轨道大巷消突评价报告.docx
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轨道大巷消突评价报告
贵州泰昌安能源集团矿业有限公司
普安县地瓜镇宏发煤矿
轨道运输大巷消突评判报告
(11-12联络巷:
0—85m区段)
编制:
邹进美
2019年8月1日
宏发煤矿会审表
名称
轨道大巷消突评价报告(11-12联络巷:
0-85米区段)
主持人
邹进美
地点
日期
参
加
会
审
人
员
职务
签名
职务
签名
安全矿长
通防副总
机电矿长
地测技术员
生产矿长
机电副总
矿长
安全副总
总工程师
会审意见
总工程师意见:
矿长意见:
贯彻学习记录
贯彻时间:
贯彻地点:
贯彻人:
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轨道大巷掘进工作面消突评判报告
(11-12联络巷:
0-85米区段)
编制依据:
1、《煤矿安全规程》(2016版);
2、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1025-2006);
3、《预抽轨道大巷掘进工作面26号煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法》(MT/T1037-2007);
4、《防治煤与瓦斯突出规定》。
第一章工作面基本情况
第一节地面对应位置及邻近工作面情况
轨道大巷掘进工作面距地表垂深在146~171m之间,采用综掘,对地面影响不大。
另外巷道所经过地段对应地表无住户,不会造成地质灾害。
工作面掘进范围内上为12601采空区;下为皮带大巷,前为12联络巷。
第二节工作面煤岩赋存特征
26煤:
含0-2层夹矸,结构中等,原煤全硫平均5.45%,属高硫分煤,为全区硫分最高的煤层。
第三节评判区域构造情况
该巷道在本条带施工范围内区域构造较为简单,无断层及褶曲地质构造,煤层稳定。
第四节瓦斯基础参数
一、基本情况
(1)根据贵州省矿山安全科学研究院2015年2月《普安县地瓜镇宏发煤矿二采区26号煤层区域突出危险性预测报告》,二采区26号煤层在bcdef连线以深,实测煤层瓦斯含量大于8m3/t,今后在采掘过程中应按突出煤层管理。
(2)瓦斯基本参数:
根据实际测定瓦斯含量,+1479m标高26号煤煤层瓦斯基本参数见下表:
(附表1-1:
26号煤煤层瓦斯基本参数表)
附表1-126号煤煤层瓦斯基本参数表
煤层编号
瓦斯压力(MPa)
煤的破坏类型(类)
瓦斯含量(m3/t)
煤层坚固性系数
瓦斯吸附常数a(m3/t·r)
瓦斯吸附常数b(MPa-1)
26号煤
1.07
Ⅲ
12.77
0.29
28.731
1.187
(3)根据《贵州省煤田地质局实验室》提供的26号煤煤层的煤炭自燃倾向等级鉴定报告和煤层煤尘爆炸性鉴定报告,26号煤煤层的自燃发火倾向性均为三类,即不易自燃煤层,26号煤煤层的煤尘均无爆炸危险性。
煤层自燃倾向性:
根据贵州省煤田地质局实验室鉴定报告26号煤层自燃倾向性为三类不易自燃。
煤尘爆炸性:
根据贵州省煤田地质局实验室鉴定报告,26号煤层煤尘无爆炸性。
二、评价区域瓦斯赋存情况
区域抽放防突措施控制范围内瓦斯赋存量计算
1、26号煤层原始瓦斯含量
26号煤层原始瓦斯含量为12.77m³/t;
轨道大巷掘进工作面位于26号煤层中,根据宏发煤矿《安全专篇》和《开采设计方案》提供的数据和我矿实际测量得出预抽钻孔有效半径为1.5m,瓦斯抽放设计前方终孔距3m。
第五节工作面通风系统及设施构筑情况
轨道大巷掘进工作面采用压入式通风,局部通风机安设在皮带运输大巷新鲜风流中,局部通风机型号:
