬于易自燃~容易自燃煤層,有煤塵爆炸危險,且6煤層的煤塵爆炸性強。目前開采煤層為6煤層,屬于Ⅱ類自燃煤層,自然發(fā)火期3~6個月;煤塵爆炸性指數(shù)24.38%~36.41%。</p><p><b> 2.2井田地質特征</b></p><p><b> 2.2.1地質構
46、造</b></p><p> 謝橋井田位于淮南復向斜中部,陳橋背斜的南翼、謝橋向斜的北翼??傮w上呈一走向近東西、向南傾斜的單斜構造。地層傾角一般10°~15°,雖局部地段發(fā)育有小的褶曲,造成地層起伏,但波幅較小,地層產狀總體上變化不大,單斜構造特征明顯。井田內斷層較少,一般規(guī)模不大,對煤層的影響、破壞作用較弱,規(guī)模較大的主要為井田邊界斷層或發(fā)育在井田深部;且以北東、北北東向斜切正
47、斷層為主,偶見其它走向斷層,逆斷層發(fā)育較少。</p><p> 井田南部邊界F202、F206斷層為兩條逆沖推覆斷層,屬阜風推覆構造前緣疊瓦扇的一部分,兩斷層間夾塊一般厚100~200m,有時合二為一,夾塊內構造復雜,由其造成井田深部局部地段含煤地層疊置;發(fā)育于井田深部的謝橋向斜的樞紐向東部仰起,向西傾斜,使得井田東段深部近向斜軸部的煤層走向由近東西轉向南東。</p><p><b
48、> 斷層的發(fā)育特征</b></p><p> 按其落差大小劃分: ≤ 10m的21條</p><p> ?。?0~25m的10條</p><p> ?。?5~50m的3條</p><p><b> ?。?00m的4條</b></p><p> 因此,綜合分析區(qū)內斷層有以下特
49、征:</p><p> ?。?)正斷層較多,逆斷層較少。</p><p> (2)小斷層較多,規(guī)模較大斷層較少且多為邊界斷層。</p><p> ?。?)以走向北東、北北東向的斷層為主。</p><p> 2.2.2含煤地層及煤層</p><p> 本區(qū)含煤地層為石炭系上統(tǒng)太原組,二迭系山西組、上、下石盒子組,其
50、中,6煤層屬于二迭系下石盒子組。</p><p> 井田煤層走向100°~110°,傾向南,傾角一般8°~15°,產狀穩(wěn)定。全區(qū)在走向上呈舒緩波狀,無明顯的次級褶皺構造。</p><p> 6煤層:為區(qū)段較穩(wěn)定的大部可采煤層,厚度0~4.75m,平均2.18m。變異系數(shù)62%,可采系數(shù)79%。七西線以西煤層發(fā)育良好,厚度大而穩(wěn)定,兩極值為0.47
51、~4.75m,平均2.60m,變異系數(shù)41%,為較穩(wěn)定區(qū)段;以東多不可采或尖滅,厚度0~3.12m,平均0.48m,變異系數(shù)163%,為不穩(wěn)定區(qū)段。煤層結構較簡單,一般含夾矸1~2層,局部多達3~4層,巖性為炭質泥巖及泥巖。頂板以泥巖及砂質泥巖為主,局部為粉砂巖,底板為砂質泥巖及泥巖。補勘階段施工的補Ⅶ7孔不可采,增加了一小塊不可采區(qū)。</p><p> 2.2.3煤的物理性質</p><p
52、> 6煤層以半亮型煤為主,局部屬半亮~半暗型煤,褐色~黑色,油酯~弱玻璃光澤,條帶狀結構,夾鏡煤條帶及少量絲炭,條痕棕黑色,參差狀斷口,內生裂隙較發(fā)育。裂隙面常附有黃鐵礦薄膜,性脆,易碎成塊狀和粉粒狀,硬度小。</p><p><b> 2.2.4煤層煤質</b></p><p> 依據(jù)《中國煤炭分類國家標準》(GB5751-86),6煤層煤質穩(wěn)定,煤種單
53、一,屬低~特低硫,低~特低磷,中~富灰,高揮發(fā)份,高發(fā)熱量,高熔煤灰,富焦油的氣煤(QM和1/3JM),適于動力用煤和煉焦配煤。</p><p> 表2-1 煤層儲量統(tǒng)計表(萬噸)</p><p> Tab2-1 Coal reserves the statistics (ten thousand tons)</p><p> 2.2.5煤層瓦斯、自然及爆
