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河南理工大学本科毕业设计谢桥煤矿瓦斯抽放方法及抽放系统设计摘要:安徽淮南矿业集团谢桥矿6煤层为突出煤层,同时存在瓦斯涌出量大、瓦斯超限严重等问题,通过收集瓦斯含量、透气性系数、百米钻孔瓦斯流量等参数,计算了煤层瓦斯储量、抽放率等瓦斯抽放基础参数。采用分源预测法,预测了该矿井的瓦斯涌出量,分析论证了谢桥煤矿6煤层回采工作面瓦斯抽放的必要性与可行性。根据矿井瓦斯涌出来源及构成分析,并参照国家相关规定,确定了回采工作面采用本煤层预抽和高位钻孔的方法,掘进工作面采用边掘边抽的抽采方法;采空区埋管抽放的方法;结合谢桥煤矿开采开拓方式,选择了最大阻力管路,绘制了抽放瓦斯系统图,计算了抽放系统管网抽放量、管网阻力,确定了与抽放能力相匹配的瓦斯抽放泵型号,配套电机及相关装置。关键词:突出煤层;瓦斯抽放;分源预测法;管路阻力计算;设备选型。The design of gas drainage methods and system of Xieqiao mineAbstract:In this paper, the rule of the town of Yingshang County Xieqiao coal mining the second one extended the existing coal gas emission volume, 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 feasibility. According to mine gas emission sources and composition analysis, mining working face layer of parallel holes with pre-drainage, shallow hole mining face extraction, partition type with driving face extraction, advanced extraction and gob buried on the corner Combined drainage tube drainage method; Anlin coal face with the layout, through the drainage volume drainage pipe network, pipeline network resistance calculation, optimization of the drainage pipe network layout, and drainage capabilities identified Model matching and matching gas drainage pump motor.Keywords:mine gas; gas drainage; scheme design; gas emission quantity; equipment selection.目录1绪论11.1选题目的及意义11.2国外瓦斯抽放发展与现状11.3我国瓦斯抽放发展与现状31.4设计依据72矿井概况82.1井田概况82.2井田地质特征92.3矿井开拓、开采概况122.4矿井通风系统概况123矿井瓦斯赋存情况133.1煤层瓦斯基本参数133.2煤层瓦斯含量163.3煤层透气性系数173.4百米钻孔瓦斯流量衰减系数183.5矿井瓦斯储量193.6矿井可抽瓦斯量及可抽期204瓦斯抽放的必要性和可行性论证224.1瓦斯抽放的必要性224.2抽采系统选择264.3瓦斯抽放的可行性275抽放方法285.1规定285.2矿井瓦斯来源分析285.3瓦斯抽采量预计295.4抽放方法选择315.5封孔工艺356瓦斯抽放管路系统及设备选型396.1抽放管路选型及阻力计算396.2瓦斯抽放泵选型426.3辅助设备457经济概算487.1编制依据487.2费用概算范围488安全技术措施498.1抽放系统及井下移动抽放瓦斯泵站安全措施498.2地面抽放瓦斯站安全措施509结论52致谢53参考文献54附图156附图257附图358附图459611绪论煤层瓦斯抽放一般是指利用瓦斯泵或其他抽放设备,抽取煤层中高浓度的瓦斯,并通过与巷道隔离的管网,把抽出的高浓 度的瓦斯排至地面或矿井总回风巷中。目前认为,煤矿瓦斯抽放不仅是降低矿井瓦斯涌出量,防止瓦斯爆炸和煤与瓦斯突出灾害的重要措施,而且抽出的瓦斯还可以变害为利,作为煤炭的伴生资源加以开发利用。