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文檔簡介
目一般部井田概況及地質(zhì)特 井田概 地質(zhì)特 煤層特 井田境界和儲 井田境 礦井各類儲量的計 礦井工作制度、設計生產(chǎn)能力及服務年 礦井工作制 礦井設計能力及服務年 井田開 井田開拓的基本問 礦井基本巷 準備方式—采區(qū)巷道布 煤層地質(zhì)特 采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系 采區(qū)車場選型設 采煤方 采煤工藝方 回采巷道布 井下......................................................................................................................概 采區(qū)設備選 大巷設備選 礦井提 概 主副井提 礦井通風及安 礦井通風系統(tǒng)選 采區(qū)及全礦所需風 礦井通風總阻力計 選擇礦井通風設 防止特殊的安全措 礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指 專題部煤層自然發(fā)火規(guī)律分析對策及拓 引 煤炭自然發(fā)火性評價指 研究煤炭自然發(fā)火性評價指標的基 以煤的內(nèi)在因素為基礎的分類方 煤層自然發(fā)火性的綜合評價分類方 礦井煤層自然發(fā)火的自燃臨界性條 煤的氧化反應及其熱效 煤的自熱發(fā)展與自燃臨界性條 結(jié) 煤自然發(fā)火預測預報技術(shù)的現(xiàn)狀與展 引 自然發(fā)火預測預報技術(shù)現(xiàn) 自然發(fā)火預測預報技術(shù)展 結(jié) 崔家寨實例分 煤層自燃概 煤層自燃特點分 綜合防治措 封閉火區(qū)注氮防滅火技術(shù)措 小 擴展:變氧濃度條件下崔家寨礦煤自燃特性的實驗研 實驗內(nèi)容及方 煤巖自燃特性分 現(xiàn)場應 結(jié) 參考文 翻譯部英文原 中文譯 致 ~井田概交通位莊鄉(xiāng)管轄。地理坐標為:東經(jīng)114°24′40″-114°30′36″,北緯39°53′34″-39°58′25″。該礦井西南距蔚縣南留莊鎮(zhèn)約5公里,東南距蔚縣城11公里,有公路相通。從南留莊向西可通往山西省廣靈縣及大同市,由蔚縣城向東可通往首都,向北通往張家口,宣化,向南通往圖 崔家寨煤礦交通位置地形地27-2625-4孔地面中心坐標的連線及延長線與蓮花山區(qū)為界;南界:以縱13勘探線兩端的ZK21孔及22-8孔地面中心線坐標的連線及其延長線與單候及南留莊井田為界;西界:以F1斷層與西細莊井田為界;北界:以縱7勘7-7457孔地面中心坐標的連線及其延長線、徑線、礦區(qū)北部勘+900~m之間,北西向沖溝發(fā)育,最深可達20余米,平時溝底干涸無水,暴雨后洪水順沖溝泄于從氣本區(qū)屬北方干燥型大陸氣候,年平均雨量為425.1mm,且大都集中在7、8月份。年平均氣溫為6℃,最高月(7月)平均氣溫為23.2℃,最低月(1月)平均氣溫為-12.8℃。冬51650mm93月份,并有沙塵暴現(xiàn)象,其他時間多季風,風力不強。凍結(jié)期自11月至次年3月,凍土1.3~1.5m。根據(jù)蔚縣1991年5月31日提供的《蔚縣礦區(qū)基本烈度評定報告,電源條110kV變電站設在單候礦井工業(yè)區(qū)內(nèi),目前110kV變電站已經(jīng)建成使用水經(jīng)過水資源的勘探目前已取得了1.56m3/s的水資源B級0.66m3/sC級0.9m3/s,1.1m3/s地質(zhì)特地12不整合接觸關(guān)系。厚度6~384m,平均189m。具有東北厚的特點。按巖性可分為0~135m0~10m40m280~120m2~100mm110mm。多為次棱角--次園狀,6~175m。中侏羅統(tǒng)髫髻山組(J2t)6176177三個鉆孔中,厚26~46m。巖性為灰、灰褐色安山巖,不整合覆于下花園組之上。J1-2x2J1-2x1。2x20~173m54.5m。以連續(xù)--微角度不整合關(guān)系覆于下段地層之上。2x1質(zhì)泥巖等10余層煤層,其中1,5,6,7煤層為主要可采煤層,厚度3~174m,平均72.3m。3、古生界奧陶系下統(tǒng)4、古生界寒武系上統(tǒng)地質(zhì)構(gòu)崔家寨井田總體體構(gòu)造形態(tài)為一近南北或北東傾向東或南東,傾角5°~10°的單350m10W是區(qū)內(nèi)主要的控水構(gòu)造。所以總體來說本礦地質(zhì)條件較好。井田范圍內(nèi)無陷落柱存在。水文地(一)1、煤系基底寒武系灰?guī)r巖溶裂隙含水層葉巖為主,間夾竹葉狀及鮞狀灰?guī)r及薄層灰?guī)r,裂隙不發(fā)育。鉆孔抽水試驗單位涌水量q值為0. ~0.0958L/s.m,水位標高+956~+958m,屬富水性弱的含水層。2、下奧陶統(tǒng)灰?guī)r巖溶裂隙承壓含水層泥質(zhì)條帶狀灰?guī)r,從鉆孔取芯看,巖溶裂隙發(fā)育極不均一,受古地形控制以古巖溶為主,鉆孔所見溶洞、溶孔大多被泥沙質(zhì)充填,溶主要發(fā)育在下奧陶統(tǒng)白云質(zhì)灰?guī)r中,發(fā)育標高為820~920m,溶孔或溶隙在泥質(zhì)灰?guī)r中,發(fā)育標高為710~800m,巖溶發(fā)育深度一般在70m以淺水位標高961~972m單位涌水量為0.1220.927 L/.為一富水性中等的含水層。1.749~2.54MPa,3、下花園組煤系下段砂巖裂隙承壓含水層整個井田均有分布含水層厚度5.24~33.69m主要巖性為中細砂巖粉砂巖泥膠結(jié),裂隙不發(fā)育,上、下有泥巖隔水層分,補給條件較差,含水微弱,水位埋深,抽水試驗單位涌水量為0. ~0.00491L/.m。屬富水性極弱的含水層。4、下花園組上段砂巖裂隙承壓含水層該含水層整個井田均有分布含水層平均厚度22m以細砂巖為主局部為粗砂巖砂礫巖裂隙不發(fā)育抽水試驗單位涌水量為0. ~0.0163L/.m屬富水性弱~弱的含水層。5、第四系馬蘭期底部洪積砂礫卵石空隙承壓含水層第四系在井田內(nèi)分布廣泛,由北向南逐漸加厚,最大厚度180.42m,一般厚度90m左觸補給基巖含水層.砂礫卵石含水層厚度4.27~34.47m,抽水試驗單位涌水量為0.0634~(二)力為1.749~2.54MPa,下奧陶統(tǒng)灰?guī)r含水層單位涌水量0.122~0.927L/s.m,屬富水性中等(三)140m3/h600m3/h,最大突水量為900m3/h,后經(jīng)石家莊煤礦核定,礦井初步設計采用值為:正常涌300m3/h360m3/h600m3/h。現(xiàn)在礦井涌水量情況約煤層特1、113km211.00~4.67m2~3m0~12~40.1~0.3m的泥23km20.80~3.40m1~20.1~0.2m30.4km21.20~2.14m30.1—0.6m0.1—0.3m16.019.2%5611889382個。煤層頂板以泥巖為主,次為粉砂巖,局部為細砂巖。底板絕大部分為鮞狀粘土巖,部分為泥巖。2、4上距5號煤層3.10~30.50m,平均10.57m。除東部外,井田內(nèi)絕大部分均有分布,可采區(qū)主要分布于14線以東,縱9線以南范圍內(nèi),可采面積12.6km2。全井田見煤點共132個,其中77個點可采。厚度0.10~2.30m,可采區(qū)內(nèi)厚度較穩(wěn)定,一般為1.20m左右,當0.80m0.05~0.30m的泥巖夾矸。為較穩(wěn)定的大3、5126.53~89.04m45m1815個不可采,可32.8km20.60~6.64m3.26m3.5m左右,至5m2m左右。受火成巖侵蝕影響,井田西部共有172m以下。輝綠巖大部分是沿煤層頂、底板侵入并侵蝕部分煤層,17個受火成巖破壞的見煤點外,516440個點含一層厚0.10~0.40m的泥巖夾矸,夾矸靠近煤層底部0.20~0.40m處。不含夾矸的煤層,在相當17線以西以中—細砂巖和中—粗砂巖為主,少量為粉砂巖,以東以細砂巖、細中砂巖為主,其次為粉砂巖,局部為泥巖。底板以粉砂巖、細砂巖(直接底為0.1~0.5m泥巖、砂質(zhì)泥巖)為主,次為泥巖。4、6157個,可采面積30.1km2。煤層厚度0.20~6.00m,平均2.67m。一般厚度3~3.5m,結(jié)構(gòu)簡單。