xzx瓦斯抽放发电设计说明书终稿.docx
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xzx瓦斯抽放发电设计说明书终稿
5.1概算书封面-----------------------------------------------------------------------47
5.2概算编制说明--------------------------------------------------------------------48
5.3瓦斯抽采与发电利用工程总概算表-----------------------------------------49
5.4瓦斯抽采井巷及钻孔工程概算表--------------------------------------------51
5.5瓦斯抽采及发电利用土建工程概算表--------------------------------------52
5.6瓦斯抽采及发电利用机电设备及安装工程概算表-----------------------54
前言
xxxxxxx设计生产能力为45万t/a,2002年四川省发展计划委员会以川计能源[2002]221号文件批准《筠连矿区xxxxxxx可行性研究报告(代立项)》,2003年以川计能源[2003]331号文件批准《xxxxxxx初步设计》,同时,环境影响评价报告书、水土保持方案报告书、劳动安全预评价报告、安全专篇、消防专篇、井田范围划定、采矿权评估确定等经相关部门审查通过。
矿井于2003年12月正式开工建设,到2006年9月30日,矿井基本建设完成设计工程内容,矿井进入全面联合试运转。
xxxxxxx基建过程中,按照国务院国办发(2002)47号文要求,为缓解四川电煤供应紧张局面,根据矿井煤炭资源丰富,开采条件较好,采取提高机械化装备水平和各生产系统装备能力,使矿井实际具备90万t/a生产能力。
xxxxxxx属高瓦斯矿井,设计考虑矿井初期开采浅部煤层,大多处于风氧化带,瓦斯灾害较小,因此未考虑建立地面永久瓦斯抽放系统,矿井瓦斯主要采用通风治理,对个别CH4涌出量大的地点利用移动真空泵进行局部抽放治理。
但邻近鲁班山北矿开采实际瓦斯涌出情况,首采层采煤工作面瓦斯涌出量一般达8~15m3/min,最大曾达20m3/min,尽管采取了采空区埋管抽放、压风局扇引排、挡风帘等多种措施,仍然没有从根本上解决问题;随着开采深度的增加瓦斯威胁将越来越大。
由于xxxxxxx与鲁班山北矿煤层赋存相同,为了从根本上治理瓦斯,必须尽快建立地面永久抽放瓦斯系统,确保矿井安全正常生产,同时又化害为利,变废为宝,采用瓦斯发电利用技术,转化为矿井供电电源,有显著安全经济效益和环保效益。
川南煤业公司根据川煤监[2005]265号批准的《鲁班山南北矿瓦斯抽放与利用工程设计》,委托大地工程开发有限公司编制了《xxxxxxx瓦斯抽采与发电利用工程设计》。
第一章矿井概况
1.1地理位置
鲁班山勘探井田位于筠连矿区沐爱勘探区的西北部,行政区划属四川省筠连县巡司镇,地理坐标为:
东经:
104°32′10″~104°40′50″
北纬:
28°5′20″~28°10′10″
xxxxxxx井田位于鲁班山勘探井田内巡司背斜轴以南,矿井井口及工业场地设在井田南部的李家湾,距巡司镇约1.5km。
1.2井田范围
xxxxxxx井田西以巡司背斜轴为界与鲁班山北矿为邻,东以新街向斜为界;南以F1断层为界,浅部以煤层露头和小河联办煤矿开采边界为界,深部至-200m煤层底板等高线为界。
井田走向长约5.6km,倾斜宽约2.5km,面积约13.2km2。
