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文档简介
山西大远煤业有限公司山西大远煤业有限公司1201N1201N工作面采空区防灭火设计工作面采空区防灭火设计总工程师:主管矿长:通风区长:审核:编制:付世荣编制单位:通风区编制日期:2011年8月1日目目录录前前言言.1第一章第一章基本概括基本概括.2一、交通位置一、交通位置.2二、地形、地貌、地表水系二、地形、地貌、地表水系.3三、气候及地震三、气候及地震.3四、井田境界四、井田境界.4五、资源五、资源储量计算储量计算.4六、地质构造六、地质构造.7七、煤层及煤质七、煤层及煤质.7八、井田水文地质八、井田水文地质.11九、瓦斯、煤尘及自燃九、瓦斯、煤尘及自燃.13十、煤层顶底板岩性十、煤层顶底板岩性.14第二章第二章采空区监测系统的建立采空区监测系统的建立.15一、一、简易束管系统简易束管系统.15二、二、矿井自燃火灾束管监测系统矿井自燃火灾束管监测系统.16第三章第三章采空区自燃采空区自燃“三带三带”划分划分.20一、采空区自燃一、采空区自燃“三带三带”概述概述.20二、采空区自燃二、采空区自燃“三带三带”的划分主指标的划分主指标.21三、三、1201N综放工作面采空区自燃综放工作面采空区自燃“三带三带”测试测试.21(一)采空区测点布置.21(二)采空区束管采样系统的建立.22(三)监测内容与方法.22(四)现场监测结果.24(五)监测数据分析.25第四章第四章防灭火方案初步设计防灭火方案初步设计.25一、一、注氮防灭火系统注氮防灭火系统.251供氮能力.262输氮管路.293注氮管路.29二、二、注氮防灭火工艺注氮防灭火工艺.29(一)注氮方法.311埋管注氮.312钻孔注氮.313密闭注氮.31(二)氮气释放口的位置.31(三)氮气释放口的间距.31(四)氮气释放口转化周期.32(五)注氮方式.32(六)注氮灭火.33(七)注氮量.33三、三、综合防灭火措施综合防灭火措施.33(一)工作面两线防火措施.34(二)工作面两道顺槽防火措施.35(三)降低采空区漏风措施.35(四)汽雾阻化剂防火.36(五)采空区注浆.40(六)工作面喷洒阻化剂.40(七)高冒点、破碎巷道喷注凝胶.40四、四、安全注意事项安全注意事项.40(一)安全风量.40(二)制氮装置与输氮管路的管理.41五、五、注氮防灭火的效果考察注氮防灭火的效果考察.42注意事项:注意事项:.42第1页共45页前言山西省静乐县山西大远煤业有限公司位于山西省静乐县东北35km处的杜家村村北,行政区划属静乐县杜家村镇管辖。该公司是以原静乐县地方国营杜家村煤矿为主体,资源整合静乐县庄车坪煤矿后组建的煤业有限公司。山西大远煤业有限公司1201N工作面采用综采放顶煤方式开采,采空区遗煤量大,一般都在1522以上,煤炭自燃隐患十分突出。经煤炭科学研究总院抚顺分院实验室测定,煤尘具有爆炸危险性,1201N工作面所采煤炭具有自燃倾向性,同时由于回采过程中遗煤较多,采空区遗留煤炭积聚热量、引发1201NN综放工作面采空区自燃可能性很大,同时容易由采空区自燃引发煤矿瓦斯爆炸灾害。针对大远煤业有限公司1201N工作面采空区易自燃的实际情况,根据煤炭科学研究总院抚顺分院提供的部门资料以及1201N工作面开拓、开采设计进行了1201N工作面采空区防灭火设计。第2页共45页第一章基本概括山西省静乐县山西大远煤业有限公司位于山西省静乐县东北35km处的杜家村村北,行政区划属静乐县杜家村镇管辖。该公司是以原静乐县地方国营杜家村煤矿为主体,资源整合静乐县庄车坪煤矿后组建的煤业有限公司。