FBDZNo6.3/2×22KW局部通风机(额定风量320m3/min-590m3/min),风筒直径800mm,实测吸风量为300m³/min。
掘进工作面有独立的通风系统,回风经过回风绕道进入放水斜巷再进入回风石门,由回风平硐抽排出地面。
新鲜风流与回风流之间采用风门隔开,风门实行联锁,只能单道打开,控风设施均按防突规定要求,除安设正向风门外,还必须安设两道防突风门,保证掘进工作面通风系统独立、安全、可靠。
(详见轨道大巷掘进通风系统图)
第六节矿井瓦斯抽采系统及工作面抽采管网布置情况
瓦斯泵房布置在回风平硐附近,距回风平硐井口大于50m。
低负压选用2BEC-40型水环真空泵2台(一用一备),采用循环水冷却方式,最大抽放量95m³/min,配套防爆电机功率为110kW;高负压选用2BEC-40型水环真空泵2台(一用一备),采用循环水冷却方式,最大抽放量81m³/min,配套防爆电机功率为90kW;冷却水泵选用IS65-50-125型2台,流量50m3/h,扬程20m,防爆电机功率9.8KW。
高负压抽放选用φ325mm×8mm型焊接钢管作为抽放主管;选用φ273mm×7mm型焊接钢管为抽放支管。
低负压抽放选用φ377mm×8mm型焊接钢管作为抽放主管,选用φ377mm×8mm型焊接钢管为抽放支管。
封孔管采用DN50mmPVC管,连抽管采用内径50mm的硬质骨架胶管。
支管和分支器之间用直径100mm的硬质骨架胶管进行连抽。
抽放管网能力符合《安全专篇设施设计》,在瓦斯抽放管路支管处安装瓦斯抽放计量装置,与矿井监控设备进行联网;能够时刻观察井下抽采情况。
利用矿现已安装的4台水环真空泵,担负本矿的高、低负压瓦斯抽放工作,完全满足需要。
轨道大巷掘进工作面采用在皮带大巷上帮施工钻孔预抽煤巷条带煤层瓦斯,主管选用φ325mm×8mm型焊接钢管,支管选用φ150mmPVC管,进行高负压抽放。
第二章采取的消突措施
1、2019年度瓦斯抽采计划中计划对该工作面进行区段瓦斯抽采,本次循环采用从皮带大巷上帮预抽钻孔设计,设计抽放钻孔31个,平行均匀布置,钻孔间距3米,确保控制巷道掘进区域(详见钻孔设计图)。
2、采用实测预抽区域的煤层残余瓦斯压力小于0.74MPa,实测残余瓦斯含量小于8m3/t为无突出危险,否则即为突出危险区,预抽防突效果无效。
(详见检验钻孔设计图)
3、区域验证,采用连续两次区域验证,连续两次验证K1值都不大于0.5ml/gmin1/2,钻销量都不大于6Kg/m,验证为防突措施有效。
4、消突措施,采取大功率风煤钻,¢75mm的麻花钻杆施工排放孔,排放钻孔为一排5个钻孔,每孔施工15米,释放一段时间,再进行效果检验,K1值和钻销量都降到临界值以下,措施有效。
5、工作面消突措施效果检验采用钻消法,在工作面前方煤体至少施工3个直径42mm、孔深8-10m的钻孔,测定钻销瓦斯解吸指标和钻销量,K1值不大于0.5ml/gmin1/2,钻销量不大于6Kg/m,验证为防突措施有效。
(详见工作面突出预测预报图表)
6、距迎头40米安装一组压风自救袋,至少9个降压头,以外每隔60米安装一组。
下井工人全部佩戴压缩氧自救器,存放地点距工作地点不超过3米。
第三章消突工程工作量完成情况
第一节消突钻孔计划量及施钻周期情况
轨道大巷掘进工作面本循环设计在皮带大巷上帮布置31个抽放钻孔,孔深38m-80m。
钻孔编号为20l#~231#,终孔位置在工作面前方煤层中部,钻孔终孔控制待掘巷道整个区域。
设计施工钻孔总距离1961m。
设计施工周期4天。
(详见轨道大巷防突设计图表)
第二节消突钻孔完成量及施钻周期情况
