煤矿二采区瓦斯抽放专项设计.doc

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1、XX县XXXX煤矿二采区瓦斯抽放专项设计工程规模：9万吨/年设 计:审 核:项目负责人:XXXX矿冶工程开发有限责任公司二一一年十二月目 录前 言1第一章 矿井概况4第一节 概 述4第二节 地质及煤层特征6第三节 开拓与开采9第四节 通风及瓦斯10第二章 矿井瓦斯基础资料12第一节 瓦斯基础参数12第二节 瓦斯涌出量来源分析12第三节 瓦斯涌出量预测及变化规律13第四节 瓦斯储量17第三章 矿井瓦斯抽采19第一节 瓦斯抽采必要性与可行性19第二节 瓦斯抽采控制范围和指标20第四节 瓦斯抽采方法22第五节 瓦斯抽采工艺23第六节 钻孔封孔工艺27第七节 钻孔施工工艺31第四章 矿井瓦斯抽采管路系

2、统及抽采设备34第一节 设备选型34第二节 瓦斯抽采管路与钻孔组合工艺41第三节 附属装置及安全设施42第四节 瓦斯抽采管路安装方式49第五章 矿井瓦斯抽采泵站51第一节 瓦斯抽采泵站场地布置51第二节 瓦斯抽采泵站建筑51第三节 瓦斯抽采泵站供电、通信、照明51第四节 瓦斯抽采泵站给排水系统55第五节 瓦斯抽采泵站通风及消防系统55第六节 瓦斯抽采泵站保护系统56第七节 瓦斯抽采泵站环境保护56第六章 矿井瓦斯利用57第七章 瓦斯抽采利用监测及控制58第一节 井下瓦斯抽采监测58第二节 地面瓦斯利用监测58第八章 组织管理及安全措施59第一节 队伍组织59第二节 图纸和技术资料59第三节 管

3、理与规章制度60第四节 常用记录和报表样式61第五节 安全措施64第九章 技术经济66第一节 劳动组织66第二节 投资估算67第三节 主要技术经济指标67附 录69附件目录1、设计委托书；2、采矿许可证（证号：5200000410106）；3、XX省能源局文件：黔能源发2009281号“关于毕节地区煤炭局关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复”；4、XX省能源局文件：黔能源发2010699号“关于毕节地区工业和农业委员会关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复”；5、XX县XX煤矿煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告；6、XX县XX煤矿M51煤层煤与瓦

4、斯突出参数测定及突出危险性评价结论；7、XX煤矿安全监察局毕节分局黔煤安监毕2011201号XX县XXXX煤矿二采区安全设施设计的批复；附图目录序号图 名图号比 例份 数1采掘工程平面图-011:200012瓦斯抽放系统图-021:200013瓦斯抽采站位置图-031:50014瓦斯抽采泵房及低位水池布置图-041:10015瓦斯抽采泵房设备及附属设施布置图-051:10016瓦斯抽采泵房防雷布置图-061:10017瓦斯抽采站供电系统图-07示意18放空管安装示意图-081:10019放空管拉线装置安装示意图-091:100110放空管遮雨帽制造图-101:1001前 言XX煤矿2004年5

5、月取得采矿许可证(证号：5200000410106)。煤矿于2003年10月由林东矿务局设计研究所编制了XX省XX县XXXX煤矿开采设计方案并获得了批复文件；2003年11月XX工业大学勘察设计研究院编制了XX省XX县XX煤矿安全专篇并获得了批复文件。设计生产能力为9万吨/年，该矿已依法取得由XX省工商行政管理局颁发的合伙企业营业执照；XX省煤炭管理局颁发的煤炭生产许可证；XX煤矿安全监察局颁发的安全生产许可证。矿井现有1个生产采区，即二采区，二采区+1400m标高以上已采空。二采区准备巷道和回采巷道已基本形成，矿方实际在二采区落底的水平标高为+1373m，现正在二采区底部+1373m标高施工