根据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办核20061号文件对静乐县煤炭资源整合和有偿使用工作方案的核准意见,静乐县地方国营杜家村煤矿与静乐县庄车坪煤矿进行资源整合,整合后的矿井井田面积扩大为4.8554km2,其中杜家村煤矿井田面积3.0807km2,庄车坪煤矿井田面积0.5964km2,新增(扩界)井田面积1.1789km2。整合后的矿井批准开采石炭系2号、3号、5号和6煤层,批准矿井整合后的设计生产能力为30万ta。2006年7月27日山西省工商行政管理局(晋)名称变核企字2006第0917号批准矿井资源整合后的矿井名称为山西大远煤业有限公司,由静乐县地方国营杜家村煤矿与静乐县杜家村镇庄车坪煤矿进行资源整合而成。2007年2月7日山西省国土资源厅颁发了矿井资源整合后的采矿许可证,证号:1400000721624,批准矿井资源整合后的矿井名称为山西大远煤业有限公司,批准开采石炭系2号、3号、5号和6煤层,矿区面积4.8554km2。但考虑到该矿区资源赋存稳定,储量丰富,煤质优良,可采用大倾角综放采煤法开采,为了进一步贯彻落实山西省政府“关于继续深化煤矿安全整治的决定”以及山西省煤炭工业局“关于推进全省煤矿采煤方法改革”的有关规定,保护性开采宝贵的煤炭资源,合理提高资源回收率,实现规模化生产,从根本上改善矿井的生产建设及安全环境,根据山西省煤炭工业局晋煤行发(2006)336号关于静乐县地方国营杜家村煤矿进行采煤工艺改造的批复,及山西省煤炭工业局晋煤规发(2006)666号关于静乐县杜家村煤矿采煤工艺改造工程项目可行性研究报告的批复,批准矿井在资源整合的同时进行矿井采煤工艺改造,矿井设计生产能力变更为600kta。一、交通位置大远煤业公司杜家村煤矿位于山西省静乐县城东北35km处的杜家村村北,其井田地理坐标为:东经11207141120823,北纬383438383556,第3页共45页行政区划属静乐县杜家村镇管辖。杜家村煤矿距静乐县县城35km,距忻州88km,距太原160km,距宁武火车站64km。忻(州)保(德)干线公路从井田南部通过,西接太宁公路,公路交通较为方便。目前宁静铁路正在建设之中,宁静铁路的化北屯煤炭集运站已基本建成,宁静铁路建成后,铁路运输状况也将大为改观。矿井的外运条件良好,公路、铁路交通十分便利。二、地形、地貌、地表水系该井田地处晋西北黄土高原,植被稀少,地形较为复杂,切割剧烈。矿区内有两条近似南北向的沟谷,一条位于井田中央,贯穿井田南北,当地称为木头沟。另一条位于井田西部,从井田西南部伸入,在井田内延伸约1000m。井田内基岩出露较好,部分为第四系黄土覆盖。总体地势为东西部高,中间低,北高南低,最高点位于井田的东北部,标高1719.5m,最低点位于井田西南部的沟内,标高1430m,最大相对高差289.5m。井田内有木头河,属季节性河流,平时水量很小,雨季时水量较大,其余冲沟均为季节性沟谷,平时无水,雨季时有洪水。另外,井田南界外0.4km处,有一条河叫大鸣河,是本井田附近的主要河流,河床宽1km左右,属汾河水系,水的来源主要为中奥陶系石灰岩地下水。三、气候及地震本区属大陆性气候,处于暖温带吕梁山半湿润地区云中山芦芽山气候区,四季分明,昼夜温差大,冬季严寒,夏季炎热干燥,年最高气温为35C,最低气温为-29C,年平均气温为67C。年平均降水量为472.5mm,主要集中在7、8月份,年平均蒸发量877mm。冻结期为11月中旬至次年的3月中旬,冻结深度一般在1m左右,最大冻土深度为1.5m。冬季多为西北风,最大风速可达17ms,平均风速为22.4ms。据中国地震参数区划图,本区地震动峰值加速度为0.15g,地震基本烈度为7度。井田属大陆性气候,处于暖温带吕梁山半湿润地区云中山芦芽山气候区,年平均气温为67,年平均降水量为472.5mm,降水主要集中在7、8月份,年平均蒸发量877mm。