司马煤业矿井瓦斯抽采达标方案设计-学位论文.doc

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1、第一章 矿井概况第一节 交通位置司马煤矿位于山西省东南部,沁水煤田的东部,长治以南4km,行政区划隶属长治市、长治县。其地理位置为:北纬360407361023,东径 11300331130530。井田范围:北以铁路东侧保安煤柱为界,南与经坊煤矿为邻,东为3#煤层露头线,西邻高河井田。井田内交通方便,太焦铁路从井田西部边缘通过,207国道从井田内通过,乡村间均有公路相通,交通极为便利。见交通位置图(图1-3-1)。图1-3-1 矿井交通位置图第二节 矿区地质构造井田位于晋(城)获(鹿)褶断带南段的主要构造形迹长治大断裂的西侧,西接武阳凹褶带,构造形迹呈“多”字型排列规律。井田总体呈一走向NNE

2、,倾向NW,倾角4左右的单斜构造,并伴有宽缓褶曲和少量断裂构造,无岩浆岩侵入。区内第四系覆盖较厚,很少基岩出露。综观井田地质构造应属简单(偏中等构造A)类(一类)。井田内发现有落差不一的断裂构造5条,陷落柱1个。A 宋家庄正断层:位于任家庄、南郭村、宋家庄一线,区内长约6.0km,走向N50E,倾向NE35,倾角70,落差3050m。B 安城正断层:位于岭上村、安城村一线,区内长约5.5km。与宋家庄正断层走向一致,走向NE55,倾向SE35,倾角70,落差北段50m,南段30m。C 林移逆断层:位于苏店镇、柳林村西北一线,区内长约2.7km,走向NE,倾向70,落差1520m。D 苏店正断层

3、:位于苏店镇、柳林村西北一线,区内长5.2km,走向NE,倾向NW,倾角70,落差1520m。 E 陷落柱:位于20-4号钻孔西侧,钻孔深372.16458.34m,岩芯破碎,推定20-4号钻孔西侧3#煤层陷落柱范围为150250m。第三节 矿区地层司马井田位于沁水盆地的东南部,井田地层除西部零星出露二迭系上统上石盒子组(P2s)地层外,其余全部为第四系所覆盖。依据钻孔资料将各地层由老到新简述如下:1、奥陶系中统 (Q2)为井田内煤系地层的基底,钻孔揭露厚度261.31m(2102号孔)。上马家沟组(Q2s):揭露最大厚度70m左右,为灰色中厚层状的石灰岩,夹泥质灰岩及白云质灰岩。峰峰组(Q2

4、f):厚161.82200m,平均176.21m。主要由石灰岩、泥灰岩、白云质灰岩夹石膏层组成。2、石炭系中统本溪组(C2b)与下伏奥陶系地层呈平行不整合接触。厚3.2029.60m,平均10.44m。主要为一套泻湖潮坪为主沉积的灰深灰色的泥岩、砂质泥岩、夹石灰岩及薄煤层,底部含铁铝质泥岩,含菱黄铁矿结核。3、石炭系上统太原组(C3t)是井田内主要含煤地层之一,全组厚92.90121.31m,平均104.74m,为一套海陆交互相沉积。主要由灰深灰色砂岩、粉砂岩、泥岩、煤层及石灰岩组成。层理构造发育,动植物化石丰富。根据岩性组合及沉积特征分为上、中、下三段。4、二迭系(P)(1)下统山西组(P1

5、s)是本井田主要含煤地层之一,厚45.6765.10m,平均57.36m。底部以K7砂岩与下伏地层呈整合接触。由砂岩、粉砂岩、泥岩及煤层等组成。本组以色浅、含砂成分高、交错层理发育、生物扰动多、植物化石丰富为特点。属滨海三角洲沉积。(2)下统下石盒子组(P1x)K8砂岩底K10砂岩底,厚43.0775.64m,平均62.70m。底部以K8砂岩与下伏地层整合接触。主要为浅灰色深灰色泥岩、砂质泥岩、灰白色砂岩,顶部常含一较稳定的带紫斑的鲕粒铝质泥岩,俗称“桃花泥岩”。(3)上统上石盒子组(P2s)井田内仅在西部零星出露,钻孔最大揭露厚度290.58m,仅出现中段和下段。底部K10砂岩与下伏地层呈整