至17—622—8孔一線附近出現(xiàn)一層厚度0.20~0.30m的泥巖夾矸,夾矸厚度向北126—16—613145、76.70~42.36m,平均19.26m。煤層厚度0.20~2.64m,平均0.99m。見煤點165個,其中可采113個,可采面積17.8km2,占井田面積的50%??刹蓞^(qū)主要分布于17—622—9孔一線以南地區(qū),煤層厚度變化不大,一般均為1m左右,結(jié)構(gòu)簡單。另外,在井田東北部有3個1~30.1~1.3km21.15~2.60m。除上述5層煤外,井田內(nèi)尚有3、5—1、8、910號煤層,均屬局部可采煤層,可采面積9號煤層最大,為3.66km2,次為3號煤層為2.25km2,5—1、810號煤層分別為0.38km2、0.66km20.25km2,5-14%。表 最小-最小-平均(點數(shù)平均(點數(shù)70.20-6.70-細-60.20-50.60-40.10-26.53-10.24-備注:1.5、62.4、53.10-1.3.2煤1.3.3瓦斯、煤塵及煤自燃和地經(jīng)勘探各煤層CH4相對的涌出量為3.3m3/min,各礦井亦為低瓦斯礦井,故本礦煤塵井田內(nèi)各煤層均無煤塵6~123℃/100m31℃的高溫地區(qū),故本礦井屬正常地井田境細莊井田為界北部以礦區(qū)北部勘探邊界為界井田面積34Km2井田平均長7.1km,4.802km34Km2。1-1崔家寨礦采礦證礦區(qū)批準范圍拐點坐標表(3°帶XY123456礦井各類儲量的計礦井地質(zhì)資源儲量的計5號的地質(zhì)把井田共劃分為若干個組。煤炭地質(zhì)資源儲量計算一般為 其中:Zg——礦井的地質(zhì)資源儲量,Mt; 煤層地質(zhì)資源儲量計分塊1234合計注:51.36t/m33.26分塊1234合計注:51.36t/m32.67整個井田范圍礦井的地質(zhì)資源/儲量Zd=153.06探明的
經(jīng)濟的基礎儲量邊際經(jīng)濟的基礎儲次邊際經(jīng)濟的資源地質(zhì) 控制的
經(jīng)濟的基礎儲量邊際經(jīng)濟的基礎儲次邊際經(jīng)濟的資源
工業(yè)資源推斷 礦井工業(yè)資源/儲量10%。由于地質(zhì)條件簡單k=0.9礦井的工業(yè)資源/儲量計 礦井設計資源/儲1)邊界保護煤柱可按下列計算Z邊界 (2-式中 Z邊界——邊界保護煤柱損失量L——b——30m53.26m,6,1.36t/m328.04km。則邊界煤柱損失為Z邊界=3.73+3.05=6.78Mt斷層保護煤柱可按下列計算Z斷層 (2-式中 Z斷層——斷層煤柱損失量L——斷層長度,6b——30m則斷層煤柱損失為Z斷層=0.8+煤層礦井設計資源/Z設計=Z工業(yè)-Z邊界Z整個井田范圍的礦井設計資源/儲量Zs=275.64-6.78-煤層礦井設計可采資源/儲Mt/a0.750.162km2560m,短軸定為300m20m 工業(yè)廣場占地面積井型/Mt·a占地面積/公頃(Mt)- 巖層移動煤角層傾角厚度562-22-2 則:S5==518643.1㎡;S6==543985.3 (2-式中:Z——工業(yè)廣場煤柱量,t;則:Z5=518643.1×3.26×1.36=1.69MtZ6=543985.3×2.67×1.36=1.98Mt所以:Z工廣=2-7 保護煤柱損數(shù)量合計Zk=(Zg- (2-式中:Zk——礦井的設計可采資源/儲量;MtP——0.750.800.80。則:Zk=(267.4-礦井工作制330d計算,每天凈16h。礦井采用“三·八”8h。礦井設計能力及服務確定依確定礦井設計生產(chǎn)能1.5Mt/a、1.8Mt/a、2.4Mt/a3.0Mt/a四個方案。1.8Mt/a。其理由如下:51.8Mt/a的條件;1.8Mt/a的條件;井田內(nèi)煤質(zhì)好,煤炭用戶,因此市場有保障1.8Mt/a是較合理的。礦井服務3-1所示。 力/Mt·a1年限/a第一開采水平服務年限6———————礦井可采儲量Zk、設計生產(chǎn)能力A、礦井服務年限TT=Zk/(A× 式中:Zk——礦井設計可采儲量,210.984Mt;A——設計生產(chǎn)能力,1.8Mt/a;T礦井第一水平可采儲量Zk1AT1三者之間的T1=Zk1/(A× 式中:Zk1——礦井可采儲量,116.248Mt;A——設計生產(chǎn)能力,1.8Mt/a;T=116.248/(1.8×1.3)=井型校5、63.26m2.67m5,,,,井田開拓的基本問、立礦井提升通風排水和動力供應等生產(chǎn)系統(tǒng)這些用于開拓的井下巷道的形式、、確定礦井開采程序,做好開采水平的合理確定礦井通風、及供電系統(tǒng)) )確定井筒形式、數(shù)目、位置及坐的條件下,立井井筒短,提升速度快,提升能力大,對輔助提升特別有利,井筒斷面大,6°定井筒形式為雙立井。⑦距水源、電源較近,礦井鐵路線短,道路布置合理經(jīng)后面方案比較確定主、副井筒位置在井田(具體見開拓圖工業(yè)場地的位為0.168km2,形狀為矩形,長邊垂直于井田,長為560m,寬為300m。開采水平的確定及采區(qū)的5#6°,且南北兩部分煤層的傾角變化都很平開拓及采準巷道布置綜合考慮(綜合機械化一翼不小于1000~2000m高等普采不小于500~1000m④全井田和第一水平采區(qū)劃分時,要和采區(qū)統(tǒng)一考慮井底車場的布砂巖,后者相對于前者費用較低,但基建費用比較高,且井底車場的位置要與礦井的礦井開拓延伸方案及階段4-3所示。4-4所示。 方案一、立井單水平開拓上下山開采,巖石大 方案二、立井單水平開拓上下山開采,煤層大 方案三、立井兩水平開拓上山開采,直接延 方案四、立井兩水平開拓上山開采,暗斜井延表 方案一粗略估算費用/1055提升高度涌水時間平均運距表 方案二粗略估算費用數(shù)量55用提升高度涌水時間4.1.3數(shù)量550000提升高度涌水時間平均運距00000表 方案四粗略估算費用數(shù)量55提升高度涌水時間4.1.5百分比4.1.3、4.1.44.1.5。(2008年版經(jīng)過以上技術(shù)分析比較,結(jié)合粗略估算費用比較,方案一與方案二比較選擇方案二;表 方案二詳細費用數(shù)量550提升高度涌水時間2表 方案四詳細費用數(shù)量基價(元55煤量(提升高度基價(元涌水量時間基價(元單價(元2表 開拓方案費用匯總方 方案 方案百分比百分比00礦井基本巷井6.5m33.18m2,井筒內(nèi)裝備一16t的雙箕斗,井壁采用混凝土砌壁支護方式,表土段采用凍結(jié)法施工。此外,還布置4.2.1,4.2.1。副井井筒采用立井形式,圓形斷面,凈直徑7.2m,凈斷面積40.71m2,井筒內(nèi)裝備一對1t礦車雙層四車窄罐籠和一個帶平衡錘的1t礦車雙層四車寬罐籠,井壁采用混凝土砌4.2.24.2.2400mm4.2.34.2.3。井底車場及硐大巷采用固定式礦車時,宜采用環(huán)形車場當井底煤炭和輔助分別采用底卸式及固定式礦車時宜采用折返與環(huán)(2005年版)4.2.1之規(guī)定,確定4.2.6。6411.25t959.6t5m,有效裝煤18m712t,能夠滿足礦井生產(chǎn)需要。直立煤倉通過裝載輸送、副井系統(tǒng)硐室由水泵房水倉清理水倉硐室變電所調(diào)度及等候室組成,、8h的正常用水量。120m3/h360m3/hQ0=120×8=根據(jù)水倉的布置要求,水倉的容量為 (S——水倉有效斷面積,8.15m2;L——水倉長度,279.76m。則有:Q=8.15×279.76=由上式計算得知:QQ0、、主要開拓1)大 (4.2.2)B——輸送機邊緣至巷道壁的最小距離,主要巷道取800mm,采區(qū)巷道一般取300~500mm;d1——膠帶輸送機寬度,d1=1400+120=1520mm;d2——蓄電池式電機車的寬度,d2=1060mm;d3——蓄電池式電機車與皮帶機間距,d3=310mm;c——910mm。 +310+910=46002)輔助大輔助大巷為一條雙軌巷道,并作進風巷使用,設人行道 (4.2.3)a——1300300~500mm610mm;d1、d2——蓄電池式電機車的寬度,d1=d2=1060mm;c——蓄電池式電機車的間距,630m。B2= +630=各主要開拓巷道的斷面尺寸均按設備的外形尺寸以《煤礦安全規(guī)程(2006年版第1920條有關(guān)安全間隙的要求而確定其斷面尺寸并按通風要求驗算其風速,圖 主井井筒斷井線表 主井井筒主要參數(shù)特征1.812t6.570033.184505044.1844.18井井表 副井井筒主要參數(shù)特征1.81t礦車雙層四車窄罐籠1t礦車雙層四車寬罐籠7.269140.715005066.4778.54井井600圖 風井井筒斷表 風井井筒主要參數(shù)特征11.826.03428428.27536.32650.263349297 68圖 臥式環(huán)形井底車1-主井2-副 3-變電所4-水泵房5-水倉6-大巷7-軌道大8-等候室9-10-進風聯(lián)絡巷11-卸載站12-10大巷斷面設計噴1033圍巖類別斷面(m圍巖類別斷面(m凈掘進尺寸高噴射厚度 桿長度方式外露排列間距錨 規(guī)格凈周長 備巖石00 00 寬掘每米工程量及材料消耗量表掘進掘進圍巖工程量類別巷道墻角巖石錨桿數(shù)量(根噴射材料材料消耗表鋪底錨桿重 注眼樹脂托板 鋼筋鐵(kg)木(個 粉刷面104 圖 大巷斷圖 軌道大巷斷