第4页共45页四、井田境界依据山西省煤炭资源整合和有偿使用工作领导组办公室晋煤整合办字(2006)1号文件批复意见,资源整合后的静乐县杜家村煤矿井田由该矿原井田(杜家村煤矿井田)、静乐县庄车坪煤矿井田和相邻空白井田整合而成,整合后的井田范围由以下11个坐标点连线圈定。资源整合后井田拐点坐标见表1-1。表表1-1井田境界各拐点坐标一览表井田境界各拐点坐标一览表点号XY备注1427466019597800原杜家村煤矿1点24275698195978713427565019599265原庄车坪煤矿1点4427515519599735原庄车坪煤矿2点5427460019599390原庄车坪煤矿3点6427460019599300原杜家村煤矿2点7427394619599174原杜家村煤矿3点8427383019599086原杜家村煤矿4点9427356219598990原杜家村煤矿5点10427226619598870原杜家村煤矿6点11427233019597650原杜家村煤矿7点原杜家村煤矿井田面积3.0801km2,庄车坪煤矿井田面积0.5964km2,相邻空白井田面积1.1789km2。资源整合后的井田南北长3.375km,东西宽1.605km,井田面积4.8554km2。井田形状基本为一北东向下窄上宽的不规则形。五、资源储量计算1、矿井资源储量本井田参与资源量估算的煤层为资源整合后井田范围内的2、3、5+6号煤层,其可采范围由井田边界、各煤层中的可采边界、尖灭区边界、冲刷区边界、采空区边界,风氧化带边界所圈定。井田内煤层为13焦煤、焦煤、气煤,可作为炼焦用煤、炼焦配煤及动力用煤,估算资源量最低可采厚度0.60m,最高可采灰分(Ad)40,最高硫分(St.d)3。2号煤层容重平均为1.46tm3,3号煤层容重平均为1.40tm3,5+6号煤层容重平均为1.51tm3。第5页共45页经计算,全井田共获得资源量11565万t,其中(332)资源量为7679万t,(333)资源量为3886万t,(332)资源量占总资源量66.4。资源整合后井田的资源量详见表1-2。表表1-2资源整合后井田资源量计算汇总表资源整合后井田资源量计算汇总表单位:万t煤层号煤类332333332+333332(332+333)(%)213JM4245656490186.6QM25525513JM3083083小计563563JM88888813JM2546266752135+6小计34342667610156.3合计767938861156566.4QM255255JM888888其中13JM66223800104222、工业储量井田各主要可采煤层赋存较稳定,构造简单,推断的资源量(333)可信度系数取0.8。工业储量计算详见表1-3。经计算矿井工业储量为10787.8万t。表表1-3工业储量表工业储量表单位:万t煤层控制的(332)推断的(333k)工业储量24245524.84769.83450.4450.45+634342133.65567.6合计76793108.810787.83、矿井设计资源储量根据矿井煤层赋存特点,矿井设计资源储量按下式计算:矿井设计资源储量=工业储量-井田边界煤柱-采空区防水煤柱-村庄煤柱(1)井田边界煤柱根据矿井水文地质规程规定,井田边界留设20m边界煤柱。(2)采空区防水煤柱第6页共45页采空区防水煤柱按30m留设。(3)村庄煤柱井田范围内村庄稀少,只有零星的少量住户,矿井初期开采范围内地面没有村庄,后期住户下采煤时,考虑在周围城镇集中建生活区,进行村庄搬迁。本设计不考虑村庄保护煤柱。按上述方法计算,矿井设计资源储量为10070.5万t。矿井各煤层总的设计资源储量详见表1-4。