54、炸傾向性</p><p> 6煤層是突出煤層。根據(jù)《謝橋煤礦補充勘探地質報告》瓦斯資料,6煤層瓦斯含量為0.92~8.1 m3/t。</p><p> 2006年10月安徽興安礦用安全產品檢驗站對謝橋礦開采煤層進行煤的自燃傾向性和煤塵爆炸性取樣鑒定,鑒定結果如下:</p><p> 6煤層屬于Ⅱ類自燃煤層,自燃發(fā)火期3~6個月,煤層爆炸性指數(shù)為24.38%。&
55、lt;/p><p> 謝橋礦井6煤層均屬于Ⅱ類自燃煤層,要采取防止自燃發(fā)火措施。6煤層煤塵均有爆炸性,要做好防塵抑爆工作。</p><p> 2.2.6井田水文地質</p><p><b> 地表水</b></p><p> 濟河自西向東橫貫礦井中部,系人工河流,上接潁河永安閘,向東匯入西淝河,屬排泄洪水和澆灌農田的
56、季節(jié)性河流。在永安閘與謝橋閘之間水位標高保持在+23.50m,蓄水約400~500萬m3,歷史上最高洪水位為1954年7月,實測標高+24.422~+24.743m。濟河屬本礦井地表最大水體,對礦坑開采無充水影響。</p><p><b> 含隔水層</b></p><p> 主要含水層由巖溶裂隙含水層、裂隙含水層、孔隙含水層三部分組成。各類含水層對礦床開采的影響
57、程度,又可分為直接充水含水層和間接充水含水層,各含水層之間均有有效隔水層和相對隔水層間隔,其特征如下:</p><p> ?。?)新生界松散層含、隔水層(組)</p><p> 松散層厚度194.10~485.64m,平均厚度363.26m;總體呈南薄北厚的趨勢。南部古地形起伏明顯,根據(jù)沉積規(guī)律和區(qū)域對比,以及《謝橋井田煤系上復第三系“紅層”隔水性評價補勘驗證報告》重新對以往的劃分作了適
58、當調整,可大致分為上部含水層(組)、上部隔水層(組)、中部含水層(組)、中部隔水層(組)及底部“紅層”等五部分。</p><p> ?。?)基巖含、隔水層</p><p> 基巖含(隔)水層可大致分為二迭系砂巖裂隙含水層(段)、1煤底板隔水層段、太原組石灰?guī)r巖溶裂隙含水層(段)、本溪組隔水層段、奧陶系石灰?guī)r巖溶裂隙含水層(段)。</p><p><b>
59、 斷層及其富水性</b></p><p> 區(qū)內共有斷層38條,據(jù)鉆孔穿過斷點統(tǒng)計,破碎帶寬度在1.60~16.00m,一般為泥質充填,鉆孔未發(fā)現(xiàn)漏水現(xiàn)象,據(jù)水209孔對F209斷層抽水試驗,結果無水。表明以泥質巖類為主組成的斷層破碎帶起阻水作用,但是在地下水力均衡失去平衡時,因其抗壓強度比正常巖層小,將成為高水頭含水層潰入礦坑之途徑。如系堅硬巖層構成的破碎帶可能含水,尤其切割1煤及太原組灰?guī)r的斷
60、層帶,有隨時導致底鼓水的危害。</p><p> 各含水層之間的水力聯(lián)系</p><p> ?。?)新生界松散層含水層之間的水力聯(lián)系</p><p> 上部含水層組以大氣降水與地表水補給為主,并受古河道側向補給,地下水垂直循環(huán)與水平運動兼顧,水位隨季節(jié)變化。</p><p> 中部含水層組與上部含水層組之間為粘土類隔水層間隔,二者之間除
61、局部地段存在越流補給因素外,一般無直接水力聯(lián)系。本組地下水以緩慢的水平運動為主,儲存量受區(qū)域調節(jié),沿25煤露頭附近及其以南地區(qū),古地形隆起與基巖接觸,存在互補關系。</p><p> 底部“紅層”由砂巖和粘土相間組成,據(jù)水3、IX-X紅層1、補Ⅵ紅層1、補Ⅴ紅層3,Ⅷ東紅層1、D8紅層1基本無水,又經水5、水6孔流量測井結果證明無水。因此,“紅層”可作相對隔水層考慮。</p><p>
