瓦斯抽采总结与分析报告.docx
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瓦斯抽采总结与分析报告
1矿井概况
1.1矿井基本情况
大舍煤矿有限责任公司位于圭山煤田鸭子塘矿区Ⅱ井田8-11勘探线之间,走向长1.5km,倾向宽0.915km,井田面积1.2075km2。
井田内赋存六层可采煤层,厚1.8-5.8m不等,属“三高二低”优质炼焦用煤,区内可采储量1239.5万t,实际可保储量800万t。
矿井始建于1976年,原设计生产能力6万t/a,结合国家及省、市、县产业政策及行业总体规划,为进一步做大、做强煤产业,提高矿井单产能力,矿井于97年开始6改9万t/a,9改15万t/a以及15改21万t/a生产能力扩建项目,已启动实施。
矿井通风方式为中央并列分区是通风。
矿井属高瓦斯矿井,相对瓦斯涌出量21.83m3/T,绝对瓦斯涌出量5.96m3/min,相对二氧化碳涌出量10.47m3/T。
绝对二氧化碳涌出量2.86m3/min。
目前矿井总进风量2700m3/min,总排风量2880m3/min,总进风比93%,矿井有效风量2460m3/min,有效率85%,矿井综合等级孔1.1m2。
1.2现有生产状况
矿井现有井筒5个,即主斜井、副斜井、架空人车井、东西两翼回风井。
采区有3个,工作面有5个,除一个掘进工作面采C9煤层外,其余均采C17煤层。
现控制水平C17煤层剩余可采储量72.3万t,矿井正处于向下一个水平过渡时期。
我矿煤层的顶板多为砂质泥岩,底板多为泥岩,这样就给煤层瓦斯生成、储存创造了有利条件,故瓦斯含量较高。
根据《圭山煤田鸭子塘矿区Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ井田详细勘探地质报告》,我矿C17煤层煤尘有爆炸危险性且C17煤层无自燃发火倾向性,其余煤层均不具有爆炸性倾向。
C3、C9煤层无自燃发火倾向性,C21煤层不易自燃。
我矿自建井以来,未曾发生煤与瓦斯突出。
2我矿瓦斯抽采工作的由来
2006年以前,我公司一直采用人为钻孔卸压对本煤层进行瓦斯排放,通过矿井风流排除瓦斯,这项措施在当时基本上可以满足矿井的需要,可是随着开采水平的延深,矿井瓦斯超限强度日趋增大。
生产期间瓦斯超限现象频繁发生,超前钻孔排采瓦斯的措施逐渐不能满足矿井安全生产的要求,回采工作面不能正常生产,瓦斯问题严重制约了矿井的生存,恶劣的自然条件迫使我们寻求矿井生存的出路,坚持以科学发展观为统领,坚持“以人为本”和“安全发展”为方针,依靠科技进步,人为钻孔卸压进行瓦斯排采措施过渡到瓦斯抽采措施。
2006年建立了地面瓦斯抽采系统率先推行了老采空区瓦斯抽采和回采工作面上隅角采空区抽采技术,对煤层掘进迎头采取了超前预抽技术,矿井瓦斯超限现象也明显减少,煤巷掘进速度加快,安全生产形式明显好转。
瓦斯抽采初见成效,全矿管理人员及职工消除了对瓦斯抽采的模糊认识,树立了信心。
3瓦斯抽采工作的技术进步历程
3.12006年我公司开始对老采空区瓦斯抽采和回采工作面上隅角采空区抽采技术。
但对掘进迎头瓦斯超限情况难于控制。
3.22008年7月开始实施本煤层抽采,煤层机巷掘进首先采用先抽后掘,短抽短掘,直径113mm钻孔,孔深25—30m,抽采15~20天,一般可掘进8~10m,存在抽采管及水泥消耗量大,封孔、折管工时消耗大,安全可靠程度一般,掘进巷上、下帮难已控制。
3.32008年10月开始改为边抽边掘,加深钻孔至35m,上、下帮帮孔距作业面10m不拆除,掘进时只拆除正前方孔管,使掘进巷上、下帮形成负压带,增长了帮孔的抽采时间,提高了掘进过程中的安全可靠度,正前方孔一个循环抽4~6天,可掘进12~15m,降低了材料成本和工资成本。
