矿井瓦斯灾害防治与利用课程设计.docx

矿井瓦斯灾害防治与利用课程设计1、矿井概况和煤层赋存条件1.1、矿井概况矿井位于平原地区，地面标高+150m，井田走向长4.0km，倾斜长1.8km，井田上界-100m，下界-860m，两翼以断层为界。可采储量60000万吨，井型为年产90万吨，服务年限67年。井田采用立井多水平上山开拓方式，分区式通风。第一水平回风水平-100m，运输水平-260m，水平服务年限14年。矿井开拓系统见图1、图2所示。水平运输大巷及采区集中上山布置在煤层地板石灰岩层内，每翼一个采区，采区走向长度2000m（采区每翼长度1000m）。1.2、煤层赋存条件井田内煤层赋存稳定，有可采煤层三层，自上而下分别是k11(3.0m)K10(1.5m)K9(3.2m)，煤层地层柱状图见图3，经上级批准K11、K9煤层有煤与瓦斯突出。煤层倾角20。2、抽放瓦斯设计的基础参数经测定第一水平回风水平（-100）各煤层的瓦斯压力1.5MPa，运输水平（-260）为3.1MPa(绝对压力)。煤层温度20C，煤的真比重1.43，假比重1.3。在30条件下煤样的吸附常数为a=21.5m3/t，b=1.1MPa，煤的工业分析，挥发分V=21.5%，灰分A=16.5%，水分W=1.5%；运出采区煤样残留瓦斯压力0.1MPa（绝对压力），煤柱残留瓦斯压力0.5MPa（绝对压力）。K10煤层的透气性系数等参数如下表所示。瓦斯参数特性表煤层编号原始煤层透气系数m2/MPa2.d75mm钻孔排放特性煤层坚固系数f瓦斯放散初速度P出势比瓦斯流量m3/m2.d瓦斯流量衰减系数d-1排放半径m14天时28天时K1010*10-20.40.041.82.20.81.082.1、瓦斯含量XyVpT0/(Tp0)（2-1）式中V单位重量煤的孔隙容积，m3/t；p瓦斯压力，Mpa；T0、p0标准状况下的绝对温度(273K)与压力(0.101325MPa)；T瓦斯的绝对温度，T273+t，t瓦斯的摄氏温度()；瓦斯压缩系数，；Xy煤的游离瓦斯含量，m3(标准状况下)t(煤)根据所给数据，得:P=(1.5+3.1)/2=2.3V=1/1.3（1.43-1.3）/1.43=0.07m3/t，取1.04所以，Xy=0.072.3273/(2930.1013251.04)=1.424m3/t（2-2）式中 t0实验室测定煤的吸附常数时的试验温度，。t煤层温度，。n经验系数，n= p煤层瓦斯压力；a,b煤的吸附常数；A,W煤中灰分和水分，%；XX煤的吸附瓦斯含量，m3/t；根据所给数据，得，XX=10.361m3/t由上式可计算出煤层瓦斯含量X= XX+Xy10.361+1.424=11.785m3/t2.2、瓦斯储量根据GB504712008煤矿瓦斯抽采工程设计规范第4.0.1条规定，矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。可按下式计算：（2-3）（2-3-1）（2-3-2）（2-3-3）式中矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量（Mm3）；W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量（Mm3），实测或按式4.0.1-4计算；A1i矿井可采煤层i的资源量（Mt）；X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的资源量（Mt）；X2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层i的瓦斯含量（m3/t）；K围岩瓦斯储量系数，可取0.050.20；当围岩瓦斯很小时，可取W3=0；若含瓦斯量较多时，可按经验取值或实测确定。