62、?。?)二迭系煤層之間砂巖裂隙含水層,因有泥質巖類隔水層間隔,相互之間在正常情況下,無水力聯(lián)系。但在斷層切割處而層間水力均衡又遭破壞時,則可能導致水力聯(lián)系并有突水危險。</p><p> 煤系砂巖裂隙含水層與松散層孔隙含水層組之間,有厚層粘土層覆蓋煤系,相互間無水力聯(lián)系,但在古地形隆起砂層直接覆蓋區(qū)內,按水文地質條件分析,二者之間水力聯(lián)系應當密切,但據(jù)抽水試驗資料分析,其聯(lián)系并不是太密切,如在松散層“中含”覆蓋
63、區(qū)的,八—九3孔,對25煤頂板砂巖漏水段抽水結果,流量和水位均呈單一方向衰減,為補給水源不充足所致。由此可以說明基巖風化殼在漫長的沉降運動中,經過水的溶融和后來沉積物的充填泥化后,形成了隔水層,其厚度一般為1~3m,即所謂的強風化帶。在自然條件下,限制了松散層砂層水對基巖含水層的補給作用。</p><p> ?。?)太原組灰?guī)r含水層距1煤底板平均間距16.44m,正常狀態(tài)下無水力聯(lián)系,但第一水平(-610)灰?guī)r水
64、頭壓力約6.23Mpa,超過6煤底板巖層的抗壓強度。因此,在開采6煤層時太原組灰?guī)r巖溶裂隙水,是6煤底板直接充水含水層,尤其是煤層與灰?guī)r對口的斷層破碎帶,就成為灰?guī)r水進入的直接通道。</p><p><b> 礦井水文地質類型</b></p><p> 綜上所述,煤系砂巖裂隙含水層富水性弱,且以儲存量為主,在6煤層露頭范圍之內,為隔水層覆蓋,與松散層孔隙含水層無直
65、接水力聯(lián)系。此外,基巖強風化帶可視為阻水層。</p><p> 2.3礦井開拓、開采概況</p><p> 謝橋礦井采用立井集中運輸大巷,分區(qū)石門和上下山開拓,工業(yè)場地內設主井、副井、矸石井三個井筒;東、西翼在6煤露頭附近設東風井6和西風井;主井,副井和矸石井進風,東、西風井回風。</p><p> 全井田共劃分一個水平,上下山開采?;仫L水平標高為東翼-440
66、m~-450m,西翼-427.5 m。井底車場位于主要開采煤層頂板,為一臥式車場,采用環(huán)形運輸調車方式,東、西兩翼主要運輸大巷(皮帶大巷和軌道大巷)均布置在6煤層底板巖層中,以分區(qū)石門貫穿6煤層。采區(qū)上山一般布置3條,即回風上山、軌道上山和皮帶上山。在采區(qū)投入生產前,采區(qū)生產系統(tǒng)均一次掘進到位。主要大巷的斷面為17~20m2,采區(qū)巷道為13~15m2。</p><p> 本設計主要針對謝橋礦東翼部分,礦井東翼劃
67、分為兩個采區(qū),即東一采區(qū)和東二采區(qū)。每個采區(qū)設有一個回采工作面和兩個掘進工作面。</p><p> 2.4礦井通風系統(tǒng)概況</p><p> 礦井通風方式為兩翼對角式。工業(yè)廣場主井、副井和矸石井三個井筒全部進風(主井輔助進風),東、西兩翼設風井回風。</p><p> 東風井安設兩臺英國產ANN-3120/1600B型軸流式抽風機,電機功率2400 kW,當前
68、排風量14935m3/min,壓力為2900Pa,等積孔為5.50m2。西翼風井,安設兩臺英國產ANN-3120/1600B型軸流式抽風機,電機功率2400 kW,當前排風量17655m3/min,壓力2900Pa,等積孔為6.50 m2。</p><p> 礦井每個采區(qū)布置有專門的回風上山,采區(qū)的進、回風巷貫穿整個采區(qū),采掘工作面和采區(qū)機電硐室全部實現(xiàn)獨立通風。本次設計的東翼兩個采區(qū)的污風分別由東一回風上山,
69、東二回風上山再由東一回風大巷和東二回風大巷,最終經東回風井排到井外。</p><p><b> 3礦井瓦斯賦存情況</b></p><p> 3.1煤層瓦斯基本參數(shù)</p><p> 3.1.1瓦斯風化帶深度</p><p> 依據(jù)謝橋煤礦地勘報告,在圖3-1中可以看出:CO2帶、CO2-N2帶N2-CH4帶界限