为便于井田开发,以+250m标高为界,划分为上井田和下井田,即+250m标高以上为上井田,+250m标高以下为下井田。
全井田划分为两个水平,实施上、下山开采。
1.3煤层赋存条件
本矿井含煤地层为二叠系上统宣威组,平均总厚139.44m。
含煤10余层,煤层总厚一般为7.79m,含煤系数为5.6%。
可采或局部可采煤层4层,自上而下分别为2号、3号、7号、8号,可采煤层总厚度一般为5.54m,煤层走向为北东、南西向,倾角7°~21°。
现将4层可采和局部可采煤层简述如下:
2号煤层:
可采范围主要集中在212~222勘探线区域内,可采面积约8km2,属大部可采煤层。
该煤层厚度变化较大,可采范围内有少数不可采点及灰份超限点,可采边界不规则,属不稳定煤层。
煤层顶板在平硐以上主要为泥质岩类,平硐以下砂岩比例大;煤层底板主要为砂岩类组成,局部地方有0.05m~0.10m的伪底,该伪底具强烈的滑感,遇水呈泥糊状可塑性好。
煤层多为单一结构,个别呈双层结构时,上分层不可采。
除个别地方含夹矸外,其它可采范围内煤层不含夹矸。
3号煤层:
除222勘探线以东的深部区域不可采外,其余均可采,可采面积约11km2,属基本全区可采煤层。
该煤层在可采区内厚度变化不大,属较稳定煤层。
其顶板主要为砂岩,局部有少量泥质岩出现;底板主要为砂岩类,但在平硐以上又以泥质岩类为主。
煤层结构单一,局部为双层结构,含矸0~1层。
7号煤层:
俗称“黄广炭”,该煤的硫份较高,除220~222勘探线间部分地方不可采外,其余均可采,但可采厚度变化较大,属不稳定煤层。
煤层顶板主要为砂岩类或泥岩、砂岩的组合类,其强度较好,但有一层0.05~0.15m的炭质泥岩和泥岩组成的伪顶;底板在平硐水平以上主要为泥质岩类,平硐水平以下主要为砂岩类,有一薄层状的、由炭质泥岩或灰黑色泥岩组成的伪底。
煤层以单层和双层结构为主,少有多层结构,含夹矸0~4层,一般0~1层。
8号煤层:
为本矿主要可采煤层,全区可采。
煤层在井田的南部分岔,分岔面积约5km2,分岔区各煤分层从上到下分别为8号煤之一,8号煤之二和8号煤之三。
在南部由于煤层分岔其厚度在1.0m~1.3m之间,厚度高值区主要在井田中部,属较稳定煤层。
煤层顶板主要以砂岩类或砂岩、泥质岩类组合类型,有一层0.02~0.2m的伪顶;底板除个别地方为砂岩外,基本上由泥质岩组成。
煤层多为双层结构,含夹矸1~5层,一般2层,夹矸岩性多为泥岩和高岭石粘土岩。
可采煤层特征见表1-1。
1.4煤炭储量
本矿井地质储量为125231kt,其中能利用储量83200kt,暂不能利用储量42031kt。
全井田工业储量为81939kt,其中上井田(+475m水平)的工业储量有29902kt,占全井田的36.5%。
全井田可采储量为65685kt,其中上井田(+475m水平)的可采储量为24613kt,占全矿井的37.5%。
可采储量计算见表1-2。
1.5生产能力
根据四川省发展计划委员会川计能源[2002]221号《四川省计委关于筠连矿区xxxxxxx建设项目可行性研究报告(代立项)的批复》意见,xxxxxxx设计生产能力为45万t/a。
实际建设中为缓解四川电煤供应紧张局面,按照国家要求和规划设计,在基建实施过程中,矿井生产系统、巷道布置和设备选型均达到90万t/a生产能力。
1.6井田开拓与大巷布置
矿井采用平硐开拓方式,初期开发上井田的共有井筒四个,它们是:
主平硐:
位于李家湾附近,井口标高+468m(轨面)。
排矸、进风斜井:
位于主平硐背面的划柴湾附近,井口标高+565m(轨面),倾角25°。
表1-1可采煤层特征表
煤
层
编
号
煤层厚度(m)
煤层间距(m)
夹矸层数
顶底板
最