3.42009年1月开始掘进巷掘进工作面实施深孔、多孔,久抽,长掘,孔深达到35~42m,抽采时间4~8天,一个循环掘进15~17m,由于钻孔加深,超前卸压,加大了安全屏障距离,提高了煤巷掘进的安全系数,由于工作面前改后,掘进巷超前工作面煤壁最多达100m,同时从掘进巷向回采工作面布置了40m深的上向钻孔,对回采工作面煤层进行预抽,减少了回采工作面小孔密排措施的工作量,由于钻孔总量的不断增加,降低了抽采泵运行的单位电费成本,增加了抽采量,但由于钻孔的加深,增加了钻孔钻进的危险性。
3.5为了保证掘进巷掘进本煤层抽采孔的施工安全,降低钻孔钻进过程中瓦斯超限的危险性,我们从2009年3月开始对掘进巷区域实施底板钻孔抽采,超前卸压,由于底板钻孔直接进入原始瓦斯压力区,施钻过程中,瓦斯压力大,喷孔严重,说明了底板抽采钻孔的效果远远大于本煤层钻孔的效果,由于岩柱安全的作用,施钻安全系数显著提高。
提前布置底板钻孔,加大了钻孔的抽采时间,为掘进巷抽采奠定了良好的安全基础,必将加快掘进巷的掘进速度,大大降低了掘进巷钻孔瓦斯超限的危险性。
但由于高压瓦斯从钻孔喷出导致了施钻巷道瓦斯严重超限,局部通风很难解决,影响施工安全。
3.6随着矿井向深部的逐渐延伸,回采工作面、回风巷瓦斯超限的问题逐步加剧,我矿对老采空区瓦斯抽采和回采工作面上隅角采空区抽采技术进行了改进,对采空区采取密闭埋管进行采空区瓦斯抽采,立杆见影,回风巷瓦斯不再超限。
采空区瓦斯抽采系统的改进(见附图1),提高回采工作面产量。
我公司几年来瓦斯抽采技术逐渐进步,虽然投资较大,但是从根本上改变了矿井的安全状况,提高了矿井的生产能力,实施瓦斯抽采改变力达煤矿的命运。
因此,我们将更进一步总结、探索寻求更好的抽采措施,使云南的瓦斯抽采技术在我公司有新的突破。
4大舍煤矿有限责任公司煤矿瓦斯抽采系统
4.1地面泵站
在矿井工业广场建立一个地面抽采站,内设有值班室、泵房。
泵站内设有循环冷却水池一个。
4.2抽采泵
地面泵房安装两台水环式2BE1—353型水环式真空泵(参数见表4-2-1)。
2BE1—353型水环式真空泵技术参数
表4-2-1
最低吸入绝压
(KPa)
最大抽气量
(m3/min)
转速
(r/min)
电机功率
(kw)
连接形式
3.3
65
490
110
皮带轮
4.3抽采管路
(1)管道规格
底板抽采和本煤层抽采主管采用阻燃、抗静电聚乙烯抽采管,主管直径250mm,每根长6m,支管直径160mm,每根长6m,钻场采用直径100m铁管作汇流管,钻孔内抽采管道直径6cm,连接汇流管和钻孔内的铁管采用专用胶管。
采空区尾巷抽采管道一趟采用阻燃、抗静电聚乙烯抽采管,主管直径250mm,每根长6m,支管直径100mm,每根长6m,使用弹簧管连接石门墙体上的抽采管出口。
(2)管道敷设
主管:
①副井回风井→1850回风巷
②主井回风井→1880回风巷
支管:
第一趟从1850回风巷→1810采区回风巷→采一队抽采地点;
第二趟从1850回风巷→1850采区回风巷→采二队抽采地点;
第三趟从1880回风巷→1840采区回风巷→采三队抽采地点;
第四趟从1880回风巷→1840采区回风巷→采六队抽采地点。
(3)附属设施
排气管上安设有隔爆、防回火装置,抽采泵站已经安装避雷装置。
(4)施钻工艺及布孔方法
详见瓦斯抽采计划书。
(5)钻孔封孔技术
①本煤层抽采钻孔采用水泥封孔技术,封孔深度控制到避开煤层裂隙带,一般3~4m左右,特殊情况封孔深度达到10m以上,封孔长度约0.6m。
②底板抽采钻孔采用水泥封孔技术,封孔深度一般3m,封孔长度约0.6m。
(6)抽采监测
抽采泵站内安装有抽采管道气体多参数传感器,能对瓦斯流量(混合流量、纯流量)、浓度、温度和抽采负压进行监测,相关数据(包括年、月、日累计抽采纯量)在瓦斯抽采房显示数据,并同时与县安全监控系统联网,在调度室能实现显示、储存、查找、打印各种数据指标,及时掌握抽采系统运行状况。