70、不明顯。根據(jù)N2成分﹥30%,CH4成分﹤50%,并結合CH4 含量劃分兩大帶,在距基巖頂界面110m之內(煤層板等高線-450m以上)為瓦斯風化帶。</p><p> Fig3-1 Coal seam gas component zoning map</p><p> 圖3-1 煤層瓦斯成分分帶圖</p><p> 3.1.2煤層瓦斯壓力</p&
71、gt;<p> 根據(jù)井下實測煤層瓦斯壓力,剔除不可靠數(shù)據(jù)后,回歸了煤層相對瓦斯壓力與煤層底板標高的關系,如圖3-2所示,相對瓦斯壓力隨標高的加深而增大,每百米相對瓦斯壓力增加梯度為0.23MPa,煤層相對瓦斯壓力為0.74MPa處對應的標高為-764m。15個煤層瓦斯壓力測點標高在-570m~-940m范圍內。如表3-1所示。</p><p> Fig3-2 6 coal seam gas p
72、ressure measurement results and coal floor elevation regression relation graph</p><p> 圖3-2 6煤層瓦斯壓力測定結果與煤層底板標高回歸關系圖</p><p> 表3-1 6煤層瓦斯壓力測定結果</p><p> Tab3-1 6 coal seam gas pre
73、ssure measurement results</p><p> 3.1.3煤對瓦斯吸附常數(shù)、工業(yè)分析及孔隙率</p><p> 在12426上順槽距皮帶外口600m、13216上順槽距切眼1100m和東二-720m,6煤回風下山左幫配套測定了煤對瓦斯吸附常數(shù)、工業(yè)分析和孔隙率等參數(shù),測定結果如表3-2所示,由6煤層的3組煤樣測定結果可看出,煤對瓦斯吸附常數(shù)和工業(yè)分析變化較大。&l
74、t;/p><p> 表3-2 煤對瓦斯吸附常數(shù)、工業(yè)分析及孔隙率測定結果表</p><p> Tab3-2 Coal gas adsorption constants of industry analysis, and porosity determination result table</p><p> 對于瓦斯抽放來說,煤層瓦斯基本參數(shù)包括:瓦斯風化帶深
75、度、煤層瓦斯壓力、煤層瓦斯含量、煤的殘存瓦斯含量、煤的孔隙率、瓦斯含量分布梯度、煤層透氣性系數(shù)、抽放鉆孔影響半徑、百米鉆孔瓦斯流量及其衰減系數(shù)等。詳見表3-3。</p><p> 表3-3 煤層瓦斯基本參數(shù)值表</p><p> Tab3-3 seam gas basic parameter values table</p><p><b> 3
76、.2煤層瓦斯含量</b></p><p> 按照GB/T 23250-2009《煤層瓦斯含量井下直接測定方法》的要求,在東二-610~1000m 6煤回風下山距開口123米處迎頭、11426下順槽4號鉆場、21116上順槽10號鉆場、21116運順提料聯(lián)絡巷、東二-720m 6煤回風下山左幫、-908m東翼回風大巷5號鉆場5#測壓孔和二副井井底車場空車繞道直頭2#測壓孔處測定了7個原煤瓦斯含量,如表
77、3-4所示,標高范圍在-630~-940m,值域為4.60~7.69m3/t,瓦斯成分基本都在80%以上,反映了標高-630m以深位于甲烷帶。</p><p> 表3-4 6煤層瓦斯含量結果表</p><p> Tab3-4 Results of 6 # coal gas assay</p><p> 由所測結果來看:瓦斯含量在4.60~7.69m3/t之
78、間,平均為6.46m3/t。從現(xiàn)場測試的瓦斯含量數(shù)據(jù)可以看出,謝橋礦瓦斯賦存由淺到深有逐漸增大的趨勢。</p><p> 3.3煤層透氣性系數(shù)</p><p> 煤是一種多孔隙的介質,在一定的壓力梯度下,氣體或液體可以在煤體內流動。煤的滲透率與流過的流體性質無關,只與煤結構的滲透性能有關。瓦斯在煤中的流動狀態(tài)取決于孔隙結構,直徑在0.1~1μm的中孔構成了瓦斯緩慢流動的層流滲透區(qū);直徑
