第一篇:煤矿瓦斯抽放工作情况总结
一、煤矿基本情况
煤矿位于,地理坐标为:北纬27°50′02″~27°50′25″,东径111°38′06″~111°38′28″,在涟源市城区以北16km,涟源—古塘的主干公路经过安平镇,力达煤矿距安平镇仅4km,并有支线公路相通,207国道经过珠梅,由珠梅至煤矿约10km。区内交通比较方便。力达煤矿始建于1995年4月,1996年4月投产,井田走向长1.06km,倾斜宽1.02km,面积1.0812km2。至2009已开采近13年,矿井设计生产能力1万吨/年,2008年实际生产原煤约5万吨。
2007年该矿与比邻马兴煤矿整合,目前正在进行整合改造,拟形成9万吨/年生产能力。矿井含煤岩系为测水组下段,共含煤3层,由上而下命名为3、5、6煤层,5煤层为可采煤层,3、6煤层为不可采煤层。5煤层顶板为砂质泥岩、泥岩等不透气层,给5煤层瓦斯生成、储存创造了有利条件,故瓦斯含量较高。属煤与瓦斯突出矿井,矿井相对瓦斯涌出量+75水平为75.21m3/t。根据2004年煤炭工业湖南煤炭质量鉴定检查检验报告,该矿煤尘无爆炸危险性,煤层无自燃发火倾向性。我矿自建井以来,曾多次发生煤与瓦斯突出,突出最大强度达2000t左右。二、我矿瓦斯抽放工作的由来
1997年我矿率先推广“四位一体”综合防突措施,1997年至2006年,我矿一直采用小直径钻孔超前预排措施的防突措施防治瓦斯突出,基本上可以满足矿井的需要,可是随着开采水平的延深,矿井瓦斯突出频率和突出强度日趋增大。生产期间瓦斯突出和瓦斯超限现象频繁发生,超前钻孔排放瓦斯的防突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,依靠科技进步,由深孔密排措施过渡到瓦斯抽放措施。2006年建立了地面瓦斯抽放系统率先推行了本煤层瓦斯预抽技术,对煤层机巷采取了超前预抽和边掘边抽技术,矿井基本消灭了瓦斯突出事故,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。瓦斯抽放初见成效,全矿管理人员及职工消除了对瓦斯抽放的模糊认识,树立了信心。三、瓦斯抽放工作的技术进步历程
㈠、2006年6月开始实施本煤层抽放,煤层机巷掘进首先采用先抽后掘,短抽短掘,直径42mm钻孔,孔深18米,抽放2~3天,一般可掘进2~3米,存在抽放管及聚胺脂消耗量大,封孔、折管工时消耗大,安全可靠程度一般,机巷上、下帮难已控制。㈡、2006年10月开始改为边抽边掘,加深钻孔至25米,上、下帮帮孔距作业面10米不拆除,掘进时只拆除正前方孔管,使机巷上、下帮形成负压带,增长了帮孔的抽放时间,提高了掘进过程中的安全可靠度,正前方孔一个循环抽3~4天,可掘进3~5米,降低了材料成本和工资成本。㈢、2007年3月开始机巷掘进工作面实施深孔,久抽,长掘,孔深达到35~42米,抽放时间4~8天,一个循环掘进6~8米,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”,机巷超前工作面煤壁达100余米,同时从机巷向回采工作面布置了40米深的上向钻孔,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,降低了抽放泵运行的单位电费成本,增加了抽放量,但由于钻孔的加深,增加了钻孔突出的危险性。㈣、为了保证机巷掘进本煤层抽放孔的施工安全,降低钻孔突出的危险性,我们从2007年8月开始对机巷掘进条带(上帮8米,下帮5米)区域实施底板钻孔抽放,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,说明了底板抽放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,加大了钻孔的抽放时间,为机巷掘进抽放奠定了良好的安全基础,必将加快机巷的掘进速度,大大降低了机巷钻孔突出危险性。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。㈤、为了解决施钻瓦斯超限问题,我们于2008年2月成功研制实施了高压瓦斯封孔引流技术,利用封孔器,密封装置配套抽放系统,将高压瓦斯与钻屑分离,将瓦斯引入抽放系统,瓦斯不再涌入作业空间,彻底解决了施钻喷孔造成瓦斯超限的问题,喷孔钻屑直接进入矿车内,不会淹埋钻机,不再堆积巷道,不需再用人工清理钻屑,既提高了安全系数,又提高了工效,降低了工资成本。㈥、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,我们虽然采取了间隙作业措施,但还是不能降低回风巷瓦斯(倾斜长70m的回采工作面,风量达到400m3/min),间隙一天只能推半排,还会造成回风巷瓦斯超限,严重制约了生产,靠通风无法解决问题。因此,我们于2008年9月新增了一套采空区瓦斯抽放系统,采取密闭回风石门埋管进行采空区瓦斯抽放,立杆见影,回采工作面即使每天推进一个循环,回风巷瓦斯不再超限。
采空区瓦斯抽放系统的建立,既能提高回采工作面产量,又能为瓦斯发电提供稳定可靠的气源,充分利用了瓦斯资源。我矿几年来瓦斯抽放技术逐渐进步,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,充分利用瓦斯资源能产生较好的经济效益,实施瓦斯抽放改变了力达煤矿的命运。因此,我们将更进一步总结、探索寻求更好的抽放措施,使湖南的瓦斯抽放技术在力达有新的突破。四、力达煤矿瓦斯抽放系统
㈠、地面泵站在矿井工业广场外建筑一地面抽放站,内设有值班室、泵房。泵站内设有循环冷却水池二个。㈡、抽放泵地面泵房安装二台水环式真空泵,主泵为sk-30(z)-ibv3型(配55kw防爆电机),备用泵为2be1203-oby3型(配37kw防爆电机)。二台尾巷瓦斯抽放泵,主泵和备用泵为are195mw型罗茨鼓风机(配45kw防爆电机)。㈢、抽放管路1、管道规格
