煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告.doc

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1、XXXXXX煤业股份有限公司煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告XX县XX乡XX煤矿二O一三年十一月一、总论1二、项目背景和发展概况4三、项目实施的主要内容26四、项目实施进度安排33五、项目实施后的预期效果35六、项目投资估算与资金筹措36七、项目可行性研究结论与建议38附：XX省煤矿安全技改专项资金及煤调整基金项目可行性研究报告专家评审意见表。一、 总论1. 项目背景1.1 项目名称XXXXXX煤业股份有限公司XX煤矿瓦斯综合治理项目可行性研究报告(2013年煤矿安全技改项目)。1.2 项目承办单位XX县XX乡XX煤矿。1.3 项目主管部门XX市安全生产监督管理局。1.4 项目拟建地区、地点

2、项目拟建地区：XX市XX县；项目拟建地点：XX乡。1.5 承担可行性研究工作的单位和法人代表承担可行性研究工作的单位：XXXX投资股份有限公司；法人代表：。1.6 研究工作依据1. XX省安全生产监督管理局关于做好2013年煤矿安全技改补助（煤调基金）资金项目可行性研究报告的通知；2. 煤矿安全规程2011版；3. 煤矿井工开采通风技术条件（AQ1028-2006）；4. 煤炭工业矿井设计规范(GB50215-2005)；5. 矿井瓦斯涌出量预测方法(AQl018-2006)；6. 煤矿瓦斯抽采基本指标(AQl026-2006)；7. 矿井瓦斯抽放规范(AQl027-2006)；8. 煤矿瓦斯

3、抽采工程设计规范(GB50471-2008)；9. 矿井通风安全装备标准(AQ50518-2010)；10. 防治煤与瓦斯突出规定(国家安全生产监督局，国家煤矿安全监察局令第十九号)；11. XX县XX乡XX煤矿安全设施设计(变更）（XX煤矿设计研究院，2011年11月）及关于XX县XX煤矿初步设计（变更）安全设施设计的批复（黔煤安监监察函201185号）；12. XX煤矿+750水平以上5-3号、10号、12号、13号煤层煤与瓦斯突出鉴定报告（河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心）及报告所需其它资料。1.7 研究工作概况本次安全技改项目主要是XXXXXX煤业股份有限公司所属的XX煤矿的瓦斯综

4、合治理，购置瓦斯含量测定装置、履带式深孔钻机、防突仪，掘进专用瓦斯巷，施工抽采钻孔等。2. 项目可行性研究结论2.1 项目建设进度项目计划2014年1月开始实施，2014年12月底结束并投入使用，工期为12个月。2.2 投资估算和资金筹措总投资：1886万元。资金筹措：申请省煤矿安全技改补助资金377万元，其余1509万元由企业自筹。2.3 项目综合评价评论XX煤矿瓦斯综合治理基础较好，拟建方案可行。项目实施时间短，见效快，具有良好的社会效益。3. 项目实施存在问题及建议进一步查明瓦斯赋存状况，包括煤层瓦斯含量、瓦斯梯度以及煤与瓦斯突出各项参数，从而采取有针对性的瓦斯防治措施。补充煤与瓦斯突出

5、危险性鉴定，以便采取针对性防突措施。同时也应对厚度大于0.3m的不可采煤层的突出危险性进行评估。二、 项目背景和发展概况1. 项目背景1.1 国家或行业发展规划我国煤矿瓦斯事故特别是重、特大瓦斯事故在煤矿事故中占的比例很高，瓦斯问题已成了我们实现煤矿安全生产的最大障碍，是我们必须解决的心腹大患。“先抽后采、监测监控、以风定产”“十二字”方针正是针对这些问题提出来的。“通风可靠、抽采达标、监控有效、管理到位”煤矿瓦斯综合治理“十六字”工作体系是治理防范瓦斯灾害的基本要求、是瓦斯治理“十二字”方针的深化和发展。因此，瓦斯综合治理符合国家发展规划，也是煤矿有效防范和遏制重特大瓦斯事故、实现安全生产的