表表1-4设计资源设计资源储量表储量表单位:万t永久煤柱损失序号煤层号工业资源储量边界煤柱采空区防水煤柱设计资源储量124769.8135.3193.74440.823450.412.430.3407.735+65567.6118.9226.75222.0总计10787.8266.6450.710070.54、矿井设计可采储量矿井设计可采储量设计资源储量-工业场地及井筒保护煤柱-大巷及暗斜井煤柱-开采损失。(1)工业场地及井筒保护煤柱工业场地及井筒保护煤柱位于+1208m水平以上,处于煤层露头及老空区范围内,故不考虑留设保护煤柱。(2)大巷及暗斜井煤柱大巷及暗斜井煤柱暂按40m留设,在大巷及暗斜井使用完后一并回收。(3)开采损失按规范规定:厚煤层取25,中厚煤层取20,薄煤层取15。根据井田各煤层平均厚度,2、5+6煤层开采损失按25%计算,3煤层开采损失按15计算。按上述方法初步计算,矿井设计可采储量为7078.7万t(详见表1-5)。表表1-5矿井可采储量计算表矿井可采储量计算表单位:万t第7页共45页序号煤层号设计资源储量大巷及暗斜井煤柱开采损失小计可采储量124440.8456.0996.21452.22988.623407.726.857.183.9323.835+65222.0200.31255.41455.73766.3总计10070.5683.12308.72991.87078.7六、地质构造本区位于中国北部巨型的祁吕贺兰山字型构造系东翼中段的内侧,山西地块中北部,吕梁隆起北段之东翼,来自北西西(鄂尔多斯地区)方向的压应力,在宁武煤盆地东缘形成一系列逆断层和褶曲。在宁武煤盆地的东缘,由于受到五台古老地块的抵抗,也形成了逆断层,这样就形成了宁武煤盆地南部的构造形态。构造线总体方向为北北东南南西向。除此之外,在煤盆地轴部,受边缘构造影响较小,还局部保留有与山西陆台南北向翅起同时形成的南北向褶曲的残留部分。也就是煤盆地边缘以断裂构造为主,褶曲为辅,煤盆地内部以褶曲为主,断裂构造为辅。杜家村井田位于宁武向斜的东翼,其基本构造形态为一单斜构造,地层走向北东,倾向北西,倾角一般为3035,最大45,在井田的东南角发育有两条断裂构造,断裂带附近可见近直立地层。井田内未发现有陷落柱和岩浆岩侵入。杜家村正断层:横穿井田南部,跨井田东南角,断层走向北东-南西,断层面倾向南东,倾角73。在上村北沟内见O2灰岩与P1x黄绿色中粒砂岩,灰黄色砂质泥岩接触。杜家村北沟内见Pls2灰色泥岩、砂质泥岩与P2s2紫红色砂质泥岩接触,断距约200m,东西两端延出井田。在杜家村正断层北,木头沟东侧,根据地层出露情况,在黄土中推测有一断距45m的正断层,走向北北东,倾向南东东。与杜家村正断层在区南界外斜交。七、煤层及煤质1、含煤地层第8页共45页井田内主要含煤地层为石炭系上统太原组,其次为二叠系下山西组,因山西组在本井田内没有可采煤层,故本次不再赘述。太原组共含煤4层,自上而下编号为2、3、5、6号,均为可采煤层,煤层总厚16.36m,含煤地层总厚93.00m,含煤系数17.59。2、可采煤层(1)2号煤层为井田内主要可采煤层,技改前杜家村煤矿正在开采此煤层。赋存于太原组顶部,上距K3砂岩35m,下距L3石灰岩3050m。煤厚0.4011.25m,平均7.13m,属厚煤层,结构简单,不含夹矸,基本全井田可采,仅在中东部的D4号孔中不可采,厚度0.40m。中南部从西南向东北有变薄的趋势,中北部由东往西有变薄的趋势。顶板为泥岩及砂质泥岩,底板为砂质泥岩或泥岩。此煤层属全井田可采的较稳定煤层。(2)3号煤层赋存于太原组的中下部,上距2号煤层3050m。煤厚02.70m,平均1.16m,属薄煤层,结构简单,不含夹矸,在井田内大面积发育,仅在D1号孔中尖灭。厚度变化在可采范围内,中部的D4号孔最厚,向南北两头有变薄的趋势。