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三、采面避灾路线………………………………………………15

第四章采面防突措施………………………………………………15

一、区域防突措施……………………………………………15

二、预抽回采面瓦斯……………………………………………16

三、抽放流量考察与计算..........................................................19

第五章区域措施效果评价……………………………………………21

1、1103采面顺层抽放情况…………………………………...21

⑴.采面瓦斯储量………………………………………………22

⑵.瓦斯抽放率与残余瓦斯含量计算…………………………23

⑶.残余瓦斯压力测定………………………………………24

第六章评价结论………………………………………………………28

一、评价参考资料………………………………………….28

二、综合各评价结果……………………………………….28

前言

一、评价范围

本次评价范围为1103回采工作面。

二、评价依据

1.《煤矿安全规程》;

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)。

5、《预抽回采工作面煤层瓦斯防治煤与瓦斯突出措施效果评价方法》(MT/T1037-2007);

三、评价过程简述

1、项目可行性分析

根据已采取的区域防突措施,其措施的控制范围及经抽放后的瓦斯含量和瓦斯压力均达到《防治煤与瓦斯突出规定》的要求,可进行评价。

2、成立评价、评审组

成立评价组对1103采面进行评价。

1)评价组成员:

组 长:

技术负责人   谈太新

成 员:

工程师   杨淑华

矿长姚玉华

副矿长  张祖银

副矿长 孙文东

3、项目分工

评价组:

生产技术组负责收集整理工作面瓦斯地质资料,落实工作面的布置;

通风组负责完善通风系统及防突设施;

施工班负责措施落实及贯彻,执行好安全防护措施,局部防突措施的实施;

通风组负责资料的收集、整理及报告的编制;

防突班负责区域防突措施的实施;

安全矿长负责监督各项措施的实施;

工程师负责报告的编写。

四、评价结论

本回采工作面所在区域为西南侧,回采工作面采用上行通风方式。

根据《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。

1103采面顺槽作钻孔向上打顺层抽放钻孔预抽煤层瓦斯。

评价范围内瓦斯预抽率为41.0%、残余瓦斯含量为5.6m3/t、残余瓦斯压力为0MPa。

符合《防治煤与瓦斯突出规定》的规定。

已消除突出危险。

1103采煤工作面(C10煤层)

第一章地质特征与概况

第一节工作面基本情况

一、简述:

1103采煤工作面布置在主斜井南翼一水平C10煤层中,设计利用回风上山、回风平巷分别将采面上、下顺槽与总回风斜井相连通,构成完整的通风及生产系统。

具体位置及井上下关系见表1

表1工作位置及井上下关系表

水平名称

﹢950m水平

采区名称

一采区

地面标高

﹢1200m

井下标高/m

﹢956~﹢980

地面相对位置

在矿区中部偏南侧

回采对地面设施影响

工作面对应地面物为山体边坡,无建筑物及水体

井下位置及与四邻关系

工作面上部C7煤层已作解放层开采

走向长度

160m

倾斜长

70m

面积

11200㎡

1、煤层特征

⑴C7煤层

位于煤系地层中部,上距长兴灰岩底界约50.6m,煤层厚度2.1m,煤层结构简单,呈粉状构造,质松软,煤层厚度稳定。

⑵C10煤层

位于煤系地层中下部,区域上上距C7煤层约为C7-C10煤层垂距约15~17m,C10-C12煤层垂距约13~15m煤层厚度为1.1m,煤层结构简单,含0.1m厚夹矸,块状构造,煤层厚度稳定。

⑶C12煤层

位于煤组下部,煤层结构简单,块状构造,区内稳定可采,煤层厚度2.3m。

煤层顶板较C7、C10煤层稳定。

煤层特征表

顺序

区域组

煤层名称

煤层厚度(m)

层间距(m)

煤层夹矸数

稳定性

煤层

倾角(度)

煤种

顶底板岩性

最小

最大

平均

顶板

底板

龙潭组

C7

2.1

10/(15~17)

稳定

26

无烟煤

伪顶0.5m厚泥岩,直接顶板为灰黑色细砂岩及粉砂岩

直接底为粉砂岩

C10

1.1

无伪顶,直接顶板为灰色粉砂岩

8/(13~15)

C12

2.3

无伪顶,直接顶板为灰黑色粉砂岩

注:

层间距中“/”以上数字为区域距离,“/”以下数字为矿区内实际揭露距离。

2、瓦斯

矿井瓦斯等级鉴定情况。

光华煤矿历年度瓦斯等级情况(下页表可见)

表.2光华煤矿年度瓦斯等级情况

鉴定年度

日产量(t)

绝对量(m3/min)

相对量(m3/t)