6、合接触。由灰绿紫红砂质泥岩、泥岩、灰白黄绿色中粗粒砂岩组成。5、第三系上新统(N2)为一套山麓洪积相沉积,厚021.24m。为紫红、褐红、砖红、棕黄及黄色粘土、亚粘土与砂互层,底部含砾石层,与下伏地层呈角度不整合接触。6、第四系(Q3)区内广泛分布,井田内最大揭露厚度198.95m,主要由亚砂土、亚粘土、粘土、砂组成,底部含砾石层。第四节 可采煤层本井田主要含煤地层为石炭系上统太原组和二迭系下统山西组,共含煤614层,含煤地层平均总厚162.10m,煤层平均总厚15.96m,含煤系数平均10.15%;可采煤层共5层,平均总厚15.03m,可采含煤系数9.3%。山西组一般含煤13层,即1、2、3

7、号煤层,主要可采煤层为3#层,其余均为极不稳定的薄煤层。太原组含煤511层,自上而下编号为5、7、8-2、9、11、12、13、14、15#煤层,其中8-2、9、14、15#煤层全区稳定可采,其余煤层为零星可采或不可采。 各可采煤层分述如下:3#煤层:位于山西组中下部,上距K8砂岩平均29.60m,下距K7砂岩平均10.77m,距太原组8-2号煤层平均7m。煤层厚5.477.80m,平均6.62m,变异系数为6.5%,属全区稳定可采的厚煤层。煤层结构简单,距顶0.6m左右有一层较稳定的泥岩、炭泥夹矸(厚0.24m),纯煤厚5.477.45m,平均6.22m。顶板一般为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂

8、岩或细粒砂岩;底板为泥岩、砂质泥岩,局部为砂岩或粉砂岩。8-2煤层:位于太原组三段中下部,下距9号煤层9.1214.12m,平均11.38m。煤层厚度0.451.78m,平均1.31m。煤层结构简单,一般含一层泥岩或炭泥夹矸,厚0.050.55m,平均0.27m。纯煤厚0.451.78m,平均1.19m。顶板为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩、砂岩;底板一般为细粒砂岩,局部为泥岩、砂质泥岩。属较稳定的局部可采煤层。9#煤层:位于太原组三段底部,下距14号煤层32.9842.87m,平均37.59m。煤层厚度0.761.78m,平均1.46m。煤层结构单一,属较稳定的局部可采煤层。顶板一般为泥岩、泥

9、灰岩;底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,局部为砂岩。14#煤层:位于太原组一段顶部,顶板为K2灰岩,下距15号煤层平均4.74m。煤层厚01.59m,平均0.90m,属较稳定的局部可采煤层。煤层结构单一,属较稳定的局部可采煤层。顶板为石灰岩,局部含炭质泥岩伪顶;底板为泥岩、砂质泥岩。15#煤层:位于太原组一段下部,煤层厚1.086.70m,平均4.64m,属全区稳定可采的厚煤层。煤层结构复杂,一般含34层泥岩或炭质泥岩夹矸,夹矸厚01.68m,平均0.96m,纯煤厚1.086.70m,平均3.68m。顶板一般为泥灰岩、泥岩;底板为泥岩、砂质泥岩,局部为铝质泥岩。各可采煤层特征见表1-3-1。表1-