底板抽放和本煤层抽放主管一趟采用阻燃、抗静电聚乙烯(pe)抽放管,主管直径150mm(6英寸),全长约950米,支管直径100mm(4英寸),全长2150米(+75水平南、北750米,至130水平1000米,+100水平南400米),钻场采用直径3寸铁管作汇流管,钻孔内抽放管道采用直径6cm铁管,连接汇流管和钻孔内的铁管采用专用胶管。采空区尾巷抽放管道一趟采用阻燃、抗静电聚乙烯(pvc)抽放管,主管直径250mm(8英寸),全长880米,支管直径100mm(4英寸)全长520米,使用弹簧管连接石门墙体上的抽放管出口。2、管道敷设
主管:经风井→+160m水平北大巷→21行人上山→+130m水平北大巷→31行人上山→+100m水平→北大巷→41行人上山→+75m水平;支管:第一趟从31行人上山→+100m水平南大巷→32通风上山→+130水平南大巷进入抽放地点;第二趟从41行人上山→+75m北大巷进入抽放地点;第三趟从41行人上山→+75m南大巷进入抽放地点;第四趟从31行人上山→+100南大巷1石门→7石门;第五趟从31行人上山→+100北大巷6石门;3、附属设施
进、排气管分别设有负压放水器,排气管上安设有隔爆、防回火装置,抽放泵站必须安装避雷装置。㈣、瓦斯抽放地点1、本煤层抽放:4151机巷抽放钻场,4152机巷抽放钻场,2251机巷抽放钻场。
2、底板钻场抽放:+75北9石门钻场,+75北11石门钻场,+75南12石门钻场,+75南13石门钻场,+100北9石门钻场,+100南大巷13石门钻场,+100南大巷14石门钻场,+130水平南巷底板钻场。
3、采空区抽放:+100水平南1石门、2石门、3石门、4石门、5石门、6石门、7石门;
+100水平北1石门、2石门、3石门、4石门、5石门、6石门。㈤、施钻工艺及布孔方法1、本煤层抽放钻孔施工采用2.2kw的手持式电煤钻,直径42mm的麻花钻杆打孔,采取边抽边掘瓦斯抽放技术,孔深30~45m左右,循环施钻32个孔左右。
2、底板抽放钻场施工采用zy-150型液压钻机,钻孔冲击器打孔,专门进行底板瓦斯抽放钻场施工,按孔底间距6米计算,编制钻场现场施工图,控制钻孔方向和角度,钻场布孔21个左右。
图1 机巷先抽后掘抽放钻孔布置图先抽后掘工作面抽放钻孔参数表孔号孔径(mm)终孔位置(投影长m)距中线距工作面14291024292034293044263054233064203074233084263094261o1042610㈥、钻孔封孔技术1、本煤层抽放钻孔采用聚胺脂封孔技术,封孔深度控制到避开煤层裂隙带,一般3~5米左右,特殊情况封孔深度达到10米以上,封孔长度0.6~1米。
2、底板抽放钻孔采用聚胺脂封孔技术,封孔深度一般3米,封孔长度0.6~1米。
㈦、抽放监测抽放泵站内安装有抽放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、温度和抽放负压进行监测,相关数据(包括年、月、日累计抽放纯量)在瓦斯抽放显示控制柜(zkc30型)即时显示,并同时与矿井(kj-90)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,及时掌握抽放系统运行状况。㈧、抽放系统运行使用情况1、本煤层及底板钻场正常抽放,纯瓦斯量1m3/min,日抽放纯量1440m3;
2、尾巷抽放泵正常抽放,抽放流量35m3/min,瓦斯浓度15%,纯瓦斯量5.25m3/min,日抽放纯量7560m3;
3、配备了两名专门的抽放泵值班人员,及时填报了地面瓦斯抽放泵的运行日志,及时处理故障,负责日常维护,保证泵让的安全运行。
四、瓦斯抽放管理
1、解放思想
搞好瓦斯抽采工作解放思想是前提,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“瓦斯抽放压倒一切”的高压态势指导全矿工作,宁可停止全矿生产,不可放弃瓦斯抽放,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。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:把瓦斯抽放工作摆在全矿安全工作的重中之重,重点督查抽放量,控制煤巷掘进,工作面回采放炮前的效检到位,抽放措施施工安全。(3)、生产副矿长:总体部署、合理安排生产作业程序,制定抽放计划,保证有足够的时间实施瓦斯抽放措施。(4)、技术负责人: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)、机电副矿长:及时排除故障,保证抽放系统正常运行,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、抽放的副矿长负责具体安排部署全矿的防突、抽放工作。(7)、防突、抽放值班长在防突副矿长的直接领导下负责对本班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,出班汇报施工情况。(8)、组长对本班的工作质量负主要责任。2、稳定职工队伍
对煤矿的防突、抽放作业人员,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放弃本职工作。3、强化管理
(1)、对防突、抽放人员年初制订防突、抽放工作目标管理方案。包括:防突工作目标、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、抽放作业人员强制灌输防突、抽放等方面的安全知识,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“安全第一”的思想不动摇。(3)、进班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。五、瓦斯抽放工作要注意的问题