79、在1~100μm的大孔隙構成了速度較快的層流滲透區(qū);直徑0.01cm以至更大的肉眼可見的孔隙和裂隙構成層流及紊流的混合滲透區(qū);這部分孔隙構成了滲透容積,它們在煤中的總孔隙比重愈大,其滲透性愈好。</p><p> 煤層的透氣性,是指瓦斯沿煤體流動的難易程度。在實際條件下,由于煤對沼氣有吸附能力,沼氣在煤中的流動與粘性流動有一定的差別,在透氣性計算中要引入吸附瓦斯的影響,視為不穩(wěn)定徑向流動。本次測定采用中國礦院法
80、直接測定煤層透氣性系數(shù),其計算基礎為徑向不穩(wěn)定流動。在煤層的瓦斯壓力測定完畢后,卸掉壓力表,測定鉆孔瓦斯自然涌出量,測定結果見表3-5。根據(jù) 煤層徑向流動理論結合瓦斯的原始瓦斯壓力、煤層瓦斯含量計算其透氣性系數(shù)。計算式如下:</p><p><b> ?。?-1)</b></p><p><b> ?。?-2)</b></p>&l
81、t;p><b> ?。?-3)</b></p><p><b> (3-4)</b></p><p><b> 式中:</b></p><p> ——煤層原始絕對瓦斯壓力,即表壓加0.1MPa,取0.84MPa;</p><p> ——鉆孔中瓦斯壓力,一般為0.1
82、,MPa;</p><p> ——在排放時間為t時,鉆孔壁單位面積的瓦斯流量,m3/m2·d;</p><p> ?。?-5) </p><p> ——在時間為時的鉆孔總流量,為13.075m3/d;</p><p> ——鉆孔半徑,為0.0375m;</p><p> ——鉆孔
83、見煤長度,為4m;</p><p> ——從開始排放瓦斯到測量瓦斯流量的時間間隔,d;</p><p> ——瓦斯含量系數(shù),,5.06,m3/m2·MPa1/2;</p><p> ——煤層瓦斯含量,4.64m3/m3;</p><p> ——透氣性系數(shù),m2/MPa2·d。</p><p>
84、; 計算過程為,先計算A、B,然后選擇F值,根據(jù)相應的公式計算λ,最后根據(jù)λ、B計算F,若F值在原選定范圍內,則λ為其計算的透氣性系數(shù),若F不符合,則重新選用計算,直至符合為止。</p><p> q=13.075/(2×3.14×0.0375×4)</p><p> q=13.88;A=0.748;B=1731.11;λ=3.624。</p>
85、;<p> 根據(jù)表3-1、3-2、3-3測定結果和上述公式及計算原則,煤層透氣性系數(shù)計算結果:6煤層透氣性系數(shù)為3.624(m2/Mpa2?d)。</p><p> 表3-5 6煤層透氣性系數(shù)測定鉆孔流量表</p><p> Tab3-5 6 coal seam gas permeability coefficient determination drilling
86、flow</p><p> 3.4百米鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)</p><p> 鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)的測定與計算方法。</p><p> 在不受采動影響條件下,煤層內鉆孔的瓦斯流量隨時間呈衰減變化的特性系數(shù)稱鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)。它可以作為評價煤層預抽瓦斯難易程度的一個指標,其計算公式如下:</p><p><b> (3-6