为局部可采的不稳定煤层,顶板为L3石灰岩或泥岩、砂质泥岩,底板为砂质泥岩、泥岩或粉砂岩。(3)5+6号煤层赋存于太原组的下部,上距3号煤6.1015.00m,平均10.33m,是本井田的最下一层主要可采煤层,煤厚015.00m,平均8.07m,属厚煤层,结构简单,不含夹矸,基本全井田可采,仅在西北角的D1号孔被冲刷。该煤层有分叉合并现象,在矿区的中东部分叉,西南部合并,合并后的煤层明显增厚,分叉后的煤层由中部向北部的趋势是间距越来越大,煤层越来越薄。顶板岩性为泥岩或砂质泥岩、粉砂岩,底板岩性为砂质泥岩、泥岩或细粒砂岩。此煤层为基本全井田可采的较稳定煤层。可采煤层特征见表1-6。表表11-66可采煤层特征表可采煤层特征表地层单位煤层编号煤层厚度(m)最小最大平均间距(m)最小最大结构稳定性第9页共45页平均平均20.4011.257.13简单稳定可采305035.0302.701.16简单不稳定局部可采6.115.0010.33太原组5+6015.008.07简单稳定可采3、煤质(1)、煤岩特征井田内可采煤层均为黑深黑色,沥青玻璃光泽,断口参差状,节理及内生裂隙发育,条带状结构为主。宏观煤岩类型以光亮型为主,其次为半亮型煤、暗淡型煤。各可采煤层显微组分为:镜质组77.683.8,惰质组14.118.3,壳质组2.14.7,无机组成分为粘土类3.940.7,显微煤岩类型以混合暗亮煤亚型和混合亮暗煤亚型为主;次为混合亮煤亚型和混合暗煤亚型。(2)、煤的化学组成和工艺性能1)灰分(Ad)井田内各可采煤层原煤灰分为11.7740.21,平均22.1129.13;精煤灰分为6.318.90,平均值8.018.18。各可采煤层原煤灰分平均值按GBT15224.294灰分分级标准划分属中灰分煤。各煤层灰分变化不大,一般在11.8727.25之间,仅在D2号孔5+6号煤层灰分加权平均值为40.21。2)全硫(St.d)原煤全硫极小值为2号煤0.69,极大值为3号煤层2.30,平均值介于0.751.65之间,根据原煤全硫平均值按GBT15224.194划分各可采煤层全硫属于低中硫煤。各可采煤层经1.4的比重液洗选后全硫均有不同程度的下降。3)磷(Pd)井田内各可采煤层精煤磷含量极值介于0.0050.032之间,平均值为0.0150.025,据此按MTT5621996标准划分各可采煤层均属低磷煤。第10页共45页4)精煤挥发分(Vdaf)各可采煤层精煤挥发分平均值为29.7533.71,其变化规律为上组2号煤层最高,下组5+6号煤层最低,同一煤层浅部较高,深部较低,符合深成变质作用的规律。5)工艺性能粘结指数平均值2号煤层最大为78,5+6号煤层最小为70,在横向和垂向变化不太明显;胶质层厚度平均值3号煤层最大为17mm,5+6号煤层最小为12.4mm,2号煤层胶质层厚度平均值为14.8mm,介于两者之间;各煤层空气干燥基低位发热量平均值介于23.23527.516MJkg之间,3号煤层最大,5+6号煤层最小,2号煤层介于两者之间。可采煤层煤质特征见表1-7。表表11-77煤质特征表煤质特征表工业分析项目煤层Ad(%)Vdaf(%)St.d(%)Pd(%)Qnet.v.daf(MJkg)Y(mm)原煤19.73-27.2524.5633.10-35.0334.080.69-0.850.7524.258-27.24125.2882号精煤7.45-8.638.1832.12-34.5233.710.54-0.930.800.017-0.0320.02512.0-17.514.8原煤11.77-27.8722.1127.87-34.8732.150.71-2.301.4524.633-30.77927.5163号精煤6.67-9.028