10、3-1 可采煤层特征表含煤地层煤层编号煤层厚度(m)最小最大/平均平均煤层间距(m)夹石层数煤层结构稳定性可采性顶底板岩性山西组(P1s)35.977.33/6.6252.0311.3837.594.741简单稳定全区可采顶板一般为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩或细粒砂岩;底板为泥岩、砂质泥岩,局部为砂岩或粉砂岩。太原组(C3t)8-20.451.78/1.311简单较稳定局部可采顶板为泥岩、砂质泥岩,局部为粉砂岩、砂岩;底板一般为细粒砂岩,局部为泥岩、砂质泥岩。属较稳定的局部可采煤层。90.761.78/1.460简单较稳定局部可采顶板一般为泥岩、泥灰岩;底板为泥岩、砂质泥岩、粉砂岩,局部为砂

11、岩。1401.59/0.900简单较稳定局部可采顶板为石灰岩,局部含炭质泥岩伪顶;底板为泥岩、砂质泥岩。151.086.70/4.4634复杂稳定全区可采顶板一般为泥灰岩、泥岩;底板为泥岩、砂质泥岩,局部为铝质泥岩。第五节 矿井基本情况汇总主、副立井落底于3#煤层,胶带大巷沿煤层底板布置、轨道大巷为沿煤层底板岩巷。回风立井落底于3#煤层,沿3#煤层顶板布置回风大巷。全矿井采用二个水平开采,第一水平开采一采区,水平标高+660m,第二水平开采二采区和三采区,水平标高+640m。矿井划分为三个采区,分别为一、二、三采区,根据矿井开拓、瓦斯涌出量并结合矿井采掘衔接规划,设计确定先前开采+666m水平

12、,一、二采区轮换生产。第二章 矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温情况第一节 矿井瓦斯等级情况1、上年度矿井瓦斯情况根据我公司2012年8月瓦斯涌出量鉴定情况:绝对瓦斯涌出量为18.35m3/min,相对瓦斯涌出量为3.48m3/t,鉴于以上数据,我矿属于高瓦斯矿井。第二节 煤尘爆炸性根据重庆煤科院提供的煤尘爆炸性鉴定报告(2007年)可知,矿井3#煤层煤尘具有爆炸危险性。第三节 煤的自燃倾向性根据重庆煤科院提供的煤炭自燃倾向性等级鉴定报告(2007年)可知,矿井3#煤层属不易自燃煤层。第四节 抽采范围和钻孔布孔均匀程度目标1、矿井抽采范围目标:矿井区域3#煤层的二采区和三采区。 2、矿井钻孔均匀程度目

13、标:3#煤层回采工作面预抽钻孔间距为:1.5m米,钻孔长度为:180m。 3、瓦斯含量及瓦斯压力目标 根据瓦斯抽采达标暂行规定要求,所以各项数据应达到以下目标,见表1 表1瓦斯含量及压力目标参数可解析瓦斯含量(m3/t)煤层瓦斯压力(MPa)煤层瓦斯含量(m3/t)目标值4.00.748第三章 矿井抽采达标工艺方案根据矿井地质、瓦斯和抽放目标等情况特制订下述方案。 第一节 抽采达标工程一、井巷工程 根据矿井3#煤层1207工作面通风系统布置情况,设计1207高抽巷,高抽巷巷口打闭敷设瓦斯抽放管路进行裂隙带抽放。根据其他煤矿开采经验,采空区冒落带高度主要取决于采出煤层的厚度和上覆岩层的结构,一般

14、为采厚的35倍,我公司3号煤层平均厚度为6.62m,因此冒落带高度在19.833.1m,33.1m以上为裂隙带。为了避免高抽巷布置在冒落带,同时考虑3号煤层上部的2号煤层(根据补15、补17孔数据,距3号煤层顶板29.836.7m),我们选定了高抽巷布置在距3号煤层顶板35m,距1206辅助进风巷水平距离50m。(集团公司高河矿、五阳矿高抽巷均布置在距3号煤层顶板35m处)二、钻孔工程 1、回采工作面钻孔参数 (1)回采工作面本煤层瓦斯抽采钻孔参数 钻孔位置:布置在1206辅助进风巷煤层中(施工1207本煤层抽放钻孔) 钻孔角度:垂直巷道中线、平行于工作面、水平倾角1-5;(根据煤层赋存实际情