1.1选题目的及意义今年三月份,在指导老师的安排下我来到了谢桥煤矿实习了一个月,谢桥煤矿经煤与瓦斯突出鉴定,确定为煤与瓦斯突出矿井。本次设计是根据在谢桥煤矿实习中收集到的生产图纸和资料对谢桥煤矿进行的瓦斯抽采初步设计。作为对大学生在学校的最后一次综合性的知识技能考察,本次设计主要是考察学生这四年来对基础知识及其专业知识的掌握情况,使学生学会自我思考、自行设计。在设计过程中,把所学的理论知识与实践经验综合起来应用。设计的过程就是一个不断认识和学习的过程,温故而知新的同时学到了生产工作过程中的经验。1.2国外瓦斯抽放发展与现状据资料记载,早在1730年,英国的Whitehaven煤矿Saltom竖井掘至76.8m深时,遇到一层厚0.61m的煤,有瓦斯涌出,当时人们用直径50mm管密闭后,将瓦斯引至井外,以供当地一位学者的实验室用。原苏联在帝俄时期,大约于1907年在尤索夫克的中央矿井内把莫梁宁诺夫层的邻近层大量喷出的瓦斯进行引排,10年内依靠自然的压力,每日涌出的瓦斯量达4000m。1923年日本在夕张煤矿的最上部坑道密闭中,接管将自然涌出的瓦斯排至地面;1934年新幌内煤矿开始第一次抽放密闭瓦斯,用粘土封闭该矿的四号煤层的采空区,抽出瓦斯浓度为60%70%,抽出量1525m/min,供发电厂锅炉用。表1-1 世界煤矿抽放瓦斯矿井数和抽放瓦斯量变化动态Tab1-1 Dynamic changes of coal mine and gas drainage in World年份抽放矿井数/个年抽放瓦斯量/Mm年份抽放矿井数/个年抽放瓦斯量/Mm195168134.619815944500.41955142690.719825954700.819603051343.3198361049501965416227019846185176197047629971985623528019755243655.31987619543119805854440.4世界各国正规的抽放瓦斯工作是从40年代末至50年代初开始的;随后,抽放方法不断增加,瓦斯抽放技术也逐渐提高,抽放规模日益扩大。1987年国外已有苏联、美国等16个国家的619个矿井实施了瓦斯抽放措施,共抽出5431Mm3。自1951年起,煤矿抽放瓦斯得到了蓬勃发展,19511987年期间,抽放矿井数由68个增至619个,年抽放瓦斯量由134.6Mm增至5431Mm(表1-1)。自20世纪50年代起瓦斯抽放在苏、英、德、日、法、波等国煤矿得到了迅速发展,据有关资料统计表明:在19511987年间,世界煤矿瓦斯抽放量基本上是呈线性增加,自1951年的134Mm增至1987年的5431Mm,增加了39倍。根据19861987年统计,国外已有16个国家进行了煤矿瓦斯抽放,世界上各主要采煤国家几乎都开展了瓦斯抽放工作,其中,年抽放量超过100Mm的国家有10个。部分国家煤矿抽放瓦斯见表1-2从表1-2中可以看出:前苏联瓦斯抽放量最多,达2055Mm/a,约占世界煤矿抽放总量的40%左右,其次是德国为675Mm/a。表1-2 各国煤矿抽放瓦斯统计Tab1-2 National coal mine drainage gas statistics指标苏联德国美国英国捷克斯洛伐克波兰日本法国井工采煤量/(Mt/a)4208927591301981515矿井瓦斯涌出量(Mm/a)75002810520026501100950580510矿井平均相对瓦斯涌出量/(m/t)17.931.518.928.636.64.33634抽放矿井数/个21532198518191112抽放瓦斯量/(Mm/a)20556755603903302602001781.3我国瓦斯抽放发展与现状从1952年我国首先在龙凤矿开始进行瓦斯抽放研究,到2002年抽放总量达到1146Mm3。经过50多年的发展。我国煤矿瓦斯抽放技术,大致经历了以下四个发展阶段:第一阶段:高透气性煤层瓦斯抽放阶段:20世纪50年代初期,在抚顺高透气性特厚煤层中首次采用井下钻孔预抽煤层瓦斯,获得了成功,解决了抚顺矿区向探部发展的安全关键问题,而且抽出的瓦斯还被作为燃料得到了应用。第二阶段:邻近层却压瓦斯抽放阶段:20世纪50年代中期,在开采煤层群的矿井中,采用井下穿层钻孔抽放上邻近层瓦斯的试验在阳泉矿区获得成功,解决了煤层群开采中首采工作面瓦斯涌出量大的问题。通过大量的抽瓦斯试验,认识到利用煤层开采后形成的顶底板采动卸压作用对未开采的相邻煤层(包括不可采煤层)进行边采边抽可以有效地抽出瓦斯,减少邻近层卸压瓦斯向开采层工作面的大量涌出。到了20世纪60年代,该方法已在不同煤层赋存条件下的上、下邻近层中得到应用,都取得了较好的效果。