1、通风:检查作业地点通风、瓦斯等情况,每个作业当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,一个安装在作业当头,严格执行风、电闭锁和瓦斯、电闭锁,断电控制瓦斯浓度在1.5%,坚决杜绝瓦斯超限作业现象。
2、顶板:检查当头支护质量,保证在施工时支架牢固,安全可靠。
3、电器设备的防爆:检查好电煤钻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,钻杆与电煤钻相撞击而产生撞击火花。
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要人人会使用。
5、钻孔布置及施工安全:首先必须保证作业当头正前方和上下帮有足够的安全距离(一般8~10米),经预测在作业面前方10米内必须无突出危险,才能保证作业人员在施工深孔时不会因钻孔诱发突出,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(根据本矿实际情况制订专门的抽放措施)。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、钻孔质量:抽放钻孔达到一定的深度(20米以上)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,聚胺脂封孔必须到实煤体,保证封孔长度达到 0.6~1米。
7、钻场检查:抽放钻孔每班施工完工后,必须注意检查抽放管道上的负压,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。
六、抽放效果评价
1、抽放前后△h2值对比
4152机巷抽放前△h2(1个月数据,每次测定的最大值)平均值为280pa,采取抽放措施后,△h2平均值为150pa,下降46.4%。可以看出,经过瓦斯抽放,煤层瓦斯瓦斯压力、瓦斯含量降低,煤层突出危险性指标下降,煤层的突出危险性得以减弱或消除。2、实际防突效果
采用底板抽放措施后,降低了机巷掘进时的突出危险性,机巷本煤层抽放后,消除了工作面下段15米范围内的突出危险,全矿井基本上消灭了煤与瓦斯突出事故。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。3、掘进速度加快
力达煤矿掘进速度受煤层突出危险的影响很大,未建立抽放系统前,煤层巷道掘进速度一般在10m/月以下,今年全面实施抽放措施后,其掘进速度一般在20m/月左右,提高了1倍。七、抽放成本核算
㈠、本煤层抽放1、工资:每进行一个循环的抽放措施,需施工措施孔4班,计算工资成本600元×4=2400元;效果检验措施及预测措施2班,计算工资360×2=720元;平均掘进4米,工资780元/米。
2、材料:每进行一个循环的抽放措施,共需消耗抽放用塑料管24×2=48根,按6元/根计算,48×6=288元;聚胺脂材料消耗0.6×24×50=720元;共计需材料费用1008元,平均掘进4米,需材料252元/米;需消耗钻杆、钻头等材料50元/米;合计需材料302元/米。
3、电费:40kw抽放泵每天工作24小时计算,40×24=960千瓦·时,按0.8元/千瓦·时计算,960×0.8=768元×30=23040,月度掘进60米,需电费384元/米。
㈡、底板钻场1、工资:单个钻场共岩层钻孔长320米×10=3200元,煤层钻孔和封孔工资4×450=1800元。
2、材料:塑料管21×6=126元,聚胺脂1×21×50=1050元,机油等易耗品50元。
3、工具费用:钻头费用5×380=1900元,冲击器1个,计3800元,合计5700元。
4、电费:钻机电费:300/3=100小时×5.5=550度,穿煤20小时×5.5=110度,压风机电费:120小时×55×1/3=2200度,共计用电费2860×0.8=2288元。
八、瓦斯利用情况
拟建瓦斯发电厂,装机容量1000kw,已开始安装发电机组。第二篇:煤矿瓦斯抽放工作情况总结
煤矿瓦斯抽放工作情况总结
一、煤矿基本情况煤矿位于,地理坐标为:北纬27°50′02″~27°50′25″,东径111°38′06″~111°38′28″,在涟源市城区以北16km,涟源—古塘的主干公路经过安平镇,力达煤矿距安平镇仅4km,并有支线公路相通,207国道经过珠梅,由珠梅至煤矿约10km。区内交通比较方便。力达煤矿
始建于1995年4月,1996年4月投产,井田走向长,倾斜宽,面积。至2009已开采近13年,矿井设计生产能力1万吨/年,2008年实际生产原煤约5万吨。2007年该矿与比邻马兴煤矿整合,目前正在进行整合改造,拟形成9万吨/年生产能力。矿井含煤岩系为测水组下
段,共含煤3层,由上而下命名为3、5、6煤层,5煤层为可采煤层,3、6煤层为不可采煤层。5煤层顶板为砂质泥岩、泥岩等不透气层,给5煤层瓦斯生成、储存创造了有利条件,故瓦斯含量较高。属煤与瓦斯突出矿井,矿井相对瓦斯涌出量+75水平为/t。根据2004年煤炭工业湖南煤炭质量鉴定检查检验报告,该矿煤尘无爆炸危险性,煤层无自燃发火倾向性。我矿自建井以来,曾多次发生煤与瓦斯突出,突出最大强度达2000t左右。
二、我矿瓦斯抽放工作的由来1997年我矿率先推广“四位一体”综合防突措施,1997年至2006年,我矿一直采用小直径钻孔超前预排措施的防突措施防治瓦斯突出,基本上可以满足矿井的需要,可是随着开采水平的延深,矿井瓦斯突出频率和突出强度日趋增大。生产期间瓦斯突出和瓦斯超限现象频繁发生,超前钻孔排放瓦斯的防突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,依靠科技进步,由深孔密排措施过渡到瓦斯抽放措施。2006年建立了地面瓦斯抽放系统率先推行了本煤层瓦斯预抽技术,对煤层机巷采取了超前预抽和边掘边抽技术,矿井基本消灭了瓦斯突出事故,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。瓦斯抽放初见成效,全矿管理人员及职工消除了对瓦斯抽放的模糊认识,树立了信心。