6、根本途径。1.2 项目发起缘由根据XX省安全生产监督管理局关于做好2013年煤矿安全技改补助（煤调基金）资金项目可行性研究报告的通知文件的指导精神，结合XX煤矿的瓦斯治理系统现状及安全生产现状，提出对XX煤矿的瓦斯综合治理设备、设施改造升级项目。2. 矿井安全生产现状2.1 矿井基本情况XX煤矿属于整合矿井，由原XX煤矿、新寨煤矿整合而成，属XXXX投资股份有限公司下属的XXXXXX煤业股份有限公司，企业经济为股份有限公司，开采矿种为煤炭。根据2012年9月20日XX省国土资源厅换发的采矿许可证(证号：C5200002010111120080119)：矿区面积3.3726km2、开采深度由94

7、0m650m标高。企业法人为代华远，为股份有限公司，生产规模为45万t/a。XX县XXXX煤矿位于XX县XX乡境内，北距XX市84km，距发耳电厂（4600MW ）14 km。S217省道穿过本矿，水柏铁路北距本矿仅17km。交通便利。XX煤矿位于构造侵蚀而成的盆地凸起的杨梅树向斜盆地的南部，为中山及低中山地形，地形高差较大，区内最高标高为1820m，北盘江最低侵蚀基准面880m，相对高差940m左右。煤系地层一般出露标高为9001300m，煤矿南测为茅口灰岩形成的盆缘山峰，标高2000m以上；上二叠统峨眉山玄武岩为同向单面山；煤系地层为较开阔的走向谷及缓坡地形；煤系上覆地层形成桌状山，山势陡

8、峻，岩溶较多。2.2 煤炭资源及开采技术条件2.2.1 煤炭资源量井田内可采煤层14层，其中比较稳定的有3、5-3、7、10、12、15-1、16等7层，平均总厚13.38m；较稳定的煤层有13、15、17、21、23-1、29-1、33等7层煤，平均总厚9.87m。3号煤层：俗称大油煤，煤厚1.34到3.94m，平均厚2.38m。比较稳定。含0.100.20m的泥岩及高岭石岩夹矸14层。5-3号煤层：俗称酸炭，煤厚0.941.64m，平均厚度1.56m；大部分都接近平均厚度。含煤0.10m左右的夹矸13层，为高岭石泥岩。7号煤层：俗称大柴炭，煤厚2.215.07m，平均厚度2.78m，一般均

9、接近平均厚度。含0.100.20m的泥岩夹矸12层。10号煤层：煤厚0.471.31m，平均厚度1.04m，靠近上部有夹矸2层，上层厚0.05m左右，为高岭石泥岩；下层厚0.10m左右，为显晶质高岭石泥岩。12号煤层：俗称小柴炭，煤厚1.634.89m，平均厚度2.64m，在4勘探线附近，厚度大而结构复杂，有23层泥岩及炭质泥岩夹矸。13号煤层：煤层变化大，结构复杂。34勘探线以西厚0.584.15m，平均厚度2.80m；其余各线为上下两个分层，上分层0.403.86m，平均厚度1.64m；下分层0.993.47m，平均厚度1.84m。两分层间最大间距达11m，岩性为泥岩，粉砂质泥岩及细砂岩。

10、无论上下分层或合并一层者都有厚0.10m左右的棕灰色高岭石泥岩数层。15-1号煤层：厚0.982.10m，平均厚度1.16m，一般有一层厚0.10m左右的泥岩夹矸。15-2号煤层：厚度为0.341.65m，平均1.36m，不稳定，有时为单一煤层，有时为一个煤组，一般都有一层厚0.05m的棕灰色高岭石泥岩夹矸。16号煤层：厚度为0.341.65m，平均1.36m，5勘探线以西对比困难，以东比较稳定，一般都有一层厚0.05m的棕灰色高岭石泥岩夹矸。17号煤层：厚度为01.93m，平均1.17m，厚度不稳定，含0.100.40m夹矸12层，岩性为泥岩及高岭石泥岩。21号煤层：煤厚为0.502.08m