第三阶段:低透气性煤层强化抽瓦斯阶段:由于在我国一些透气性较差的高瓦斯煤层及突出危险煤层采用通常的布孔方式预抽瓦斯的效果不理想,难以解除煤层开采时的瓦斯威胁。为此,从20世纪60年代开始,试验研究了多种强化抽放开采煤层瓦斯的方法,如对煤层进行高、中压注水,水力压裂,水力割缝,松动爆破,大直径(扩孔)钻孔,网格式密集布孔,预裂控制爆破,交叉布孔等。在这些方法中,多数方法在试验区取得了提高瓦斯抽放量的效果。第四阶段:综合抽瓦斯阶段:从20世纪80年代开始随着机采、综采和综放采煤技术的发展和应用,采区巷道布置方式有了新的改变,采掘推进速度加快、开采强度增大,使工作面绝对瓦斯涌出量大幅度增加,尤其是存在邻近层的工作面,其瓦斯涌出量的增长幅度更大,采区瓦斯平衡构成也发生了很大变化。为了解决高产高效工作面多瓦斯涌出源、高瓦斯涌出量的问题,必须结合矿井的地质条件,实施综合抽放瓦斯。所谓综合抽放瓦斯就是:把开采煤层瓦斯采前预抽、卸压邻近层瓦斯边采边抽及采空区瓦斯采后抽等多种方法在一个采区内综合使用,在空间上及时间上为瓦斯抽放创造更多的有利条件,使瓦斯抽放量及抽放率达到最高。从下面两个方面介绍我国煤矿瓦斯抽放现状:1.3.1瓦斯抽放量我国最早记载煤矿排放瓦斯是在宋应星所著天工开物(1637年)中。当时,记载了利用竹管引排瓦斯的方法。1938年抚顺龙凤矿进行了具有工业规模的机械抽放瓦斯试验。1940年,该矿在地面建立了一座100m的储瓦斯罐,用瓦斯泵将采空区的瓦斯经管路抽到罐内,供当地居民使用。19511954年,该矿又先后试验成功了利用煤层巷道和钻孔预抽煤层瓦斯的方法。随后,1957年,阳泉矿务局四矿又试验成功了采用穿层钻孔抽放上邻近层卸压瓦斯。自此,我国煤矿瓦斯抽放工作有了迅速的发展,其发展速度和规模可从抽放矿井数及年抽放量种得到反映:20世纪50年代,我国主要有抚顺、阳泉、天府和北票局的6个矿井进行抽放瓦斯,至50年代末瓦斯抽放量达60Mm,到 60年代相继在中梁山、焦作、淮南、包头、松藻、峰峰等局矿开展了抽放瓦斯工作,抽放矿井数约20个,年抽放量约160Mm,70年代,抽放矿井数则增至83个矿井,年抽放量达248Mm,80年代,抽放矿井数达111个矿井,年抽放量达380Mm3,到2000年我国共有141个矿井在抽放瓦斯,年抽放量达867Mm以上,到2001年底,全国已有185个煤矿建立了井下瓦斯抽放系统和地面输气系统,2002年全国瓦斯抽放量达1146Mm3。据1993年底的统计资料,各主要抽放瓦斯矿区的抽放矿井数及抽放瓦斯量如表1-3所示。表1-3 我国各抽放矿区的抽放矿井数和抽放瓦斯量Tab1-3 Gas drainage mine and drainage volume in China年抽出瓦斯量10Mm年抽出瓦斯量5Mm年抽出瓦斯量1Mm序号局名抽放井数/个抽出瓦斯量/Mm/a序号局名抽放井数/个抽出瓦斯量/Mm/a序号局名抽放井数/个抽出瓦斯量/Mm/a1抚顺3113.351峰峰49.891淮北14.662阳泉1090.532鹤岗19.882淮南54.23松藻776.313丰城38.273固庄13.754天府525.14开滦38.074广旺13.75中梁山222.875北票36.575荫营13.56南桐620.276鹤壁56.486鸡西43.377六枝518.427铜川15.057靖远12.68铁法716.268连绍11.679盘江4159西山11.4710芙蓉314.110永荣11.4411水城612.7511萍乡21.2812焦作712.2712韩城11.0913石炭井211.0513其他101.26合计67448.282054.43033.92注:其他包括平顶山(5个矿64.8万m3/a)、沈阳(1个矿22.4万m3/a)、窑街(1个矿20.3万m3/a)、英岗岭(1个矿13.49万m3/a)、乐平(2个矿1万m3/a)。抚顺和阳泉两矿区年抽出瓦斯量之和为203.88Mm3,占全国瓦斯抽出总量的40%左右,可见虽然我国抽放矿井较多,但抽出瓦斯量主要集中在几个大型抽放矿井中,瓦斯抽出量分布是不均衡的。重庆松藻矿瓦斯抽出量仅次于抚顺和阳泉,抽出量为76.31Mm3。各矿井瓦斯抽放规模的大小,主要决定于煤层瓦斯含量、煤炭产量(井型)和抽放难易程度,因而各矿瓦斯抽出量的差异是很大的。从表中可以看出:年抽放量在10Mm3以上的有13个矿务局,其中抚顺矿务局的瓦斯抽放量最大,达113Mm3,这13个矿务局的年瓦斯抽放量为448Mm3,占全国总抽出瓦斯量的83.6%左右。由此可见:我国大多数矿井的瓦斯抽放量较小,而且抽放效果也不够理想。