6、二采区水仓。根据2008年2010年连续三年的矿井瓦斯等级鉴定，并根据XX省安全生产监督管理局、XX煤矿安全监察局、XX省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：本矿位于煤与瓦斯突出危险区域。且根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年6月所作的XX县XX煤矿M51煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价报告结论：XX煤矿M51煤层具有煤与瓦斯突出危险性。所以矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。为了进一步贯彻执行国家煤矿安全监察局提出的“以风定产，先抽后采（掘）、监测监控”的方针政策，消除和防止煤与瓦斯突出危险，确保矿井安全生产和建设，该矿特委

7、托我单位进行编制瓦斯抽采专项设计。一、设计依据（一）设计委托书XX县XXXX煤矿瓦斯抽采专项设计委托书。（二）设计依据的文件1、采矿许可证（证号：5200000410106）；2、XX省能源局文件：黔能源发200996号“关于毕节地区煤炭局关于请求审批XX县XX乡XX煤矿生产地质报告的报告的批复”；3、XX省煤炭管理局文件：黔煤生产字20081547号“对于毕节地区2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的批复”；4、XX省能源局文件：黔能源发2009281号“关于毕节地区煤炭局关于请求审批2009年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复”；5、XX省能源局文件：黔能源发2010699号“关于毕节地区工业

8、和农业委员会关于请求审批2010年度矿井瓦斯等级鉴定报告的报告的批复”；6、XX县XX煤矿煤尘爆炸性鉴定报告和煤炭自燃倾向等级鉴定报告；7、XX县XX煤矿M51煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价；8、XX煤矿安全监察局毕节分局黔煤安监毕2011201号XX县XXXX煤矿二采区安全设施设计的批复。（三）设计依据的法律、条例、规程、规范、细则1、中华人民共和国煤炭法(1996.8)；2、中华人民共和国安全生产法(2002.6.29)；3、中华人民共和国矿山安全法(1992.11.7)；4、中华人民共和国矿山安全法实施条例(1996.10.11)；5、煤矿安全规程（2011年版）；6、防治煤与

9、瓦斯突出规定；7、煤炭工业小型矿井设计规范（GB503992006）；8、矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）；9、煤矿瓦斯抽采基本指标(AQ10262006)；10、矿井瓦斯抽放规范（AQ10272006）；11、煤矿瓦斯抽采工程设计规范（GB504712008）；12、煤矿安全监测监控系统及检测仪器使用管理规范（AQ10292007）。二、设计指导原则1、严格执行国家有关安全生产的法律、法规；2、严格执行“先抽后采、监测监控、以风定产”的煤矿瓦斯治理十二字方针；3、合理安排掘进、抽放、回采三者的超前和接替关系，保证瓦斯抽采所需要的时间，提高抽采效果；4、尽可能利用开拓、准备、回

10、采巷道抽采瓦斯，必要时布置专用瓦斯抽采巷道。三、主要技术经济指标1、矿井二采区瓦斯储量：114.3万m3；2、矿井二采区瓦斯可抽量：40万m3；3、矿井二采区瓦斯抽采率：35%；4、二采区抽采年限:5.2a；5、劳动定员：32人；6、瓦斯抽放系统总投资：427.208万元。四、存在的主要问题及建议该矿现有煤层瓦斯资料数据较少，因此，建议矿井在今后的抽采过程中，进一步加强瓦斯地质工作，探明各煤层的瓦斯赋存规律和地质构造情况，加强矿井瓦斯抽采资料的收集整理，以进一步优化矿井瓦斯抽采参数，指导矿井安全生产和建设。第一章 矿井概况第一节 概 述一、矿井交通位置XX煤矿位于XX县东北部XX乡庆丰村镜内，

11、行政区划现属XX省百里杜鹃管理委员会XX乡管辖。矿井紧邻林红井田（属林东矿业集团有限责任公司）西北部边界。区内交通以公路为主，林（泉）百（纳）公路由南至北从矿区东部边界外穿过，并在林泉与321国道及贵毕高等级公路相连，在百纳与326国道相接。详见图1-1-1（交通位置图）。二、矿井自然概况1、地形地貌井田位于XX省西北部，乌蒙山东部，地处黔西、XX两县交界处。矿区属中山地貌，地形起伏较大，沟壑纵横，矿区总体呈中部高，向东西两侧变低；最高点为中部庆丰大坡坡顶，海拔+1857.5m，最低点位于东南部边界附近的溪沟中，海拔+1510m，一般在+1750m左右，相对高差约347.5m，最低侵蚀基准面为