小
最
大
平
均
最
小
最
大
平
均
最
少
最
多
一
般
顶板
底板
2
0.70
2.09
0.95
0
2
0
在+450m以上主要为泥质岩,+450m以下砂岩比例大,泥质岩比例小。
主要以砂岩为主,仅小范围内为泥质岩,局部地方有0.05~0.1m的伪底。
2.03
11.23
5.83
3
0.70
2.26
1.08
0
1
0
主要为砂岩,局部有少量泥质岩。
有一半地方为砂岩类岩石,但在+450m以上的东部以泥质岩类为主。
11.15
26.63
18.43
7
0.70
2.79
1.20
0
4
0~1
主要为砂岩或泥质岩、砂岩组合类型,个别地方为泥岩,强度较好。
+450m以上以泥质岩类为主,+450m以下为砂岩类。
0.08
13.82
3.70
8
0.73
4.24
2.31
1
5
2
主要为砂岩或泥质岩、砂岩类组合,有一层0.02~0.20m的伪顶。
个别地方为砂岩,其它以泥质岩组成。
表1-2xxxxxxx可采储量计算表
水平
标高
煤层
编号
工业储量
(A+B+C)
(kt)
永久煤柱损失(kt)
开采损失
(kt)
可采储量
(kt)
断层煤柱
边界煤柱
井筒煤柱
小计
上井田
平硐
(+475m)
水平
+750m~
+475m
2
3624
60
24
84
531
3009
3
4791
80
36
116
701
3974
8
4546
103
52
155
659
3732
小计
12961
243
112
355
1891
10715
+475m~
+250m
2
3690
34
34
548
3108
3
5871
51
51
873
4947
8
7380
76
76
1461
5843
小计
16941
161
161
2882
13898
上井田
小计
+750m~
+250m
2
7314
60
58
118
1079
6117
3
10662
80
87
167
1574
8921
8
11926
103
128
231
2120
9575
小计
29902
243
273
516
4773
24613
续表1-2xxxxxxx可采储量计算表
水平
标高
煤层
编号
工业储量
(A+B+C)
(kt)
永久煤柱损失(kt)
开采损失
(kt)
可采储量
(kt)
断层煤柱
边界煤柱
井筒煤柱
小计
下井田
(±0m水平)
+250m~
+0m
2
5668
20
206
226
816
4626
3
8824
43
180
223
1290
7311
8
11489
20
350
370
2224
8895
小计
25981
83
736
819
4330
20832
+0m~
-200m
2
765
20
50
70
104
591
3
4472
50
250
300
626
3546
8
20819
70
620
690
4026
16103
小计
26056
140
920
1060
4756
20240
下井田
小计
+250m~
-200m
2
6443
40
256
296
920
5217
3
13296
93
430
523
1916
10857
8
32308
90
970
1060
6250
24998
小计
52037
223
1656
1879
9086
41072
全矿井
合计
+750m~
-200m
2
13747
60
98
256
414
1999
11334
3
23958
80
180
430
690
3490
19778
8
44234
103
218
970
1291
8380
34573
小计
81939
243
496
1656
2395
13859
65685