三、瓦斯抽放工作的技术进步历程㈠、2006年6月开始实施本煤层抽放,煤层机巷掘进首先采用先抽后掘,短抽短掘,直径42mm钻孔,孔深18米,抽放2~3天,一般可掘进2~3米,存在抽放管及聚胺脂消耗量大,封孔、折管工时消耗大,安全可靠程度一般,机巷上、下帮难已控制。㈡、2006年10月开始改为边抽边掘,加深钻孔至25米,上、下帮帮孔距作业面10米不拆除,掘进时只拆除正前方孔管,使机巷上、下帮形成负压带,增长了帮孔的抽放时间,提高了掘进过程中的安全可靠度,正前方孔一个循环抽3~4天,可掘进3~5米,降低了材料成本和工资成本。㈢、2007年3月开始机巷掘进工作面实施深孔,久抽,长掘,孔深达到35~42米,抽放时间4~8天,一个循环掘进6~8米,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”,机巷超前工作面煤壁达100余米,同时从机巷向回采工作面布置了40米深的上向钻孔,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,降低了抽放泵运行的单位电费成本,增加了抽放量,但由于钻孔的加深,增加了钻孔突出的危险性。㈣、为了保证机巷掘进本煤层抽放孔的施工安全,降低钻孔突出的危险性,我们从2007年8月开始对机巷掘进条带(上帮8米,下帮5米)区域实施底板钻孔抽放,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,说明了底板抽放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,加大了钻孔的抽放时间,为机巷掘进抽放奠定了良好的安全基础,必将加快机巷的掘进速度,大大降低了机巷钻孔突出危险性。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。㈤、为了解决施钻瓦斯超限问题,我们于2008年2月成功研制实施了高压瓦斯封孔引流技术,利用封孔器,密封装置配套抽放系统,将高压瓦斯与钻屑分离,将瓦斯引入抽放系统,瓦斯不再涌入作业空间,彻底解决了施钻喷孔造成瓦斯超限的问题,喷孔钻屑直接进入矿车内,不会淹埋钻机,不再堆积巷道,不需再用人工清理钻屑,既提高了安全系数,又提高了工效,降低了工资成本。㈥、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,我们虽然采取了间隙作业措施,但还是不能降低回风巷瓦斯(倾斜长70m的回采工作面,风量达到400m3/min),间隙一天只能推半12全文查看
第三篇:煤矿瓦斯抽放工作情况总结
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煤矿瓦斯抽放工作情况总结2010-06-27 22:59:32免费文秘网免费公文网煤矿瓦斯抽放工作情况总结煤矿瓦斯抽放工作情况总结(2)
一、煤矿基本情况
煤矿位于,地理坐标为:北纬27°50′02″~27°50′25″,东径111°38′06″~111°38′28″,在涟源市城区以北16km,涟源—古塘的主干公路经过安平镇,力达煤矿距安平镇仅4km,并有支线公路相通,207国道经过珠梅,由珠梅至煤矿约10km。区内交通比较方便。
力达煤矿始建于1995年4月,1996年4月投产,井田走向长,倾斜宽,面积。至2009已开采近13年,矿井设计生产能力1万
吨/年,2008年实际生产原煤约5万吨。2007年该矿与比邻马兴煤矿整合,目前正在进行整合改造,拟形成9万吨/年生产能力。
矿井含煤岩系为测水组下段,共含煤3层,由上而下命名为3、5、6煤层,5煤层为可采煤层,3、6煤层为不可采煤层。
5煤层顶板为砂质泥岩、泥岩等不透气层,给5煤层瓦斯生成、储存创造了有利条件,故瓦斯含量较高。
属煤与瓦斯突出矿井,矿井相对瓦斯涌出量+75水平为/t。
根据2004年煤炭工业湖南煤炭质量鉴定检查检验报告,该矿煤尘无爆炸危险性,煤层无自燃发火倾向性。
我矿自建井以来,曾多次发生煤与瓦斯突出,突出最大强度达2000t左右。
二、我矿瓦斯抽放工作的由来 1997年我矿率先推广“四位一体”综合防突措施,1997年至2006年,我矿一直采用小直径钻孔超前预排措施的防突措施防治瓦斯突出,基本上可以满足矿井 的需要,可是随着开采水平的延深,矿井瓦斯突出频率和突出强度日趋增大。生产期间瓦斯突出和瓦斯超限现象频繁发生,超前钻孔排放瓦斯的防突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,依靠科技进步,由深孔密排措施过渡到瓦斯抽放措施。2006年建立了地面瓦斯抽放系统率先推行了本煤层瓦斯预抽技术,对煤层机巷采取了超前预抽和边掘边抽技术,矿井基本消灭了瓦斯突出事故,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。瓦斯抽放初见成效,全矿管理人员及职工消除了对瓦斯抽放的模糊认识,树立了信心。
三、瓦斯抽放工作的技术进步历程 ㈠、2006年6月开始实施本煤层抽放,煤层机巷掘进首先采用先抽后掘,短抽短掘,直径42mm钻孔,孔深18米,抽放2~3天,一般可掘进2~3米,存在
抽放管及聚胺脂消耗量大,封孔、折管工时消耗大,安全可靠程度一般,机巷上、下帮难已控制。