15、况调整) 钻孔直径:115mm 钻孔长度:180mm 钻孔间距:1.5m 封孔方式:聚胺脂封孔 封孔长度:12m 三、回采工作面采空区抽放参数 地点:上覆岩层垮落并处于稳定时抽放聚集在冒落带以及上方破坏裂隙带中瓦斯,钻孔设计终孔位置为距离3#煤层49米处。 钻孔直径:94mm钻孔长度:143m-171m钻孔间距:2.5m封孔方式:聚氨酯封孔封孔长度:12m四、管网工程 为了抽放矿井瓦斯,减少矿井中的瓦斯,根据巷道布置情况,必须在井下敷设一套完整的瓦斯抽放管路网,单独输送瓦斯。根据我矿的实际情况,确定矿井瓦斯抽放管路系统为: 主进气管:井下移动瓦斯抽放泵站二采区回风巷1206工作面风巷;井下移动

16、瓦斯抽放泵站二采区回风巷二采区胶带巷里段。排气管:井下移动瓦斯抽放泵站二采区回风巷风井底。五、监测计量及放水出渣工程 在瓦斯抽放主管、支管和钻孔连接装置上设置测压嘴,在瓦斯主管、支管、工作面抽放支管,安装瓦斯抽放计量装置(孔板流量计),在管路上每间隔200米以及低洼点安装除渣放水器。 第二节 进度计划及服务时间表3 工程施工计划及服务时间工程名称开始时间竣工时间钻孔类型服务时间1206风巷2012.32012.8本煤层至2015.61206辅助回风巷2013.12013.7裂隙带至2015.61206辅助进风巷(1207风巷)2013.42013.11本煤层至2018.9第三节 资金计划根据矿

17、上2013年资金计划、2013年抽采计划、2013年抽采规划及采掘计划,2013年矿井抽放计划投入共计1487万元,工程费用975万元,材料费用512万元。 第四节 组织管理、安全技术措施抽放瓦斯过程中,井下各种各样的情况都有可能发生,如管路漏气、堵塞、积水、钻孔失效、抽空,主管瓦斯浓度降低、泵轴温升高等现象。因此,必须有专职人员定期检查,发现问题及时处理,确保抽放系统不间断工作。因此必须有专业队伍和技术管理人员。一、组织管理为做好矿井瓦斯抽采工作,配备专业抽采技术人员,负责抽放的日常管理工作,我公司在通风部下设抽采科,负责瓦斯抽放的日常管理,其任务包括编制年、季、月抽放瓦斯工程计划,检查工程

18、实施情况。总结分析抽放瓦斯效果,研究和改进抽放技术方案,组织实施新技术、新工艺的推广等。通风队下设抽采班,专门负责矿井的泵站运行观测及其它抽放瓦斯日常工作。二、安全技术措施 1、所有施工人员必须持证上岗,工作服必须穿戴整洁,衣袖扎紧,必须保持施工现场整洁,无杂乱堆放物品。2、钻孔时要严格按照施工措施中规定的钻孔参数进行施工。3、由于巷道东帮有皮带,所以必须在皮带上方架设过桥,不准影响人员通过,过桥焊接要牢固,尺寸合理。接钻杆时过桥上方与下方各有一名人员,两人在接钻杆过程中必须小心谨慎,协调配合。4、必须在施工点上方50m处设置警示牌,并在钻机20m范围内布置一部防爆电话。5、连接钻杆时,要对准

19、丝口,避免歪斜和漏水。6、采用清水钻进时,开钻前必须供水,水返回后才能给压钻进,并要保证有足够的流量,不准钻干孔。孔内煤粉多时,应加大水量,延长冲洗时间,切实冲好孔后方可停钻。7、钻进时,钻工要认真观察钻机运转情况,即观察送水、钻孔的给排水、钻孔内的震动声音等情况。8、施工地点20m范围内风流中瓦斯浓度达到0.8%时,严禁打钻并要断电撤人,并马上向公司调度和队组值班室汇报。9、钻机运转过程中要注意观察轴承部位、电机、轴套、横立轴齿轮等有无超温现象、有无异常声音,发现问题应立即停机,查找原因,及时处理。10、钻进过程中发现岩石松动、片帮、来压、涌水或孔内水量、水压突然加大或减小以及顶钻时,必须立

