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K3·
·
(W0-WC)
式中:
Q1—开采煤层(包括围岩)瓦斯涌出量,m3/t;
K1—围岩瓦斯涌出系数,全部垮落法管理顶板时,K1=1.3;
K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数,K2=1/η,η为工作面回采率,取75%;
K3—采区内准备巷道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数,采用长壁后退式回采时,K3按下式确定:
K3=
=0.74;
L—回采工作面长度,L=180m;
h—巷道预排瓦斯带宽度,查表得h=23m;
m—开采层厚度,m=6.3m;
M—工作面采高,4-5号煤层为综采放顶煤一次采全高,M=6.3m;
W0—煤的原始瓦斯含量,W0=3.5m3/t;
WC—煤的残存瓦斯含量,WC=2m3/t。
通过计算,开采煤层(包括围岩)瓦斯相对涌出量Q1=1.94m3/t。
②回采工作面邻近层瓦斯涌出量计算
根据《兖矿新疆矿业有限公司硫磺沟煤矿瓦斯抽采设计》得知,邻近层7号煤(可采煤层)瓦斯涌出量为0.77m3/t;
邻近层9-15号煤瓦斯涌出量为1.87m3/t。
邻近不可采煤层共8层,总厚度约6.17m,根据可采煤层瓦斯涌出量等相关参数,预计邻近不可采煤层瓦斯涌出量为1.3m3/t。
回采工作面邻近层瓦斯涌出总量为:
0.77+1.87+1.3=3.94m3/t
回采工作面瓦斯涌出总量为:
Q采=Q1+Q2=1.94+3.94=5.88m3/t
回采工作面日产量为3651吨,则回采工作面瓦斯绝对涌出量Q采=14.90m3/min;
2、回采工作面风排瓦斯量、抽放瓦斯量
据预测,工作面绝对瓦斯涌出量为:
14.90m3/min;
工作面回采期间,瓦斯抽采率大于等于55%,则工作面风排瓦斯量为6.71m3/min。
3、工作面风量计算
Q=qk/c
式中:
q---回采工作面平均风排瓦斯绝对涌出量:
6.71m3/min。
K---瓦斯涌出不均衡系数,综采(放)取1.2~1.6。
C---工作面正常生产时工作面回风流中允许的最大瓦斯浓度,取0.6~0.8%。
即:
=6.71*1.2/0.6%
=1342m3/min=22.37m3/s
4.按风速进行验算
按最低风速验算:
Q采≥15×
S采≥15×
12=180m3/min=3m3/s;
按最大风速验算:
Q采≤240×
S采≤240×
12=2880m3/min=48m3/s符合要求。
根据以上计算,工作面回采期间配风量暂定为1342m3/min。
第二节工作面通风系统
(1)通风方式:
W(4-5)102综放工作面采用U型通风方式,即在工作面回采过程中轨道顺槽作为工作面回风巷,皮带顺槽作为进风巷。
(2)进、回风路线
进风路线:
副斜井→W(4-5)102皮带顺槽甩车场→W(4-5)102皮带顺槽→W(4-5)102工作面
回风路线:
W(4-5)102工作面→W(4-5)102轨道顺槽→W(4-5)102轨道顺槽专用回风巷→集中回风上山→风井→地面
第三节通风设施
1、工作面回采前,在W(4-5)102皮带顺槽甩车场砌筑永久风门2道;
2、工作面回采前,在W(4-5)102轨道顺槽联络巷砌筑永久风门2道;
3、工作面回采前,在W(4-5)102专用回风巷与副斜井联络巷砌筑永久风门2道;
4、在作面回采前,在W(4-5)102皮带顺槽与集中回风上山联络巷砌筑永久风门2道