在皮带大巷上帮施工31个抽放钻孔,孔深38m-80m。
钻孔编号为20l#~231#。
钻孔终孔控制待掘巷道整个区域。
实际施工钻孔总距离1972.5m。
实际施工周期2018年11月10日早班至11月13日中班,共计4天;抽放时间从2018年11月10日开始,计算截止时间到2018年11月29日止,共计20天。
(详见轨道大巷工作面抽放钻孔成果图表)
第4章消突工程实效性的评判
第1节消突工程是否按设计实施、存在的不足及异常情况
本循环严格按照设计施工,施工过程中所有钻孔均在煤层内,未遇地质构造带,钻孔施工没有发生顶钻、卡钻、喷孔等突出预兆,钻孔施工一切正常。
第二节消突范围抽放空白带或为卸压区的确定
经评判本循环控制距离为轨道大巷11-12联络巷0-85米区段。
第三节阐述消突评判范围是否抽采达标
施钻时间:
施钻时间:
2018年11月10日8时20分;结束时间2018年11月13日22时59分,抽放时间从2018年11月10日开始,截止时间到2018年11月29日止,共计20天。
1、本块段煤炭储量按下式计算
V=S·h·d
V——储量,单位t;
S——面积,单位m3;
H——煤厚,单位m;
d——相对密度(容重):
单位t/m;,取1.4。
则:
Q煤=85×58×3×1.46=21593t
根据地质煤炭储量,得出该煤层的煤层气资源量:
Q气=V煤×W
式中Q气——煤层气资源量,m3;。
V煤——煤层资源储量,t。
W——煤层气含量,m3/t。
则Q气=21593(t)×12.77=275742㎥。
2、预抽时间差异系数为η
Tmax为20天;Tmix为16天
η=(Tmax-Tmix)÷Tmax×100%=(20-16)÷20×100%=20%<30%
3、瓦斯抽采率
(1)风排瓦斯量按20天巷道瓦斯涌出平均的浓度计算。
风排瓦斯涌出量的计算公式Qf=Q×C×T
式中Qf——风排瓦斯涌出量,㎥
Q——风量,㎥/min ,皮带大巷的风量为924
C——风流中的平均瓦斯浓度,%,为0.04%
T——风排时间min
Qf=924×0.04%×1440×20=10644㎥
(2)轨道大巷11-12联络巷区域瓦斯抽放钻孔抽放量,截止2018年11月29日止,20天共计瓦斯抽出量Qc=0.35×45%×31×1440×20=140616㎥。
皮带大巷瓦斯抽采干管上安装有瓦斯计量装置,单孔流量在0.35m3/min左右,取0.35m3/min,单孔浓度平均在45%。
抽排瓦斯总量为:
Q=140616+10644=151260㎥
(3)瓦斯抽采率:
N=151260/275724×100%=54.8%>30%
2019年8月1日我矿瓦斯实验室工作人员在皮带大巷上帮施工三个检测孔,1#检测孔残余瓦斯含量4.6962m3/t、残余瓦斯压力0.396、孔深52米,2#检测孔残余瓦斯含量4.7701、残余瓦斯压力0.327、孔深63米,3#检测孔残余瓦斯含量5.0187、残余瓦斯压力0.4762、孔深63米,三个检测孔煤层瓦斯最大剩余含量为5.0187m3/t,最大瓦斯压力0.4762MPa,最大可解吸瓦斯含量3.4569m3/t。
2019年8月1日我矿通防科对轨道大巷工作面施工三个检测孔,检验结果为:
K1值最大0.21ml/gmin1/2,钻销量最大3.5Kg/m。
第三节消突工程未达到预期时采取的补救措施
经评判:
本次消突工程达到预期效果。
第五章消突效果检验方法认定标准及检验结果
第一节消突效果检验的方法及依据
1、《煤矿安全规程》(2016版);
2、《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1025-2006);