龙塘进风斜井:
位于龙塘附近,井口标高+675m。
龙塘回风斜井:
位于龙塘附近,井口标高+675m。
另外矿井后期为开发下井田在李子湾设有回风立井,在小溪坝与鲁班山北矿一起设有排矸、进风立井。
上井田平硐水平的大巷标高按主平硐口+468.0m(轨面)以3‰的坡度计算。
布置在煤系底部上距8号煤层底板约100m的玄武岩中。
一采区的回风直接进入回风斜井,二采区在8号煤层的底部设有+600m总回风巷,+600m总回风巷通过回风联络巷与回风斜井相联。
1.7采区巷道布置及采煤方法
采区巷道采用集中布置方式,联合开采近距离煤层群。
在采区中部8号煤层底板法线距离25m~30m的较稳定砂岩中集中布置三条采区上山,分别为轨道上山、运输机上山和回风上山。
本矿井采用走向长壁采煤法,全部冒落法管理顶板。
1.8矿井通风
xxxxxxx采用中央并列抽出式通风,选用2台BDK54-8-№25对旋式主要通风机,装机功率为2×250kW。
矿井设计通风容易时期需风量92m3/s、负压1374.2Pa;通风困难时期需风量92m3/s、负压2530.4Pa。
第二章矿井瓦斯参数
2.1瓦斯鉴定参数
2.1.1煤层瓦斯含量及储量
依据《xxxxxxx的初步设计》和精查地质报告,xxxxxxx为高瓦斯矿井,矿井内各可采煤层的瓦斯含量及储量详见表2-1。
表2-1xxxxxxx上井田可采煤层瓦斯含量及储量统计表
煤层
2号煤
3号煤
7号煤
8号煤
合计
+475m
以
上
瓦斯
含量
(m3/t)
最大
27.4
19.1
18.36
19.44
最小
0
0
0
9.48
平均
15.21
10.03
10.97
13.56
煤层储量(kt)
3624
4791
7110
4546
20071
瓦斯储量(万m3)
5512.10
4805.37
7799.67
6164.38
24280
+475m
~
+250m
瓦斯
含量
(m3/t)
最大
23.20
26.70
26.93
36.80
最小
19.00
14.34
12.7
19.61
平均
21.10
19.28
20.05
25.55
煤层储量(kt)
3690
5871
9750
7380
26691
瓦斯储量(万m3)
7785.90
11319.29
19987.5
18855.9
57948
根据上表,矿井一水平瓦斯储量82228万m3,同理可得,二水平可采煤层瓦斯储量为12688万m3,由此表明,xxxxxxx瓦斯储量极为丰富,矿井瓦斯抽放时间可与矿井开采年限一致,达到50年以上,完全具有抽放和利用价值。
2.1.2矿井瓦斯分布
根据精查地质报告,本井田煤层风化带底界标高为+536m,+536m标高下为瓦斯带,其瓦斯梯度为14.09m/m3/t,瓦斯增加率为7.09m3/t/100m。
2.1.3煤层瓦斯压力及a、b常数
xxxxxxx上井田开采上界标高+750m,下界标高+250m,煤层平均埋深为600m,矿井正处于基本建设阶段,暂未实测瓦斯压力,根据重庆煤矿设计研究院《煤矿设计参考资料——有煤和瓦斯突出煤层的开采措施》中的计算公式。
矿井瓦斯压力P为:
P=(0.05~0.06)H×9.8-1
=(0.055)×600×9.8-1
=3.37MPa
式中:
P——煤层瓦斯压力MPa
H——开采水平距地表平均深度m
邻近芙蓉矿区实测瓦斯最大压力为3.20MPa,推算结果表明:
筠连矿区与芙蓉矿区瓦斯压力基本一致。
参考邻近芙蓉矿区的煤层a、b常数为:
a=29~39,本矿暂取35
b=1.22~1.40,本矿暂取1.25
2.1.4煤层透气性系数
筠连矿区与芙蓉矿区临近,属于同一成煤时期,参考邻近芙蓉矿区的煤层透气性系数,本矿井的煤层透气性系数取(1.2~6.2)×10-4m2/大气压2.日,属较难抽放煤层。