另外,我国近10年抽放瓦斯发展较快,1992到2002年增长611.9Mm3,年均增长61.2Mm3(如表1-4)。表1-4 我国近20年瓦斯抽放量Tab1-4 The gas drainage volume of recent 20 years in China年份抽放量年份抽放量年份抽放量年份抽放量1980300.01986323.11992534.119981981298.81987327.71993530.01999835.01982299.01988357.81994564.02000866.61983309.21989381.61995600.02001984.01984347.71990433.91996630.020021146.01985329.11991458.41997728.71.3.2瓦斯抽放率表1-5 我国主要抽放矿区瓦斯抽放效果分类Tab1-5 The gas drainage effect classify in our main drainage mine瓦斯抽放效果类别 矿区数/个 平均瓦斯抽 放率/%占主要瓦斯抽放矿矿区 数的比例/%类560.1423.80类429.9619.06类1213.9357.14按照瓦斯抽放率大小,我国主要瓦斯抽放矿区可以划分为以下三类:类矿区:瓦斯抽放率40%,抽放效果好;类矿区:瓦斯抽放率25%40%,抽放效果一般;类矿区:瓦斯抽放率25%,抽放效果差。由表1-5可以看出,我国主要瓦斯抽放矿区的总体瓦斯抽放效果不好。瓦斯抽放效果好的类矿区只有5个,仅占主要瓦斯抽放矿区数的23.80%,平均瓦斯抽放率为60.14%;瓦斯抽放效果一般的类矿区有4个,占主要瓦斯抽放矿区数的19.06%,平均瓦斯抽放率为29.96%;瓦斯抽放效果差的类矿区则多达12个,占主要瓦斯抽放矿区数的57.14%,平均瓦斯抽放量仅为13.93%。如果考虑所有瓦斯抽放矿井,瓦斯抽放率低于25%的矿井比例会更大。因此,进一步提高瓦斯抽放技术水平,提高瓦斯抽放率,是我国今后瓦斯抽放工作的主要目标。导致我国瓦斯抽放率低的原因有两个方面:一方面是客观原因,我国95%以上的高瓦斯和突出矿井所开采的煤层属于低透气性煤层,煤层透气性系数只有0.0040.04m2/(MPa2d),瓦斯抽放(特别是预抽)难度非常大;另一方面是主观原因,主要表现在抽放时间短、钻孔工程量不足、封孔质量差、抽放系统不匹配和管理不到位。相比于国外主要产煤国家瓦斯抽放情况,可以看出,国外有些国家达到了较高的瓦斯抽放率。这说明了其瓦斯抽放技术达到了较高的水平,抽放瓦斯不仅在煤矿中得到较普遍的应用,而且取得了较好的效果。总之,我国煤矿瓦斯抽放方面和国外相比,还存在着较大的差距,这种差距集中反映在:(1)抽放瓦斯总量少;(2)矿井瓦斯抽放效率低;(3)吨煤瓦斯抽放量(相对瓦斯抽放量)少,吨煤钻孔量少;(4)综合抽放工作不足,装备和管理水平有待加强和提高。我国是一个产煤大国,瓦斯储量丰富,矿井瓦斯抽放已有50多年历史,目前在科研和生产实践中已经建立了一套适应各种不同地质条件和采掘布置的抽放瓦斯方法,并有成套的装备可以应用。这对提高我国矿井瓦斯抽放总量和发展瓦斯抽放技术有很打的帮助。1.4设计依据(1)矿井瓦斯抽采管理规范(煤安字1997第189号);(2)矿井瓦斯抽采规范(AQ10272006);(3)安徽省煤炭工业管理局文件(皖煤安20071号);(4)矿井抽采瓦斯工程设计规范(GB50471-2008);(5)防治煤与瓦斯突出规定(2009);(6)煤矿安全规程(2006);(7)煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ10262006);(8)淮南矿业集团有限公司谢桥矿矿井地质报告(2003);(9)谢桥矿采掘工程平面图(1:2000)(2008)。(10)煤矿瓦斯抽采达标暂行规定(安监总煤装2011163号)2矿井概况2.1井田概况谢桥煤矿位于安徽省颖上县东北部,淮南煤田潘谢矿区西翼,距颖上县城20km,属淮河冲积平原,矿区内地势平坦,地面标高+24+25m,东接张集煤矿北区,西接新集集团刘庄煤矿,如图2-1所示,潘谢公路直达井口,淮阜铁路从矿区南部通过,西有颖上陈桥公路通过,向南与颖上风台公路相接,交通较为方便。Fig2-1 Traffic locations图2-1 交通位置图谢桥矿井系由合肥煤炭设计院设计的年产1.2Mt/a大型现代化矿井,设计服务年限50a。