87、)</b></p><p><b> (3-7) </b></p><p> 式中——百米鉆孔經日排放時的瓦斯流量,m3/(min?100m);</p><p> ——百米鉆孔成孔初始時的瓦斯流量,m3/(min?100m);</p><p> ——鉆孔涌出瓦斯經歷時間,d;</p>&
88、lt;p> β——鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù),d-1;</p><p> 選擇具有代表性的地區(qū),打完鉆孔即測定,經過日再測定代入公式即得β值。</p><p> 把以上數(shù)據(jù)代入如上所述公式計算分別得出β:其值為0.025(d-1)。</p><p> 開采層抽放瓦斯的可能性,是指煤層在天然透氣性條件下進行預抽的可能性。衡量其可抽性的指標,一個為煤層的透氣性系
89、數(shù)(λ)、一個為鉆孔瓦斯流量衰減系數(shù)(β)、另一個為百米鉆孔瓦斯極限抽放量(Qj),據(jù)此指標將煤層預抽瓦斯的難易程度進行分類,如表3-6所示。</p><p> 表3-6 煤層抽放瓦斯難易程度分類表</p><p> Tab3-6 Coal seam gas drainage to the classification of degree of difficulty</p&g
90、t;<p><b> 測定表明:</b></p><p> 6煤層透氣性系數(shù)為3.624(m2/Mpa2?d),鉆孔百米流量衰減系數(shù)為0.025(d-1),綜合評價6煤層屬于可以抽放煤層。</p><p><b> 3.5礦井瓦斯儲量</b></p><p> 根據(jù)《MT5018-96礦井瓦斯抽放工程
91、設計規(guī)范》第3.0.1條規(guī)定,礦井瓦斯儲量應為礦井可采煤層的瓦斯儲量、受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層及圍巖瓦斯儲量之和??砂聪率接嬎悖?lt;/p><p><b> (3-8)</b></p><p> 式中 —礦井瓦斯儲量,Mm3;</p><p> W1——可采煤層的瓦斯儲量,Mm3;</p><p>
92、;<b> ?。?-9)</b></p><p> Ali—礦井可采煤層i的地質儲量,Mt</p><p> X1i—礦井可采煤層i的瓦斯含量,m3/t;</p><p> —受采動影響后能夠向開采空間排放的各不可采煤層的瓦斯儲量,Mm3;</p><p><b> ?。?-10)</b>&l
93、t;/p><p> A2i—受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的地質儲量,Mt;</p><p> X2i—受采動影響后能夠向開采空間排放的不可采煤層的瓦斯含量,m3/t;</p><p> W3—受采動影響后能夠向開采空間排放的圍巖瓦斯儲量,Mm3,實測或按下式計算:</p><p><b> (3-11)</b
94、></p><p> K—圍巖瓦斯儲量系數(shù),一般取K=0.05~0.20。</p><p> 謝橋煤礦6煤層平均厚度為2.18m,礦井總地質儲量為8889.20萬噸,煤層平均瓦斯含量為6.46m3/t,則:</p><p> W1=8889.20×6.46=574.24Mm3</p><p><b> W2=
95、0Mm3</b></p><p><b> 。</b></p><p> 3.6礦井可抽瓦斯量及可抽期</p><p> 3.6.1瓦斯抽放率</p><p> 根據(jù)《MT5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規(guī)范》第3.0.3條規(guī)定:設計瓦斯抽放率,可根據(jù)煤層瓦斯抽放難易程度、瓦斯涌出情況、采用的抽放瓦
96、斯方法等因素綜合確定;也可參照鄰近生產礦井或條件類似礦井的數(shù)值選取。抽放率指標應符合現(xiàn)行的《礦井瓦斯抽放管理規(guī)范》的有關規(guī)定。</p><p> 根據(jù)《AQ1027-2006煤礦瓦斯抽放規(guī)范》第8.6.3條規(guī)定:</p><p><b> 瓦斯抽出率:</b></p><p> ——預抽煤層瓦斯的礦井:礦井抽出率應不小于20%,回采工作面