2.1.5百米钻孔自然瓦斯涌出量
本矿为基建矿井尚未测定百米钻孔自然瓦斯涌出量,附近矿井也无实测资料可以借鉴,参照芙蓉矿区实测资料,本矿井暂取q100=0.3~0.1m3/100m·min。
矿井投产后必须尽快实测百米钻孔自然瓦斯涌出量,并计算百米钻孔瓦斯流量衰减系数,以指导今后的瓦斯抽放工作。
2.2矿井瓦斯涌出量计算
2.2.1首采层瓦斯涌出量
矿井采用自上而下剥皮式开采顺序,2#煤层作为首采煤层。
根据计算公式(抽放手册)
q回=K围.q0+q1+q邻
式中:
q回——采煤时瓦斯涌出量m3/t
K围——围岩涌出系数,全部垮落法取1.2
q0——采出煤的瓦斯涌出量m3/t
q邻——顶底板邻近煤层及不可泻出的瓦斯量m3/t
q1——开采层由于回采不高而产生的附加瓦斯涌出量m3/t
⑴2#煤层本层开采瓦斯涌出量
q0=W含2#煤-W残
=21.10-10
=11.10m3/t
式中:
W残——残存瓦斯量m3/t,查《采矿工程设计手册》表8-7-1取10m3/t。
W含——煤层瓦斯含量,m3/t。
⑵浮煤瓦斯涌出量
q1=b[C/(100-C)]W含
=0.7×[10/(100-10)]×21.10
=1.64m3/t
式中:
b——采煤工作面丢煤瓦斯涌出程度系数,取0.7
C——丢煤百分率,取10%。
⑶2#煤层开采时邻近层的瓦斯涌出量
q邻=L0/(L0-h)×b邻×mc/m×(W邻-10)
式中:
L0——工作面长度120m
h——煤柱尺寸0m
q邻——邻近层的CH4涌出量m3/t
mc——邻近层的煤厚(3#:
1.08m,7#:
1.2m,8#:
2.3m)
m——开采层平均煤厚0.95m
b邻——邻近层向开采层涌出的瓦斯程度系数,3#、7#、8#煤层与2#煤层平均间距分别为:
5.83m、25.34m、30.24m,查《采矿工程设计手册》表8-7-18(插值法),3#、7#、8#煤层b邻值分别为:
1.0、0.36、0.27
W邻——邻近层瓦斯含量,m3/t。
则邻近层瓦斯涌出量为:
q邻3#煤=120/(120-0)×1.0×1.08/0.95×(19.28-10)=10.55m3/t
q邻7#煤=120/(120-0)×0.36×1.20/0.95×(20.05-10)=4.57m3/t
q邻8#煤=120/(120-0)×0.27×2.3/0.95×(25.55-10)=10.17m3/t
⑷首采层瓦斯涌出量
①2#层回采时相对瓦斯涌出量为:
q回=1.2q0+q1+q邻
=1.2×11.10+1.64+(10.55+4.57+10.17)
=40.25m3/t
由此可见,2#层回采时本层煤瓦斯涌出量14.96m3/t,占总量的37.17%,下部可采和局部可采邻近煤层瓦斯涌出量为25.29m3/t,占总量的62.83%。
②2#层首采工作面绝对瓦斯涌出量为:
q绝=q回×t/1440
式中:
t——平均日产量,两采一准,以600t计
则2#层工作面绝对瓦斯涌出量为:
q绝=q回×t/1440=40.25×600/1440=16.77m3/min
2.2.2邻近层工作面开采时瓦斯涌出量
由于xxxxxxx属缓倾斜近距离薄及中厚煤层群开采,首采层与邻近层间距在10~25m以内。
根据邻近芙蓉矿区的开采经验,首采层回采后,邻近层回采工作面瓦斯涌出量正常情况下在4.0~6.0m3/min,设计按3#煤层工作面5.5m3/min、7#煤层4.5m3/min、8#煤层4.0m3/min考虑。
2.2.3掘进工作面瓦斯涌出量