谢桥煤矿位于不对称的谢桥隐伏向斜北翼西段,井田边界东以F209断层与张集矿井毗邻(其中F22断层以东至F209断层-720m标高线以北块段划归张北矿),南以谢桥向斜轴或17-1煤层-1000m底板等高线的地面投影为深部边界,西至F5断层与刘庄矿衔接,北至1煤层露头线。东西走向长浅部为8.5km,深部为11.5km,倾斜宽4.3km,面积约38.2km2。目前主要采6煤层。6煤层属于易自燃容易自燃煤层,有煤尘爆炸危险,且6煤层的煤尘爆炸性强。目前开采煤层为6煤层,属于类自燃煤层,自然发火期36个月;煤尘爆炸性指数24.38%36.41%。2.2井田地质特征2.2.1地质构造谢桥井田位于淮南复向斜中部,陈桥背斜的南翼、谢桥向斜的北翼。总体上呈一走向近东西、向南倾斜的单斜构造。地层倾角一般1015,虽局部地段发育有小的褶曲,造成地层起伏,但波幅较小,地层产状总体上变化不大,单斜构造特征明显。井田内断层较少,一般规模不大,对煤层的影响、破坏作用较弱,规模较大的主要为井田边界断层或发育在井田深部;且以北东、北北东向斜切正断层为主,偶见其它走向断层,逆断层发育较少。井田南部边界F202、F206断层为两条逆冲推覆断层,属阜风推覆构造前缘叠瓦扇的一部分,两断层间夹块一般厚100200m,有时合二为一,夹块内构造复杂,由其造成井田深部局部地段含煤地层叠置;发育于井田深部的谢桥向斜的枢纽向东部仰起,向西倾斜,使得井田东段深部近向斜轴部的煤层走向由近东西转向南东。断层的发育特征按其落差大小划分: 10m的21条 1025m的10条 2550m的3条 100m的4条因此,综合分析区内断层有以下特征:(1)正断层较多,逆断层较少。(2)小断层较多,规模较大断层较少且多为边界断层。(3)以走向北东、北北东向的断层为主。2.2.2含煤地层及煤层本区含煤地层为石炭系上统太原组,二迭系山西组、上、下石盒子组,其中,6煤层属于二迭系下石盒子组。井田煤层走向100110,倾向南,倾角一般815,产状稳定。全区在走向上呈舒缓波状,无明显的次级褶皱构造。6煤层:为区段较稳定的大部可采煤层,厚度04.75m,平均2.18m。变异系数62%,可采系数79%。七西线以西煤层发育良好,厚度大而稳定,两极值为0.474.75m,平均2.60m,变异系数41%,为较稳定区段;以东多不可采或尖灭,厚度03.12m,平均0.48m,变异系数163%,为不稳定区段。煤层结构较简单,一般含夹矸12层,局部多达34层,岩性为炭质泥岩及泥岩。顶板以泥岩及砂质泥岩为主,局部为粉砂岩,底板为砂质泥岩及泥岩。补勘阶段施工的补7孔不可采,增加了一小块不可采区。2.2.3煤的物理性质6煤层以半亮型煤为主,局部属半亮半暗型煤,褐色黑色,油酯弱玻璃光泽,条带状结构,夹镜煤条带及少量丝炭,条痕棕黑色,参差状断口,内生裂隙较发育。裂隙面常附有黄铁矿薄膜,性脆,易碎成块状和粉粒状,硬度小。2.2.4煤层煤质依据中国煤炭分类国家标准(GB5751-86),6煤层煤质稳定,煤种单一,属低特低硫,低特低磷,中富灰,高挥发份,高发热量,高熔煤灰,富焦油的气煤(QM和1/3JM),适于动力用煤和炼焦配煤。表2-1 煤层储量统计表(万吨)Tab2-1 Coal reserves the statistics (ten thousand tons)储量煤层ABC合计工业储量可采储量工业储量可采储量工业储量可采储量工业储量可采储量64620.273373.814268.932604.768889.205978.572.2.5煤层瓦斯、自然及爆炸倾向性6煤层是突出煤层。根据谢桥煤矿补充勘探地质报告瓦斯资料,6煤层瓦斯含量为0.928.1 m3/t。2006年10月安徽兴安矿用安全产品检验站对谢桥矿开采煤层进行煤的自燃倾向性和煤尘爆炸性取样鉴定,鉴定结果如下:6煤层属于类自燃煤层,自燃发火期36个月,煤层爆炸性指数为24.38%。谢桥矿井6煤层均属于类自燃煤层,要采取防止自燃发火措施。6煤层煤尘均有爆炸性,要做好防尘抑爆工作。2.2.6井田水文地质地表水济河自西向东横贯矿井中部,系人工河流,上接颍河永安闸,向东汇入西淝河,属排泄洪水和浇灌农田的季节性河流。在永安闸与谢桥闸之间水位标高保持在+23.50m,蓄水约400500万m3,历史上最高洪水位为1954年7月,实测标高+24.422+24.743m。济河属本矿井地表最大水体,对矿坑开采无充水影响。含隔水层主要含水层由岩溶裂隙含水层、裂隙含水层、孔隙含水层三部分组成。各类含水层对矿床开采的影响程度,又可分为直接充水含水层和间接充水含水层,各含水层之间均有有效隔水层和相对隔水层间隔,其特征如下:(1)新生界松散层含、隔水层(组)松散层厚度194.10485.64m,平均厚度363.26m;总体呈南薄北厚的趋势。