因此，10号可采煤层瓦斯储量W1=2000m165m1.5m1.43t/m3m3/t=9.396Mm3不可采煤层的瓦斯储量：W2=0围岩瓦斯储量：W3=0.15（W1+W2）=3.458 Mm3（K取0.15）最后得到，煤层瓦斯总储量W=W1+W2+W3=9.396+0+3.458=12.854Mm32.3、瓦斯涌出量对于改（扩）建矿井及生产矿井，矿井瓦斯涌出量可以实测；对于新建矿井，矿井瓦斯涌出量要进行预测，预测依据AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法，采用分源预测法预测工作面瓦斯涌出量，论证是否需要抽放；薄及中厚煤层不分层开采时，开采层瓦斯涌出量可由下式计算。（2-4） 式中：Q1开采层相对瓦斯涌出量，m/t；K1围岩瓦斯涌出系数；K1值选取范围为1.11.3；全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率90%的倒数来计算；K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，如无实测值可按参照AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法附录D选取，本设计取1；采用长壁后退式回采时K3=（L-2h）/L式中：L工作面长度，m；h掘进巷道预排等值宽度，m；m开采层厚度，1.5m；M工作面采高，取1.5m；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t， W0=（1.5+3.1）/2=2.3；Wc运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t，如无实测值可参照AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量预测方法附录C选取，本设计取3m3/t。 由此，计算得工作面相对瓦斯涌出量为12.28m3/min。3、抽放瓦斯的目的、方案、方法和预期效果3.1、瓦斯抽放的目的（1）预防瓦斯超限、确保矿井安全生产。当矿井、采区或采煤工作面瓦斯涌出量较大，用通风方法将瓦斯冲淡到煤矿安全规程规定的浓度一下在技术上不可能，或虽然但经济上不合理时，应考虑抽采瓦斯措施。（2）开采保护层并具有抽采瓦斯系统的矿井，应抽采被保护层的卸压瓦斯。抽采近距离被保护层的瓦斯，可减少卸压瓦斯涌入保护层工作面和采空区，保证保护层安全顺利地回采。抽采远距离被保护层的瓦斯，可以扩大保护范围与程度，并于事后在被保护层内进行掘进和回采时，瓦斯涌出量会显著减少。（3）无保护层可采的狂进，预抽瓦斯可作为区域性或局部防突措施来使用。（4）开发利用瓦斯资源，变害为利。3.2、抽放类型、方法和方法抽放分类抽放方式适用条件工作面抽放率 %开采层抽放未卸压抽放岩巷揭煤和煤巷掘进预抽由岩巷向煤层大穿层钻孔；煤巷工作面打超前钻孔高突出危险煤层、高瓦斯煤层10301030采区大面积预抽由开采层机巷、风巷或煤门等打上向、下向顺层钻孔由预抽时间的高瓦斯煤层、突出危险煤层1030由岩巷、石门、邻近层煤巷等向开采层打穿层钻孔属“勉强抽放煤层”10，个别超过50地面钻孔高瓦斯“容易抽放”煤层，埋深较浅10密封开采层巷道高瓦斯“容易抽放”厚煤层10卸压抽放边掘边抽由煤巷两侧或岩巷向煤层周围打防护钻孔高瓦斯煤层、突出煤层10边采边抽由开采层机巷、风巷等向工作面