12、+1350m（矿区南部约1km处的下洞河）。2、气象及地震井田属亚热带高原性季风气候区，气候温和湿润，冬无严寒，夏无酷暑，气候宜人，年平均气温11.3，日极端最高气温32.7(1988年)，日极端最低气温-8.2（1991年）；年平均降雨量1107.6mm，年最大降水量为1440.2mm(2001年)，年最小降水量为843.4mm(1996年)；平均相对湿度85%，无霜期240天。终年多雨雾，冬季冰冻期较长，一般为4个月，一般冻结线为+1725m。根据1：400万中国地震动参数区划图（GB18306-2001），该矿区属于地震烈度度以下分布区，区内无活动断裂通过，矿区区域地壳稳定性良好。3、地

13、表水系矿区地处长江流域乌江水系与赤水河水系的分水岭地带，属长江流域乌江水系六冲河段下游的下洞河支流的补给区，区内地表无山塘、河流、水库等水体存在，仅在东部存在一条自北向南流的山区雨源型溪沟，沟水流量受大气降水的控制，雨季降水时流量增大，冬春(枯水季节)流量较小。沟水自北向南流出矿区，最终汇入六冲河。金象煤矿图1-1-1 矿区交通位置图三、矿井境界根据XX省国土资源厅2004年5月18日颁发的XX县XXXX煤矿采矿许可证（证号：5200000410106，有效期限自2004年5月至2014年5月）划定的矿区范围，XX煤矿矿区范围东西倾向长1.4152.234km，南北走向宽约0.4511.540

14、km,呈一不规则多边形，矿区范围平面积2.7752km2。其拐点坐标见表1-4-1。表1-1-1 矿区范围拐点坐标表拐点（X）（Y）1300900035582710230090003558412533008842 3558420043009100355845605300886535584945630082603558432573007460355844508300746035582723矿区平面积2.7752km2开采深度：16251175m标高四、矿井资源/储量根据林东矿业集团有限责任公司2009年3月提交的XX省XX县XXXX煤矿生产地质报告，基本查明了井田构造形态及井田内可采煤层层数、厚

15、度、结构、空间分布及煤层稳定程度；同时根据XX省能源局文件关于毕节地区煤炭局的批复（黔能源发200996号），估算了矿井采准标高+1175m+1625m范围内的总资源量1135.9万t，其中：331类234.7万t，332类189.8万t，333类430.3万t，334？类224.9万t。本次核算二采区工业储量为97.58万吨。五、矿井设计生产能力及服务年限根据XX县XXXX煤矿二采区设计安全专篇，该矿井二采区设计生产能力为9万t/a，服务年限为5.2a。第二节 地质及煤层特征一、地层及地质构造特征1、地层矿区及其附近出露地层主要为二叠系中统茅口组（P2m）上统龙潭组（P3l）长兴组（P3c）

16、三叠系下统夜郎组（T1y）及第四系（Q）。分述如下：1）二叠系中统茅口组（P2m）出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，岩性主要为灰色、浅灰色灰岩，隐晶粉晶结构，薄中厚层状，水平层理，具缝合线构造，产腕足类、蜓等动物化石，含少量燧石团块。厚度不详。2）二叠系上统龙潭组（P3l）出露于矿区东部边界外，矿区内无出露，本组厚124.66-144.14m，平均127.91m。本组为一套海陆互交相、多旋回沉积组成的含煤岩系，主要由浅灰色、灰色及深灰色，薄至中厚层状细砂岩、灰岩、泥灰岩、菱铁质灰岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥岩、炭质泥岩、煤层组成。产腕足类及瓣鳃类动物化石，产栉羊齿Pecopteri