11、，平均1.05m，厚度不稳定，约有35%的见煤点不可采，局部尖灭，煤层结构复杂，含0.100.40m厚的夹矸14层，岩性为灰色泥岩及显晶质棕灰色高岭石泥岩。局部结构单一。23-1号煤层：煤厚为0.302.49m，平均1.08m，厚度不稳定，煤层结构复杂，含0.100.30m厚的夹矸13层，有时夹矸变厚，将煤分成23个单一煤层，矸石为灰色泥岩。29-1号煤层：煤厚为0.551.61m，平均厚1.12m，厚度不稳定，约有25的不可采点，尖灭点3个。含12层厚0.100.20m的黑色泥岩夹矸。个别为单一煤层。33号煤层：煤厚为0.252.62m，平均厚1.49m，厚度不稳定，结构复杂，矸石04层，为

12、黑色泥岩或炭质泥岩，该煤有时与34号煤合并。煤层特征详见表2-1。表2-1 可采及局部可采煤层情况一览表编号最小-最大平均厚度（m）最小-最大平均间距（m）倾角（）煤层稳定性夹石层数顶底板岩性顶 板底 板31.34-3.942.386.7-14.311.12033稳定14泥质粉砂岩粉砂质泥岩5-30.94-1.641.562033稳定13粉砂岩夹泥岩粉砂质泥岩15.8-35.022.772.21-5.072.782033稳定12粉砂质泥岩粉砂质泥岩5.7-17.89.2100.47-1.311.042033稳定12无资料无资料7.0-27.017.8121.63-4.892.642033稳定2

13、3(局部)粉砂岩、泥岩细砂岩11.0-28.021.4130.58-4.152.802033稳定26无资料无资料16.5-37.529.5415-10.98-2.101.622535稳定01无资料无资料2.8-12.56.915-20-3.121.162033不稳定13无资料无资料7.0-23.013.4160.34-1.651.362033较稳定01无资料无资料3.8-8.56.5170-1.931.172033不稳定02无资料无资料29.0-48.040.8210.5-2.081.052033不稳定14粉砂岩细砂岩17.0-39.627.323-10.30-2.491.082033不稳定1

14、4无资料无资料7.5-28.515.229-10.55-1.611.122033不稳定12无资料无资料28.0-55.033.6330.25-2.621.492033不稳定04无资料无资料矿井于2007年备案保有资源量4431万t（黔国土资储备字2007567号）。据XX天盈矿业科技有限责任公司提交的XX省XX县XXXX煤矿2012年度矿山储量年报：截止2012年12月底，矿井累计采空资源量68.50万t；保有资源量4162.50万t，其中探明的经济基础储量（121b）578万t、控制的经济基础储量（122b）1344.2万t、推断的内蕴经济资源量（333）2240.3万t。2.2.2 开采技

15、术条件1. 开采方法与顶底板条件开采方法采用走向长壁后退式开采。煤层顶底板岩性以泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，泥岩、粉砂岩、细砂岩次之。总体来说，上煤组顶底岩性较差，下煤组顶底板岩性较好，力学强度较强。2. 矿井瓦斯根据关于XX市能源局的批复（黔能源煤炭2012484号）， 矿井绝对瓦斯涌出量27.94m3/min，相对瓦斯涌出量41.74m3/t；矿井二氧化碳涌出量为1.31m3/min。XX煤矿为煤与瓦斯突出矿井。根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心2011年10月30日提交的XXXX公司XX煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定及煤层瓦斯基本参数测定项目进展简要报告，并参照XX县发耳矿区补充勘探地

16、质报告的资料，矿井各煤层+650m标高预测瓦斯含量14.7822m3/t，详见如表2-2。另根据XXXX公司XX煤矿煤与瓦斯突出危险性鉴定及煤层瓦斯基本参数测定项目进展简要报告，矿井现揭露各煤层的瓦斯压力为：3号煤层在+765m见煤标高的瓦斯压力0.5MPa、5号煤层在+761m的见煤标高瓦斯压力为0.73 MPa、7号煤层在+758m见煤标高的瓦斯压力1.65MPa、10号煤层在+762m的见煤标高瓦斯压力为0.55 MPa、12号煤层在+762m见煤标高的瓦斯压力0.24MPa、13号煤层在+760m的见煤标高瓦斯压力为0.85 MPa、15-1煤层在+765m见煤标高的瓦斯压力0.72M