煤層地質(zhì)特采區(qū)位置及范礦井首采采區(qū)北二采區(qū)位于井田中部,采區(qū)東西平均長約2.5km,南北傾向長平2000m150m。采區(qū)煤層特5#、6#5-1 采區(qū)煤層特征煤厚傾角容重/t.m-666~12個月。地質(zhì)構(gòu)該采區(qū)地質(zhì)構(gòu)造簡單無大的構(gòu)造影響生產(chǎn)煤層起伏不明顯平均傾角6°左右,頂?shù)装逄?#、6#5-2 5#、6#煤層頂?shù)装嫣丌螈螈螈笏牡亓?.749~2.54MPa,下奧陶統(tǒng)灰?guī)r含水層單位涌水量0.122~0.927L/s.m,屬富水性中等采區(qū)巷道布置及生產(chǎn)系采區(qū)位置及范接南四采區(qū)。該采區(qū)東西平均長約2500m,南北傾向平均長約2000m。采煤方法及工作面長度的確3.95m4.6°,屬近水平煤層。由于煤層較厚,采用綜200m2022m。m7確定采區(qū)各種巷道的尺寸、支護方式及通風1輸平巷尺寸(寬×高)5000mm×3500mm,區(qū)段回風平巷尺寸(寬×高)5000mm×3500mm5m小煤柱沿空掘巷。23煤柱尺寸的確30m20m保護煤柱。采區(qū)軌道上山和25m20m保護煤柱。采區(qū)內(nèi)地質(zhì)構(gòu)造情況簡5.0m采區(qū)巷道的聯(lián)絡方采區(qū)順如圖5-1,順序見表5-1。 工作 工作面順123456789采區(qū)生產(chǎn)采區(qū)內(nèi)的開采采用后退式開采(面向軌道上山,通風方式采用U型通風方式。這種通風方式有系統(tǒng)簡單,漏風小的優(yōu)點。1工作面→區(qū)段平巷→區(qū)段溜煤眼→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→井底2地面→副立井→井底車場→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)上部車3地面→副井→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→采區(qū)中部車場→區(qū)段45地面變電站→副井→變電所→大巷→采區(qū)上山→區(qū)段平巷→工6工作面→區(qū)段平巷→采區(qū)軌道上山→軌道大巷→井底車場→副井→地面采區(qū)內(nèi)巷道掘進方采區(qū)內(nèi)所有工作面平巷均沿底板掘進采用綜合機械化掘進選用EL—90型掘進機、ES—650型機、SSJ650/2×22(SJ—44型)可伸縮帶式輸送機、STD800/40型(SD—40P型)帶式輸送機、JD11—4調(diào)度絞車、JBT—52—2送機的最小鋪設長度為80m,所以,在初始掘進的80m巷道中,機后的物料不能采采區(qū)生產(chǎn)能力及采出14 γ——煤層容重,t/m3;3 (5-k1——采區(qū)掘進出煤系數(shù),取k2——1,故k2=1;礦井設計井型1.8Mt/a,采區(qū)生產(chǎn)能力1.93Mt/a,因此能滿足礦井的產(chǎn)量要求。采區(qū)采出率=采區(qū)實際采出煤量/采區(qū)工業(yè)儲量100% 北三采區(qū)工業(yè)儲量為:44.8435Mt。北三采區(qū)實際采出煤量為:36.0181Mt。采區(qū)采出率根據(jù)《煤炭工業(yè)設計規(guī)范》規(guī)定:采區(qū)采出率:厚煤層不低于0.75,中厚煤層不低于0.80.850.80采區(qū)車場選型設確定采區(qū)車場形角小于和等于20°時,應采用甩車場,具體如圖5-2。這種車場提甩車時間短,操作勞動強5-3。12°,5-4。 采區(qū)上部車 采區(qū)中部車 采區(qū)下部車采區(qū)主要硐室布1根據(jù)《采礦工程設計手冊》第2877頁關(guān)于采區(qū)煤倉容量的計算,當采區(qū)上山和大300mm,其容量為 (5-Q0——10t;L——割煤機半小時運行距離,120m;M——煤層厚度,3.95m;B——進刀深度,0.6m;γ——煤的容重,1.36t/m3;C0——0.93Q=10+120×3.95×0.6×1.36×0.93=369.71煤倉的斷面半徑R=﹙369.71÷1.42÷9÷3.1416﹚?=3.03(m)7.0m8.7m491.83t2兩個安全出口一是鋼絲繩通道根據(jù)絞車大件的要求寬度一般為2.0~2.5m2.5m1.2~25m2.0m3~4.5m4m。3采煤工藝方采區(qū)煤層特征及地質(zhì)563.26m2.67m6°,2~31.36t/m3140m3/h360m3/h確定采煤工藝方1套的采煤機設備小、輕便,回采工作面搬2.0~3.5m93~97%以上。2含矸率提高,影響煤質(zhì);自燃發(fā)火、瓦斯積聚隱患較大,“一通三防”難度大。33工藝回采率低,再加上礦井平均煤厚為3.26m回采工作面參200m2000m3.26m區(qū)段平巷尺寸(寬×高)為5000mm×3500mm,區(qū)段回風平巷尺寸(寬×高)為5000mm×3500mm5m煤柱沿空掘巷。6-1 工作面配套設1 2DBT-Schitd255/503PF4-回采工作面破煤、裝煤方SL500無鏈雙牽引采煤機德國DBT生產(chǎn)的SGZC—764/500型刮板輸送機采向割煤工藝方式,6-2、6-3、6-4、6-5、6-66-7。0.6m后停機;將支架拉過并順序移刮板輸送機頂過機頭(機尾)后調(diào)換上、尾50m6-1所示。圖6- 采煤機斜切進刀示意1-采煤機;2-AA1AA12BB21B-CCC12C-DD2DD21 SL500型采煤機技術(shù)特 m mmmm量m DBTtm PF4-1332機技術(shù)特項目單m鏈速長度m寬度m長寬高 Wb1418破碎機技術(shù)特 tV108 個3V LL 項目 流量壓力V質(zhì)量L回采工作面支護方1并參照礦上實際使用情況,選用德國DBT公司生產(chǎn)的二柱式掩護支架及其相配套的端頭212221266-8。2 (6-hmax——=5.1 (6-hmin——S2——200a——50mmb——50mmHmin=2.40.20.05=2.13Pp按工作面4~86倍進行計算。上覆巖層所需的支護強度按下式計算。 (6-R——上覆巖層密度,2.5×103kg/m3;S——支架支護面積,8.85m2。=6244.56經(jīng)演算,P80%50%~80%70%,初撐力 (6-=6046由支架技術(shù)特征表可知所選支架初撐力為6088kN符合控頂設計對支架初撐的要求。 支架技術(shù)特 mmmtmDBT453移,每組設置為12架。拉架滯后底滾筒2-3架,如果頂板壓力過大或有冒頂時,應端頭支護及超前支護110m1.0m,幫要背實;當機頭支架側(cè)護2工作面采用FLZ38-20/110Q型單體支柱加鉸接頂梁進行超前支護40m100mm40m一排單1m100mm40m1m。區(qū)段平巷的超前支從煤壁線向外40m超前支護為一排支設距機外側(cè)500mm左(人行道側(cè)1m。3帽。打好柱要上好繩并將柱與頂網(wǎng)或鋼帶用10#鐵絲捆緊,以防柱倒傷人。1.8m0.8m15m當在拉動端頭架、推動機、拖拉管電纜時嚴禁在兩頭作業(yè)并撤出人員,以防倒柱傷人或其它意外傷人。超前支護工作不能與同一地點其它工作平行作業(yè)。50m70m以外。各工藝過程注意事1長度在1m以下,最突出部分不超過200mm。無馬棚、頂?shù)装迤街?,如特殊需要,每循環(huán)頂?shù)装迮c上一個循環(huán)頂?shù)装邋e差過±50mm。機頭、機尾各10m要平緩過渡,防2移架質(zhì)量標準:支架拉過后必須成一直線,其偏差不得超過±50mm。架間距要均勻,中心距偏差不超過±100mm。