前方卸压区打钻高瓦斯煤层1020由岩巷、煤门等向开采分层的上部或下部未采分层打穿层或顺层钻孔高瓦斯煤层1020水力割缝、松动爆破水力压裂（预抽）由开采层机巷、风巷等打顺层钻孔；由岩巷或地面打钻孔高瓦斯“难以抽放”煤层203030邻近层抽放卸压抽放开采层工作面推过后抽放上、下邻近层瓦斯由开采层机巷、风巷、中巷等向邻近层打钻邻近层瓦斯涌出量大、影响开采层安全时3060由开采层机巷、风巷、中巷等向采空区方向打斜交钻孔3060由煤门打沿邻近层钻孔3060在邻近层掘汇集瓦斯巷道邻近层瓦斯涌出量大、钻孔的通过能力满足不了抽放要求时3060从地面打钻孔地面打钻优于井下时1540采空区抽放开采层工作面推过后抽放采空区瓦斯密封采空区插管抽放无自燃危险或采用防火措施时15现采采空区设密闭墙或采空区打钻抽放15综合抽放多种抽放方式相组合采用单一的抽放方式效果较差时，应采用该种抽放方式4080围岩瓦斯抽放由岩巷两侧或正前方向溶洞或裂隙带打钻、密闭岩石巷道抽放、封堵岩巷喷瓦斯区并插管抽放围岩有瓦斯喷出危险，瓦斯涌出量大或有溶洞，裂隙带储存高压瓦斯时采用本层未卸压钻孔预抽方法，可采用顺层钻孔。工作面日产量640t；预抽期安排六个月。计算得工作面相对瓦斯涌出量为12.28m3/min。根据供风量为1500m3/min,工作面瓦斯浓度按0.6计算风排瓦斯量Qp=QC=15000.6/100=9m3/min。不抽放瓦斯，则工作面的瓦斯浓度将超限。3.3、预计抽放效果3.3.1瓦斯抽采率工作面回采期间，在工作面瓦斯抽采干管上安装瓦斯计量装置，每周测定工作面瓦斯抽采量（含移动抽采）。（3-1）式中：工作面瓦斯抽采率，%；回采期间，工作面瓦斯抽采量，m3/min；工作面风排瓦斯量，m3/min=1006.28m3/min/（6.28m3/min+6 m3/min）=51.14%3.3.2 抽采量可抽瓦斯量是指瓦斯储量中可能被抽采出来的瓦斯量，可按下式公式计算（3-2）式中：WK矿井可抽瓦斯量，m3W矿井瓦斯储量，m3；dk矿井瓦斯抽采率，%；所以WK =12.85451.14/100=6.574m33.3.3抽放钻孔参数确定（1）钻孔布置沿走向布孔的间距，决定于抽放瓦斯的影响范围，即抽放半径B，而影响范围的大小与煤质、瓦斯等诸因素有关。根据相关的顺层钻孔有效影响范围模型计算可估算本煤层顺层钻孔的有效影响半径R为3m。设计外段上巷钻孔深度设计90m，下巷钻孔设计深度85 m，钻孔之间重叠10 m。（2）孔径和钻孔间距钻孔有效排放半径是指在规定的排放时间内，在该半径范围内的瓦斯压力或瓦斯含量降到安全容许值。钻孔间距应略小于或等于钻孔有效排放半径的2倍。因此钻孔间距为6m，孔半径为75mm。根据以上设计可以计算出在沿走向可采的2000 m范围内可以在下巷上下排总共需打333个钻孔，因此该采面上下巷总共需打666个钻孔。钻孔的布置见附图1。（3）封孔长度钻孔抽放负压一般选用13.326.6kPa，即100200（mmHg)，但最低不宜小于6.7kPa(50mmHg)。一些矿井提高抽放负压，抽放瓦斯量增大，例如鹤壁矿务局抽放负压由3.3kPa提高到10.0kPa，抽放量增加25；日本赤平煤矿抽放负压由20kPa提高到4767kPa，抽放量增大2倍多。但是也有的矿井抽放负压增加，抽放量变化不大。封孔长度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量缩短，一般情况下岩孔应不小于25m，煤孔应不小于410m因此封孔长度设为6m。（4）封孔方法和材料封孔质量直接关系到抽采瓦斯浓度及效果，是实现高效抽采瓦斯必不可少的重要环节。钻孔封孔应满足密封性能好、操作便捷、封孔速度快、造价低的要求。