17、s Brongninart SP.及蕉羊齿Compsopteris Zalessky SP.等大量植物化石。与下伏茅口组石灰岩地层呈假整合接触。3）二叠系上统长兴组（P3c）出露于矿区东部边界附近及边界外，本组厚22.73-32.56m，平均29.44m，岩性以燧石灰岩为主，夹泥质灰岩及粉砂质泥岩，产腕足类及瓣鳃类动物化石，与下伏地层呈整合接触。4）三叠系下统夜郎组（T1y）大面积出露于矿区范围内，占矿区总面积的95以上，根据岩性组合自下而上共分为三段：（1）下段沙堡湾段（T1y1）主要出露于矿区东部溪沟附近，岩性以粉砂质泥岩及泥质粉砂岩为主，夹少量粉砂岩，紫灰色，灰绿色，薄层状中厚层状，水平

18、层理、小型交错层理，上部夹泥质灰岩薄层，含克氏克氏蛤Claraia Clarai 等动物化石，一般厚度8.04m。与下伏地层呈整合接触。（2）中段玉龙山段（T1y2）广泛出露于矿区中部和东部，根据岩性分为上、下两段，下段以薄中厚层状泥质灰岩为主，夹泥质粉砂岩、粉砂质泥岩及钙质泥岩薄层，厚度5090m，一般厚70m；上段以中厚层状石灰岩为主，含少量白云质灰岩。厚度大于200m，据区域资料一般300m，总厚度350m左右。（3）上段九级滩段（T1y3）广泛出露于矿区西部，岩性由粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩组成，紫灰色、灰色，薄至中厚层状，水平层理及交错层理，含王氏克氏蛤（Claraia wang

19、i）等动物化石，厚度不详，据区域资料，一般100m。5）第四系（Q）零星分布于矿区沟谷及低洼地段，多为耕地、稻田及村落，岩性主要为夜郎组（T1y）的坡积物，厚度一般小于10m。与下伏地层呈角度不整合接触。2、地质构造特征矿区内可采煤层倾角变化不大，矿区内未发现大的断裂构造，矿区地质构造条件较简单。二、煤层及煤质特征1、煤层赋存情况矿区内主采M51、M73煤层，分述如下：M51煤层：位于龙潭组中部，上距长兴组燧石灰岩底界约65m，下距M73可采煤层约60m。呈层状或似层状产出，控制钻孔5个，可采点5个，井下实测见煤点13个，可采点13个，全区可采。煤层全层厚度1.53-2.13m，平均1.82m

20、，煤层净厚1.53-1.94m，平均1.77m。灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=11.6，属稳定的中厚煤层。结构简单，偶含一层厚约0.50m的炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主。底板岩性：直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.20m，间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。M73煤层：位于位于龙潭底部，下距茅口灰岩0.37.96m左右，控制钻孔7个，可采点7个，全区可采。煤层全层厚度0.82-2.29m，平均1.81m，煤层净厚0.82-1.76m，平均1.33m。灰黑色，块状及粉粒状构

21、造，以亮煤为主，夹暗煤细条带及少量丝炭透镜体，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=38.3，属较稳定的中厚煤层。结构复杂，普遍含2层0.100.36m的泥岩或炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，少量泥岩、粉砂质泥岩。底板岩性：直接底板为一层0.37.96m的铝土质泥岩，间接底板为石灰岩。矿区内可采煤层特征见表1-2-1煤层结构特征表。表1-2-1 可采煤层特征表。煤层编号间 距(m)全层厚度（m）夹石层数煤层净厚 （m）可采情况对比可靠程度结构复杂程度稳定程度M51601.53-2.131.82(20)0-101.53-1.941.77(20)全区可采可靠简单稳定M7