.0329.74-34.4132.830.48-1.591.170.010-0.0360.01913-2317原煤20.39-40.2129.1327.68-37.7830.840.92-2.061.6519.443-27.29223.2355+6号精煤6.31-8.908.0126.89-32.0029.750.89-1.161.080.005-0.0310.0159.3-15.412.4(3)、煤类及用途根据1986年国家标准局颁布的中国煤炭分类国家标准(GB575186),杜家村煤矿2号煤层为中灰、低硫、低磷的13JM。3号煤层为中灰、低中硫、低磷的QM、13JM;5+6号煤层为中灰、低中硫、低磷的13JM和JM。本井田可采煤层均属炼焦用煤,且硫含量均不太高,符合现行有关规程的要求,但是除3号煤层为中等可选外,其它煤层均属较难选煤。本井田各可采煤层经1.4的比重液洗选后,既可作为较好的炼焦配煤,又第11页共45页可用于动力、民用、化工气化等用煤。八、井田水文地质1、地表水井田位于静乐县城东北部杜家村镇,地处吕梁山北段东翼,属剥蚀侵蚀低中山地貌类型,地势东西高,中部沟谷低,最高点位于井田东北角,地形标高为+1719.5m,最低高位于井田西南角,地形标高为+1430m,最大相对高差289.5m。井田内贯穿井田南北的木头沟,雨季有季节性水流,由北向南在井田南界杜家村附近汇入由东向西流的大鸣河,大鸣河由东向西汇入汾河。大鸣河水流来源主要为奥陶系中统岩溶地下水,19781980年经冶金部215队水文观测,测得大鸣河水流量为1821.6m3h,大鸣河河床宽约1km。2、含水岩组(1)奥陶系中统石灰岩岩溶含水岩组奥陶系中统岩性由厚层状石灰岩,角砾状石灰岩、泥灰岩等组成,以石灰岩为主要含水层,含岩溶水,岩溶较发育,富水性中等。据D6号孔放水试验,单位涌水量为0.26Ls,水位标高1493.97m。水质类型为S04CaMg型,矿化度1.14gL总硬度885.33mgL。奥陶系中统岩溶水在井田东北、东侧石灰岩露头区接受大气降水的补给,向南、南西径流,在汾河或其支流河谷以泉的形式排泄。(2)太原组、山西组砂岩、石灰岩裂隙含水岩组石炭系上统太原组、二叠系下统山西组为碎屑岩夹碳酸盐岩沉积,以砂岩、石灰岩为主要含水层,含裂隙水,富水性弱。据D6号孔抽水试验,单位涌水量为0.03Ls,水位标高1413.52m。本含水岩组地下水在东部露头区接受大气降水补给,沿岩层倾向向西径流,排泄于矿井排水。据矿井调查,杜家村煤矿开采2号煤其矿井水来源主要为顶板淋水,矿井排水量400m3d。(3)二叠系、三叠系砂岩裂隙含水岩组二叠系下统下石盒子组、上统上石盒子组、石千峰组、三叠系下统刘家沟组岩性由砂岩、砂质泥岩、泥岩等组成,以砂岩为主要含水层,含砂岩裂隙水,富水性弱。第12页共45页(4)第四系全新统砂砾石层孔隙含水层第四系全新统主要分布于木头沟,岩性主要为砂砾石层,厚度为几米到十几米,含孔隙潜水,水位埋深一般在012m。3、隔水层5+6号煤层至奥陶系顶面间的岩层,厚50m左右,岩性以泥质岩类为主,形成煤层与下伏奥陶系中统石灰岩含水层之间的隔水层。石炭、二叠、三叠系砂岩裂隙含水层之间的岩层,厚度大且稳定,可视为隔水层。4、水文地质类型井田主要可采煤层为2、5+6号煤层,煤矿床以顶板砂岩裂隙含水层充水为主,根据抽水试验资料,主要充水层富水性弱,井田内构造简单。一般情况下,煤矿的水文地质勘探类型为二类一型,即水文地质条件简单的以顶板进水为主的砂岩裂隙充水矿床。奥陶系中统石灰岩岩溶含水层水位标高+1493.97m,钻孔单位涌水量为0.26Ls,属中等富水性含水层。