㈡、2006年10月开始改为边抽边掘,加深钻孔至25米,上、下帮帮孔距作业面10米不拆除,掘进时只拆除正前方孔管,使机巷上、下帮形成负压带,增长了帮孔的抽放时间,提高了掘进过程中的安全可靠度,正前方孔一个循环抽3~4天,可掘进3~5米,降低了材料成本和工资成本。
㈢、2007年3月开始机巷掘进工作面实施深孔,久抽,长掘,孔深达到35~42米,抽放时间4~8天,一个循环掘进6~8米,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”,机巷超前工作面煤壁达100余米,同时从机巷向回采工作面布置了40米深的上向钻孔,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,降低了抽放泵运行的单位电费成本,增加了抽放量,但由于钻孔的加深,增加了钻孔突出的危险性。
㈣、为了保证机巷掘进本煤层抽放孔的施工安全,降低钻孔突出的危险性,我们从2007年8月开始对机巷掘进条带(上帮8米,下帮5米)区域实施底板钻孔抽放,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,说明了底板抽放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,加大了钻孔的抽放时间,为机巷掘进抽放奠定了良好的安全基础,必将加快机巷的掘进速度,大大降低了机巷钻孔突出危险性。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。㈤、为了解决施钻瓦斯超限问题,我们于2008年2月成功研制实施了高压瓦斯封孔引流技术,利用封孔器,密封装置配套抽放系统,将高压瓦斯与钻屑分离,将瓦斯引入抽放系统,瓦斯不再涌入作
业空间,彻底解决了施钻喷孔造成瓦斯超限的问题,喷孔钻屑直接进入矿车内,不会淹埋钻机,不再堆积巷道,不需再用人工清理钻屑,既提高了安全系数,又提高了工效,降低了工资成本。
㈥、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,我们虽然采取了间隙作业措施,但还是不能降低回风巷瓦斯(倾斜长70m的回采工作面,风量达到400m3/min),间隙一天只能推半
第四篇:煤矿瓦斯防治与抽放
煤矿瓦斯防治与抽放
1、加强通风体系的优化与办理在通风体系的规划上,首选利于瓦斯办理与办理的通风方法,严厉将采掘供风分开,完成合理的风量分配。优化通风网络,对一些长期搁置巷道进行临时封闭,以削减通风设备使用量,进步设备质量和有用风量率。加强通风巷道、通风设备的办理,使通风体系优化安稳。
2、采取下行通风
实践证明,采煤工作面实施下行通风具有降温、降尘和削减瓦斯涌出的特色,下行通风时,风流方向与瓦斯上浮方向相反,增加了瓦斯与风流的混合才能,使瓦斯不易积累,一起降低了工作面两端及工作面与采空区的压差,按捺了采空区的瓦斯涌出。故关于高瓦斯区工作面在一般瓦斯涌出不超过3m³/min的条件下,优先选用下行通风作用极好。如在工作面第一次处置瓦斯超限时,选用下行通风按捺了瓦斯超限,确保了安全出产。
3、选用均压调整技能
经过构筑有用的瓦斯管设备,调整工作面、采空区的压能散布,使采空区易于操控和办理。均压调整技能手段多样,方法、方法各不相同,选用时必须充分考虑到各种因素以适应现场实际。
4、使用负压抽放技能
经过对通风体系网络的调整优化,使用均压技能调整通风体系的压能重新散布,以完成使用通风负压抽放采空区瓦斯,使瓦斯涌出向有利于瓦斯管理的方向开展,有用地操控瓦斯涌出方向和涌出量,确保安全出产。
第五篇:瓦斯抽放总结
矿井瓦斯抽放知识点
1.瓦斯在煤层中的一般赋存状态:吸附、游离、吸收 2.影响煤层瓦斯含量的主要因素
(1)煤层的埋藏深度
埋深的增加不仅会因地应力增高而使煤层及围岩的透气性变差,而且瓦斯向地表运移的距离也增长,这二者都有利于封存瓦斯。(2)煤层和围岩的透气性
煤层及围岩的透气性越大,瓦斯越易流失,煤层瓦斯含量就越小;反之,瓦斯易于保存,煤层的瓦斯含量就越大。(3)煤层倾角
在同一埋深及条件相同的情况下,煤层倾角越小,煤层的瓦斯含量就越高。(4)煤层露头
露头存在时间越长,瓦斯排放就越多。(5)地质构造
①褶曲构造;②断裂构造;③煤化程度;④煤系地层的地质史;⑤水文地质条件
3.构造煤
构造煤是煤层受到构造强烈挤压和剪切破坏作用的产物,由于受力大小、作用范围和受力状态的非均衡性,煤层中范围和厚度大小不同的自然分层发生变形,丧失了原来的均质、层理清晰的条带状结构,而形成破碎的颗粒或粉状的构造破坏煤。
4.瓦斯在煤层中运移的复杂性主要表现在两个方面:(1)煤体结构的复杂性:孔隙一裂隙结构(2)瓦斯在煤层中赋存状态的复杂多变性
①游离瓦斯一般是以自由气体分子状态存在在于煤层孔隙和裂隙空间。②吸附瓦斯则是以固体分子状态附着在煤体表面和煤体结构内部。③当裂隙宽度大于10-7m时,煤层中瓦斯的运移主要呈层流运动
④当裂隙宽度小于10-7m时,一般情况下,瓦斯分子不能自由运动,呈扩散运动。
5.煤层瓦斯运移的动力条件:地层静压力、构造应力、浮力、水动力 6.瓦斯在煤层中的流动:扩散运动和层流运动
7.流场的空间流向分类:单向流动、径向流动和球向流动
8.煤层瓦斯抽采:指利用瓦斯泵或其它抽采设备、抽取煤层中高浓度的瓦斯、并通过与巷道隔离的管网,把抽出的高浓度的瓦斯排至地面或矿井总回风巷中。
9.衡量瓦斯抽放工作优劣的两个主要指标:抽放率和相对瓦斯抽放量。
瓦斯抽放率:抽出瓦斯量占矿井排出瓦斯总量的百分率。
相对瓦斯抽放量:每生产一吨煤所抽出的瓦斯含量。10.抽采瓦斯的原则与方法
(1)抽放瓦斯的原则
①瓦斯抽放应具有明确的目的性,即主要是降低风流中的瓦斯浓度,改善矿井生产的安全状况,并使通风处于合理和良好的状况。
②抽放瓦斯要有针对性,即针对针对矿井瓦斯来源,采取相应措施进行抽采。
③要认真做好抽采设计、施工和管理工作等.以便获得好的瓦斯抽采效果。(2)抽采瓦斯的方法 ①按瓦斯来源分类