20、即停止钻进,但不得拔出钻杆,要立即派人监视情况,并迅速向调度室和队组值班室汇报。11、当钻喷孔严重时,钻机前方应设置挡板并打设点柱,严禁后方站人,防止打钻时喷孔伤人。钻孔过程中发现有大量有害气体喷出时,要停钻切断电源,加强通风,撤出人员,同时立即向公司调度室和队组值班室汇报。12、当钻机出现出水较多,出水颜色改变时,钻机立即停止施工,但不得拔出钻杆,组织人员对钻孔进行封堵并及时向公司调度和队组值班室汇报。若不能封堵,则将水通过排水沟引至排水点,然后通过水泵进行排水;若该地点配备的排水设备满足不了排水需求时,应组织其他人力和设备进行处理,坚决杜绝事故的发生。13、更换钻头时,应注意孔径与钻头直径

21、匹配,以免卡死钻头。临时停钻时,要将钻头退离孔底一定距离,防止煤粉卡住钻杆;停钻时应将钻杆拉出来。运钻具时,前后人员要互相联系,密切配合,防止造成伤人事故。14、在移钻过程中,钻工必须紧密配合,操作要轻而稳,不得猛刹、猛放、超负荷作业。其他人必须站在钻具起落范围1m以外。15、操作钻机时,注意力要集中,要求手不离手把、眼不离钻机,动作要准确、及时、迅速。16、在正常情况下不得随意改变钻机速度。17、机器运转时,禁止用手、脚或其它物件直接接触机器运转部分,禁止将工具或其他物品放在钻机、水泵电机防护罩上。18、作业人员在接钻杆时,严禁戴手套进行作业,防止钻机挤住手套扭伤人员。19、打钻时,要安排专

22、人对巷道内的水进行排放,对打钻流出的淤煤要及时进行清理。20、打钻用的电缆要按规定吊挂在电缆钩上,严禁将电缆放在地上或泡在水里。对机电设备要定期维护、检查,防止设备失爆。在设备移动中禁止用电缆拖拉设备。21、打钻作业人员不得小于3人,严格执行“机长负责制”和现场互联保。22、终孔结束后,孔内水流超过2m时,要立即汇报并进行封孔、并网。23、下班时,要停电、闭锁开关,把备用的钻杆等物件整齐的摆放在巷帮。24、当出现卡钻,钻杆无法拔出时,队组应尽最大努力拔出钻杆、钻头;当尽最大努力仍不能拔出钻杆时,此钻孔应挂牌明示,并及时向通风部、地质办等部门汇报。25、每班的班长、跟班队干和电工必须携带便携式瓦

23、检仪,班长要将便携式瓦检仪悬挂在钻机上方,实时监测瓦斯的浓度。26、必须加强与1206工作面内其他队组的协调工作。当有人员通过时,应停止打钻,待人员通过后方可开钻,确保打钻和移钻过程中作业安全,如发生无计划的停风 、瓦斯排放等特殊情况,必须协同其他队组立即撤出全部人员。27、在作业时,要保护巷道内的设施,严禁损坏。28、在作业时应加强对瓦斯的监测,当矿方的瓦斯检查人员检查时,必须积极的配合检查人员的工作。如发现异常应立即汇报相关部门并积极处理。29、遇到顶钻问题时,应多退钻,少进钻,充分倒出孔内的煤粉,防止卡钻或顶钻伤人。30、必须每天向通风部与地质部汇报生产的详尽情况。其它未尽事宜,按照煤矿