3、《防治煤与瓦斯突出规定》;
4、《煤矿瓦斯预测方法》(AQ1018-2006)。
第二节消突的认定标准
根据《煤矿安全规程》、《防突管理规定》,确认消突认证标准如下:
1、瓦斯抽采率大于30%;
2、煤层残余瓦斯压力不大于0.74MPa,实测残余瓦斯含量不大于8m3/t为无突出危险,否则即为突出危险区;
3、测定煤层坚固系数f>0.5,否则即为突出危险区;
4、验证K1值都不大于0.5ml/gmin1/2,钻销量都不大于6Kg/m,验证为防突措施有效。
第三节消突效果检验工程完成情况及检验结果
2019年8月1日我矿瓦斯实验室工作人员在皮带大巷上帮施工三个检测孔,1#检测孔残余瓦斯含量4.6962m3/t、残余瓦斯压力0.396、孔深52米,2#检测孔残余瓦斯含量4.7701、残余瓦斯压力0.327、孔深63米,3#检测孔残余瓦斯含量5.0187、残余瓦斯压力0.4762、孔深63米,三个检测孔煤层瓦斯最大剩余含量为5.0187m3/t,最大瓦斯压力0.4762MPa,最大可解吸瓦斯含量3.4569m3/t。
施工测定钻孔时,没有出现喷孔、顶钻或其它动力现象(详见轨道大巷工作面实验测试报告单)
2019年8月1日我矿通防科对轨道大巷掘进工作面施工三个检测孔,检验结果为:
K1值最大0.21ml/gmin1/2,钻销量最大3.5Kg/m。
第四节消突效果检验过程中存在的异常情况
本次消突效果检验过程中没有出现喷孔、顶钻或其它动力现象。
第六章消突效果评判结论
第一节评判范围确定
经评判确认:
轨道大巷11-12联络巷0-85米区段,评价单元瓦斯抽采后已达到消突目的。
第二节消突区域安全煤柱预留依据及具体值
根据《煤矿安全规程》、《防突管理规定》、《宏发煤矿开采设计方案》、《宏发煤矿安全专篇》及《宏发煤矿防突专项设计》本条带消突范围为:
轨道大巷11-12联络巷0-85米区段,评价单元瓦斯抽采后已达到消突目的。
第三节消突评判结论
1、通过计算,进行瓦斯抽放后,煤层瓦斯含量由12.77m³/t降为7m³/t以下,煤层瓦斯含量在降低,证明瓦斯抽放有效果。
2、对该区域实际瓦斯抽放量计算:
控制范围内瓦斯预抽率为54.8%,大于30%,符合AQ1027-2007规定,抽采率达标。
3、宏发煤矿瓦斯实验室采用DGC煤层防突瓦斯含量测定装置进行区域防突措施效果检验,测定瓦斯最大剩余含量为5.0187m3/t,最大瓦斯压力0.4762MPa,区域防突措施有效。
4、采用钻屑瓦斯解吸指标进行区域防突措施效果验证,K1max值为0.21(mL/g•
);Smax值为3.5Kg/m。
K1值和Smax都在临界值以下,防突措施有效,见轨道大巷掘进工作面钻屑瓦斯解吸指标报告单。
5、上述指标说明轨道大巷掘进工作面11-12联络巷0-85米段,评价单元瓦斯抽采后已达到消突目的。
第七章安全注意事项
1、入井人员必须佩戴压缩氧自救器,存放地点距工作地点不大于3米。
2、距工作地点40米安装一组压风自救。
3、在专用回风道以外10米处建两道防突风门。
4、时刻观察迎头顶板、两帮及瓦斯情况,发现异常立即采取措施处理或撤出工作地点,汇报调度室及相关人员。
5、瓦斯超限立即撤人。
附图:
1、抽采巷道布置图;
2、抽采巷道通风示意图;
3、消突工程工作量设计图;
4、消突钻孔封孔示意图;
5、消突工程成果图;
6、消突钻孔设计布置图;
7、消突钻孔成果图;
8、消突钻孔施工台账;
9、消突效果检验单(包含现场原始单据);
10、预测预报单。
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