支架頂梁與頂板平行支設,最大仰俯角<7°,相鄰支架間不能有明顯錯差(2/3200mm。350~550mm之間;移架過程3為0.6m,以確保截深及產(chǎn)量和工程質(zhì)量。推移工作面刮板輸送機時,必須距采煤機底滾筒450m,清煤人員必須面向機尾注意刮板輸送機、頂板、煤幫情況,以防發(fā)生意外。33臺端頭支架,其滯后普通支架一個循環(huán),40m段是壓力集中區(qū),特制訂以下管理措施。端頭支架底座嚴禁鉆底,以防壓住推移桿使機和工作面刮板輸送機機頭推68m2而不垮落,必須將7在各點落煤處加設緩沖裝置4m/min150~200mm機組要掌握好采高,嚴禁割底割頂在區(qū)段平巷皮帶機頭處加設除鐵器8、頂板及礦壓觀測措作面所有支架拉過后必須升緊達到初撐力;區(qū)段巷道超前工作面40m加強,對于失回采工作面正規(guī)循環(huán)15.0m,工作面沿底板推進, 勞動組織配備項目 1采機222622226311轉(zhuǎn)機泵 機3633端工清煤工049看 工1102班長3339驗收員1102電工1庫工合計機頭、機尾各10m隨巷道頂?shù)装迤骄忂^渡。循環(huán)進尺0.6m。根據(jù)后面通風設計回采246-92循環(huán)產(chǎn)量按下列計算 (6- (6- (6-式中:Q1——4.0mL1——4.0m采高段傾斜長度,m;L2——工作面過渡段傾斜長度,m;S——循環(huán)進尺,0.6m;M1——工作面中段采高M2——3.26γ——煤的容重,1.36Q1=(200-
3
=595.87=4766.96工作面工人效率=工作面日產(chǎn)量/=62.72(t/工CC1C2C3C4設備折舊費C1=(固定資產(chǎn)原值總和-設備殘值)/(使用年限bC230071.48t/C2
=4.20(元 設備年折舊費用折舊費(元DBT-Schitd255/5501PF4-1刮板PF4-111EHP-3EHP-21單體支C38.0元/t。d0.45元/Kwh=0.45×(4.23+1.50)=2.58元工作面噸煤成本C=設備折舊費C1+工人工資C2+材料費C3+電力消耗費=18.62(元 工作面主要技術(shù)經(jīng)濟指 1m2m4364 m56m7個88元9萬t個t/%回采巷道布回采巷道布置方1工作面相對瓦斯涌出量3.3m3/min,生產(chǎn)能力為1.8Mt/a,根據(jù)以風定產(chǎn)的要求以及后25m10m回采巷道1
區(qū)段平巷斷面3.65m19.35m217.5m2為Z2360(后放28mm1300mm。鋼筋托梁規(guī)格:采用Ф16mm100mm4.8m,規(guī)格型號為Ф16—4800—100—6。150×150×8mm50×50mm、5.5×1.1m。1m7800mm2.0 圖6- 區(qū)段 格型號為Ф18—M20—2000;工作面一側(cè)煤幫為Ф18mm玻璃鋼錨桿,長度2m,桿尾螺紋為M16,規(guī)格型號為Ф18—M16—2000。錨固方式:樹脂端部錨固,采用一支錨固劑,規(guī)格為Z2360690mm托盤:采用拱形高強度托盤,規(guī)格為120×120×6mm200×300×50mm3010°網(wǎng)片規(guī)格:平巷煤柱側(cè)掛鐵絲編織金屬網(wǎng)護幫,規(guī)格型號:50×50mm、3.0×1.1m;工300mm800mm15°。3m區(qū)段平巷和區(qū)段回風平巷支護斷面圖如圖6-2和6-3概井下設計的原始條件和數(shù)井下設計的原始條件和數(shù)據(jù)見表7-1表7-1井下設計的原始條件和數(shù) 項目單位數(shù)量 123h4d5m66789低性性距離和貨載824m4513m。 采區(qū)輔助 項目 1運送人員人/2正常生產(chǎn)t/3安裝架搬遷4安裝搬家t,掘進面日產(chǎn)量476.7t,運煤系統(tǒng)各環(huán)節(jié)能力要大于各工作面的生產(chǎn)能力。輔助況;人 ,其7-2礦井系1、方輔助軌道大巷采用架線式電機車牽引小礦車小礦車選用MG1.7-6A1.5噸固定廂式礦車,架線電機車式選用ZK10-6/550型,其性能參數(shù)見表7-6和表7-7。工軌道,亦采用1.5t固定車箱式礦車。2、系井下系統(tǒng)包括運煤系統(tǒng)、運料系統(tǒng)、人員運送系統(tǒng)、排矸系統(tǒng)大采高工作面→區(qū)段平巷→區(qū)段溜煤眼→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大→井底煤倉→主井→掘進工作面→區(qū)段平巷→區(qū)段溜煤眼→采區(qū)上山→采區(qū)煤倉→大巷→地面→副井→井底車場→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→→地面→副井→井底車場→軌道大巷→采區(qū)下部車場→采區(qū)軌道上山→→地面→副井→井底車場換乘站→軌道大巷→井下系統(tǒng)如圖7-1所示圖7- 礦井立體采區(qū)設備選設備選型2必須使上下兩個環(huán)節(jié)設備能力基本一致設計時應合理的選擇生產(chǎn)不均勻系3必須注意盡量減少的次數(shù)不要出現(xiàn)輸送機—軌道—輸送機—軌道的情況5、必須在決定主要的同時,統(tǒng)一考慮輔助是否經(jīng)濟合理等采區(qū)設備的選1機型號為PF4-1132;機型號為PF4-1132;破碎機型號為Wb1418;區(qū)段平巷和采區(qū)上山皮帶型號為SST。設備技術(shù)特征見表7-3。 SST型皮帶技術(shù)特 V 2、能力驗設計長壁回采工作面采煤機最大瞬時出煤能力為1063.2t/h,工作面刮板機生產(chǎn)能力為2500t/h,機的生產(chǎn)能力為2500t/h,破碎機通過能力為3000t/h,平巷皮帶通過能力為2500t/h,采區(qū)系統(tǒng)各設備生產(chǎn)、通過能力均大于工作面最大瞬時出煤能力,且3 n——一次提升串車數(shù),輛;q——礦車裝載質(zhì)量,kg;Ab——=392
(T135)(T135)232Lv (7-式中:L1——400mvm=3.25(m/s)7-4。 mm大巷設備選大巷設備選169.5t/h緩沖煤倉回采工作面平巷帶式輸送機和掘進面帶式輸送機同時直接和采取上山1.8t煤炭的任務屬大運量長運距的大型輸送機大巷裝備一臺寬1000mm2.5m/s1200t/h,采用YKST—200型電75。7-5 1 2 3 m4 56 7 送 類8 送 寬9 mm 動 功 t輔助大巷設備選引小礦車。小礦車選用MG1.7-6A型1.5噸固定廂式礦車,架線電機車式選用ZK10-6/5507-67-7。 1.5噸固定廂式礦項目型號容積裝載量tt軌距軸距質(zhì)量 直流架線式電機 ZK10-t m7N 電動 ZQ—V 臺2概莊鄉(xiāng)管轄,地面自然標高在~ m之間。煤層的埋藏深度為-211~-340m,傾斜長度平均2.965km,長度平均13.154km。本井田設計開采5,6煤煤種為長焰煤,不需2.5t/m3。礦井工作制度為“三八制”330d數(shù)為16h。設計為立井單水平開拓。主井采用一套12t雙箕斗和一套12t單箕斗帶平衡錘ZK10-6/550MG1.7-6A90.16a34人。主副井提主井提11.8Mt/a300m12t12t單箕斗帶平衡錘,8-1。3.5m繩塔式摩擦輪提升機兩套,由德國SIEMAG公司提供,主要電控設備ABB公司提供(主變壓器,勵磁變壓器及高壓開關(guān)柜2600kW,12脈動交-8-2。874tKS-18/15型防爆往復式定量倉至裝載設備定量倉經(jīng)稱重后由氣動操作和分配溜槽翻板交替向兩個箕斗內(nèi)裝煤 箕斗技術(shù)特征序號項目單位備注1型號2名義載重量t3有效容積4最大端荷56最大升度m7箕斗自重tA8BCD斷面寬度9斷面寬度間間 主提升機特交-短提升循環(huán)時間,安全可靠等優(yōu)點。在主井井塔內(nèi)卸載位置對應4個箕斗分別安裝有4套160t,設有煤位及煤流訊號裝置,受煤倉下安裝有兩臺電動給煤機。主鋼絲繩由德國SIEMAG670m5.02kg/m35mm1670N/mm2,每根845kN1375 主井提升鋼絲繩參 根632、提升機卷筒體積龐大而笨重給制造安裝等帶來很大的不便摩擦提升與之相比,、 (8-HS——礦井深度,300m;HZ——裝載高度,30m;HX——卸載高度,20m。
=360 (8-式中:Vm——經(jīng)濟提升速度,m/sVm=9.28m/s) 式中:TX——一次提升循環(huán)估算時間a——0.8t——30s
