采面瓦斯治理专项设计

综采工作面瓦斯治理专项设计综采工作面瓦斯治理专项设计第一节概况第二节工作面瓦斯情况第三节采煤工作面瓦斯综合治理方案第四节综采工作面“一通三防”管理安全措施第五节综采工作面瓦斯治理工程计划第一节概况一、矿井概况二、工作面概况三、矿井和工作面通风情况四、安全监测监控系统五、瓦斯抽放系统一、矿井概况1、矿井位于贵州省大方县城南部，井田中心直距县城约6km，矿井工广区位于贵州省大方县大方镇，占地面积26.6公顷。煤层赋存条件较好，当前矿井试生产的首采工作面煤层和前期地质勘探条件较为吻合，煤层无明显构造及断层，且煤层厚度平均约2.2～2.6m，煤层厚度稳定，变化较小，目前煤层煤样化验发热量为5000～6000大卡。井田面积66.41km2，可采煤层6层，其中33号煤和6中煤大部可采，6上、6下、7、34号煤局部可采，地质储量46343万吨，查明的矿产资源量28393万吨，计算可采储量7592.2万吨。矿井设计生产能力120万吨/年，矿井为平硐开拓，采用综合机械化采煤工艺。第一节概况2、煤层赋存情况一采区基本全区可采煤层为6中煤层，大部可采煤层为7号煤层，局部可采煤层有6上、6下号煤层共2层煤层，可采煤层见下表。煤层编号间距(m)全层厚度（m）夹石层数采用厚度（m）可采情况可靠程度结构复杂程度稳定程度至煤系顶界平均20.586上0～1.740.82(26)0～10～1.390.73(26)局部可采可靠简单不稳定0～9.172.606中0.44～6.502.32(30)0～20.44～6.082.18(30)基本全区可采可靠中等较稳定0.80～7.964.436下0～3.460.99(30)0～10～2.110.71(30)局部可采可靠简单不稳定7.03～14.9711.477104.80～136.43至煤系底界124.950～1.770.99(30)00～1.570.95(30)大部可采可靠简单不稳定注：最小值～最大值平均值（采用工程点数）6上煤层：顶板岩性：至B1为界，厚度0.74～14.50m。岩性以粉砂岩、泥质粉砂岩及细砂岩为主，局部为粉砂质泥岩。底板岩性：本井田内只在702号钻孔与6中煤层合并，其余部位与6中煤层间距一般2.72m，直接底板一般为泥岩、粉泥、泥质粉砂岩、间接底板随厚度增大而粒度变粗。6中煤层：顶板岩性：见6上煤层底板，以泥岩、粉砂质泥岩为主，与6上煤层间距大时，其粒度较粗，反之则较细。底板岩性：为6下煤层顶板，以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，厚1m～6m，一般中部含一层薄煤。6下煤层：顶板岩性：即6中煤层底板。底板岩性：以7号煤层顶部为界统计，厚度一般11.47m左右，直接底板一般为一层泥岩，厚度一般0.50m，间接顶板为细砂岩或粉砂岩，中下部含1～2层薄煤。7号煤层：顶板岩性：见6下煤层底板；岩性较粗，一般为粉砂岩、细砂岩，直接顶板为薄层粉砂质泥岩或泥岩，一般含动物化石，厚度一般0.80m左右。其上岩性变粗。底板岩性：直接底板一般为薄层含根泥岩，厚度一般0.60m左右，间接底板一般为泥质粉砂岩、粉砂岩。3、矿井采掘部署采区划分：矿井全井田划分为八个采区开采，首采区为一采区；根据开拓布置，矿井一期范围划分为一个双翼采区开采。开采顺序：本矿井一期开采一采区煤层有6上、6中、6下、7煤层；煤层间距分别为2.7m、3.3m、11.3m。因各煤层间距小，煤层间实行下行开采。开采顺序为：6上煤层→6中煤层→6下煤层→7煤层，依次开采各煤层，在6上煤层不可采区域，首先开采6中煤层。顺槽布置：根据地质勘探资料预计，采区内工作面瓦斯涌出量较大，设计推荐采用“U”型顺槽布置方式，一进一回，即工作面胶带输送机顺槽进风，轨道运输顺槽回风。采煤作业方法：井田范围内，主采煤层（6中煤）结构较简单，煤层顶板以泥岩、粉砂质泥岩为主。底板以泥岩、粉砂质泥岩为主，少量泥质粉砂岩、粉砂岩，属较稳定煤层。煤层在西北方向大面积露头，倾角一般2～10°。由于本矿井初期开采的煤层大部分均为近水平～缓倾斜薄及中厚煤层，结合矿井开拓布置，工作面采用倾斜长壁式采煤法，后退式回采，全部冒落法管理顶板。