97、抽出率應不小于25%;</p><p> ——鄰近層卸壓瓦斯抽放的礦井:礦井抽出率應不小于35%,回采工作面抽出率應不小于45%;</p><p> ——采用綜合抽放方法的礦井:礦井抽出率應不小于30%;</p><p> ——煤與瓦斯突出礦井:預抽煤層瓦斯后,突出煤層的瓦斯含量應小于該煤層始突深度的原始煤層瓦斯含量或將煤層瓦斯壓力降到0.74MPa以下。&l
98、t;/p><p> 礦井瓦斯抽采率應滿足表3-7規(guī)定。</p><p> 表3-7 礦井瓦斯抽采率應達到的指標</p><p> Tab3-7 Mine gas drainage rate should reach indicators</p><p> 由于謝橋煤礦6煤層的絕對瓦斯涌出量為33.31m3/min,所以對應以上規(guī)定綜合
99、考慮謝橋礦6煤層的瓦斯抽放率應取35%。</p><p> 3.6.2礦井可抽瓦斯量</p><p> 礦井可抽瓦斯量是指礦井瓦斯儲量中在當前技術水平下能被抽出來的最大瓦斯量。其概算法是:</p><p> 可抽瓦斯量=瓦斯儲量×抽放率=660.38×35%=231.13Mm3。</p><p> 由于本設計只針對
100、礦井的東翼,礦井東翼部分的地質儲量占全礦井的65%,所以本設計礦井東翼的可抽瓦斯量為:。</p><p><b> 3.6.3可抽期</b></p><p> 根據(jù)《MT5018-96礦井瓦斯抽放工程設計規(guī)范》第3.0.4條及《AQ1027-2006煤礦瓦斯抽放規(guī)范》第5.3.5都規(guī)定:礦井或水平的抽放年限應與其抽放瓦斯區(qū)域的開采年限相適應。謝橋礦6煤層東翼部分的
101、設計服務年限是30年,所以該礦東翼的可抽期也定為30年。</p><p> 由礦井東翼的總可抽瓦斯量,和礦井東翼的可抽期,可得出礦井的年抽放量為:。</p><p> 4瓦斯抽放的必要性和可行性論證</p><p> 4.1瓦斯抽放的必要性</p><p><b> 4.1.1規(guī)定</b></p>
102、<p> 瓦斯抽放旨在保障礦井安全生產,同時也是解決瓦斯問題的基本手段。眾所周知,加強通風是處理瓦斯的最有效方法,而當瓦斯涌出量大于通風所能解決的瓦斯涌出量時就應當采取抽放瓦斯措施,對于局部區(qū)域的瓦斯超限(如上隅角等),采用通風方法可能無法解決瓦斯問題或采用通風方法不合理時,也必須采取瓦斯抽放措施。</p><p> 根據(jù)《煤礦安全規(guī)程》第145條及《AQ1027-2006煤礦瓦斯抽放規(guī)范》第4.1
103、.1~4.1.3條規(guī)定:</p><p> 有下列情況之一的礦井,必須建立地面永久抽放瓦斯系統(tǒng)或井下臨時抽放瓦斯系統(tǒng):</p><p> (1)1個采煤工作面的瓦斯涌出量大于5m3/min或1個掘進工作面瓦斯涌出量大于3m3/min,用通風方法解決瓦斯問題不合理的。</p><p> ?。?)礦井絕對瓦斯涌出量達到以下條件的:</p><p&
104、gt; ?、俅笥诨虻扔?0m3/min;</p><p> ?、谀戤a量1.0~1.5Mt的礦井,大于30m3/min;</p><p> ?、勰戤a量0.6~1.0Mt的礦井,大于25m3/min;</p><p> ?、苣戤a量0.4~0.6Mt的礦井,大于20m3/min;</p><p> ?、菽戤a量小于或等于0.4Mt的礦井,大于15m3
105、/min。</p><p> ?。?)開采有煤與瓦斯突出危險煤層的。</p><p> 4.1.2礦井瓦斯涌出量預測</p><p> 瓦斯涌出量預測是根據(jù)某些已知數(shù)據(jù),按照一定的科學計算方法預先測算出未來生產區(qū)域巷道的瓦斯涌出量的數(shù)值。瓦斯涌出量是礦井、水平和采區(qū)設計的依據(jù),也是礦井、采區(qū)以及采掘工作面風量計算的重要基礎數(shù)據(jù)。因此,準確預測瓦斯涌出量對礦井的瓦