矿井开采水平标高+1200m,2号煤层底板标高在5001200m之间,3号煤层底板标高在8001400m之间,5+6号煤层底板标高在5001400m之间,奥灰水水位高于开采水平和全部2、3、5+6号煤层底板标高,存在带压开采,尤其在井田西部,由于煤层底板所承受的奥灰水压大,存在突水危险。因此,井田西部煤矿床的水文地质类型为三类二型,即水文地质条件中等的岩溶充水矿床。5、充水因素分析井田内有木头沟,仅有季节性流水,其对地下水的补给为季节性短期补给,补给量不大。井田沟谷发育,植被稀少,不利于大气降水的渗入,且沟底距煤层较远,故地表水对矿坑充水没有大的影响。井田东部由于煤层埋藏较浅,有老窑分布,在开采中应严加注意,防止打通老窑,造成老窑突水事故。太原组和山西组砂岩裂隙含水层为矿床主要充水含水层,富水性弱。砂岩裂隙地下水为矿井充水的主要来源。井田西部煤层底板标高逐渐降低,煤层底板承受的奥灰水压逐渐增大,煤第13页共45页层开采将受到奥灰水威胁。2号煤层底板到奥灰顶面的有效隔水层厚度约118m,开采破坏厚度以16m计,用突水系数计算公式T=P(m-c)计算,2号煤层最低点的突水系数0.097MPam。井田内2号煤层底板882m以上突水系数小于0.06MPam,可视为安全区;882m以下突水系数0.060.097MPam,小于0.15MPam,在无构造导水情况下可视为安全区。3号煤层底板到奥灰顶面的有效隔水层厚度约68m,开采破坏厚度以12m计,用突水系数计算公式T=P(m-c)计算,3号煤层最低点的突水系数0.12MPam。井田内3号煤层底板1158m以上突水系数小于0.06MPam,可视为安全区;1158m以下突水系数0.060.12MPam,小于0.15MPam,在无构造导水情况下可视为安全区。5+6号煤层底板到奥灰顶面的有效隔水层厚度约50m,开采破坏厚度以16m计,用突水系数计算公式T=P(m-c)计算,5+6号煤层最低点的突水系数0.29MPam。井田内5+6号煤层底板1290m以上突水系数小于0.06MPam,可视为安全区;1290m984m之间突水系数0.060.15MPam,在无构造导水情况下可视为安全区;984m以下突水系数大于0.15MPam,为强带压开采,属突水危险区,必须谨慎对待。6、涌水量预计杜家村煤矿技改前开采2号煤层,煤炭年产量12万t,矿井排水量400m3d,富水系数为1.2m3t,矿井充水源主要为顶板砂岩裂隙水及采空区积水。矿井涌水量的预算采用富水系数法,综合考虑本井田水文地质条件,本次预算富水系数采用1.2m3t,矿井设计生产能力为60万ta,根据地质报告提供的矿井涌水量计算结果,矿井达到60万t生产能力时,预计正常涌水量为90m3h,最大涌水量为135m3h。加上井筒淋水和井下消防洒水,设计矿井正常涌水量为100m3h,最大涌水量为150m3h。九、瓦斯、煤尘及自燃1、瓦斯根据2005年山西省安全生产监督管理局晋安监煤字20058号文件,本矿第14页共45页瓦斯等级和二氧化碳鉴定结果为低瓦斯矿井,瓦斯相对涌出量为1.13m3t;绝对涌出量为0.18m3min;属低瓦斯矿井,无煤与瓦斯突出危险。2、煤尘据矿井煤尘鉴定资料,煤尘有爆炸危险性。3、煤的自燃据本矿井煤自燃性鉴定,煤层自然发火等级为级,最短发火期为4个月,属容易自燃煤层。十、煤层顶底板岩性2号煤层顶板为泥岩、砂质泥岩,底板为砂质泥岩、泥岩;5+6号煤层顶板为砂质泥岩、泥岩,底板为砂质泥岩、泥岩。第15页共45页第二章采空区监测系统的建立煤矿安全规程第二百四十一条规定:开采容易自燃和自燃煤层时,在采区开采设计中,必须明确选定自然发火观测站或观测点的位置并建立监测系统、确定煤层自然发火的标志气体和建立自然发火预测预报制度。目前矿井监测系统一般都采用现代化装备进行煤层自然发火预测预报,目前最常用的是矿井自燃火灾束管监测系统。