17、Pa、16号煤层在+762m的见煤标高瓦斯压力为0.75 MPa。从瓦斯含量和瓦斯压力上看，XX煤矿开采的煤层都具有突出危险性，执行好两个“四位一体”的防突措施，做到瓦斯抽采达标，从根本上解决瓦斯制约生产的瓶颈。3. 煤尘根据XX省煤田地质局实验室2010年8月13日提交的3、7号煤层及XX省煤田地质局实验室2011年4月11日提交的5-3、12、13、16号煤层煤尘爆炸性鉴定报告：3、7号煤层有煤尘爆炸危险性， 5-3、10、12、13、15-1、16号煤层无煤尘爆炸危险性。4. 煤的自燃根据XX省煤田地质局实验室2010年8月13日提交的3、7号煤层及XX省煤田地质局实验室2011年4月1

18、1日提交的5-3、12、13、16号煤层煤炭自燃倾向性等级鉴定报告：3、5-3、7、 10、12、13、15-1、16号煤层均属不易自燃煤层（类）。2.3 近年瓦斯治理工程投入情况及成效2011年购置瓦斯抽放泵及抽放管路，安装4台2BE3500型和3台2BE3670型抽放泵，两趟800mm 和两趟600mm入井抽放主管，掘进专用瓦斯巷1000m，施工钻孔25万m，监控系统完善、钻机采购等，投入2600万元。2012年更换主要通风机，将FBCDZ22型2160kW更换为FBCDZ28型2450kW通风机，掘进专用瓦斯巷1500m，施工钻孔31万m，投入1800万元。2013年已施工专用瓦斯巷20

19、00m，钻孔38万m，完善紧急避险系统等，投入1750万元。2.4 安全生产总体情况矿井地质条件中等，煤与瓦斯突出矿井，随着开采深度的不断增加，瓦斯灾害更加严重，瓦斯因素将更加制约和威胁安全生产。为了加强安全生产管理，建立健全了各级安全生产责任制和各项安全生产管理规章制度，加大了矿区安全生产的投入、安全文化建设的工作力度，矿井的安全状况逐渐好转，安全生产环境逐渐得到改善，事故得到有效遏制。但由于矿井开采技术条件较差（资源赋存条件差、构造复杂、开采煤层具有突出危险性），矿井安全投入相对不足，存在安全欠帐，随着开采深度的增加，各类自然灾害越来越严重，发生各类事故机率增加。2.5 矿井安全生产取得的

20、主要成效及不足一是全部实施瓦斯抽放和瓦斯监测监控（系统有待进一步提高和完善）等六大系统建设工作，提高矿井的防灾、抗灾能力。二是并大力发展采掘机械化，推广使用新工艺、新技术和新设备、新材料，有效地进行了顶板管理。三是在机电、运输方面进行了增容和设备更新，提高了供电和提升的可靠性，从而保证了瓦斯、顶板、机电、运输的安全管理，使安全工作稳步好转、健康发展。但仍存在以下不足：1. 煤矿事故仍未得到完全有效控制，零星事故时有发生；2. 目前矿井的瓦斯抽采工程滞后、“抽、掘、采”三量不能够满足安全生产的需要；尤其是抽采达标煤量不足严重制约矿井的安全生产工作。3. 瓦斯治理手段单一，抽放浓度偏低，抽放效果不

21、佳，通风管理难度相对较大。2.6 矿井瓦斯治理的主要问题1. 现矿井区域措施效果检验方法为直接测定煤层残余瓦斯含量，但煤样需送到80多公里外的XX集团公司通风实验室进行测定。送样过程中的时间间隔较长，多不能在要求的时间内送达，所测的残余瓦斯含量与实际值存在差异。2. 局部防突措施效果检验用的WTC型瓦斯突出参数仪是建矿时购置，距今已有五年之久，虽按规定进行校检，但是内部电池、测量元件多数老化，需要更新。3. 矿井现有ZY-650型钻机10台（完好3台）、ZDY-1200S型钻机5台，而开采煤层透气性较差，瓦斯治理难度大，钻孔施工慢，预抽不足。因此，现配置的钻机已不能满足矿井生产需要。4. 抽采