二、工作面概况1、地理位置及四周采掘情况工作面设计切眼运输顺槽端位于龙潭口村S32°W方向252m处；设计切眼轨道顺槽端位于龙潭口村S方向275m；设计停采线轨顺端位于小屯矿井工业广场S32°1120m。16中03综采工作面是井田西部一采区南翼的第一个区段的6中煤工作面，也是本井田的首采工作面。南东起切眼以地灾评估贵毕路山体保护煤柱为界，东北设计停采线至主平硐保护煤柱；北西依16中01综采工作面（该区段尚未回采）至贵毕高速路保护煤柱，南东与16中05综采工作面相邻（该区段尚未回采）。2、煤层情况该面回采的煤层为二叠系上统龙潭组上部6中煤。6中煤厚度：依据工作面附近钻孔资料为1.69～2.54/2.19m，厚度变化较大，结构中等，总体趋势呈不规则变化趋势。煤层为块状、粉粒状，细~宽条带构造，以亮煤为主，夹镜煤细条带及丝炭，玻璃光泽，半亮型，偶含一层夹矸。煤层硬度f=0.47左右，6中煤的瓦斯含量为8.8～14.5毫升/克·可燃质。工作面内煤层总体走向为87°～176°～254°，倾向为167°～266°～344°，工作面北段停采线至工作面中部煤层倾角较小，工作面西南方向位于白瓦厂向斜轴部，煤层倾角较大。工作面掘进方向煤层伪倾角：停采线附近，倾角1～3°，南端倾角2～5°。切眼倾角4～7°。3、地质构造情况褶皱：该面位于白瓦厂向斜的北西翼，总体构造受白瓦厂向斜的影响，工作面西北面呈单斜构造，东南在白瓦厂向斜的轴部及另一翼。受白瓦厂向斜影响，工作面总体上呈北西高，东南低的趋势，最高点在轨道顺槽设计停采线位置，最底点在运输顺槽龙潭口村位置。断层、陷落柱、溶洞：根据可研报告地质部分资料分析，该工作面范围内勘探阶段没有发现断层、陷落柱和溶洞的存在。但鉴于该地区构造复杂，溶洞、陷落柱在井田内多处存在的特点，且目前地质勘探对构造、溶洞、陷落柱等控制程度很低，因此工作面在掘进过程中，不能排除揭露隐伏断层、陷落柱、溶洞的可能性。4、水文地质情况工作面煤层底板标高为1350～1380m，直接充水含水层主要为6中煤顶底板砂岩和B1灰岩，以及其他几层泥质灰岩。间接充水含水层为6中煤顶部的长兴灰岩，新区开拓，周围无老空积水区。其含水层分析如下：6中煤顶板为泥质粉砂岩，平均厚2.19m，泥质胶结，薄层状。顶板赋水性弱，补给条件差，充水途径主要为裂隙水。B1灰岩，平均厚2.96m，富水性中等，以静储量为主，充水途径为裂隙。长兴灰岩平均厚13.27m，富水性中等，裂隙发育，底界距6中煤顶间距约16.58～29.54m，平均22.9m。涌水量：由于工作面距离长兴灰岩较近，考虑该工作面为新区首个工作面，涌水量可能稍大。目前矿井配备的水泵为80SG-60-50型，最大扬程为50m，最大排水量为60m3/h，满足工作面排水使用。三、矿井和工作面通风情况矿井采用中央并列抽出式通风，两台BDK618Ⅱ-12-№31型轴流式风机。风机叶片安装角为0度，一台在用、一台备用。矿井总进风量7754m3/min，负压460Pa。工作面通风状况：16中03综采工作面采用U型通风，工作面进风通风线路副平硐→二中车场→16中03运顺→回采工作面；回风通风线路：回采工作面→16中03轨顺→回风平硐→地面。四、矿井安全监测监控系统安全监测监控系统为重庆煤科院研发的KJ90N（B）。2007年11月开始安装，12月正式运行。现井下安装甲烷传感器26台，远程断电仪井下在用11台,井下安装开停传感器44台,抽放站3台,通风机房4台，安装语音风门传感器8组，风速传感器安装1台，一氧化碳传感器共安装5台，温度传感器共安装7台，在地面高、低负压瓦斯抽放管路上均安装了流量传感器，有力的保障了矿井生产安全。回采工作面形成后，在工作面及回风流安装一套检测装置，有效检测工作面瓦斯、温度、一氧化碳、风速等情况。五、瓦斯抽放系统矿井装备2台（2BEC62-1BG3-290）型高负压瓦斯泵，1台（2BEC67-1BG3-280）低负压瓦斯泵。目前井下抽放负压在46kpa左右。回风井安装了低负压DN600抽放管1042m、高负压DN400抽放管988m，在各顺槽回风联络巷都预留了DN600/400变径三通和DN400/200变径三通。