本煤层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放和围岩瓦斯抽放 ②按煤层是否卸压分类
未卸压煤层抽放瓦斯和卸压煤层抽放瓦斯 ③按抽放瓦斯与采掘时间关系分类
煤层预抽瓦斯、边采边抽和采后抽放瓦斯 ③按抽放工艺分类
钻孔抽放、巷道抽放和钻孔巷道混合抽放
11.抽放方法选择依据
(1)如果瓦斯来自于开采层本身,则既可采用钻孔抽采,也可采用巷道预抽形式直接把瓦斯从开采层中抽出,且多数形式采用钻孔预抽法。
(2)如果瓦斯主要来自于开采煤层的顶、底板邻近煤层内,则可采用开在顶底板煤、岩中的巷道,打一些穿至邻近煤层的钻孔,抽采邻近煤层中的瓦斯。
(3)如果在采空区或废弃巷道内有大量瓦斯积聚,则可采用采空区瓦斯抽采方法。
(4)如果在煤巷掘进时就有严重的瓦斯涌出,而且难以用通风方法加以排除,则需采用钻孔预抽或巷道边掘边抽的方法。
(5)如果是低透气性煤层.则在采取正常的瓦斯抽采方法的同时。还应当采取人工增大煤层透气性的措施,以提高煤层瓦斯抽采效果。
12.开采层瓦斯涌出量计算P25 13.本煤层瓦斯抽采方法:本煤层未卸压抽采、综合法、本煤层卸压抽采 14.巷道法预抽本煤层瓦斯的布置依据
①矿井的采掘布置方式;②巷道抽采瓦斯的有效范围;③煤层的瓦斯含量及其储量大小;④预计瓦斯抽出量及其抽采效益;⑤预计抽采瓦斯的时间。
15.分子滑流现象
当气体分子的平均自由程接近通道的尺寸时,界面上的各个分子将处于运动状态,且产生一个附加通量。
16.巷道法预抽本煤层瓦斯的布置方式
(1)采取网络式布置
该布置方式为,根据采区设计布置的巷道,在构成网络后,密闭巷道并插管抽放本煤层瓦斯,其特点是:
①各抽放瓦斯巷道与采区准备巷道相吻合,不需另掘巷道; ②巷道网络较密,煤壁暴漏面积大,抽放效果好;
③在掘进巷道时,对本区的瓦斯状况已有所查明,故而有利于安全回采。(2)采区深部截取式布置
该布置方式为,在现采区与深部采区之间的阶段煤柱上,其特点是:
①可提前抽取下部煤层中的瓦斯,为深部煤层的投产创造安全回采条件;
②可截取下部煤层瓦斯,使之不向上部采区流动,减少现采区瓦斯量; ③不受采区投产时间限制,有较长的抽放时间,以取得较好的抽放效果。
17.最低抽采瓦斯时间:巷道抽采瓦斯的一个重要参数,其值为开始抽采瓦斯到正常通风能够保证煤层安全回采,无需继续抽采为止所需的时间。
18.煤壁瓦斯涌出系数K:单位煤壁暴露面积在单位时间内的瓦斯涌出量。19.煤巷掘进时的安全措施
(1)增强局部通风(2)先抽后掘(3)边掘边抽(4)超前抽采
20.巷道法预抽本煤层瓦斯的优缺点
(1)由于在抽采瓦斯之前需先开掘瓦斯抽采巷道,故而往往会遇到瓦斯涌出量大,给掘进工作造成困难。此时,即使采取加强通风、边掘边抽等措施,最终也会造成效串低、成本高的结果。
(2)为了在一定时间内抽出更多的瓦斯,往往需多掘巷道,以增加煤壁暴露面。这些巷道。虽然大多数在生产时可使用,但需提前投资;而月为了防止巷道在抽采瓦斯期间发生坍塌,还要加强支护。即使这样,经过较长时间的抽采后,这些巷道的冒顶和坍塌的情况往往仍较严重,给以后修复和生产造成一定的困难。
(3)在掘进抽采瓦斯巷道期间,往往会有大量瓦斯涌出;这种情况不仅会增加通风负担,而且还相应减少了瓦斯回收率,造成资源浪费。
(4)如果抽采巷道密闭不严,不仅会使抽出的瓦斯浓度偏低,而且易使煤层自然发火。
21.瓦斯抽放有效性系数K:钻孔累计抽放瓦斯量与钻孔极限抽放瓦斯量的比值。
K=0.8时,tx=1.609/ α;K=0.9时,tx=2.303/ α
其中,Tx为有效抽放时间;α为钻孔瓦斯流量衰减系数。———22.钻孔预抽方法的布置形式
(1)穿层钻孔布置方式(2)顺层钻孔布置方式
23.边采边抽本煤层瓦斯的布置方式及适用条件
(1)布置方式:平行钻孔、煤柱钻孔、顶板钻孔、顶分层钻孔、底板岩巷穿层钻孔(2)适用条件
①由于该方法是在回来或掘进的同时,抽采煤层中的瓦斯、因此不像预抽法那样受开采时间的限制,可适用于瓦斯涌出大、时间紧、用预抽法不能满足要求的地区。
②在抽采过程中,可借助于回采过程中的卸压作用,使抽采区域煤体松动,增大煤层的透气性,提高煤层瓦斯抽采效果。
③该方法是在采区掘进准备工作完成后(或掘进过程中)进行的。因此在实际应用中可根据采区各局部地点的瓦斯量大小,投入相应的边采边抽工程量。具有较强的针对性。因此,有利于解决生产环节中瓦斯涌出量大的问题。
24.邻近层瓦斯抽放
为了防止和减少邻近层的瓦斯通过层间裂隙的大量涌向开采层。可采用抽采的方法处理这一部分瓦斯,这种抽采方法称为邻近层瓦斯抽采。
25.邻近层瓦斯涌出量与工作面推进速度的关系
现象:当工作面推进速度不快时,基本上呈线性关
系,当当工作面推进速度较快时,则呈抛物线关系。原因:工作面推进速度加快时,围岩变形与破坏的 速度变缓,在一定的时间内,采空区的冒落带、裂
隙带的范围相对缩小,裂隙张开程度相对变小,从
而减弱与延缓了邻近层的瓦斯涌出。
26.邻近层瓦斯抽采方法
地面钻孔抽采法、井下钻孔抽采法和顶板巷道结合钻孔抽采法。
27.开始抽出距离
钻孔开始抽出卸压瓦斯时的滞后于工作面的距离,是决定第一个抽采钻孔位置的依据。
有效抽采距离
从开始抽出卸压瓦斯至钻孔失去作用的一段距离,是确定钻孔间距的基础。28.采空区的绝对瓦斯涌出量影响因素
煤层和岩石的瓦斯含量、老顶冒落步距、工作面长度、上下邻近层厚度、它们与开采层的间距、煤的渗透性能
29.采空区瓦斯赋存特征及运移规律
(1)赋存特征
①采空区瓦斯在工作面切眼1~12m范围内浓度变化较小,一般在3%~8%之间;在12~20m范围内瓦斯浓度变化幅度较大,一般在10%~18%;在20~40m范围内瓦斯浓度升高较快,一般在20%~35%;在40~60m范围内瓦斯浓度变化较大,一般在35%~50%之间。