22、系统现状矿井现有瓦斯抽放泵7台，其中功率250kW的2BE3500-2BY4型4台（参数：吸入压力30hPa600hPa、最大吸入量160m3/min）、功率450kW的2BE3670-2BY4型3台（参数：吸入压力30hPa900hPa、最大吸入量270m3/min），两趟800mm和两趟600mm主管入井，矿井实测抽放能力能够达到1200m3/min，能满足矿井需要。在线监测系统已安装完成，均正常运转。根据XX矿的开采设计，本矿井为两翼开采，建设计生产能力为45万t/a。根据矿井发展的需求，布置一个综采工作面、一个备用工作面和四个掘进工作面，现有瓦斯综合治理工程还不够完善，需对其进行技改。

23、3. 投资的必要性3.1 矿井瓦斯来源分析3.1.1 煤层条件矿区内含煤地层为二叠系上统龙潭组（P3l），为浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。含腕足类及瓣鳃类动物化石，产大量植物化石。含煤地层龙潭组（P3l）共含煤58层，平均总厚度45.90m，其中可采煤层及大部分可采煤层14层，平均总厚度27.85m。各煤层特征见表2-1。3.1.2 煤层原始瓦斯含量根据河南理工大学煤矿安全工程技术研究中心2011年10月30日提交的矿井突出危险性鉴定报告及发耳矿区补充勘探地质报告的资料，矿井各煤层+650m标高预测瓦斯含量14.7822m3

24、/t，详见如表2-2。表2-2 XXXX煤矿+650.0m标高各煤层瓦斯含量表序号煤层编号煤层原始瓦斯含量（m3/t）13煤层15.1425-3煤层14.7837煤层16.66410煤层17.25512煤层16.55613煤层16.83715-1煤层17.77815-2煤层18.78916煤层17.081017煤层22.01121煤层15.861223-1煤层19.451329-1煤层16.751433煤层16.063.1.3 瓦斯涌出量预测1. 回采工作面瓦斯涌出量q采q1+q2式中q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；q1开采层（包括围岩）相对瓦斯涌出量，m3/t；q2邻近层相对瓦斯涌出

25、量，m3/t。(1) 开采层相对瓦斯涌出量计算式中 K1围岩瓦斯涌出系数。K1值选取范围为1.11.3，全部陷落法管理顶板，碳质组分较多的围岩，K1取1.3；局部充填法管理顶板K1取1.2；全部充填法管理顶板K1取1.1；砂质泥岩等致密性围岩K1取值可偏小；本矿井取值1.3；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，用回采率的倒数来计算（见表2-3）；表2-3 各煤层开采厚度、采高、回采率及层间距表煤层编号煤层厚度(m)采高(m)回采率(%)K2煤层间距(m)32.382.38951.0511.15-31.561.56951.0522.772.782.78951.059.2101.041.50971.031

26、7.8122.642.64951.0521.4132.802.80951.0529.5415-11.621.62951.056.915-21.161.50971.0313.4161.361.50971.036.5171.171.50971.0340.8211.051.50971.0327.323-11.081.50971.0315.229-11.131.50971.0333.6331.491.50951.05K3采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，采用长壁后退式回采时，K3按下式确定：L工作面长度，为160m；h巷道瓦斯排放带宽度，取h9.0m；m开采层厚度，m；M工作面采高，m；

27、W0煤层原始瓦斯含量，m3/t（见表2-2）；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。纯煤残存瓦斯含量按如下公式折算成原煤瓦斯含量：式中Aad，Mad煤中的灰分、水分，%；q纯煤残存瓦斯含量，按表2-4选取并采用插值法计算；表2-4 纯煤的残存瓦斯含量煤的平均挥发份Vdaf(%)6881212181826263535424256纯煤残存瓦斯含量(m3/tr)96644332222WCmax最大瓦斯含量，m3/tr；WCmin最小瓦斯含量，m3/tr；最大挥发分，%；最小挥发分，%；Vdaf煤中的挥发分，%。将各煤层煤质参数代入公式计算得各煤层原煤残存瓦斯含量如表2-5。表2-5 煤层原煤残存

28、瓦斯含量值计算表(2) 邻近层相对瓦斯涌出量计算式中WOi第i个邻近层煤层原始瓦斯含量，m3/t；WCi第i个邻近层煤层残存瓦斯含量，m3/t；mi第i个邻近层煤层厚度，m；M工作面采高，m；i第i个邻近层受采动影响的瓦斯排放率，i值与邻近层的位置、煤层倾角、层间距离等多种因素有关。按图2-1选取或用以下公式计算各个邻近层的i值；图2-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线图i1-hi/hphi第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，m；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；对于上邻近层：hpkym0(1.2-cos) ky取决于顶板管理方式的系数；m0开采层的开采