根据矿井初步设计,矿井达产时有2个首采层掘进面,4个邻近层掘进面和2个岩巷掘进面同时作业,首采层掘进面瓦斯涌出量按2.5m3/min考虑,邻近层掘进面瓦斯涌出量1.5m3/min考虑,岩巷掘进面瓦斯涌出量按0.5m3/min考虑,则掘进工作面瓦斯涌出量为:
2.5×2+1.5×4+0.5×2
=12m3/min
2.2.4采空区瓦斯涌出量
qk=k(q0+q掘)
=0.2×(11.10×600×2/1440+12)=4.25m3/min
式中:
qk——采空区瓦斯涌出量,m3/min;
k——采空区瓦斯涌出系数,取0.2。
2.2.5矿井瓦斯涌出量预计
按矿井扩能技术改造设计,矿井达到90万t/a生产能力,共需4个采煤工作面,即2个2#煤层首采面,1个3#煤层工作面和1个8#煤层工作面同时生产,矿井瓦斯涌出量为:
[(16.77×2+5.5×1+4×1)+12+4.25]×1.1=65.22m3/min
2.3瓦斯抽放量和抽放率计算
根据瓦斯来源分析结果,全矿井达产时,掘进工作面不考虑瓦斯抽放,采用风排稀释瓦斯,仅考虑采煤工作面生产时的瓦斯抽放。
根据采掘接替安排,矿井正常生产时,采煤工作面安排2个2#煤层首采面,1个3#煤和1个8#煤卸压煤层工作面生产;主要考虑首采层工作面开采过程中抽放瓦斯,卸压层工作面生产时仅采用通风解决瓦斯问题,则矿井瓦斯抽放量按下式计算为:
2.3.1矿井抽放瓦斯量
q抽=q本抽+q下抽+q空抽+q上抽
式中:
q上抽:
上邻近层可抽放瓦斯量m3/min;取0
q下抽:
下邻近层可抽放瓦斯量m3/min;
q本抽:
首采层可抽放瓦斯量m3/min;
q空抽:
采空区可抽放瓦放斯量m3/min;
q本抽=16.77×37.17%×30%=1.87m3/min;
q下抽=16.77×62.83%×50%=5.27m3/min;
q空抽:
预计可抽3.0m3/min;
所以,矿井抽放瓦斯量为:
q抽=(1.87+5.27+3.0)×2=10.14×2=20.28m3/min(纯瓦斯量)
2.3.2矿井抽放率η
η=20.28/65.22=31.1%
矿井抽放率符合《矿井抽放瓦斯工程设计规范》技术要求。
2.4矿井实施抽放后,矿井需风量计算
根据矿井瓦斯涌出量计算结果,矿井瓦斯抽放率按30%考虑,矿井需要的风量为:
Q总=65.22×(1-30%)/0.75%×1.2=7304.64m3/min
即矿井达到90万t/a生产能力时,矿井总需风量7304.64m3/min。
预计矿井后期主要通风机负压2700Pa,风量8700m3/min,通风能力满足要求。
第三章矿井瓦斯抽采
3.1抽放方法
3.1.1瓦斯来源分析
目前xxxxxxx尚处于基建期间,开掘巷道大部分是岩巷,瓦斯涌出规律难于准确掌握。
根据第二章矿井瓦斯涌出量计算结果分析:
首采层回采时相对瓦斯涌出量为:
40.25m3/t。
其中:
本层煤瓦斯涌出量为:
14.96m3/t,占总量的37.17%,下部可采和局部可采煤层瓦斯涌出量为25.29m3/t,占总量的62.83%。
由此可见,xxxxxxx首采层回采时的瓦斯主要来源于下部邻近煤层。
预计首采煤层工作面瓦斯涌出量达15~20m3/min,下邻近层工作面瓦斯涌出量达4~6m3/min,煤巷掘进工作面瓦斯涌出量达1.5~2.5m3/min。
3.1.2抽放方法选择
根据《xxxxxxx初步设计》已确定的开采布局、采区布置、煤层赋存条件及工作面瓦斯来源的不同,结合邻近芙蓉矿区的瓦斯抽放经验,本设计选择以顺层钻孔预抽和边采边抽为主,辅以底板巷道穿层钻孔抽放邻近层卸压瓦斯、采空区埋管抽放、从首采层向下邻近层打钻孔抽放邻近层
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