第二章瓦斯治理设计
第一节瓦斯参数
根据预测,4-5瓦斯绝对涌出量为14.90m3/min;
相对瓦斯涌出量为5.88m3/t。
第二节瓦斯涌出量预测
开采4-5号煤层时工作面瓦斯涌出量预测
①据预测,开采层(包括围岩)瓦斯涌出量为:
开采煤层(包括围岩)瓦斯相对涌出量Q1=1.94m3/t。
②回采工作面邻近层瓦斯涌出量为:
3.94m3/t
回采工作面日产量为3651t,则回采工作面瓦斯绝对涌出量Q采=14.90m3/min;
相对瓦斯涌出量为5.88m3/t。
第三节工作面风排、抽采瓦斯量确定
W(4-5)102工作面回采时临近煤层有9-15#和7#煤层。
9-15#煤层原煤瓦斯含量和煤层厚度均较大,瓦斯涌出量较高;
同时7#煤层距4-5#只有2.1m,受采动影响,瓦斯涌出量较大。
W(4-5)102工作面在回采过程中,其瓦斯涌出的来源有本煤层煤体含有的瓦斯、临近层涌出的瓦斯。
根据预测W(4-5)102工作面采煤工作面瓦斯涌出量14.90m3/min,单靠通风方法解决不合理,必须进行抽采。
回采工作面瓦斯涌出量14.90m3/min,抽采率达到55%以上,则抽放瓦斯量为8.19m3/min,风排瓦斯量为6.71m3/min。
第四节瓦斯抽放设计
W(4-5)102综放工作面设计日产量3651吨,据预测,4-5号煤(可采煤层)瓦斯涌出量为5.88m3/t,因此瓦斯治理设计分为风排、预抽和采空区抽放。
1、预抽设计
在两顺槽施工沿煤层倾向布置的预抽钻孔进行连管预抽采。
利用工作面两顺槽钻场(钻场间距50m),在钻场内呈扇形、角度均匀布置预抽采钻孔,每个钻场共2组10个钻孔,孔径95mm,孔深60m。
工作面回采前必须进行瓦斯预抽,瓦斯预抽时间不小于3个月。
工作面顺层钻孔预抽瓦斯平面布置图
工作面顺层每组钻孔预抽瓦斯剖面图
2、采空区抽放设计
1、在工作面轨道顺槽,沿煤层走向向工作每隔20m施工1组(3个)高位钻孔,进行连管封孔抽采。
钻孔布置见下图所示,及高位孔技术参数表。
高位孔技术参数表
孔号
仰角(°
)
与巷帮夹角(°
钻孔长度(m)
1
3.18
45
2
3.11
5.46
46
3
3.08
9.26
46.6
2、采空区埋设埋管抽采上隅角瓦斯,埋管随工作面推进每10m布置一个,当工作面回采,埋管滞后10m时,关闭老塘内的埋管连入新的埋管,依次不断向前延接。
采空区埋管抽采平面图
3、抽采系统设计
根据《硫磺沟煤矿瓦斯抽采设计》,W(4-5)102工作面瓦斯抽采管路及抽采设备选型如下:
(1)工作面顺槽瓦斯预抽管路均采用φ219的SSPE管,主管路选用φ400的SSPE管。
(2)工作面瓦斯预抽采用高负压瓦斯抽采泵,其型号为ZWY-85/160型矿用式瓦斯抽采泵,配160kW、660V防爆电动机,一台工作,一台备用。
ZWY-85/160移动泵使用的2BW1353-0水环式真空泵在吸气压力530hPa、转速590r/min时流量为85m3/min,最大轴功率约为120kW。
(3)工作面采空区抽采管路选用φ325的SSPE管,主管路选用D530×
5直缝卷焊钢管。
(4)采空区抽放采用低负压瓦斯抽放泵,其型号为2BEC60型水环式真空泵,配355kW、10kV防爆电动机,一台工作,一台备用。
根据2BEC60型水环式真空泵特性曲线,在吸气压力(绝压)559hPa时,流量240m3/min,转速260r/min,最大轴功率约为220kW。
(5)抽放永久系统管路布置:
W(4-5)102工作面轨道顺槽瓦斯抽采管→W(4-5)102轨道顺槽专用回风巷瓦斯抽采管→集中回风上山瓦斯抽采管→风井瓦斯抽采管→地面瓦斯抽采管→泵站2BEC60型煤矿用水循环真空泵
W(4-5)102工作面皮带顺槽瓦斯抽采管→W(4-5)102皮带顺槽与集中回风上山联络巷瓦斯抽采管→集中回风上山瓦斯抽采管→风井瓦斯抽采管→地面瓦斯抽采管→泵站ZWY-85/160型高负压瓦斯抽采泵
4、抽采计量设计
瓦斯抽放量是抽放工作的基本数据,应经常掌握每个瓦斯区域的瓦斯抽放量,在瓦斯主管、支管上应安设计量装置,通过其流量的测定,掌握每个瓦斯区域的瓦斯流量情况,反映煤层瓦斯涌出规律和抽放效果,才能对抽放方法和抽放效果做出恰当的评价。
因此,在本工作面计量设计中,拟选用自动和人工两种计量方式对瓦斯流量和抽放效果进行考察。
(1)自动计量
在地面永久抽放泵站管路进气侧安设一套监控系统,可以自动测定抽放管道中压差、负压、浓度、温度、流量等参数,很直观的反映各种参数变化情况。
(2)人工计量
1)人工计量流量计的选择
由于孔板流量计比较简单、方便,适用于各种不同流量。
因此,在每个抽放钻场的抽放管上安设孔板流量计进行相关参数测定。
2)人工计量孔板流量计技术要求
使用孔板流量计来测定管道中气体的流量。
在使用孔板流量计时要注意孔板与瓦斯管道的同心度,不能装偏。
在钻场内使用孔板流量计时,应保证孔板前后各1m段平直,不要有阀门和变径管。
在抽放瓦斯管末端安装孔板流量计时,应保证孔板前后各5m段平直,不要有阀门和变径管。
测定孔板两端的压差可采用U型压差计,测定抽放管路中的抽放负压采用U型压差计,抽放管路中的瓦斯浓度可采用负压吸气唧筒和高浓度瓦斯检定器。
3)人工计量孔板流量计的测定计算
公式具体为:
Q混=0.621k{Δh×
P/[(273+t)×
(1-0.00446x)]}1/2
Q纯=Q混×
x
Q混------抽放的混合流量,m3/min
Q纯------抽放的纯瓦斯流量,m3/min
Δh------在孔板前后端所测压差,mmH2O
P--------孔板上风端测得的绝对压力,mmHg
k-------孔板实际流量系数
x--------管道内的瓦斯浓度,%
t--------管道混合气的温度,℃
4)人工计量测定方法
采用“U”型压差计测定压差和负压,瓦斯浓度测定采用100%光学瓦斯检定器测定。
5)孔板流量计安装地点
孔板流量计安设21个。
其中本煤层预抽放管路计量,将孔板流量计安设煤层倾向钻孔直径50mm抽放管上,共安设4组,每组三个,合计安设流量计12个;
采空区抽放管路计量,将孔板流量计安设高位孔钻孔直径50mm抽放管上,共安设3组,每组一个,合计安设流量计3个;
将孔板流量计安装在埋管上1个,随工作面前进挪移;
在轨道顺槽直径为400mm干管上安装孔板流量计1个;
在轨道顺槽直径为325mm干管上安装孔板流量计1个;
在皮带顺槽直径为219mm干管上安装孔板流量计1个;
在集中回风上山直径为530mm干管上安装孔板流量计1个;
在集中回风上山直径为400mm干管上安装孔板流量计1个;
共计安设孔板流量计21个。
第三章防灭火设计
第一节本工作面自燃发火倾向性及其火灾隐患分析
根据《兖矿新疆矿业有限公司硫磺沟煤矿自然发火报告》,为Ⅱ级自燃煤层。
工作面回采期间采用回风流CO监测、抽采管内CO监测、工作面和上隅角CO及温度检测,以及束管监测系统进行预测预报发火危险性,采用采空区灌浆、注氮防灭火措施。
第二节防灭火措施
一、常规措施
为防止自燃发火事故的发生,W(4-5)102工作面建立灌浆和注氮防灭火系统。