29、厚度，m；煤层倾角，度。考虑在3号煤层开采后，自上而下进行5-3号等煤层开采时受其上部邻近层采动影响瓦斯大部已排放，按倾斜煤层矿井深部开采各煤层开采时回采工作面瓦斯涌出量见表2-6（表中hi第i个邻近层与开采层之间的垂直距离，m）。2. 掘进工作面瓦斯涌出量生产期间布置4个煤巷综掘工作面。q掘q3+q4式中q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4掘进巷道落煤的瓦斯涌出量，m3/min。(1) 掘进工作面巷道煤壁绝对瓦斯涌出量式中D巷道断面内暴露煤壁面的周边长度，m；对于薄及中厚煤层，D2m0，m0为掘进层厚度；v巷道平均掘进速度，m/

30、min；L巷道长度，m；q0煤壁瓦斯涌出强度，m3/(m2min)，表2-6 回采工作面瓦斯涌出量计算表续表Vdaf煤中挥发分含量，%；W0煤层原始瓦斯含量，m3/t。矿井各煤层掘进时掘进工作面煤壁瓦斯涌出强度q0和掘进煤壁瓦斯涌出量q3见表2-7。(2) 掘进巷道落煤的瓦斯涌出量式中S掘进巷道断面积，m2；v巷道平均掘进速度，m/min；煤的密度，t/m3；WC运出矿井后煤的残存瓦斯含量，m3/t。根据以上公式参数计算，考虑在3号煤层开采后，自上而下进行5-3号等煤层开采时受其上部邻近层采动影响瓦斯排放等因素（即考虑上邻近层采动影响对掘进煤层的瓦斯排放率i），深部各煤层掘进时掘进工作面落煤瓦

31、斯涌出量q4及单个掘进工作面瓦斯涌出量见表2-7。3. 生产采区瓦斯涌出量采区瓦斯涌出量由下式计算：式中q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K已采采空区瓦斯涌出系数，取K1.251.45；q回i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t（见表2-6）；Ai第i个回采工作面的日产量，1350t；表2-7 各煤层单个掘进工作面瓦斯涌出量计算表q掘i第i个掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min（见表2-7）；A0矿井平均日产量，1500t。矿井设计以1个采区1个综采工作面、4个综掘工作面达产。取K1.25计算深部各煤层开采时生产采区瓦斯涌出量见表2-8。4. 区域预抽前矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出主要

32、来源于采煤、掘进和采空区三大部分，采空区瓦斯涌出包括采、掘涌出以外的老塘及其它涌出量。矿井设计以1个采区达产。式中q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区i第i个生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；Ai第i个生产采区平均日产量，t；K已采区采空区瓦斯涌出系数，取1.25。深部各煤层开采时矿井相对瓦斯涌出量计算详见表2-9。表2-8 各煤层开采时采区瓦斯涌出量表2-9 各煤层开采时矿井瓦斯涌出量5. 矿井瓦斯治理方法选择根据前述计算结果，未抽采时深部在开采3号煤层时回采工作面绝对瓦斯涌出量最大35.06m3/min、相对瓦斯涌出量为37.40m3/t；同期矿井绝对瓦斯涌出量最大100.22m3/mi

33、n、矿井相对瓦斯涌出量为96.21m3/t。另根据矿井突出危险性鉴定报告，所鉴定煤层均为突出煤层。因此，矿井单纯依靠风排根本不能解决治理瓦斯，必须坚持“多措并举、应抽尽抽、抽采平衡”的原则进行抽排。同时由于矿井为煤层群开采，除本煤层外，其邻近层有大量瓦斯涌入，因此必须在开采前对开采层及其邻近煤层均应进行穿层抽放消突，且确保预抽时间和预抽效果，保证抽采达标煤量和拟安排生产准备及回采煤量相平衡，使矿井采掘活动严格控制在瓦斯抽采达标的区域和煤层内。3.2 抽采难易程度分析衡量煤层可抽性的指标主要有三项：煤层的透气性系数（）、钻孔瓦斯流量衰减系数（）、钻孔瓦斯极限抽放量（Qj）。3.2.1 煤层的透气