24、安全规程、煤矿瓦斯抽采达标暂行规定等规定执行。(2)预防瓦斯积聚措施1、施工钻孔时,当施工地点20m范围内瓦斯浓度达到0.8%时,要立即停止打钻,切断电源,撤出人员进行处理,并向公司调度室及队组值班室汇报。2、钻孔施工完毕后,要立即进行封孔并网,防止瓦斯大量涌出造成瓦斯超限。3、当施工地点20m范围内瓦斯浓度降至0.8%以下时,方可进行打钻作业。4、在进行作业时,要将便携式瓦检仪悬挂在钻机正上方,对工作点的瓦斯情况进行实时监控。5、打钻作业时,要使用铜锤,严禁使用铁锤或钻杆敲打钻杆。(3)防喷孔措施1、打钻前钻机安装应稳固,如底板平整则直接将钻机放置底板上,如不平整则在钻机底垫枕木,液压柱必须

25、打设牢固并用钢丝绳与挂钩挂在顶网上。2、在打钻过程中人员必须协调配合,严禁在钻机后方站人,接钻杆人员在接上钻杆后必须迅速离至钻机1m范围以外,以防伤人。3、开孔时在孔口安设防喷孔挡板,防喷孔挡板要用铁丝固定在铁丝网或钻机上,固定要稳固可靠。4、当发生喷孔现象时,必须停止给进,待孔内瓦斯卸压后并将孔内的煤渍导净后再进行正常钻进。5、当有喷孔征兆时应适当减慢推进速度,操作钻机缓慢向前推进。6、喷孔持续时间过长或喷出的瓦斯无法稀释时,要在孔口位置安设压风系统进行压风稀释。7、打钻时,要将孔中煤粉冲洗干净。成孔后保证冲孔至少5分钟,以便彻底将煤尘排出。8、做好喷孔的资料记录,包括喷孔次数及附近瓦斯浓度

26、,并及时上报通风部。9、钻孔施工完毕后,要立即进行封孔并网,防止瓦斯大量涌出造成瓦斯超限。10、打钻过程中必须在钻孔下风侧上方0.5m处悬挂便携式瓦检仪。打钻过程中随时注意瓦检仪读数。11、在打钻过程中如果喷孔严重应在孔口加设孔口安全装置。12、发生喷孔显现时,现场作业人员必须立即向调度汇报,通风部派专人现场调查情况后确定措施进行处理。第五节 预期抽采瓦斯量和效果一、瓦斯抽放率的目标我公司矿井绝对瓦斯涌出量为11.37m3/min,根据相关规范、规定,确定我公司矿井瓦斯抽放率不得低于25%。二、抽放效果系统中瓦斯抽放量为3.39m3/min,其中,1206工作面抽放瓦斯量为2.57m3/min

27、,矿井绝对瓦斯涌出量为11.37m3/min,瓦斯抽放率为29.8%,符合煤矿瓦斯抽放达标暂行规定的要求。抽放量详见下表。地点负压(kpa)管道混合气体流量(m3/min)管道瓦斯浓度(%)纯瓦斯流量(m3/min)1206风巷3222.1511.62.57二采回风巷西部328.662.00.17二采胶带巷里段3112.655.10.65三、结论根据瓦斯抽采达标暂行规定确定的抽采目标及技术方案措施的评价, 1206工作面回采前,预计累计抽采瓦斯量为142万m3,煤层可解析瓦斯含量降至3.84m3/t。能够达到抽放预期效果,并实现安全生产。目 录第一章 矿井概况1第一节 交通位置1第二节 矿区地质构造2第三节 矿区地层3第四节 可采煤层5第五节 矿井基本情况汇总7第二章 矿井瓦斯、煤尘、自燃及地温情况8第一节 矿井瓦斯等级情况8第二节 煤尘爆炸性8第三节 煤的自燃倾向性8第四节 抽采范围和钻孔布孔均匀程度目标8第三章 矿井抽采达标工艺方案10第一节 抽采达标工程10第二节 进度计划及服务时间12第三节 资金计划12第四节 组织管理、安全技术措施12第五节 预期抽采瓦斯量和效果18

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