16中03运输顺槽高负压瓦斯管路现采用DN200瓦斯抽放管从回风平硐通过2#回风联络巷延接至掘进工作面，总长度为1200m；16中03轨道顺槽高负压瓦斯管路现采用DN200瓦斯抽放管通过3#回风联络巷延接至掘进工作面，总长度为950m，并按要求安装孔板流量计、除渣装置、放水桶及三通。第二节工作面瓦斯情况一、工作面瓦斯地质资料工作面运输顺槽处有Bj902地质钻孔，采用间接法计算6中煤层瓦斯含量为11.33m³/t。中国矿业大学对一采区6上、6中、6下煤层瓦斯参数测试及分析，计算6中煤瓦斯含量为12.1075m³/t，6上煤瓦斯含8.4808m³/t，6下煤瓦斯含量为8.5755m³/t，7煤瓦斯含量为11.4507m³/t。6中煤层甲烷含量平均为13.00ml/g.r，甲烷含量＜15ml/g.r的地区主要分布于井田西南，15～20ml/g.r主要分布井田东北面，＞20ml/g.r由西向东，由南向北呈“ω”分布。根据地质资料，推测本井田煤层瓦斯风氧化带深度为130m。同一煤层随标高的降低，瓦斯含量有增加的趋势，标高每降低100m，可燃气体含量增加4.17ml/g.r（即瓦斯增长率）；瓦斯梯度为23.93m/（1ml/g.r），即可燃气体每增加1ml/g.r，则标高相应降低23.93m。二、工作面瓦斯涌出量预计16中03综采工作面的相对瓦斯涌出量按下式计算：Q=Q1+Q2+Q3m3/t式中：Q—工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Q1—开采层（本煤层）相对瓦斯涌出量，m3/t；Q2—邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；Q3—围岩相对瓦斯涌出量，m3/t。其中：第二节工作面瓦斯情况1、开采层相对瓦斯涌出量按下式计算：Q1=K1×K2×K3（W0-WK）M/Mem3/t式中：M—开采煤层平均厚度，m；Me—开采平均厚度，m；K1—围岩瓦斯涌出系数，与围岩岩性、围岩瓦斯含量及顶板管理方法有关，一般按顶板管理方法取值。全部陷落法管理顶扳时，K1＝1.20。K2—工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1/η，η为工作面回采率；η=95%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：0.867。K3=(L-2h)/LL—工作面长度，m；h—巷道瓦斯排放带宽度，m。根据本矿井具体条件，取h=10m。W0—开采层（本煤层）原始瓦斯含量，m3/t；Wc—残余瓦斯含量，采至地面时煤的残余瓦斯含量，m3/t；16中03综采工作面无煤柱回采，一次采全高。从底抽巷取芯化验知6中煤解吸瓦斯含量为14.6855m3/t，可解吸瓦斯含量即为原始瓦斯含量与残余瓦斯含量差。（解吸瓦斯测定报告单附后）则：Q1=1.2×0.867×1.05×14.6855×2.32/2.32=16.04m3/t2、邻近层相对瓦斯涌出量按下式计算：Q2=∑（W0i-Wci）(Mi/M)Kim3/t式中：W0i—第i个邻近层原始瓦斯含量，m3/t；Wci—第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；Mi—第i个邻近层厚度，m；M—开采层的开采厚度，m；Ki—第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率。Ki值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。用下列公式计算各个邻近层的Ki值。Ki＝1-hi/hp式中：hi—第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，根据抽放钻孔见煤情况分析，6下煤与6中煤层间距约为3.5m，7煤与6中煤层间距约为14m。hp—受开采层采动影响，邻近层能向工作面涌出卸压瓦斯的岩层破坏范围，m。hp按下式计算：对于上邻近层：hp＝Ky·m0（1.2－cosa），28对于下邻