(7)抽采系统运行使用情况
①本煤层及底板钻场正常抽采,纯瓦斯量1m3/min,日抽采纯量1080m3;
②尾巷抽采泵正常抽采,抽采流量15m3/min,瓦斯浓度15-20%,纯瓦斯量5.25m3/min,日抽采纯量16200m3;
③配备了三名专门的抽采泵值班人员,及时填报了地面瓦斯抽采泵的运行日志,及时处理故障,负责日常维护,保证泵让的安全运行。
5瓦斯抽采管理
5.1解放思想、实事求是、以人为本、安全发展
搞好瓦斯抽采工作解放思想、实事求是、以人为本、安全发展
是前提,从矿长(实际控制人)到全体员工都必须认真深刻领会“先抽后采,监测监控,以风定产”瓦斯治理方针的深刻内涵,要坚定信念,树立信心,要以“瓦斯抽采压倒一切”的高压态势指导全矿工作,宁可停止全矿生产,不可采弃瓦斯抽采,只许成功,不许失败,要克服一切困难和阻力,要扎扎实实地搞,不能以应付检查的态度搞花架子。
要不断总结经验,采取新的手段和措施应对新的问题,逐步提高抽采技术水平和管理水平,只有这样才能使这项工作顺利推进,不断提高。
5.2落实责任
(1)矿长全面协调,保证人、财、物及时到位,引进先进经验技术。
(2)安全副矿长:
把瓦斯抽采工作摆在全矿安全工作的重中之重,重点督查抽采量,控制煤巷掘进,工作面回采效检到位,抽采措施施工安全。
(3)生产副矿长:
总体部署、合理安排生产作业程序,制定抽采计划,保证有足够的时间实施瓦斯抽采措施。
(4)技术副矿长:
制订钻场、钻孔布置方案和安全技术措施,提出钻孔施工技术要求,收集整理钻孔施工记录资料,及时填图归档汇总,总结经验,提高技术水平。
(5)机电科科长:
及时排除故障,保证抽采系统正常运行,管道及时安装到位,保证钻机、钻具及时维修备用,正常供给风、水、电,确保监控有效。
(6)由防突、抽采的负责人具体安排部署全矿的抽采工作。
(7)抽采值班员在抽采负责人的直接领导下负责对作业人员工作地点的安全检查,具体安排工作,按技术要求搞好现场记录并汇报施工情况。
(8)组长对本班的工作质量负主要责任。
5.3稳定职工队伍
对煤矿的防突、抽采作业人员,要进行素质筛选,要选择思想品德好,具有一定文化素质,年轻力壮,勤学好问,善于钻研的人选,加强安全意识教育和操作技能培训。
采取改善工作环境,提高福利待遇,安排适当的月度奖金和年终奖金。
让作业人员有一种家的感觉,一般情况下不会轻言采弃本职工作。
5.4强化管理
(1)对抽采人员年初制订抽采工作目标管理方案。
包括:
抽采工作目标、定额计算、奖金计算标准、安全管理措施、违章处罚规定。
(2)对防突、抽采作业人员强制灌输防突、抽采等方面的安全知识,让他们真正认识到防突工作是全矿安全工作的核心,时刻有如临深渊、如覆薄冰的紧迫感,在思想上坚持安全工作大于一切,安全工作压倒一切,把安全工作摆在各项工作的首位,当安全与生产发生矛盾时,任何时候坚持“以人为本、安全第一”的思想不动摇。
(3)下井之前坚持召开班前会,总结和解决上一班工作中存在的问题,部署安排好本班工作。
(4)树立主人翁姿态,要有一种“矿兴我荣、矿衰我耻”责任感。
(5)经常进行学习,努力提高工作技术水平,提高工作效率。
6瓦斯抽采工作要注意的问题
6.1通风
检查作业地点通风、瓦斯等情况,每个作业迎头必须安装两个瓦斯传感器,一个安装在掘进工作面回风流中,一个安装在作业迎头,严格执行风、电闭锁和瓦斯、电闭锁,断电控制瓦斯浓度在1.0%,坚决杜绝瓦斯超限作业现象。
6.2顶板
检查迎头支护质量,保证在施工时支架牢固,安全可靠。
6.3电器设备的防爆
检查好钻机及电缆线的防爆性能,严防失爆现象的发生,杜绝设备带病运行,尽量避免在施工过程中钻杆与钻杆相撞击,钻杆与钻机相撞击而产生撞击火花。