南部古地形起伏明显,根据沉积规律和区域对比,以及谢桥井田煤系上复第三系“红层”隔水性评价补勘验证报告重新对以往的划分作了适当调整,可大致分为上部含水层(组)、上部隔水层(组)、中部含水层(组)、中部隔水层(组)及底部“红层”等五部分。(2)基岩含、隔水层基岩含(隔)水层可大致分为二迭系砂岩裂隙含水层(段)、1煤底板隔水层段、太原组石灰岩岩溶裂隙含水层(段)、本溪组隔水层段、奥陶系石灰岩岩溶裂隙含水层(段)。断层及其富水性区内共有断层38条,据钻孔穿过断点统计,破碎带宽度在1.6016.00m,一般为泥质充填,钻孔未发现漏水现象,据水209孔对F209断层抽水试验,结果无水。表明以泥质岩类为主组成的断层破碎带起阻水作用,但是在地下水力均衡失去平衡时,因其抗压强度比正常岩层小,将成为高水头含水层溃入矿坑之途径。如系坚硬岩层构成的破碎带可能含水,尤其切割1煤及太原组灰岩的断层带,有随时导致底鼓水的危害。各含水层之间的水力联系(1)新生界松散层含水层之间的水力联系上部含水层组以大气降水与地表水补给为主,并受古河道侧向补给,地下水垂直循环与水平运动兼顾,水位随季节变化。中部含水层组与上部含水层组之间为粘土类隔水层间隔,二者之间除局部地段存在越流补给因素外,一般无直接水力联系。本组地下水以缓慢的水平运动为主,储存量受区域调节,沿25煤露头附近及其以南地区,古地形隆起与基岩接触,存在互补关系。底部“红层”由砂岩和粘土相间组成,据水3、IX-X红层1、补红层1、补红层3,东红层1、D8红层1基本无水,又经水5、水6孔流量测井结果证明无水。因此,“红层”可作相对隔水层考虑。(2)二迭系煤层之间砂岩裂隙含水层,因有泥质岩类隔水层间隔,相互之间在正常情况下,无水力联系。但在断层切割处而层间水力均衡又遭破坏时,则可能导致水力联系并有突水危险。煤系砂岩裂隙含水层与松散层孔隙含水层组之间,有厚层粘土层覆盖煤系,相互间无水力联系,但在古地形隆起砂层直接覆盖区内,按水文地质条件分析,二者之间水力联系应当密切,但据抽水试验资料分析,其联系并不是太密切,如在松散层“中含”覆盖区的,八九3孔,对25煤顶板砂岩漏水段抽水结果,流量和水位均呈单一方向衰减,为补给水源不充足所致。由此可以说明基岩风化壳在漫长的沉降运动中,经过水的溶融和后来沉积物的充填泥化后,形成了隔水层,其厚度一般为13m,即所谓的强风化带。在自然条件下,限制了松散层砂层水对基岩含水层的补给作用。(3)太原组灰岩含水层距1煤底板平均间距16.44m,正常状态下无水力联系,但第一水平(-610)灰岩水头压力约6.23Mpa,超过6煤底板岩层的抗压强度。因此,在开采6煤层时太原组灰岩岩溶裂隙水,是6煤底板直接充水含水层,尤其是煤层与灰岩对口的断层破碎带,就成为灰岩水进入的直接通道。矿井水文地质类型综上所述,煤系砂岩裂隙含水层富水性弱,且以储存量为主,在6煤层露头范围之内,为隔水层覆盖,与松散层孔隙含水层无直接水力联系。此外,基岩强风化带可视为阻水层。2.3矿井开拓、开采概况谢桥矿井采用立井集中运输大巷,分区石门和上下山开拓,工业场地內设主井、副井、矸石井三个井筒;东、西翼在6煤露头附近设东风井6和西风井;主井,副井和矸石井进风,东、西风井回风。全井田共划分一个水平,上下山开采。回风水平标高为东翼-440m-450m,西翼-427.5 m。井底车场位于主要开采煤层顶板,为一卧式车场,采用环形运输调车方式,东、西两翼主要运输大巷(皮带大巷和轨道大巷)均布置在6煤层底板岩层中,以分区石门贯穿6煤层。采区上山一般布置3条,即回风上山、轨道上山和皮带上山。在采区投入生产前,采区生产系统均一次掘进到位。主要大巷的断面为1720m2,采区巷道为1315m2。本设计主要针对谢桥矿东翼部分,矿井东翼划分为两个采区,即东一采区和东二采区。每个采区设有一个回采工作面和两个掘进工作面。2.4矿井通风系统概况矿井通风方式为两翼对角式。工业广场主井、副井和矸石井三个井筒全部进风(主井辅助进风),东、西两翼设风井回风。东风井安设两台英国产ANN-3120/1600B型轴流式抽风机,电机功率2400 kW,当前排风量14935m3/min,压力为2900Pa,等积孔为5.50m2。西翼风井,安设两台英国产ANN-3120/1600B型轴流式抽风机,电机功率2400 kW,当前排风量17655m3/min,压力2900Pa,等积孔为6.50 m2。矿井每个采区布置有专门的回风上山,采区的进、回风巷贯穿整个采区,采掘工作面和采区机电硐室全部实现独立通风。本次设计的东翼两个采区的污风分别由东一回风上山,东二回风上山再由东一回风大巷和东二回风大巷,最终经东回风井排到井外。