(8-式中:Ns——小時提升次數(shù)
=45(次 (8-An——設計年產(chǎn)量,1.8Mt/a;Bn——年工作日,330d;Tv——日提升時間,16h。=576.162——
(8-
提升參時間升量提升量8-412t副井提1m3t8-5。2SIEMAG4×4125047.75rpm8-6 罐籠技術(shù)特征 項目 1 方式人2 為間距雙A層3B允許CD乘4罐籠自重t載5允許乘載人數(shù)人人數(shù)6最大終端載荷t 主提升機特筒型號產(chǎn)地交-3主鋼絲繩由德國SIEMAG 副井提升鋼絲繩參直徑單位重量抗拉強度每根繩總破斷力424礦井通風系統(tǒng)選礦井概本礦設計生產(chǎn)能力為1.8Mt/a,服務年限90.2a。全區(qū)可采煤層兩層,即5、6煤,煤層平均厚度分別為3.26m和2.67m,傾角平均6°,屬于近水平煤層。采用立井單水平上下山開拓方式。本礦井為低瓦斯礦井,瓦斯相對涌出量為3.3m3/(t·d),不具有性。礦井地溫小于28°C,屬于正常地溫范圍。煤層有自燃發(fā)火傾向,發(fā)火期3~6個月,發(fā)火等級“三八制26034礦井通風系統(tǒng)的基本12345678910礦井通風方式的確129-1。 通風方式比煤層較(km8km,后期通風主要通風機工作方式2壓入式主要通風機使井下處于正壓狀態(tài)當主要通風機停轉(zhuǎn)時壓力降低, 采區(qū)通風系統(tǒng)的要1212°1工作面回中瓦斯?jié)舛炔坏贸^機電硐室必須在進度中工作面通風方式的選45、下行風設備在回風巷運轉(zhuǎn)安全性差回采工作面進回風巷道的布:置第二條風道;若上下端平巷進風,在該巷只撤、安裝、采煤設備等有良好的環(huán)境;區(qū)段平巷、回風巷均要先掘后留,、掘進工程量大,故較少采用。采區(qū)及全礦所需風采煤工作面實際需要風1 (9-式中:Qai——iqgai——該采煤工作面回采時瓦斯的平均絕對涌出量Kai——i55Kai=1.2~1.6,Kai=1.5。4766.96tQa大
Qa大29-29-2工作面溫度工作面風速
Qa大 式中:Vai——24~26°C,取Vai=1.6Sai——iQa大3
Qa大=1564.8Qa大 (9-Nai——i55人。Qa大:Qa大=220Qa大4 (9- (9-式中:Sai——第i個工作面的平均斷面積,m2。Sa大244.5m3/min)≤Qa大由風速驗算可知,Qa大=1564.8m3/min掘進工作面需1根據(jù)《礦井安全規(guī)程》規(guī)定,按工作面回風中瓦斯的濃度不得超過1%的要求計 (9-式中:Qai——第iKai——第iKai=1.5。476.7t
Qa掘2 (9-式中:4——4m3Nai——i70人。Qa掘=280Qa掘=280硐室需風1、井下《煤礦安全規(guī)程》規(guī)定,大型材料庫風量不得小于100m3/min,中小型不得小于60m3/min100m3/min。260~80m3/min80m3/min80m3/min。380m3/min100+80+80=260m3/min其它巷道所需風 式中:S——其它巷道平均斷面面積,取S=15礦井總風1式中:∑Q—
(9-K=1.25;∑Q采——∑Q備——∑Q掘——∑Q硐——∑Q其它——風量分1.2點實際風量采煤工作面只配計算的風量上下平巷的風量乘以1.2順而下遇到分至確定進風井的風量。1、大采高工作面,考慮到工作面的采空區(qū)漏風占工作面風量的20%,工作面進風側(cè)平Q進2、煤巷掘進面 Q煤掘=3363、大巷掘進面 Q掘=3364、機電硐室 Q機電=965、絞車房 Q絞車=966、庫 Q火=1207、其它巷道 Q其它 風量分配分配風量庫9-4。礦井通風總阻力計礦井通風總阻力計算1294010%15%計算;4350mm 井巷風速驗算限速有效斷面實際風速低高——8—84—8—8確定礦井通風容易和時15-25業(yè)廣場的左側(cè)4個采區(qū)的儲量大約可以保證25年的生產(chǎn),于是將它作為風井和所選風機的服務范圍通風容易時期為首采采區(qū)第7個達產(chǎn)工作面布置完成時通風時期2個達產(chǎn)工作面布置完成時。礦井最路12、通風時期 通風容易時期立體 通風容易時期網(wǎng)絡 通風時期立體礦井通風阻力計算
通風時期網(wǎng)絡通風容易和時期的摩擦阻力計算見表9-5和9-6: 通風容易時期摩擦阻力計算序號v12534567892a——各巷道的摩擦阻力系數(shù),N·s2/m4 通風時期摩擦阻力計算v12534567892礦井通風總阻
(9-∑hrfmin、∑hrfmax——礦井通風和容易時期的阻力之和 (<2940=2215.4 (<29409-6
礦井通風總阻阻力總等積礦井通風總風阻計算R= 礦井通風等積孔計算A= 式中:R——礦井風阻,N·s2/m8;A——礦井等積孔,m2。
=0.291=2.21 =1.73通風總阻力見表9-7,通風容易時期和通風時期的通風難易程度評價見表9- 礦井通風難易程度評等積孔風阻礦難中易總等積孔小于2m2,通風中等。選擇礦井通風設選擇主要通風1(1)H= 式中:Δρ——進風井筒與出風井筒空氣平均密度差,kg/m39.5.1H——井筒深度,m表 空氣平均密進風井筒出風井筒冬夏副井深度:Z副井=310風井深度:Z風井Z高差310-200=110冬季空氣密度取:ρ進=1.28kg/m3,ρ出=1.24Ρ平均=1/2×(ρ進+ρ出)=1.26冬季自然風壓:hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ夏季空氣密度?。害堰M=1.22kg/m3,ρ出=1.26ρ平均=1/2×(ρ進+ρ出)=1.24夏季自然風壓:hna=ρgZ副井-ρgZ高差-ρgZ=-99.9699.96Pa,夏季自然風壓阻礙礦井通風,壓力為-99.96Pa。2hrsmin=hrmin-h(huán)自然+h損失 式中:hrmin——通風容易時期礦井通風總阻力,Pa;h自然——h損失——通風機附屬裝置和出口的風壓損失,通常為20~50,取50Pahrsmin=1362.35-99.96+50=1312.39hrsmax=hrmax-h(huán)自然+h損失 式中:hrmax——表示通風時期礦井通風總阻力,Pa;H自然——表示時期通風的自然風壓,h損失——通風機附屬裝置和出口的風壓損失,通常為20~50,取50Pahrsmax=2215.4+99.96+50=2365.36Pa)3QQf (9-式中:Qf——主要通風機風量Qm——礦井需風量4
=75.3(線由風機風壓與風量的關(guān)系方程h=R×Q2確定通風機特性曲線由選擇的主要通風機確定
=0.231=0.4172K56礦用軸流式通風機№.24型。9-99-92K56礦用軸流式通風№.24電動機選由于Nmin/Nmax=135/250=0.54<0.6,故通風容易與時期選用不同型號的電動機。 (9-式中:Ne——電動機功率Nmax——通風機時期的輸入功率ke——電動機容量備用系數(shù),取1.1~1.2,本礦取ηe——電動機效率,可取0.9~0.94,本礦取0.93,大型電動機取高值ηtr——ηtr=1ηtr=0.95Hee=177.4Hed=328.610Y450-54-89-10: 電動機參圖9- 風機性能曲防止特殊的安全措瓦斯管理1建立瓦斯的巡檢測和連續(xù)檢測的雙重檢測系統(tǒng),可靠預防和控制瓦斯事故的發(fā)生。3在采煤工作面以及與其相互連接的上下平巷設置瓦斯儀檢測中瓦斯含量,4、嚴格掌握風量分配,保證各個工作面和機電硐室有足夠的新5、按井下在冊人員配備式自救器673m8煤塵的防12、利用環(huán)境安全監(jiān)測系統(tǒng),及時測定中的風塵濃度3、防塵、灑水、降塵系統(tǒng),對煤流各點必須經(jīng)常噴霧灑水456、相鄰煤層所有機道和回風道必須設置隔爆木棚7、采掘工作面的工人應按規(guī)定佩戴防塵帽和防塵預防井下火災的措防水措2打開煤柱放水時底板原始導水裂隙有透水時 設計礦井基本技術(shù)經(jīng)濟指12層23m4°656d班278a9a井田長mm低m個1個0mmm個210-大巷方主皮帶和輔助礦1.5tZK10-6/550mm/m3/萬1t/元專:煤層自燃;自然發(fā)火規(guī)律;分析;煤炭的自然發(fā)火是煤在常溫下緩慢氧化產(chǎn)生熱量,若產(chǎn)生的熱大于空氣流動帶走的熱量,則導致溫度的升高,下開采過程中,煤的自然發(fā)火對安全生產(chǎn)構(gòu)成了很大,其性包括產(chǎn)生大量有害氣體燒毀設備,凍結(jié)大量的煤炭導致瓦斯積聚瓦斯的潛在性。