106、斯治理工作和通風風量管理具有十分重要的意義。瓦斯涌出量包括絕對涌出量和相對涌出量。目前,預測相對瓦斯涌出量的方法有兩大類:(1)瓦斯含量法;(2)礦山統(tǒng)計法。前者多用于新建礦井,后者多用于生產礦井。</p><p> 本次設計采用分源預測法對礦井瓦斯涌出量進行預測,該方法的實質是根據(jù)煤層瓦斯含量,按礦井瓦斯主要涌出源——回采(包括開采層、圍巖和臨近層)、掘進及采空區(qū)瓦斯涌出規(guī)律對礦井各個回采面、掘進工作面的瓦斯
107、涌出量進行計算,從而達到預測各個采區(qū)乃至全礦井瓦斯涌出量之目的。</p><p> 4.1.3.1回采工作面預測公式</p><p> 回采工作面瓦斯涌出來源主要包括開采層和鄰近層?;夭晒ぷ髅嫱咚褂砍隽款A測用相對瓦斯涌出量表示,以24h為一個預測圓班,由開采層(包括圍巖)、鄰近層瓦斯涌出量兩部分組成,其計算公式為:</p><p> q采=q1+q2
108、 (4-1)</p><p><b> 式中</b></p><p> ——回采工作面相對瓦斯涌出量,m3/t;</p><p> ——開采層相對瓦斯涌出量,m3/t;</p><p> ——鄰近層相對瓦斯涌出量,m3/t;</p><p> 表4-1
109、 巷道預排瓦斯帶寬度值</p><p> Tab4-1 Width of the roadway pre-discharge gas value</p><p> ?。?)開采層瓦斯涌出量</p><p> 薄及中厚煤層不分層開采時,開采層瓦斯涌出量可由下式計算:</p><p><b> 式中:</b><
110、;/p><p><b> ?。?-2)</b></p><p><b> ?。?-3)</b></p><p> ——開采層(包括圍巖)相對瓦斯涌出量,m3/t;</p><p> K1——圍巖瓦斯涌出系數(shù);K1值選取范圍為1.1~1.3;全部陷落法管理頂板,碳質組分較多的圍巖,K1取1.3;局部充
111、填法管理頂板K1取1.2;全部充填法管理頂板K1取1.1;砂質泥巖等致密性圍巖K1取值可偏??;取值1.2。此礦取值為1.1。本設計中取1.3。</p><p> K2——工作面丟煤瓦斯涌出系數(shù),用回采率的倒數(shù)來計算;回采率取值90%,即k2的值為1.1。</p><p> K3——采區(qū)內準備巷道預排瓦斯對開采層瓦斯涌出影響系數(shù),采用長壁后退式回采時,K3按下式計算:</p>
112、<p><b> (4-4)</b></p><p> L——工作面長度,m,取值150m;</p><p> h——掘進巷道預排等值寬度,m;如無實測值可按表4-1選取,取值11.5;</p><p> m0——開采層厚度,m,取值2.2m;</p><p> M——工作面采高,m;取值2.2m
113、;</p><p> W0——煤層原始瓦斯含量,m3/t,取值6.46 m3/t;</p><p> WC——運出礦井后煤的殘存瓦斯含量,2.0m3/t。</p><p> 代入數(shù)據(jù)可得=5.42m3/t。</p><p> ?。?)鄰近層瓦斯涌出量</p><p> 在本設計中鄰近層瓦斯涌出量為零,即 =0
114、m3/t。</p><p> 則回采工作面相對瓦斯涌出量為5.42 m3/t。</p><p> 4.1.3.2掘進工作面預測公式</p><p> 掘進工作面瓦斯涌出來源主要有兩類:掘進巷道煤壁瓦斯涌出量和掘進巷道落煤瓦斯涌出量。掘進工作面瓦斯涌出量預測用絕對瓦斯涌出量表示,用下式計算:</p><p><b> ?。?-5
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