3矿井瓦斯赋存情况3.1煤层瓦斯基本参数3.1.1瓦斯风化带深度依据谢桥煤矿地勘报告,在图3-1中可以看出:CO2带、CO2-N2带N2-CH4带界限不明显。根据N2成分30%,CH4成分50%,并结合CH4 含量划分两大带,在距基岩顶界面110m之内(煤层板等高线-450m以上)为瓦斯风化带。Fig3-1 Coal seam gas component zoning map图3-1 煤层瓦斯成分分带图3.1.2煤层瓦斯压力根据井下实测煤层瓦斯压力,剔除不可靠数据后,回归了煤层相对瓦斯压力与煤层底板标高的关系,如图3-2所示,相对瓦斯压力随标高的加深而增大,每百米相对瓦斯压力增加梯度为0.23MPa,煤层相对瓦斯压力为0.74MPa处对应的标高为-764m。15个煤层瓦斯压力测点标高在-570m-940m范围内。如表3-1所示。Fig3-2 6 coal seam gas pressure measurement results and coal floor elevation regression relation graph图3-2 6煤层瓦斯压力测定结果与煤层底板标高回归关系图表3-1 6煤层瓦斯压力测定结果Tab3-1 6 coal seam gas pressure measurement results序号测定地点标高/m瓦斯压力(压)/MPa1-610m西翼B6底板皮带巷1#测压孔-5700.342-610m西翼B6底板皮带巷7#测压孔-5700.423-610m西翼B6底板皮带巷9#测压孔-5700.324-610m西翼B6底板皮带巷13#测压孔-5700.355-610m东翼B6底板皮带大巷东二段2#测压孔-5750.196-610m新东翼B6底板皮带大巷东二段2#测压孔-5800.25712328W下顺槽提料斜巷-6200.45812418下顺槽机头联巷2#测压孔-6600.449东-1000-720m6煤回风上山平段1#测压孔-7050.3810(-720m)东-B轨道石门2#测压孔-7110.4211-720m西翼84煤轨道石门-7200.401221116运顺提料联络巷8#测压孔-7700.8013东翼-1000m-720m8煤底板胶带机上山3#测压孔-8300.6014副井井底清理斜巷1#测压孔-9300.9115副井井底车场空车绕道直头1#测压孔-9400.513.1.3煤对瓦斯吸附常数、工业分析及孔隙率在12426上顺槽距皮带外口600m、13216上顺槽距切眼1100m和东二-720m,6煤回风下山左帮配套测定了煤对瓦斯吸附常数、工业分析和孔隙率等参数,测定结果如表3-2所示,由6煤层的3组煤样测定结果可看出,煤对瓦斯吸附常数和工业分析变化较大。表3-2 煤对瓦斯吸附常数、工业分析及孔隙率测定结果表Tab3-2 Coal gas adsorption constants of industry analysis, and porosity determination result table测试地点吸附常数灰分(%)水分(%)真密度(t/m3)视密度(t/m3)孔隙率(m3/m3)a(m3/t)b(Mpa-1)12426上顺槽距皮带外600m27.380.2524.242.051.531.390.091513216上顺槽距切眼1100m25.660.3311.152.281.411.300.0780东二-720m 6煤回风下山左帮30.4270.2538.171.781.691.520.1006对于瓦斯抽放来说,煤层瓦斯基本参数包括:瓦斯风化带深度、煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤的残存瓦斯含量、煤的孔隙率、瓦斯含量分布梯度、煤层透气性系数、抽放钻孔影响半径、百米钻孔瓦斯流量及其衰减系数等。详见表3-3。表3-3 煤层瓦斯基本参数值表Tab3-3 seam gas basic parameter values table参数名称参数值煤层瓦斯压力0.190.91MPa煤层瓦斯含量6.46m3/t煤的孔隙率0.09煤的透气性系数3.624m2/(MPa2d)钻孔瓦斯流量衰减系数0.025 d-1煤层的瓦斯放散初速度1.512坚固性系数0.320.74煤对瓦斯吸附常数a=27.83,b=0.28煤的残存瓦斯含量2m3/t3.2煤层瓦斯含量按照GB/T 23250-2009煤层瓦斯含量井下直接测定方法的要求,在东二-6101000m 6煤回风下山距开口123米处迎头、11426下顺槽4号钻场、21116上顺槽10号钻场、21116运顺提料联络巷、东二-720m 6煤回风下山左帮、-908m东翼回风大巷5号钻场5#测压孔和二副井井底车场空车绕道直头2#测压孔处测定了7个原煤瓦斯含量,如表3-4所示,标高范围在-630-940m,值域为4.607.69m3/t,瓦斯成分基本都在80%以上,反映了标高-630m以深位于甲烷带。