研究煤炭自然發(fā)火性評價指標的基井下煤炭自燃的三個最基本的內(nèi)在和外在條件是①煤層本身具有自然發(fā)火傾向性,并且呈破碎狀態(tài)堆積②有連續(xù)的供氧條件③有集聚氧化熱的蓄熱環(huán)境。煤炭的自然發(fā)火是煤的內(nèi)在特性包括煤自然物理特征和埋藏地質(zhì)條件和開采共同作用的結(jié)果,以此為基礎,至今已研究出多種煤自然發(fā)火性評價的預測方法。以煤的內(nèi)在因素為基礎的分類方交叉點溫交叉點溫度法已被許多研究者用來確定煤炭開始自然發(fā)火特性的一種標準(Fng,1973;Ki,1977),該方法通過實驗來確定煤的相對著火點溫度(即指交叉點溫度,該溫度被定義為在條件下可以測量的煤自燃發(fā)生的最低溫度。根據(jù)交叉點溫度指標Fngtl,1973年提出了煤的自然發(fā)火傾向性指標,1。計算方法為Olpinski指Olpinski指標法(banerjee,1985)是將煤的灰分含量(Aa)進行修正,Sza表示煤的自然發(fā)火性:Sza230℃根據(jù)Sza的值,可將煤的自然發(fā)火性分成四類,如表2所示吸級在受控的條件下,采用光譜分析技術(shù)來測定煤的吸氧量中國根據(jù)分析結(jié)果建立了煤層自然發(fā)火傾向性標準。根據(jù)每克干燥的煤樣在30℃條件下的吸氧量,將中國煤層的自然發(fā)火傾向性分成三類。表3列出了中國煤層自然發(fā)火性的分類標準。絕熱級化絕熱氧化法是在絕熱條件下,用煤樣自然升溫來測定和評價煤的自然發(fā)火性的方法,英國諾丁漢大學對此的研究比較深入。根據(jù)煤在絕熱測試中初始升溫率(IRT)及總溫度上升值(TTR),將煤的自然發(fā)火傾向性分成四類,4。RenRichards1994年研制一種計算機化的絕熱氧化實驗裝置,該裝置由計算機對系統(tǒng)進行實時控制和,克肥了原絕熱裝置難以保持恒溫、耗時耗工等缺點。煤的初始升溫率(IRH)和總溫度上升值(TTR)預測方法,結(jié)合絕熱升溫實驗,找出了IRH和TTR與煤的13種內(nèi)在特性指標之間的關(guān)系。煤的13機硫酸鹽含量(OSS)。在統(tǒng)計分析的基礎上,建立了一套煤在自然升溫傾向性方程,5煤層自然發(fā)火性的綜合評價分類方盡管有大量的實驗方法可用來對煤的自然發(fā)火傾向性進行分類,但沒有哪一種測試方法能夠綜合考慮影響煤炭自然發(fā)火的各種因素在條件下無法模擬井下的條件,所以不能只用單一的某個或一組實驗數(shù)據(jù)來對煤的自然發(fā)火性進行分類評價為了對井下煤層的自然發(fā)火性進行真實的評價分類,許多研究者綜合了煤在自然發(fā)火傾向性和煤層開采條件等外在的影響因素。潛伏期義為煤層最初于采區(qū)中到第一次發(fā)現(xiàn)自熱征兆的時間對于低品位的煤層,潛伏期通常為3~6個月,有的甚至幾天高品位的煤層潛伏期一般在9~18個月,見表6。至今,該方法已被許多國家用來作為對煤層自然發(fā)火性分類的輔助指標。但該方法的局限性在于無法實現(xiàn)在煤層開采之前對煤層自然發(fā)火性進行綜合評價預測。模糊聚類分類1990年提出了采用模糊聚類綜合分類方法,綜合煤層吸氧法得出的煤的內(nèi)在自然發(fā)火傾向性指標和煤層的地質(zhì)賦存因素,,對煤層的自然發(fā)火性進行綜合預測。Feng,ChakarvartyCochrane分級方Feng,ChakarvartyCochrane1973年綜合了煤層的內(nèi)在因素和環(huán)境指標,如丟煤量、裂隙和通風風壓,并根據(jù)各因素的影響程度賦予一定的權(quán)值指數(shù),用表示如下:性指數(shù)=煤層的自然發(fā)火傾向性指數(shù)×性指數(shù)是煤層的自然發(fā)火傾向性指數(shù)與環(huán)境指數(shù)的乘積,7該方法為定量地綜合煤層的內(nèi)在因素和開采因素對煤層的自然發(fā)火性進行綜合根據(jù)1975年Bystron和Urbaski方法,Atkinson,Singh和Turney于1986年將絕熱升溫與Feng,Chakarvarty和Cochrane方法、以及潛伏期方法進行綜合考慮。即將絕熱升溫測試中的IPT和TTR與外在的定量因素相綜合,從而形成了目前英國和澳大利亞較常用的一種對煤層自然發(fā)火性進行綜合評價分類的方法,如表8和表9所示2.2.4煤炭自然發(fā)火性評價的專家系自然發(fā)火性=f(煤體本身的物理特性,地質(zhì)條件,采礦技術(shù)為了更準確地評價井下煤層自然發(fā)火性,英國諾丁漢大學的Ren等開發(fā)的專家系Bystron和Urbski方法。該系統(tǒng)在對煤層自然發(fā)火性進行評價的同時,可向咨詢者提出2.2.5結(jié)度上綜合考慮了煤的自然發(fā)火傾向性在內(nèi)的因素,以及外在的開采條件,近期開發(fā)的專家系礦井火災科學中的煤層自然發(fā)火必須同時具備3個條件:一是煤層本身必須具有自燃煤層自然發(fā)火屬于煤的自熱自燃,具有自燃傾向性的層在采動應力及礦山壓力的共同作用下產(chǎn)生破碎或堆積于工作面后方采空區(qū),與空氣中的氧在常溫下產(chǎn)生持續(xù)物理化學作用并放出熱量,熱量積聚使煤體不斷升溫達到其著火溫度而最終自燃著火。因此,礦井中的煤層自然發(fā)火期一般比較長,可達幾個月或一年以上;煤層自熱自燃過程發(fā)展的實質(zhì)是煤氧,煤的氧化反應及其熱效2應,熱量積聚煤溫上升,煤氧化學反應進一步加速的結(jié)果。客觀上講,易燃煤層在常溫狀態(tài)下的氧化反應速率并不大;只有在反應的熱效應引起了煤層及其熱環(huán)境的溫度升高以后,,間單步不可逆的氧化反應時,: P—代表反應產(chǎn)物,如CO2等;Q—反應熱,J/g;Coal一代表易燃煤層中的可燃成分。如果利用單位時間單位質(zhì)量反應物的消耗量或產(chǎn)物的生成量來表示上式所表達的基元化學反應速率,根據(jù)質(zhì)量作用定律,:式中,q煤氧化學反應的熱產(chǎn)生速率,J/m3s;Gp反應產(chǎn)物的質(zhì)量濃度,g/m3;t時間,s;[O2]—O2的質(zhì)量濃度,g/m3;k—反應速率常數(shù),kArrhenius指數(shù)定律給出:化能,約為40~400kJ/mol;T—化學反應的煤壁溫度,K;R—煤的表面O2的氣體常數(shù)。取
將(3)代入(2),得q=Q·[O2]n·A·exp(-氧化自熱過程中熱的產(chǎn)生速率q不僅與煤種煤質(zhì)因素Q、A有關(guān),而且與煤體的反應溫度TO2濃度[O2]密切相關(guān)。而[O2]又與煤的表面流速及溫度邊界層中的擴散傳質(zhì)不同易自燃煤樣的氧化發(fā)熱量Q1表1中的數(shù)據(jù)表明,相同情況下低變質(zhì)煤層的低溫氧化發(fā)熱量遠大于高變質(zhì)煤的氧化煤的自熱發(fā)展與自燃臨界性條煤的自熱持續(xù)發(fā)展的O2低溫的散失以對流散熱的形式為主,Newton冷卻定律:qLh··(T∞5)式中,T、∞—風溫度,h—煤與空氣間的對流換熱系數(shù),/m2S—煤氧化反應表面的散熱面積,m2。流散熱量qL應當?shù)扔谕ㄟ^煤表面邊界層傳遞的熱量qtr,即由Fourier導熱定律,則得式中,λ—煤表面邊界層內(nèi)漏風空氣的導熱系數(shù)w/mK;y—邊界層內(nèi)距煤壁表面的垂直距工作面采空區(qū)或承壓破碎煤體自熱環(huán)境中煤的自熱持續(xù)發(fā)展的條件可歸結(jié)為①煤的熱產(chǎn)生速率必須大于其熱散失速率,即q>qL或q-O2煤的自燃臨界性條不同變質(zhì)程度的煤層有著不同的自燃著火溫度Ti,測定的不同煤樣的自燃著火2。2可知,變質(zhì)程度低揮發(fā)份含量高的煤,其自燃著火溫度一般都比較低。因此,礦井Ti即為煤自燃的著火溫度;相應的煤體平均溫度T0式中,TiT∞—分別為煤的自燃著火溫度和漏風環(huán)境的溫度,K;E—煤的表面煤氧化學反應的活化能,40~400kJ/mol;R—O2的氣體常數(shù)。結(jié)從以上對煤的自熱過程發(fā)展及其自燃臨界性條件的理論分析可得出以下結(jié)論煤的微細觀漏風裂隙結(jié)構(gòu)表面氣固非均相自熱氧化反應的熱產(chǎn)生速率q對溫度T的關(guān)系是非線性的;T的關(guān)系則是近似于線性的,這qL≥q時,煤的自熱環(huán)境就不存在聚熱條件,煤的氧化反應放出的熱量將全部散失掉,煤就不升溫;時間長了,煤風化而不會發(fā)生自熱自燃;Tq的影響極大,即對煤的自熱過程發(fā)展影響深刻,并且煤溫越接近于Ti,這種影響就越大。