6.4自救器的佩带
作业人员必须熟悉避灾路线,随身携带化学氧自救器,保证遇到紧急避险情况时人人会使用。
6.5钻孔布置及施工安全
首先必须保证作业迎头正前方和上下帮有足够的安全距离(一般8~10m),经预测在作业面前方10m内必须无瓦斯威胁,才能保证作业人员在施工深孔时不会因钻孔诱发瓦斯涌出,而威胁作业人员的人身安全。
钻孔布置要严格按作业规程要求施工(根据本公司实际情况制订专门的抽采措施)。
在施工过程中如遇有严重喷孔现象或煤炮声,应立即停止作业,待无严重煤炮声和严重喷孔现象时再继续施钻。
6.6钻孔质量
抽采钻孔达到一定的深度(20m以上)或有高压瓦斯喷出,封孔时保证做到严密不漏气。
封孔时必须准确掌握钻孔在施工过程中遇到的老孔影响地方在什么位置,水泥封孔必须到实煤体,保证封孔长度达到0.6m。
6.7钻场检查
抽采钻孔施工完工后,必须注意检查抽采管道上的负压,达到0.05Mpa以上,听到有漏气的声响或负压达不到要求时,必须查明原因。
7瓦斯储量
现控制水平C17煤层剩余瓦斯储量计算
W=PQ=723000×3=2169000m3
W.............现控制水平剩余瓦斯储量m3
P...............现控制水平剩余煤储量t
Q.....................每吨煤瓦斯含量m3/t
由于围岩瓦斯微小,故忽略不计。
8抽采效果分析
8.1瓦斯抽采率计算
在瓦斯抽采站的抽采主管上安装瓦斯计量装置,测定瓦斯的抽采流量(见附图2),矿井瓦斯抽采量是指井下瓦斯抽采量(我公司未进行钻进瓦斯抽采),每月底按《煤矿瓦斯抽采指标(AQ1026-2006)》规范计算瓦斯抽采率(公式见8-1)。
ηk=
......................................(8-1)
ηk...........矿井月平均抽采率%
Qkc............矿井月平均瓦斯抽采量m3/min
Qkf............矿井月平均风排瓦斯量m3/min
根据计算我公司1-9月瓦斯平均抽采率为37.42%(各月计算结果详见附表1),由此可知我公司瓦斯抽采已经《煤矿瓦斯抽采指标(AQ1026-2006)》规范的要求。
8.2实际效果
采用底板抽采措施后,降低了掘进巷掘进时瓦斯超限的危险性,掘进巷本煤层抽采后,消除了工作面下段15m范围内的瓦斯超限危险,全矿井瓦斯超限作业的问题得到了解决,工作面回风巷不存在瓦斯超限现象。
8.3掘进速度
我公司掘进速度受煤层瓦斯的影响很大,未建立抽采系统前,煤层巷道掘进速度一般在18m/月以下,去年至今年全面实施抽采措施后,其掘进速度一般在35m/月左右,掘进速度提高了近1倍。
9抽采成本核算
我公司自建立抽采系统以来共投入资金200余万元(详见《云南省师宗县大舍煤矿瓦斯抽采系统设计方案说明书》)。
10瓦斯利用情况
我公司拟建瓦斯发电厂,该项目正在筹划中。
采空区瓦斯插管抽采示意图附图1
2010年(1-9)月月平均抽采浓度与纯流量图附图2
2010年(1-9)月月平均瓦斯抽采率计算表附表1
月份
参数
一月
二月
三月
四月
五月
六月
七月
八月
九月
Qkf(m3/min)
19.20
18.43
19.36
17.62
17.59
17.36
18.44
18.30
18.20
Qkc(m3/min)
11.35
10.32
10.36
11.74
11.43
11.40
10.34
11.31
10.20
ηk(%)
37.15
35.84
34.8
39.98
39.38
39.63
35.92
38.19
35.91
ηk(平均)(%)
37.42
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