表3-4 6煤层瓦斯含量结果表Tab3-4 Results of 6 # coal gas assay测定地点标高(m)瓦斯成分(%)工业分析(%)瓦斯含量(m3/t)CH4N2CO2水分灰分CH4含量全组份可燃基原煤东二-610-1000m 6煤回风下山距开口123米处迎头-63088.427.084.501.1614.185.414.586.1811426下顺槽4号钻场-67086.6410.712.651.0516.065.944.926.6821116上顺槽10号钻场-72788.387.853.771.3916.506.785.577.3021116运顺提料联络巷-77085.736.877.401.3316.305.634.646.41东二-720m 6煤回风下山左帮-77079.4811.289.241.8716.106.475.327.69-908m东翼回风大巷5号钻场5#测压孔-90381.6710.417.921.3015.785.284.386.36副井井底车场空车绕道直头2#测压孔-94084.5512.792.661.7416.004.382.804.60由所测结果来看:瓦斯含量在4.607.69m3/t之间,平均为6.46m3/t。从现场测试的瓦斯含量数据可以看出,谢桥矿瓦斯赋存由浅到深有逐渐增大的趋势。3.3煤层透气性系数煤是一种多孔隙的介质,在一定的压力梯度下,气体或液体可以在煤体内流动。煤的渗透率与流过的流体性质无关,只与煤结构的渗透性能有关。瓦斯在煤中的流动状态取决于孔隙结构,直径在0.11m的中孔构成了瓦斯缓慢流动的层流渗透区;直径在1100m的大孔隙构成了速度较快的层流渗透区;直径0.01cm以至更大的肉眼可见的孔隙和裂隙构成层流及紊流的混合渗透区;这部分孔隙构成了渗透容积,它们在煤中的总孔隙比重愈大,其渗透性愈好。煤层的透气性,是指瓦斯沿煤体流动的难易程度。在实际条件下,由于煤对沼气有吸附能力,沼气在煤中的流动与粘性流动有一定的差别,在透气性计算中要引入吸附瓦斯的影响,视为不稳定径向流动。本次测定采用中国矿院法直接测定煤层透气性系数,其计算基础为径向不稳定流动。在煤层的瓦斯压力测定完毕后,卸掉压力表,测定钻孔瓦斯自然涌出量,测定结果见表3-5。根据 煤层径向流动理论结合瓦斯的原始瓦斯压力、煤层瓦斯含量计算其透气性系数。计算式如下: (3-1)(3-2)(3-3)(3-4)式中:煤层原始绝对瓦斯压力,即表压加0.1MPa,取0.84MPa;钻孔中瓦斯压力,一般为0.1,MPa;在排放时间为t时,钻孔壁单位面积的瓦斯流量,m3/m2d; (3-5) 在时间为时的钻孔总流量,为13.075m3/d;钻孔半径,为0.0375m;钻孔见煤长度,为4m;从开始排放瓦斯到测量瓦斯流量的时间间隔,d;瓦斯含量系数,5.06,m3/m2MPa1/2;煤层瓦斯含量,4.64m3/m3;透气性系数,m2/MPa2d。计算过程为,先计算A、B,然后选择F值,根据相应的公式计算,最后根据、B计算F,若F值在原选定范围内,则为其计算的透气性系数,若F不符合,则重新选用计算,直至符合为止。q=13.075/(23.140.03754)q=13.88;A=0.748;B=1731.11;=3.624。根据表3-1、3-2、3-3测定结果和上述公式及计算原则,煤层透气性系数计算结果:6煤层透气性系数为3.624(m2/Mpa2d)。表3-5 6煤层透气性系数测定钻孔流量表Tab3-5 6 coal seam gas permeability coefficient determination drilling flow日期6煤备注孔号5#6#单位(m3/d)12.27.963012.30.8813.98612.40.6412.97512.50.6083.37212.60.4552.7423.4百米钻孔瓦斯流量衰减系数钻孔瓦斯流量衰减系数的测定与计算方法。在不受采动影响条件下,煤层内钻孔的瓦斯流量随时间呈衰减变化的特性系数称钻孔瓦斯流量衰减系数。它可以作为评价煤层预抽瓦斯难易程度的一个指标,其计算公式如下:(3-6)(3-7) 式中百米钻孔经日排放时的瓦斯流量,m3/(min100m);百米钻孔成孔初始时的瓦斯流量,m3

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