當煤的自熱進入自熱加速期以后,漏風空氣對流散失的熱量qL實上就可以忽略;展就是在自熱環(huán)境內(nèi)部熱流耦合的能量動態(tài)平衡中持續(xù)穩(wěn)定進行的。引火的礦井約占51.3%占總礦井火災的90%以上。僅1999年共有87個大中型礦井,因自然發(fā)火封閉火區(qū)315次,造成了嚴重的煤炭資源浪費,并著井業(yè)人員的人身安全,1999年4月11日內(nèi)大嶺煤礦發(fā)生自燃火災氣體窒息,11人。煤炭斷自燃發(fā)展的趨勢,以便及時采取有效的防滅火措施,避免造成資源設備甚至生命損失,自然發(fā)火預測預報技術(shù)現(xiàn)預測技奧氏法是波蘭的國家法定方法,230℃時受空氣流作用的氧化速度值為分2050年代,我國依據(jù)著火點法的原理建立了煤自燃傾向性鑒定方法,90年代。鑒于著火點溫度法存在化學試劑有害,測試方法等諸多缺陷,煤炭科學研究總院撫順分院依據(jù)中國的實際情況,,———流態(tài)色譜吸氧法。該方法以煤在低溫下附流態(tài)氧的能力(量和速度),數(shù)據(jù)精度可靠,因素綜合評判預測法是指采用對與煤自然發(fā)火相關(guān)的各種內(nèi)、外影響因素進行綜合評分的方法,其指導思想是:,評出其分值;然后在大量統(tǒng)計分析的基礎上,對影響煤自然發(fā)火程度的在因素進行評判,給出分值;將兩者綜相加就得出了相應條件下的煤自然發(fā)火的總分值及其分類。由于問題的復雜性,人們在給外在因素進行評分時帶有一定程度的臆斷性,且各個采煤國家僅是根據(jù)本國自身的具體情況制定相應的評判方法。但該方法是一種較為全面的預測煤層自然發(fā)火程度的方法,因此,前、、波蘭等主要產(chǎn)煤國都在探索研究該類方法的應用,并取得了許多積極的效果。層的自然發(fā)火程度等指標參數(shù)進行預測。該法是基于大量統(tǒng)計資料,并在分析火災發(fā)火氣體產(chǎn)物模擬實驗、DSC差示掃描量熱熱分析、DTA(差熱)TG(熱重)熱分析、自預報技氣體分析法的標志氣體指標分為兩類:一類是利用某些標志氣體的濃度直接進行預測預報;另一類是利用某些氣體組分的變化特性增率等)或某些氣體組分之間變化規(guī)律(比值等)進行預測,,測定結(jié)果受操作的影響較,而且自動化程度低,無法實現(xiàn)自動而漸被眾多煤礦所淘汰;氣體傳感器具有體積小、電信號輸出、使用方便等特點,被廣泛應用于礦井監(jiān)測系統(tǒng)和便攜式儀表中,但多數(shù)氣體感器的穩(wěn)定性、靈敏度和尚不令人滿意,加之其價格比較昂貴,,,已基本實現(xiàn)自動化作業(yè)。近年來,-8500型礦井火災多參數(shù)色譜監(jiān)測系統(tǒng)和-4008氣相色譜儀為代表的煤礦型色譜分析裝備,在一定程度上促進了氣體分析法在我國煤礦自然發(fā)火預報中的普及。預報煤自然發(fā)火的測溫法分為兩類:一類是直接用檢測到的溫度值進行預報或;紅外測溫技術(shù)來監(jiān)測溫度的變化過程。2090年代,中國煤炭科學研究總院撫順分院在“九五”期間研制成功了以PN結(jié)組合連接、分時供電檢測技術(shù)為基礎的纜式溫度監(jiān)自然發(fā)火預測預報技術(shù)展預測技預報技家進行,1995年開始,中國煤炭科學研究總院撫順分院與北海道大學合作,開始了煤自捉煤低溫氧化初期釋放氣味的微弱變化,30~40℃,比CO的預報結(jié)綜上所述,有關(guān)煤自然發(fā)火預測預報技術(shù),在近幾十年來得到了較快的發(fā)展,區(qū)域性指標體系,從系統(tǒng)工程學的角度,多層次、多學科地構(gòu)建煤自然發(fā)火性的動態(tài)預煤層自燃概崔家寨礦井田位于河北省蔚縣礦區(qū)北部,300m,1#、#、6#三個主采煤層,前主要開采5#、6#兩個煤層,煤種以褐煤、長焰煤為主,各煤層均有自然發(fā)火。2002年以來,8次煤層自然發(fā)火事故或隱患,12所示。煤層自燃特點分通過統(tǒng)計分析崔家寨礦來的自然發(fā)火情況,可知本礦煤層發(fā)火存在以下特點護,回采過程中需留0.3~0.5m厚的頂煤,采空區(qū)后方遺煤多,易發(fā)生氧化自燃;5#煤層直接頂易,回采過程中不留頂煤,采空區(qū)后方浮煤少,不易發(fā)生自燃現(xiàn)象。6#煤層發(fā)生的自燃均與工作面回采過程中過斷層帶有關(guān),回采過斷層帶時回采備過渡階段。例如,E11610面發(fā)火前回CO氣體濃度一直較低,但出現(xiàn)自燃征兆后回風CO濃度增長速度較快,1所示。綜合防治措由于受煤層自然發(fā)火的影響,礦井通風安全管理受到了很大,嚴重制約了生產(chǎn)的正機理進行了系統(tǒng)研究,并在此基礎上不斷改進防火,效果顯著。完善礦井防滅火系統(tǒng)設施提高礦井防滅火裝備水完善了礦井防滅火灌漿系統(tǒng),1個,將注漿與注氮系統(tǒng)分開,并裝備對注氮防火系統(tǒng)進行了增容,提高了制氮防火能力。目前,2套PSA變壓吸附式制氮機組(FN2-198-600),120m3/h。1套SG-20031GC-4085礦井氣體多功研究礦井自然發(fā)火規(guī)為掌握礦井自然發(fā)火規(guī)律和機理,2005年-2006年對礦井自然發(fā)火規(guī)律進行了,主要開形量熱儀,分別對東西兩翼5#、6#煤層煤進行了測試分析。主要測試了煤樣燃燒過程中的CO濃度、熱釋放速率、總釋放熱量、煙生成速率、熱釋放速率、有效燃燒熱等參數(shù)的變化情況。表明:①東翼煤樣的CO產(chǎn)生量較大,幾乎達到西翼的2倍。由此可見東翼附近區(qū)域的火災性較大。②分析熱釋放速率、總釋放熱方面、煙霧速率和總量等3個階段,即自熱階段、氧化階段、燃燒階CO為煤炭自然發(fā)火的標志氣體,同時以C2H4為輔助指標。煤層自燃期間產(chǎn)生氣體分析。為摸清自然發(fā)火期間各階段氣體變化情況,對E11610面、E12605面自然發(fā)火面和西翼W11605面小煤窯遺留火區(qū)復燃期間氣體進行了取樣分析。結(jié)果表明:3CO、C2H4、C2H6氣體,其中,西翼小煤窯遺留火區(qū)還檢測到C2H2氣體。各綜采面回采期間回及上隅角CO氣體濃度分析。通過對各采面采空區(qū)“三帶”變化規(guī)律的研究。研究主要在E12604工作面進行,采用熱電偶、束管2種方式對采空區(qū)溫度、氣體濃度等參數(shù)進行了測定。一是在E12604工作面2趟熱電偶測溫線;二是在E12602面回風巷向E126045個觀測鉆孔,在鉆孔中布設熱電偶和束管用于觀測溫度、O2濃度與推進速度的關(guān)系。分析測定結(jié)果,70~100m左右。在現(xiàn)場管理方面不斷改進防火技術(shù)。①改進綜采工作面回撤期間的通風備后,在回撤綜采支架、工作面放斷以前將不綜采支架的一側(cè)巷道(工作面的進風巷或風,W11603面首次采用了該方式,由于各種因素的限制該面歷經(jīng)兩個多月才回撤完支架,但未出現(xiàn)自然發(fā)火征兆,且回撤后期回中基本檢測不到CO氣體,效果顯著。該方式的使3所示。②回采工作面采取采空區(qū)后方注惰性氣體和加大推進速度相結(jié)合的措施。2005年10月17日,E12605面過斷層帶期間回CO氣體濃度增大,為防止發(fā)生自燃事故,采取了以下措施:加快工作面推進速度,3.6~4.8m/d;利用預先埋設在采空區(qū)后方的注氮管路向采空區(qū)注氮。1026日-11239300m3。通過以上措施回CO氣體濃度降到了0.002%,并保持穩(wěn)定狀態(tài),消除了自燃隱患,保證了工作面的正常回采。③回采工作時停采期間所采取的防火措施。由于受地質(zhì)條件變化及礦井采掘生產(chǎn)安排等情況限制,曾出現(xiàn)工作時停采情況,為防止停采期間出現(xiàn)自燃事故,先后在E1151面、E12606面、E12605面、W11501面停采期間,采取了將工封閉火區(qū)注氮防滅火技術(shù)20051011日,E11610面在停采回撤支架期間出現(xiàn)煤層自燃事故,在處理火區(qū)和10221231日停止注氮,585850m3。小9m。O25%,必須查明漏風原因,并及時補注氮氣。煤炭自然發(fā)火是煤礦安全生產(chǎn)重要之一重點煤礦中具有易自然發(fā)火56%90~94%..指標氣體分析法是應用最為廣泛的法,通過測定煤層發(fā)火過程中,2,2H2H3H8報.徐等析了自燃中氧化發(fā)熱強度特征溫度耗氧OCO.