根据钻孔封孔的要求，封孔深度既应保证不吸入空气又应使封孔长度尽量缩短。本设计采用聚胺脂和水泥砂浆封孔相结合的方法，封孔方式为卷缠药液法，在密封段内，固定一块毛巾布或麻袋布（长1m，宽0.8m）。将混合液均匀倒在毛巾布上，边倒液边向封孔管上卷缠毛巾布。然后，将卷缠好药液的封孔管插入钻孔，要求整个操作时间不超过5 min。封孔前将孔内残存的煤、岩钻屑清洗干净，在孔口里段用聚胺脂封长1 m，在孔口外段用水泥砂浆封孔长度不少于4 m，砂粒0.51.5 mm，质量比为1:2.51:3.0。为防止水泥凝固收缩变形影响密封效果，渗入适当水泥速凝剂，确保封孔严密不漏气。封孔段尽量避开煤体裂隙发育地点，封孔深度为5m。若遇孔口段钻孔成型不好，煤体裂隙发育时，应适当加长封孔长度。为了避免封孔管因碰撞晃动而影响封孔质量，用木楔将封孔管与孔口壁楔紧固牢，同时在孔口处用水泥固定封孔管。4、抽放瓦斯管路系统的确定4.1、抽采管道的管径选择（1）上巷管道的内径 (4-1)式中：管道内径，m;混合瓦斯流量，m3/min，=8.3m3/min（注：浓度按60%计算）；管内瓦斯流速，m/s，取经济流速=7 m/s。经计算：=0.157 m=157 mm，取内径157 mm的钢管750m，作上巷的抽采管路。（2）下巷管道的内径经计算：=0.154 m=154 mm，选内径154 mm的钢管750 m作为下巷的抽采管路。（3）泵站至该采区回风巷的总回路管道（浓度按60%计算）经计算：=0.216 m=216 mm，选内径216 mm的钢管150 m作为抽采管路。4.2、管道阻力计算抽采系统的最长管路线为下巷上巷泵站采区回风巷。（1）上巷管路阻力(4-2)式中：下巷管路阻力，Pa；管路长度，m；混合瓦斯浓度对空气的密度比（浓度按80%计算），=0.80；管路系数，当=157 mm时，=0.70；管内径，cm，=15.7 cm；混合瓦斯流量，m3/h，=7.560=450 m3/h。经计算：=1642 Pa=1.642 kPa。（2）下巷至泵站的管路阻力=1934 Pa=1.934 kPa。（3）泵站至采区回风巷的管路阻力=470 Pa=0.47 kPa（4）管道局部阻力按经验值，取沿段管道总摩擦阻力的15%作为局部阻力，则=0.6069 kPa（5）管路沿段总阻力=5.06 kPa4.3、抽放泵房的选型根据瓦斯泵压力Hp，与流量Qp选择合适的瓦斯泵及其配套的电动机。规程规定，抽放瓦斯泵及其附属设备，都应有一套备用。地面泵房内电气设备、照明和其它电气仪表都应采用矿用防爆型。4.3.1瓦斯泵房地址选择泵房距井口和主要建筑物的距离不少于50m；泵房附近20m范围内和泵房内禁止有明火；泵房距居民住宅区不得少于50m；泵房位置应便于施工和利用瓦斯，管路敷设方便，并有水源、电源。4.3.2瓦斯泵房的建筑要求必须用不燃性材料建筑，周围用栅栏或围墙保护；设有直通矿井调度室的电话和必要的检测仪表、监测仪表；设有专用的供热管路与良好照明设备；机房要通风良好，在顶部适当位置开设天窗；机械室、电气室和司机室都要有单独房间，避免互相干扰；机房的建筑面积根据设备尺寸与台数决定，并要留有余地。5.设备材料清册，工程概算，劳动配备5.1设备清册泵站：泵、电机、气水分高器、防爆防回火装置、放空管、霹雷器、储气罐、供水设备及传感器、供配电设备、消防设施、环保设施。管道系统：管路、阀门、接头、计算装置、放水器。抽放检测、监测装置钻机、封孔泵5.2工程概算名 称资 金 概 算 （万元）抽放泵、地面管路及附属设备671.4550井下抽放管路系统及附属设施83.3780地面及井下管路支撑吊挂3.5946地面供电设备、