34、性系数（）煤层透气性是煤层对于瓦斯流动的阻力，是衡量煤层瓦斯预抽难易程度的重要标志。在测压钻孔压力稳定后，卸掉压力表，利用煤气表测定煤层钻孔在不同时间间隔的流量，根据钻孔瓦斯不稳定径向流动理论，采用如下公式进行试算和验算：F010-21，100A1.61B0.613；F0110，100A1.39B0.389；F010102，109.5A1.25B0.25；F0102103，182.8A1.136B0.136；F0103105，210.4A1.111B0.111；F0105107，313.1A1.07B0.0695式中W0原始瓦斯含量，m3/t；P0、P1煤层原始瓦斯压力及巷道大气压，MPa；r

35、钻孔半径，m；q钻孔排放时间为t时的煤孔段单位面积的瓦斯流量，qQ/(2rL)；Q钻孔排放时间为t时流量，m3/d；L煤孔段长度，m。3.2.2 钻孔瓦斯流量衰减系数（）在测压结束后卸下压力表，安上流量计测定钻孔的自然瓦斯流量及其随时间的变化，根据测定结果的最大瓦斯流量和钻孔见煤长度，计算钻孔瓦斯流量及其衰减系数。钻孔瓦斯流量衰减系数可以作为评估开采煤层瓦斯预抽的难易程度的一个标志。钻孔瓦斯流量衰减系数的具体测定方法是：选择具有代表性的地点打钻孔，先测定初始流量q0，经时间t后，再测其瓦斯流量qt，然后用下式回归计算衰减系数：qtq0e-t抽放难易程度分类见表2-10。表2-10 煤层预抽瓦斯

36、难易程度分类表指标难易程度(d-1)(m2MPa2d)容易抽放0.00310可以抽放0.0030.05100.1较难抽放0.050.1本矿井资源/储量核实报告没有提供煤层的透气性系数（）和钻孔瓦斯流量衰减系数（），建议矿井尽快补做该工作。目前无法进行煤层瓦斯抽放难易程度的分类和瓦斯抽放效果的预计。根据预测计算各煤层透气性系数在0.6041.390m2/MPa2.d之间，各可采煤层均为可以抽放煤层。3.3 矿井三个煤量与抽采达标煤量分析表2-11 XX煤矿“煤量”计算成果表（单位：万t）储量类别开拓水平(m)煤层工作面走向长度（m）斜长（m）容重（t/m3）厚度(m)本期末煤量是否抽采达标回采8

37、709405-31105210631251.51.528.4是7708703110332091801.451.58.1是合计36.5准备77087031103411501901.452.682.4否合计加回采煤量36.5万t118.9开拓87094071107211501401.452.865.4否5-31105310301901.451.544否5-31105414551901.451.560.1否7110734101801.453.537.4否71107415501901.453.0128.1否770870101110310301801.551.028.7否101110414501801.

38、551.040否12111234101801.42.626.9否121112410401801.42.638.1否131113310301601.42.148.4否131113410351601.42.148.7否合计714.7矿井已经实现综采综掘，布置有1个综采工作面，4个掘进头。目前薄煤层采面月生产能力在5万t/月，中厚煤层生产能力在8万t/月，矿井从机械装备上已经达到90万t/a的生产能力，现有的抽采达标煤量仅有36.5万t，若不及时进行瓦斯综合治理，加大瓦斯治理力度，2014年的矿井将出现瓦斯治理不到位而无法生产的局面，因此提高瓦斯治理力度，增加瓦斯治理装备和掘进专用瓦斯巷非常紧迫。3

39、.4 煤层残余瓦斯含量测定及防突仪器矿井现残余瓦斯含量测定送样时间间隔较长，多不能在要求的时间内送达，所测的残余瓦斯含量与实际值存在差异。需购置一台DGC型煤层瓦斯含量直接测定装置，对矿井各工作面区域防突措施实施后的效果进行评价，切实做到十六字瓦斯综合治理体系中“抽采达标”的要求。现使用的WTC型瓦斯突出参数仪使用时间已有五年之久，仪器电池、测量元件多数老化，测量结果极不稳定。需购置WTC型瓦斯突出参数仪四台，以更换以前的旧设备。3.5 钻机更新改进矿井现有ZY-650型钻机10台（完好3台）、ZDY-1200S型钻机5台，而XX矿煤层透气性较差，瓦斯治理难度大，加之钻孔施工慢，抽放时间不足，