②采空区瓦斯流动大体可以分为三个带: Ⅰ涌出带
采空区丢煤和卸压临近层解吸的瓦斯向工作面和和采空区排放,进入涌出带的瓦斯流动速度快,多以层流形式存在,且这部分瓦斯几乎全部被工作面风流和采空区的漏风流携带到回风道内,漏风大小与工作面供风量大小及支架位置和工作面通风方式有关。Ⅱ过渡带
过渡带瓦斯在工作面和采空区压差作用下,一部分进入工作面,另一部分暂时或永远滞留在采空区内,该区域瓦斯流动速度也明显下降。流动呈现出不均衡性,处于层、紊交错阶段。Ⅲ滞留带
释放采空区内的瓦斯一般滞留在采空区的深部,流动速度较低。(2)运移规律
①在垂直于工作面的走向上,近工作面采空区由于漏风流流速大,受到的紊动作用大,浮煤吸出的瓦斯和邻近层涌人的瓦斯随漏风流经上隅角进人回风巷,瓦斯浓度较低;随距工作面距离的增大,采空区瓦斯受扰动作用减小,因而瓦斯浓度增高。在采空区深处,随时间的推移,瓦斯浓度会日趋平均。
②在高度方向上,由于瓦斯受浮升力的作用,使采空区顶板附近的瓦斯浓度高于采空区底板附近的瓦斯浓度,并且这种分布特点使用于整个采空区。
③在沿工作面方向上,在漏风流影响到的区域,进风侧的瓦斯随风流向回风侧运移,导致回风侧瓦斯浓度的增大;在远离工作面,漏风流涉及不到的地方,这种回风侧比进风侧瓦斯浓度高的分布特点并不明显。
④在邻近层瓦斯涌人量较小的采空区,采空区瓦斯的分布以本煤层吸出瓦斯的分布特点为主。在涌人点形成瓦斯局部高浓度区,随距工作面距离的不断增大,局部高浓度瓦斯扩散而趋于符合上面的规律。
⑤在有大量邻近层瓦斯涌人的采空区,采空区瓦斯的分布以邻近层涌人瓦斯的分布特点为主,本煤层采空区吸出的瓦斯是叠加在邻近层涌人瓦斯的分布之上。
30.采空区瓦斯抽采方法
(1)回采过程中的瓦斯抽采
①密闭抽采法;②插管抽采法;③向冒落拱上方打钻孔抽效法;④在老顶岩石中打水平钻孔抽采法;⑤直接向采空区打钻抽采法;⑥地面垂直钻孔抽采法;⑦顶板巷道抽采;⑧前进式预埋管抽采法;⑨尾巷布管采空区瓦斯抽采(2)采后密闭采空区瓦斯抽采
①采完不久的采空区;②开采已久的采空区;③报废矿井
31.尾巷布置采空区瓦斯抽放(P57图2-4-9)32.影响采空区瓦斯抽采的主要参数
(1)采空区进回风巷的密闭;(2)抽采负压;(3)瓦斯抽采参数监测与控制 33.提高瓦斯抽放率的技术途径:
(1)改进钻孔抽放工艺参数
①增加布孔密度,确定合理钻孔间距;②改进布孔方式,合理确定钻孔位置;③增加钻孔深度;④提高抽放负压
(2)提高煤层透气性(煤层增透方法)
34.水力压裂法原理及工艺流程
(1)疾奔原理
水力压裂技术就是通过钻孔向煤层压入液体,当液体压入的速度远远超过煤层的自然吸水能力时,由于流动阻力的增加,进人煤层的液体压力就逐渐上升,当超过煤层上方的岩压时,煤层内原来的闭合裂隙就会被压开形成新的流通网路,煤层渗透性就会增加,而当压入的液体被排出时,压开的裂陷就为煤层瓦斯的流动创造了良好条件。(2)工艺流程
①钻井②测井③固井④射孔⑤压裂
35.水力割缝法原理及工艺流程
(1)基本原理
在钻孔内运用高压水射流对钻孔二侧的煤体进行切割,在钻孔二侧形成一条具有一定深度的扁平缝槽,利用水流将切割下来的煤块带出孔外,由于增加了煤体暴露面积.且扁平缝槽相当于局部范围内开采了一层极薄的保护层,因而使得钻孔附近煤体得到了局部卸压,改善了瓦斯流动条件。(2)工艺
①古老方法:先打钻孔,退钻杆,换上射流器,利用钻杆输送高压水,一边退杆一边割缝。
②改进方法:直接在钻杆上面安上射流器,钻进时不产生水射流,进入钻杆的水通过钻头前端流出;退杆时射流器动作进割缝。这种连续钻进工艺需要活塞式射流器。
36.瓦斯抽采参数
主要包括煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层瓦斯涌出量、煤层透气性系数、瓦斯抽采率及抽采管路和钻孔中的瓦斯流量。
37.煤层瓦斯压力测定的基本方法:间接测压法和直接测压法
38.原始瓦斯含量、残存瓦斯含量和可解析瓦斯含量定义及相互关系
(1)原始瓦斯含量:煤层未受采动影响时的瓦斯含量;
(2)残存瓦斯含量:煤层受到采动影响已经排放出部分瓦斯,剩余在煤层中的瓦斯含量;(3)可解析瓦斯含量:指在常压下能从煤体中解析出来的瓦斯含量。可解析瓦斯含量=原始瓦斯含量—残存瓦斯含量
39.煤层透气性测定方法正确与否的三个标准(1)在理论上的合理性,即看其理论推导是否合理,在理论推导过程中所做的假设是否符合客观实际。
(2)现场的实用性,即所需直接测定的参数在测定过程中不需要很高的要求,不用复杂的操作,方便易行。
(3)测试结果的稳定性,一般认为,测试结果是否稳定也反映了该方法在理论上是否合理,在测定时是否准确。同一测定方法在不同时间内测定的煤层透气性系数值应当是稳定的,且相差不大;否则测定方法就可能有问题。
40.计算:径向流量法测定煤层透气性系数(会做例题)P97 41.瓦斯流量测定方法
(1)变压降法;(2)恒压降法;(3)皮托管;(4)测定气体流速;(5)容积式流量计
42.节流装置的基本原理
在充满管道的连续流体中,当流体流经管道内的节流装置时,流束将会在节流装置处形成局部收缩,从而使流速增大,静压力降低。这种状况导致节流装置前后产生压力降。流动介质的流量越大,则在节流装置前后所产生的压差也越大。因此,可通过测量压差来衡量流体流量的大小,这就是利用节流装置测定管道内连续流体流量的基本原理。
43.节流装置的选择原则
(1)当要求节流装置所产生的压力损失小时,可采用喷嘴或文特利管或文特利喷嘴。(2)测量易污染和浸蚀性介质时,采用喷嘴比采用孔板好。
(3)在测量的流量和压差值相同时,由于喷嘴的截面比比孔板的截面要小,所以,在此情况下,喷嘴的测量精度较高,而且需要的直线段长度也较短。
(4)在各节流装置中,以孔板的加工制造最为简单,喷嘴次之,文特利管和文特利喷嘴最为复杂。
44.节流装置的取压方法
(1)理论取压法