当工作面回风流发现C0或工作面采空区CO浓度上升有自燃发火危险时,对工作面进行以注浆为主、注氮防灭火为辅的综合防灭火措施。
(一)灌浆防火
1、灌浆系统的确定:
采用已经建成地面永久性注浆系统,系统运转稳定可靠,制浆能力在60m3/h左右,水源取自矿井工业用水水池,经化验水质符合要求;
从距灌浆池3公里处取土,土源丰富,运送距离较近,未占用良田。
下浆地点选择在风井,灌浆管路经风井筒到集中回风上山,然后从集中回风上山分路到各灌浆地点,形成灌浆系统。
2、灌浆方法的确定:
根据采空区束管监测结果,采空区出现自然发火迹象,工作面每推进12m,向采空区进行预防性注浆。
3、灌浆参数确定
⑴、灌浆站工作制度及灌浆量确定:
地面灌浆站在原则上与矿井工作制度一致,全年工作日一般为300天。
灌浆站每天工作班数视煤层自燃发火严重程度,按以下原则确定:
灌浆工作与回采工作紧密配合进行,工作面回采为两采一准,故灌浆站一般考虑两班灌浆,纯灌浆时间为10小时;
若矿井自燃发火严重,且所需灌浆的工作面较多,宜采用三班灌浆,每天纯灌浆时间为15小时。
⑵、水土比按惯例夏季取为2:
1,冬季可取为3:
1。
必要时可添加速凝剂等辅料。
⑶、本矿井只有一个回采工作面,且黄泥灌浆用于采后灌浆。
因此,针对已封闭工作面密闭内气体观测结果,由总工程师确定灌浆量和灌浆工作制度。
4、灌浆管路选型
主要灌浆干管直径是根据管内泥浆的流速来选择。
为保证泥浆中的固体颗粒在管道输送时不沉淀或堵管的最小平均流速称为临界流速。
在设计中,泥浆给定,先确定泥浆在管道中流动的临界流速,再求出泥浆的实际工作流速,使之略大于临界流速。
按此选定的管径是保证管流正常运行(不堵管)时的最经济管径。
⑴、临界流速的确定:
选用轻亚粘土制浆,经查表取本设计采用临界流速为1.429m/s。
⑵、小时灌浆量的确定:
根据目前实际情况,小时灌浆量定位40m3/h。
⑶、实际工作流速的确定:
临界流速为1.429m/s,实际工作流速应略大于临界流速,取实际工作流速为1.5m/s。
⑷、管道内径确定:
根据下式计算。
D2=4Qj2/3600πv
D----管道内径。
m;
Qj2----小时灌浆量。
40m3/h;
π----取3.14;
v----管内泥浆实际工作流速。
取1.5m/s。
则D2=4Qj2/3600πv=4×
40/3600×
3.14×
1.5=0.009436
D=0.097(m)
取管道内径为97mm。
⑸、管壁计算:
根据下式计算:
δ=pd/140nR0+af
δ----管B壁厚度。
mm;
p----管内压力,Pa。
p=0.11γjH×
10;
γj----泥浆密度,t/m3。
取1.2;
H----井深,m。
取295m;
d----管路内径。
取为97mm。
n----管道质量与壁厚不均匀的变动系数。
取0.9。
af----管壁不均衡系数。
取1.5mm
R0----许用应力,查表得380×
98.066KPa。
=389.4×
97/140×
0.9×
380×
98.066×
1000+1.5=1.5(mm)。
实际选用Ф108mm无缝钢管,壁厚4.5mm。
5、灌浆管路布置:
⑴、输浆倍线
灌浆缓冲池至工作面灌浆管出口间管路总长度∑L与管路首末两端高差∑H之比,称为输送倍线。
倍线与水土比、土质、井下灌浆管路布置等因素有关。
倍线的实质是表示泥浆在输送过程中的能量损失。
在给定的系统中,将有相应的倍线比一定的水土比相适应,倍线值过大,则相对于管线阻力压力不足,泥浆输送受阻,容易发生堵管现象;