[6]采用理論實和計算機模擬等對煤的煤低溫氧化性與自燃過程進行了較系統(tǒng)的研究.起等通過合分析選取的4個典型煤樣的2H6等氣體的檢出溫度,對比指標氣體優(yōu)選原則,研究和分析了東歡坨煤礦實驗檢出氣體和煤樣的自燃氧化結(jié)果.近些年采用絕熱氧化法研究煤自燃特性消除了環(huán)境對煤氧化升溫的影響,被廣泛用來研究煤的低溫氧化和自燃特性.等自燃區(qū)域內(nèi),O2濃度通常低于正常大氣中的21%,而自燃火災的發(fā)生往往是由區(qū)域引起的.崔家寨礦所采煤層屬Ⅱ級自燃等級,通對崔家寨1#和6#煤層進行取樣,研究兩O2條件下氧化產(chǎn)物的生成規(guī)律,分析變氧條件下對煤自燃進程的影響,為更實驗內(nèi)容及實驗設,和自燃進程有關(guān)煤的自燃特性和自燃進程,需建立專門的煤自燃程序升溫實驗系統(tǒng).,C2H4,C2H6,C3H8,O2,CO和CO2氣體;煤樣罐為三通煤樣罐,連接供氣管路、出氣口、溫度測量系統(tǒng),其上部和底部設有石棉,用于防止管路堵塞和分流;為供氣60m銅質(zhì)氣管進行預熱.實驗過0.42~0.25mm25g作為實驗煤樣,其工業(yè)1.為了更好的研究變氧條件下煤自燃的特性規(guī)律,根據(jù)采空區(qū)自燃帶實際氧氣濃度99.999%21%的干空氣按照比例配制.首先選取空的氣瓶作為配制混合氣體的緩沖氣瓶和儲氣瓶.將緩沖瓶與氧氣為21%的干空氣氣瓶相連,在氣安裝單向閥,由轉(zhuǎn)子流量計控制氣體流量,以一定壓力向緩沖氣瓶注入5.8%,9%,13%,17%,路氣密性.150mL/min的流量向煤樣罐內(nèi)通入不同濃度氧氣的混合氣體.GC-4000A氣相色譜儀進行氣體成分和含量分析.煤巖自燃特性分溫度對自燃產(chǎn)物的影1#6#煤樣在升溫過程中氧化氣體和碳氫類氣體的含量變化規(guī)律,采樣溫度為35℃,50℃,65℃,80℃,95℃,110℃,130℃,150℃,170℃,190℃,121%2指數(shù)擬合曲線.可以看出CO和CO2生成量最多,在130℃以下生成量緩慢增加,之后明顯CO和CO2基本一致,定義96%與溫度之間呈指數(shù)增加關(guān)系.126#1#130.1#煤樣自燃傾向性高,現(xiàn)場應重點監(jiān)測.供決策依據(jù)..時進入劇烈化學反應時2H4,2H6和3H8產(chǎn)生,因此可以把這3種氣體作為指3種氣體時應立即采取防治措施.不同氧氣濃度對自燃特性影有必要.針對1#和6#煤層采空區(qū)不同地點的實際氧氣濃度(氧氣濃度為10%~18%,分析3451#6#煤樣在不同初始氧氣濃度下氧化產(chǎn)物的生成規(guī)律.可以看出氧化氣體生成量隨氧氣濃度升高而增加,當初始氧氣濃度為13%~17%左右時達.13%~17%.這說明此煤樣在13%~17%.現(xiàn)場應250t的現(xiàn)代化大型礦井,煤層300m1#,5#,6#煤層.該工作面進風巷沿煤層頂板布置,其斷面設長焰煤為主,但由于煤質(zhì)特性,存在嚴重的自然發(fā)火隱患,20028次煤層3自熱階段、氧化階段、燃燒階段.CO為監(jiān)測自然發(fā)火的標志氣體,同時以C2H4,C2H6和C3H8等為指標通過對各采面回、上隅角CO氣體濃度分析,對做好日常防火預測預報工作提供了技術(shù)依據(jù),根據(jù)工作面回、上隅角CO氣體變化情況和氣相色譜分析結(jié)果在鉆孔中布設熱電偶和束管用于觀測溫度、O2濃度隨推進速度的變化規(guī)律,測定70~100m左右,在處理火區(qū)和封閉火區(qū)時采取了注氮滅火措施,效果良好E161013%劇,取得較好的治理效果.結(jié)煤自燃過程中產(chǎn)物隨溫度升高而增大.130℃130℃煤樣急劇加速氧化,煤自燃劇烈參考文徐永忻.采礦學.徐州:中國礦業(yè)大學呂志強,,劉立國.崔家寨井田煤層自然發(fā)火規(guī)律分析及對.中國礦業(yè)大學礦業(yè),江蘇徐州;2.開灤蔚州公司崔家寨礦,河北蔚縣,林在康.采礦工程專業(yè)畢業(yè)設計手冊.徐州:中國礦業(yè)大學,,李學華.采礦AutoCAD2006與提高.徐州:中國礦業(yè)大學.杜計平,.煤礦特殊開采方法.徐州:中國礦業(yè)大學,羅海珠.煤自然發(fā)火預測預報技術(shù)的現(xiàn)狀與展望.煤炭科學研究總院撫順,院洪曉華.礦井提升.徐州:中國礦業(yè)大學.礦井通風與安全.徐州:中國礦業(yè)大學朱,韓振鐸.采掘機械與傳動.徐州:中國礦業(yè)大學.煤礦地質(zhì)學.:煤炭工業(yè)李崇山.礦井煤層自然發(fā)火的自燃臨界性條件.能源部.煤礦安全規(guī)程.:煤炭工業(yè)翻英文原ResearchonSafetyCoaltyandit’sapplicationtoCoalandGasOutburstMineWangHaifeng1,ChengYuan1,YuQixiang1,ZhouZongyong2,ZhouHongxing1,Liu(1.SchoolofEnergyandSafetyEngineering,UniversityofMiningandTechnology,Xuzhou,Jiangsu,;2.Qinanmine,HuaibeiCoalCo.,Suzhou,Anhui,234115,:Inviewofexcavatetensionincoalandgasoutburstmineandthedemandforsupervisionofcoalminesafety,thepaperputsforwardtheconceptofsafetycoalty.Safetycoaltyisapartofpreparatorycoaltyandmeansnon-outburstdangercoaltyinpreparatorycoalty.Safetycoaltyconsistsoffourparts,preparatorycoaltyinnon-outburstdangercoalseam,preparatorycoaltyinnon-outburstdangerregion,preparatorycoaltyofnon-outburstdangerbyverificationprognosisinoutburstthreatenregionandpreparatorycoaltyofnon-outburstdangerwithregionalgascontrolinoutburstdangerregion.Forminingsafety,miningcoaltymustbesafetycoaltyandisapartofits.Afterysisof“threecoalreserves”andsafetycoaltyofQinanmineinHuaibeiCoalMineArea,itisconcludedthatsafetycoaltycoversaboutfour-fifthsofpreparatorycoaltyand2.3timesofminingcoalty.Themineableperiodsofpreparatorycoalty,safetycoaltyandminingcoaltyis16.6months,13.3monthsand5.9months,respectively.AccordingtopracticalsituationofQinanmine,safetycoaltyofQinanminemeetstherequirementofnormalrelayandminingsafety.Keyword:coalandgasoutburstcoalmine;safetycoalty;“threecoalreserves”;regionalgascontrol;theengineeringmethodOurcoalmineafterdecadesofundergroundmining,mininglevelgraduallyextendedtodeep.In2004,theaveragelargeandmedium-sizedcoalmineminingdepthof456m,800mofminingdepthmorethan15ce,morethan1000mofcoalminehaseightce,thenationalcoalminingeveryyearabout10to20m(fastestnearly50m)speedtothedeepextendingdepth[1].Alongwith
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