主要由束管取样系统和气体分析中心组成,利用真空泵和多芯塑料束管(防静电),采取一定距离的气样,利用气相色谱分析仪连续分析各个测点气体组分浓度的变化、对煤层氧化自燃过程进行观测并进行早期预测预报。在束管监测系统没有安装完成时,可以建立简易束管监测系统替代矿井自燃火灾束管监测系统。一简易束管系统在集中束管监测系统建立前,可设置简易束管装置监测采空区气体变化,由人工操作巡回取样,送地面色谱仪分析。具体做法为:1、在工作面附近建立井下抽气泵站。应用防爆电机带动抽气泵,联合作为简易束管系统的抽气动力;2、沿工作面进风顺槽铺设多芯束管管缆,束管装入1.5英寸或更粗的保护钢管内,埋入采空区,束管集中接到束管采气泵站,各设通气阀门,分别取气分析。采样器与单芯束管连接,用来抽取不同地点的气样。单芯束管同样需套有保护钢管;3、采样器在埋入采空区时,应距离地面有一定的高度,同时用木垛加以保护,避免高处坠落岩石砸坏采样器或有灌浆时浆液进入采样系统;4、监测采空区气体时,可用气囊取样,由抽气泵分别抽取不同束管监测地点的气样,带上地面进行分析。第16页共45页工作面束管监测探头抽气泵束管保护钢管图图2-12-1井下简易束管监测示意图井下简易束管监测示意图井下取气采用球胆取气方法,主要是因为其具有方法简单,容易掌握,携带方便,不怕碰撞,不易打破等优点。人员需要携带球胆、导气管等到井下通过抽气泵进行取气,取气时应注意将采样气体反复充满放空几次,以减少球胆内原有残存气体对气样的影响,同时应保证抽气泵与球胆接口的气密性,避免将空气抽到球胆内。化验后需将数据填入表2-1中。二矿井自燃火灾束管监测系统井下、地面整体束管监测系统由矿用色谱仪、束管系统、采集系统组成。束管从地面铺设至井下工作面采空区,地面建立专用气体分析中心,将矿用色谱仪至于其中,应用气泵采集井下气体,进行化验。束管监测系统是利用真空泵和一束多芯的塑料管缆远距离的抽取监测地点的气样,利用专用气相色谱仪连续分析,实时测定各测点的气体组分浓度。主要由地面气体分析中心和井下束管取样系统组成(如图2-2所示)。第17页共45页表表22-11气体浓度记录表格气体浓度记录表格气气体体化化验验分分析析报报表表取样时间:年月日时分取样时地面大气压(KPa):现场检查化验分析采样地点COppmCH4%CO2%温度()检查人O2%COppmCO2%CH4%C2H4ppmC2H6ppmC2H2ppmC3H6ppmC3H8ppm取样人备注通风区负责人签字:化验员签字:储放水器储放水器图图22-22矿井束管监测系统示意图矿井束管监测系统示意图气体分析中心组成:1、真空泵:通过气体取样控制装置汇接总管缆,将各监测取样点的气体抽至气体分析中心的分析仪器;2、气体取样控制部件:巡回取样,逐点分析;3、专用气相色谱分析仪:仪器由微机自动控制,可实现各点间不间断循环采样分析。实现煤矿气体全组分的自动分析,矿井空气、火灾气体、瓦斯爆炸气体的常量(%浓度)及微量(ppm浓度)组分的分析。分析常量:O2、N2、CH4、CO、CO2;微量:H2、CH4、CO、CO2、C2H4、C2H6、C3H8、i-C4H10、n-C4H10、C2H2。井下采用气体部分组成:采样器、过滤器、束管。井下工作面开切眼形成后,将采样器及束管铺设至井下,采样器用木垛保护起来,束管用2无缝钢管保护,沿工作面回风巷、主回风巷、井筒铺设至地面气体分析中心,连接到气泵。气泵与色谱仪相连接,开启气泵后,经一段时间,采空区气体输送至色谱仪,即可以化验气体成分。束管详细铺设方法及采样器制作,见“三带”观测方案部分,这里不再重述。在井下监测过程中,应每回采50m,即埋入一个监测探头,若早期埋设的监测探头所处位置为“窒息GC-4085型气相
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