倍线值过小,泥浆出口压力过大,对泥浆在采空区内的分布不利。
取∑L为3502米,∑H为295米。
经计算,输浆倍线为3502÷
295=11.8
当借助与自然压头输浆压力不够,可采用泥浆泵加压。
⑵、灌浆管路布置
灌浆管路有“L型”和“阶段型”两种。
根据矿井实际情况,本设计选用“阶段型”。
(二)注氮防灭火
1、注氮方式及其管路设置:
注氮方式分为预防性注氮和灭火注氮:
预防性注氮,即开放性注氮,回采期间,在不封闭工作面的情况下,向采空区间歇性注氮,必须严格控制注氮时间和注氮流量,防止采空区气体逸出,不得造成回采工作面或回风流中有害气体超限,达到防止自燃的目的。
灭火注氮也即封闭注氮,封闭区内空间承受注氮增加气体体积的能力,由密闭调节管上的阀门进行调节,并始终保持封闭区内正压状态。
、管路设置:
注氮释放口位置的选择
对综采放顶煤采空区的注氮,其注氮释放口应设置在采空区氧化带内,注氮释放口距工作面的最大距离为
Lmax=LW+Rn
LW——采空区漏风带宽度,取15m;
Rn——氮气有效扩散半径,取15m。
则Lmax=LW+Rn=15+15=30m
故注氮释放口设置于离工作面30m的进风侧采空区底板上,罩以金属网并用木垛保护。
管路布置
①根据通风负压作用方向,工作面氮气管路铺设在工作面进风巷非行人侧,离底板200~300mm,吊挂牢固;
②从工作面下口到制氮机的氮气管路均采用Φ108钢管,当工作面每推进70m断开注氮管路,向采空区注氮。
③当第一趟沿倾向铺设的氮气管路埋入后,工作面推进15米后,开始注氮,直到70m时,断开管路;
2、氮气防灭火参数计算及确定
⑴、注氮量:
注氮量计算按以下三种方法计算,并取其中最大值:
a.按产量计算
QN=[A/(1440ρtn1n2)]×
(C1/C2-1)
式中QN--注氮流量,m3/min;
A--矿井年产量,900000t;
t--矿井年工作日,330d;
ρ--煤的密度,1.29t/m3;
n1--管路输氮效率,取80%;
n2--采空区注氮效率,取90%;
C1--空气中的氧浓度,取20.8%;
C2--采空区防火惰化指标,取7%。
QN=900000÷
(1440×
1.29×
330×
0.8×
0.9)×
(20.8÷
7%)=3.95m3/min
b.按吨煤注氮量计算
QN=5AK/330×
60×
24
式中A--矿井年产量,900000t;
K--工作面回采率,取K=0.8。
QN=5×
884000×
0.8÷
(330×
24)=7.44m3/min
c.按瓦斯量计算
QN=QcC/(10-C)
式中QC--工作面通风量,设计布置一个回采工作面,共配风量1684m3/min;
C--工作面回风流中的瓦斯浓度,0.5%。
QN=1684×
0.005÷
(10-0.005)=0.84m3/min
三种方法计算后取大值:
QN=7.44m3/min。
考虑1.4的安全备用系数:
注氮流量QN=7.44×
1.4=10.4m3/min=624m3/h。
3、注氮管理:
⑴、注氮量多少主要依据采空区内气体监测成份决定,与工作面推进度和煤的自然发火期有关。
本设计以距工作面70米处采空区内气体成份进行调整,确保O2浓度小于10%,CO浓度小于0.0024%。
当工作面出现高温、异味等情况时,都应加大注氮量。
⑵、加强工作面及回风流的氧气检测,发现O2浓度小于18%,必须立即停止工作,减小注氮量,待O2浓度大于20%后,方可恢复工作。