40、ZDY-1200S型钻机过于笨重，搬运钻机难度非常大，现配置的钻机已不能满足生产需要。需购置ZDY-2000履带式钻机4台，加快施工穿层钻孔进度，减轻搬运钻机难度。3.6 施工专用瓦斯巷根据矿井采掘部署，2014年在11034工作面下部5-3号煤层底板施工专用底板抽放巷，打钻预抽11034工作面区段瓦斯，实现11034工作面掘进前区域消突目的；11304回采过程中，为拦截下临近层瓦斯，对下临近层及采空区瓦斯进行抽放，将掘进11034高位瓦斯巷，用于治理11034工作面回采期间的瓦斯。三、 项目实施的主要内容1. 煤层残余瓦斯含量测定及防突仪器方案简述根据XX矿的安全仪器配置现状，需购置DGC型

41、瓦斯含量直接测定仪1套，以解决煤层残余瓦斯含量测定过程中的问题；购置4台WTC型瓦斯突出参数仪，将现有的四台旧设备更换，以保证使用过程中测量数据准确性。2. 钻机改进方案简述现使用的ZY-1200钻机，不能适应XX矿大倾角要求，搬运过程中消耗时间长，拆卸工艺多而繁琐，每台钻机月效率在5000m左右，购进4台ZDY-2000型履带式钻机，加快钻孔施工，争取抽放时间，减少钻机搬运过程中出现的不安全因素，改进后台机月效率力争800010000m。3. 掘进专用瓦斯抽放巷根据矿井瓦斯涌出量计算结果，本矿井必须在开采前进行抽采消突。根据安全设施设计（变更）：采用邻近层（开采层或岩层）抽放、本煤层抽放、巷

42、道掘进预抽、采空区埋管、老空区密闭抽放的方法治理瓦斯。本报告仅对岩层专用抽采巷作简要介绍。3.1 抽采巷道布置掘进底板瓦斯抽放巷，打钻对3、5-3号煤层实施区域预抽，解决3号煤层掘进期间的区域消突及瓦斯问题，但3号煤层工作面在开采过程中，下部相邻的3层煤的瓦斯将进入3号煤层的采掘工作面，造成工作面采掘空间瓦斯超限，为更好拦截临近层瓦斯，采取掘送高位瓦斯巷进行治理，确保3号煤层工作面瓦斯治理到位。2014年内计划掘进专用瓦斯巷2000m。3.2 抽采方法及钻孔布置3.2.1 底板专用抽采巷由抽采巷向煤层打钻孔，可起到煤层群预抽及卸压抽的作用。瓦斯抽采巷布置在5-3号煤层底板，自抽采巷内施工穿层预

43、抽钻孔，其间距根据实际考察的煤层有效半径确定。预抽范围为回采、掘进区段内各煤层瓦斯。钻孔应控制区段内的整个开采块段、两侧回采巷及其外侧一定范围内的煤层。要求钻孔控制回采巷道外侧的范围是：上帮轮廓线外至少20m、下帮轮廓线外至少20m。3.2.2 顶板高位抽采巷回采工作面开始推进后，封闭瓦斯抽采进、回风巷，在抽采回风巷按采空区抽采方法埋管进行抽放。3.3 抽采效果分析3.3.1 预抽效果分析本矿井为煤与瓦斯突出矿井。按煤矿瓦斯抽采基本指标（AQ1026-2006）要求：“突出煤层在采掘作业前必须将瓦斯含量降到8m3/t以下，或将煤层瓦斯压力降到0.74MPa（表压）以下”。本方案按预抽后的煤层瓦斯含量Wh降至6.0m3/t进行效果分析。1. 预抽后矿井瓦斯涌出量抽采达标后回采工作面、掘进工作面、采区、矿井瓦斯涌出量按照矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）进行预测计算，计算公式同前。(1) 回采工作面瓦斯涌出量考虑自上而下开采后下部邻近层瓦斯释放，