鉴定等级

审批等级

2006年度

250-

2.54

14.62

高瓦斯

2007年度

2.04

28.47

2008年度

320

8.4

37.8

2009年度

300

6.15

24.6

2010年度

8.77

39.47

突出矿井

3、煤尘爆炸性

按贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2006年8月出具的光华煤矿C7、C10、C12煤层煤尘爆炸性鉴定报告,三层煤煤尘均无爆炸性危险。

4、煤的自燃倾向

按贵州省六枝工矿(集团)恒达勘察设计有限公司实验室2006年8月出具的光华煤矿C7、C10、C12煤层煤炭自燃倾向等级鉴定报告,三层煤自燃倾向性均为三类,属不易自燃煤层。

5.开采顺序及防突情况

煤组间的开采顺序

井田内C7、C10和C12煤层,煤层间距分别为C7—C10为15—17m、C10—C12煤层13—15m,C10煤层经中国矿大鉴定为无煤与瓦斯突出危险性。

按《防治煤与瓦斯突出规定》第六条“区域防突工作应当做到多措并举,可保必保、应抽尽抽,效果达标”规定。

通过我矿防突工作几年的经验,在采C7煤层前采取先开采C10煤层作为下解放层开采。

6、其它说明

在1103采煤工作面顺槽布置抽放钻孔,每8m布置一个钻孔,长65M,孔径75mm。

执行先抽后采。

上隅角抽采瓦斯的方式。

第二节矿井瓦斯抽放系统

利用地面抽放系统对该采面进行预抽,抽放泵型号为Type2BEC40型水环真空泵。

瓦斯抽放泵额定参数:

极限压力160hPa,最大吸气量95m3/min,电机功率110Kw,转速3390rpm,二台。

抽放泵型号为SK--20型水环真空泵。

极限真空107hPa,最大吸气量20m3/min,电机功率37Kw,转速970rpm,二台。

抽放主管管径为12寸(DN315mm),干管管径为8寸(DN200mm),支管管径为6寸(DN150mm),抽放管路敷设由瓦斯抽放站至主斜井至回风大巷至回风石门12寸(DN315mm)约1100m、至回风上山至1103采面回风巷为8寸(DN200mm)约250m、至1103采面顺槽支管管径为6寸(DN150mm)。

第三节其它

一、防突机构

光华煤矿专职的防突机构,共14人。

其中管理人员3人、钻探工5人、抽放泵工3人、电钳工1人、管路安装及杂工2人。

二、防突管理

光华煤矿已建立《光华煤矿防治煤与瓦斯突出管理制度》,在制定年度、季度和月度生产作业计划同时制定防突计划,并按计划认真组织落实。

在回采前严格执行考察批采制度,光华煤矿采用钻屑量、K1指标法进行防突考察。

具体操作方法为:

1、考察检验方法

1)、考察检验孔的布置

考察孔从1103采面下出口往上5米和回风巷往下5米起开始布置,每隔10米打一个考察孔。

2)、考察检验孔的深度

考察孔的深度为8米,保留4m的超前距离,进行批采。

3)、考察检验采用钻屑量、K1指标法

⑴、钻屑量Sa (kg/m),从第一米起测定;

⑵、K1,每2m测定一个值;

4)、需说明的几个问题

⑴、尽量把考察孔布置在软分层内。

⑵、若煤层走向发生变化时,遇地质构造等原因,考、排孔参数根据现场的实际情况作相应的调整。

三.防突培训

瓦斯部管理人员、抽放工、防突考察工和电钳工均由专业培训中心组织培训。

抽放泵工,和钻工由专业机构培训。

防突考察工的培训内容包括防突考察操作技能、防突基本知识、防治煤与瓦斯突出的规章制度、突出的危害及规律、区域和局部防突措施及突出预兆等。

现有防突工9人,9人都经过专业培训,并经考试取得合格证。

四.突出事故应急预案

光华煤矿已按规定编制了2011年度《防治煤与瓦斯突出专项应急预案》,适用于本工作面。

第二章采煤方式及支护形式(设计)

一、采煤方法

煤层为倾斜、薄及中厚煤层。

根据采区巷道布置,采用走向长壁后退式采煤法。

采煤工作面设计采用炮采工艺。

煤电钻(ZMS—1.5型)打眼,放炮落煤,人工攉煤,溜槽运煤。

所采煤层为C10层,平均厚度1.1m,采用全部垮落法管理顶板。

工作面配备DZ22型单体液压支柱,支撑高度为1.10m,额定工作阻力为300KN/根,选用HDJA—1000型金属铰接顶梁。

设计“三四”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最小控顶距3.2m最大控顶距4.2m,放顶步距2m,。

设计工作面倾斜长70m左右,在开采C10煤层时,日循环进度1m。

二、回采工艺及支护形式

1、回采工艺及采面支护

﹙一﹚落煤方式:

煤电钻打眼,放炮落煤。

﹙二﹚运输方式:

工作面崩落的煤炭由工作面刮板机至溜槽至矿车外运。

﹙三﹚支护方式:

所采煤层为C10层,采厚度1.1m,采用全部垮落管理顶板。

设计“三四”排控顶,排距1.0m,柱距0.8m,最小控顶距3.2m。

根据采面片帮情况,在片帮地段打设临时贴帮柱,柱距1.0m。

上下出口(端头)采用单体支柱及金属绞接顶梁加强支护或采用6m根矿用kg/m工字钢,交错抬棚加强支护,并保持出口畅通。

运输、回风巷离工作面20m范围内采取加强支护的措施,可在两架棚之间增加一架棚或采用摩擦支柱或设巷道走向抬棚支护即设置超前支护。

第三章通风与安全

一、通风方式

回采工作面采用U型全风压通风方式。

二、通风路线

新鲜风流经分别经主斜井、排水平硐进入—一片盘采区主车场—主运输大巷—一片盘2﹟区段石门——1103采煤工作面运输顺槽—工作面—1103采煤工作面回风顺槽——上回风巷——回风石门—回风大巷---总回风→引风道(风机)—地面。

其主扇风机型号:

FBCDEN018/2×

90型防爆轴流式通风机两台,一台运行,一台备用。

配套电机功率2×

90KW,风量范围23.1-42.1m3/s,风压范围656-2029Pa。

三、避灾线路

﹙一﹚火灾、瓦斯、煤尘避灾线路

井下发生火灾、瓦斯、煤尘事故时,会产生大量的有害气体和温度很高的气流或火焰。

这时,要迅速背着空气震动的方向,脸朝下,卧倒在沟里或者用湿毛巾堵信嘴和鼻子,还要用衣服等物掩盖住身体,使身体的暴露部分尽量减少.事故发生后,首先要积极进行自救,戴好自救器,根据灾害预防和处理计划里规定的避灾安全路线,尽快离开灾区。

两人以上要编组同行,互相帮助,由有经验的老工人带领。

行进中要注意通风情况,要迎着新鲜的进风流方向走。

避灾线路如下:

采煤工作面—工作面运输顺槽—-1片盘2﹟区段石门—主运输大巷—片盘车场—主斜井—地面。

﹙二﹚、水灾、顶板避灾线路

采面发生透水事故时,应撤退往高处且通往地面的方向。

顶板事故则往顶板支护安全的且通风良好的安全出口方向撤退。

水灾逃生线路如下:

采煤工作面—工作面回风顺槽——上回风巷→回风石门→回风平巷→回风斜井—安全出口—地面。

第四章1103采煤工作面防突措施

一、采面区域防突措施

煤层间距分别为C7—C10为15—17m、C10—C12煤层13—15m,在采C7煤层前采取先开采C10煤层作为下解放层开采。

C10煤层经中国矿大鉴定为无煤与瓦斯突出危险性。

1103采面预抽煤层瓦斯采用顺层钻孔预抽煤层瓦斯。

采面采用大面积预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施的条件。

从而来消除或降低突出危险性,预抽煤层瓦斯消除突出危险原理见下图1。

图2 预抽煤层瓦斯消除突出危险原理图

单向流动径向流动

图3 预抽煤层瓦斯原理图

二、预抽煤层瓦斯

1、预抽方案的确定

采面采用大面积预抽煤层瓦斯作为区域性防突措施。

从而来消除或降低突出危险性,

2、1103采面顺层钻孔预抽回采区域煤层瓦斯措施

回采工作面巷道形成后,在运输巷内施工顺层钻孔预抽回采区域的煤层瓦斯。

钻孔间距按照8m设计,钻孔长度为施工到距回风巷10m为止点,孔径为Φ75mm,钻孔布置详见图。

3、预抽钻孔(设计)布置参数表

煤层

方位角(°

倾角(°

孔径(mm)

孔长度(M) 

备注 

225

22

75

60

223

228

5

237

6

235

7

8

246

9

256

10

23

11

12

13

14

15

16

17

18

245

19

20

1200.0m

(1)钻孔直径

理论上钻孔直径大,暴露煤壁面积也大,瓦斯涌出量就大。

但钻孔的直径根据我矿打钻技术、抽放瓦斯量和抽放半径等因素综合考虑,选用75mm钻径。

(2)钻孔长度

实践证明,钻孔的抽放瓦斯量随着钻孔长度(揭露煤的长度)的增大而增加,因此,应尽可能打长钻孔。

本矿采用ZL---150大功率钻机,钻孔长度为施工到距回巷10m。

(3)封孔

封孔的好坏直接影响抽放效果和矿井抽放浓度,因此,必须引起高度重视。

根据煤层、巷道支护的实际情况,采用聚氨酯、高浓度水泥浆封孔。

封孔深为8m,封孔管直径为25mm。

4、抽放钻孔竣工验收情况

方位

(°

倾角

孔深

227

+24

60.0

258

+23

56.0

58.0

259

59.5

59.0

230

+26

58.5

239

+25

60.6

238

57.0

255

55.5

247

49.6

257

58.6

50.6

1153.0

C10煤层全高1.1M。

以上为实际验收。

参加验收人员:

姚玉华、谈太新、杨淑华、陈定、杨志金

1103采面顺层瓦斯抽放钻孔竣工(验收)图

三、抽放流量考察

1、顺层预抽实施情况

为保证1103采面在回采前消除煤与瓦斯突出危险,在工作面回采前,采取布置在顺槽向上打顺层抽放钻孔对回采工作面瓦斯进行抽放,工作面回采前共施工抽放钻孔20个,钻孔进尺为1153.0m,钻孔孔深最大为60.0m,平均为57.7m。

1103采煤工作面顺槽于2010年5月20日布置完成抽放钻孔进行抽采瓦斯,采取了顺层瓦斯抽采措施,抽采时间段为4个月。

截至2010年9月21日共抽出瓦斯纯量为88925.6m3。

1103采煤工作面顺槽瓦斯抽放情况统计表

观测日期

孔数

浓度(%)

抽放

流量

m3/min

纯流量

总孔数

评价孔数

2010.5.20

 

5.21

11.6

14.0

1.62

2338.6

6.1

9.0

13.0

1.17

18532.8

6.10

6.2

12.0

0.74

9642.2

6.20

5.0

0.65

9360.0

6.30

4.4

0.62

8870.0

7.12

4.2

12.5

0.53

9072.0

7.29

3.4

0.41

9987.8

8.10

3.0

0.36

5702.4

8.21

2.6

0.31

4942.1

8.30

2.0

12.2

0.24

3162.2

9.10

2.2

0.26

3801.6

9.20

3513.6

88925.6

第五章、区域措施效果评价

1、1103采煤工作面顺槽顺层预抽情况

根据矿井煤与瓦斯突出危险性鉴定结果,C10煤层无突出危险性。

考虑到C7煤层在区域上具有煤与瓦斯突出危险性,在采C7煤层前采取先开采C10煤层作为下解放层开采。

1103采煤工作面于2010年5月布置完成同时布置抽放钻孔进行抽采瓦斯,采取了顺层瓦斯抽采措施,为准备接替的采煤工作面。

(1)、1103采煤工作面瓦斯赋存

1103采煤工作面区域抽放防突措施控制范围内瓦斯赋存量计算

1、煤层原始瓦斯含量

C10煤层瓦斯原始为含量:

9.38(m3/t)

2、煤层储量:

  煤层储量按下式计算

V=S·

d

V—储量,单位:

万t。

S—面积,11200m2。

H—煤厚,1.1m。

D—视相对密度(容重):

单位t/m3 取1.42。

则:

V=(11200×

1.1)×

1.42

=17494.4t

3、本区域煤层(气)瓦斯储量

根据地质煤炭储量,结合矿井瓦斯地质条件,得出该块段煤层资源储量。

煤层资源储量乘上该煤层的原始瓦斯含量,即得出该块段煤层的煤层气资源储量:

Q气=Q煤×

K

式中Q气—煤层气资源量(m3)

Q煤—煤层资源储量(t)

W—煤层原始瓦斯含量(m3/t)

k—围岩瓦斯涌出系数,取1.15。

则 Q气=23234.8×

9.38×

1.15=217941.9m3

走向长度:

160+15m倾斜长:

70+15m面积:

14875.0㎡(根据相关规定计算采面瓦斯储量时分别在实际长、宽距离上各加15m)。

煤厚度:

1.1m倾角22°

1103采煤工作面在计算瓦斯储量时的煤储量:

23234.8t

经计算得出:

1103采煤工作面瓦斯储量为217941.9M3

(2)、煤层瓦斯抽放率与残余瓦斯含量计算如下

根据1103采煤工作面瓦斯储量为:

217941.9M3

1、煤层瓦斯预抽率

1103采煤工作面煤层瓦斯预率按下式计算。

N=Qc÷

100%

式中:

N——煤层瓦斯预抽率,%

W——煤层瓦斯储量,m3下

Qc——已抽放瓦斯量,m3

N=88925.6÷

217941.9×

100%

=41.%

瓦斯抽放率41.%。

大于《煤矿安全规程》第190条第2项“煤层瓦斯预抽率大于30%”及《煤矿瓦斯抽采基本指标》(AQ1026-2006)第4.2条的规定,达到消除煤与瓦斯突出危险的目的。

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