⑶、氮气纯度不得低于97%。
⑷、注意检查工作面、回风流,特别是回风隅角的瓦斯浓度,发现上述地点瓦斯浓度超限时,可适当减小或停止注氮,并采取其它措施处理。
⑸利用氮气管路第一次向采空区注氮,或停止注氮后恢复注氮,必须先排出管路中的空气,避免将空气注入采空区。
二、工作面停采期间防灭火措施
1)停采撤架期间的监测重点及测点布置。
(1)采空区两顺槽;
(2)工作面停放线至架后浮煤;
(3)支架顶部煤体破碎区域;
图1工作面停采状态示意图
工作面停采后应立即布设固定测点并及时进行观测,测点布置时宁多勿漏,在条件允许的情况下把危险区及可疑区布置到位,给每个测点编号,测点布置见图2。
图2工作面停采期间火灾监测布点示意图
测点布置时,两顺槽深度应不小于10米,高度3~4米;
支架后部深度以6~8米为宜,高度2~4米,每6~7架布设一个测点;
架顶以顶煤破碎程度确定,布点以破碎区域的回风侧为宜,高度在架顶2米以内。
2)主要监测仪器
采用“煤层火灾人工监测管”配合“四合一气体检测仪”、“数字测温仪”、风表、便携式CO2及CH4测定仪、气相色谱仪等;
是目前最简单、可靠的方法,可深入采空区10米以上进行温度、气体的同时监测。
3)参数观测
采空区现场观测方案的实施,必须做到“四定”,即定人、定地点、定时、定仪器。
人工观测参数主要有工作面风量、O2、CO、CO2、及CH4浓度、温度,正常情况下工作面气体和温度情况每班检测一至两次,风量每天检测并记录一次。
每周至少取气送地面气相色谱分析一次;
若发现异常,至少每天一次,取气样送地面进行气相色谱分析。
三、综放面停采时的防火技术措施
1)工作面停采前50米,每推进5米在工作面上、下顺槽施工一道粉煤灰(碎煤)袋墙,封堵采空区未跨落的巷道,并向粉煤灰(碎煤)袋墙内压注胶体泥浆,每个袋墙后注胶量以胶体接顶为准,停采后的注胶量加大并向架后延伸,见图3;
图3工作面停采前防火工作示意图
2)工作面进入停采线后,开始降低工作面风量,停采后约为正常风量的一半,保持风量稳定至撤架完毕;
3)向支架后上部施工钻孔进行注胶,钻孔终孔位置在架后5米,高于架顶2-3米为宜,每隔2架施工一个钻孔。
注胶以复合胶体泥浆和高分子灭火剂为主。
每孔注胶量约20-30m3。
如下图书4所示。
图4工作面停采时防火工作示意图
4)加快工作面设备撤出速度,应在40天内工作面设备全部撤完,并完成封闭。
5)做好应急准备工作,注胶管路、设备、注胶材料、打钻机具和套管必须准备到位;
6)在撤架过程中,加强停采线气体、温度监测和自燃危险性预测;
7)经检查或预测,确有自燃危险性时,在危险区域支架间布置钻孔,压注胶体进行防灭火处理;
8)工作面停采设备全部撤出以后,在适当位置按要求建立防火密闭,并留设观测孔和注浆管路;
9)定期(至少每星期检测一次)检测封闭区内气体、温度状况。
第三节防灭火预测预报
1、工作面防灭火预测方法
(1)在工作面回风10m及回风巷各安设一台一氧化碳传感器,随时监测工作面的一氧化碳情况。
(2)回采期间,瓦斯检查工每班对采煤工作面上隅角、回风流的一氧化碳浓度及温度情况每班检查三次。
(3)工作面采空区、抽采管及其它有自然发火隐患地点的一氧化碳及温度情况每周取样分析化验一次,具有自燃危险时增加分析化验频率。
(4)利用束管监测系统进行采空区自燃发火预测预报
①在工作面轨道顺槽向采空区埋设监测束管,用一根φ8mm束管穿入φ50钢管中,
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