一般认为,入口端的取压嘴中心应位于孔板前端面距离为D的管道入口处,出口端的取压嘴中心,应位于流束收缩到最小的截面处。(2)径距取压法
入口端的取压嘴中心,应位于孔板前端面为D的管道入口处;出口端的取压嘴中心应位于孔板后端面距离为1/2D的管道出口处。(3)法兰取压法
法兰取压的入口和出口的取压嘴中心,均应位于距孔板两侧相应端面前、后25mm处,而与管径大小无关。(4)管径取压法
该取压法要求入口的取压嘴中心,应位于孔板前端面2.5D的管道入口处;出口的取压嘴中心应位于孔板后端面8D的管道出口处。(5)角接取压法
该取压法要求入口和出口的取压嘴中心,均应位于孔板前、后的端面处。
45.孔板流量计瓦斯流量计算(会做例题)P113 46.文特利管瓦斯流量计算(会做例题)P117 47.瓦斯抽放率:瓦斯抽放率通常是指矿井、采区或工作面等的抽出瓦斯量占瓦斯涌出总量的百分数。
48.瓦斯抽放有效性系数
瓦斯抽放有效性系数是指抽放瓦斯后较抽放瓦斯前回风流中瓦斯涌出量的减少程度,计算公式为:Kq0-q1×100%(q0是抽放瓦斯前回风流中的瓦斯涌出量;q1是抽放瓦斯q0后,回风流中的瓦斯涌出量)
49.瓦斯抽放的目的
其一是为了确保矿井安全生产,防止或减少瓦斯浓度超限;其二是为了开发利用瓦斯资源,变害为利。
50.抽放瓦斯的必要性指标
(1)安全生产角度
_
qq0.6vSCK
式中q——绝对瓦斯涌出量,m3/min;
q——允许瓦斯涌出量,m3/min;
v——巷道允许的最大风速,m/s; S——风流通过的最小巷道断面,m2;
C——《煤矿安全规程》允许的风流中瓦斯浓度,%; K——矿井或采区瓦斯涌出不均衡系数(2)安全经济角度
①一个回采工作面的绝对瓦斯涌出量大于5m3/min,或一个掘进工作面的瓦斯涌出量大于3m3/min;
②矿井绝对瓦斯涌出量大于15m3/min;
③矿井抽采瓦斯总量能长期稳定在2m3/min以上,抽采系统的服务年限应在10年以上。_51.煤层瓦斯抽放的可行性
(1)煤层的透气性系数λ;
(2)钻孔瓦斯流量衰减系数α;(3)百米钻孔瓦斯极限抽放量Qj。
在“容易抽放”的煤层中抽放瓦斯,往往可以获得较大的抽出量,取得较好的抽放效果,在“可以抽放”的煤层中抽放瓦斯,虽能取得一定的效果,但往往需要较长的抽放时间和较多的钻孔工程量才能达到预定的效果。属于“较难抽放”的煤层,常常采取特殊措施抽放。
52.矿井瓦斯抽放设计的原则及内容
(1)矿井瓦斯抽放设计的原则
①编制矿井抽放瓦斯设计要以上级批准的设计任务书和经审批的《矿井瓦斯抽放可行性研究报告》提供的瓦斯基础资料为依据。
②确定抽放规模与抽放能力时,应能适应矿井生产能力和服务年限的需要,并应满足矿井生产期间最大抽放瓦斯量的要求。
③设计抽采系统与抽采方法时,要有利于多抽瓦斯、保证矿井安全生产,应结合矿井及煤层的具体地质开采条件,矿井及采区主要瓦斯来源,以选择适宜的抽采方法:要有适宜打抽采瓦斯钻孔的地点及充足的施工和抽采时间;抽采瓦斯钻孔的孔口应有足够的抽采负压,要配备一定的抽采瓦斯专业人员和装备,以实施抽采瓦斯工程和进行维护管理工作。
④抽采瓦斯泵站的位置,应考虑利用瓦斯的方便。一般应设在用户集中区附近,并考虑到地面敷设输送瓦斯管路的可能性和经济上的合理性。
⑤新建抽采系统的设计,报矿务局批准,并报省煤炭局备案。经批准的设计。不得随意变更.如有重大修改,须重新审批。(2)矿井瓦斯抽采设计的内容
抽采瓦斯设计主要包括抽采瓦斯工程设计说明书、抽采瓦斯工程机电设备与器材清册、抽采瓦斯工程设计概算书、施工图纸等四个部分。
①抽采瓦斯工程设计说明书,一般应包括下述内容:矿井概况;抽采瓦斯;瓦斯泵站;供电系统及设备;劳动组织和经济技术指标。
②抽采瓦斯工程机电设备与器材清册 ③抽采瓦斯工程设计概算书
④施工图纸亦是抽采瓦斯工程设计的重要组成部分
53.瓦斯抽采管路系统的组成
瓦斯抽采管路系统主要由主管、分管、支管和附属装置组成。
54.瓦斯管直径
瓦斯管直径选择的恰当与否对抽采瓦斯系统的建设投资及抽采效果均有影响。直径太大,投资就多;直径过细,阻力损失大。故一般采用下式计算:
55.瓦斯管路阻力计算(P137)
瓦斯管路的阻力分摩擦阻力和局部阻力两种。
56.正压管路浮漂式自动放水器工作原理及放水过程
(1)工作原理
利用浮漂浮力开启球阎又借助其自重关闭球阀,实现自动放水。(2)放水过程
放水器的进水管与瓦斯管的正压管路连接,浮漂的自重与筒内的压力迫使球阀紧贴在阀座上.从而使其与大气隔绝。抽采管路的水经进水管流入放水器内,当水位上升至浮漂底部后,随着水位不断上升,浮力越来越大,待浮力大于浮漂白重与球阀上下压力差之和时,浮漂浮起,带动球阀而开启,筒内积水在筒内压力作用下经阀体排至简外。此时,如瓦斯管路继续向简内供水,水则连续不断地流出;若无水进入简内,则浮漂随着水位的下降而降落,最后落入阀体而关闭,保持与大气隔绝。因此,该放水器既能及时排除积水,而又能防止管路的瓦斯由故水器泄漏。同时,为防止大量的水突然进入放水器时,筒内压力增大而使浮原无法浮起的问题,在筒上没有平衡管,与进水管连通,以保证故水器能正常工作。57.瓦斯抽采管路的检查和管理的主要工作
(1)压力观测
需要配备人员进行经常性的检查和抽采地点的负压变化情况,并做好详细的记录。(2)对抽采管路中积水的检查
抽采管路往往容易发生积水现象,一旦积水,则对抽采瓦斯影响很大,故而应当引起重视。
(3)抽采管路状态的检查
井下有时因巷道发生变化,抽采管路也需作相应的改动。(4)抽采管路附属装置的检查
检查人员对抽采管路上的放水器、流量计、阀门和安全设施都要按制度全面检查。(5)对抽采管路的保养
对已抽采结束的管段要及时拆除,运往地面或井下易保存地点。运输时,要避免管胳受到碰撞或变形引起损坏;瓦斯管内外应注意做好防锈工作,以便延长瓦斯管的使用寿命。
58.表4-3-1(P145)
59.平十矿地面瓦斯抽放系统设计(P167)