22、30.82-2.291.81(7)0-320.82-1.761.33(7)全区可采可靠复杂较稳定注： 最小值最大值 平均值（采用工程点数）2、煤层顶、底板特征M51煤层：灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带，煤层可采性指数Km=1.0，煤层厚度变异系数r=11.6，属稳定的中厚煤层。结构简单，偶含一层厚约0.50m的炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、细砂岩、泥质粉砂岩为主。底板岩性：直接底板一般为一层泥岩或粉砂质泥岩，厚度一般0.20m，间接底板为泥质粉砂岩、菱铁质粉砂岩及细砂岩为主。M73煤层：灰黑色，块状及粉粒状构造，以亮煤为主，夹暗煤细条带及少量丝炭透镜体，煤层可采性指数K

23、m=1.0，煤层厚度变异系数r=38.3，属较稳定的中厚煤层。结构复杂，普遍含2层0.100.36m的泥岩或炭质泥岩夹矸。顶板岩性：以粉砂岩、泥质粉砂岩为主，少量泥岩、粉砂质泥岩。底板岩性：直接底板为一层0.37.96m的铝土质泥岩，间接底板为石灰岩。3、煤层露头（含隐露头）及风化带情沉1）煤层露头可采煤层露头沿地表显现连续清析，呈连续性。2）风化带风化带从地表露头算起为斜深25m。四、煤质1、物理性质和煤岩特征M51：煤颜色为灰黑色， 块状、粒状结构，次生裂隙较发育，半亮煤为主。M73：煤颜色为灰黑色，块状、碎块状、粉粒状结构， 次生裂隙较发育，半亮煤为主。2、化学性质：矿井可采煤层煤质分析

24、结果见表1-2-2。表1-2-2 煤层煤质特征表煤层编号平均厚度(m)煤层化学特征(%)水份（Mad%）灰份(Ad%)挥发份(V.daf %)全硫(St.，d%)发热量bQ.d( Mj/kg)M511.820.932.6822.0928.366.1210.250.460.6534.657M731.810.863.7017.5434.276.811.361.992.9334.7743、煤种区内M51煤层属特中灰、低硫、中热值无烟煤；M73煤层为中灰、中高硫、中热值无烟煤。第三节 开拓与开采一、开拓方式及主要巷道布置该矿采用斜井开拓，全矿划分为三个水平，四个采区，即+1450m标高以上为一采区，+

25、1373m+1450m标高为二采区，+1300m+1373m标高为三采区，+1175m+1300m标高为四采区。根据二采区设计安全专篇，全矿主采煤层两层，即M51、M73煤层，采用分层开采，只采二采区M51煤层，区段间开采顺序为由上至下，M73煤层的开采另行设计。主斜井、副斜井及回风斜井布置在M51煤层顶板岩层中，采用穿层布置。主斜井、副斜井及新回风斜井布置在M51煤层顶板岩层中，采用穿层布置。主斜井在M51煤层+1450m标高落平布置运输大巷及井底车场与采区运输下山连通；副斜井在+1456m标高见M51煤层后布置大巷与运输下山贯通。该矿二采区三条下山（轨道下山、运输下山、回风下山）均布置在M

26、51煤层中，按8度的坡度掘进至+1379m标高处落平布置水仓和联络巷，再通二采区+1373联络巷与回风斜井贯通形成系统，首采工作面布置在二采区东南翼的M51煤层中。详见采掘工程平面图。二、采煤方法、顶板管理根据该矿开拓及采区巷道布置、煤层赋存情况，设计采用走向长壁式采煤法，后退式回采，采煤工艺为炮采，采用单体液压支柱配金属铰接顶梁进行支护，全部垮落法管理顶板。三、掘进方法掘进工作面设计配备ZMS-1.2型煤电钻、ZY28型凿岩机以及ZY650型岩石钻机打眼，采用远距离放炮掘进。第四节 通风及瓦斯一、矿井通风矿井通风方式采用并列式，矿井通风方法为抽出式。根据XX县XXXX煤矿二采区设计安全专篇，

27、矿井通风容易时期总配风量为41m3/s，困难时期总配风量为47m3/s。主要通风机采用FBCDZ-6-17B型防爆轴流通风机两台（一用一备）。风机在高效区范围内的风量33.975.3m3/S，静压7922992Pa。380v防爆电动机，配套电机功率275kw。掘进工作面设计选用FBDNo5.6/215型局部通风机进行压入式通风，其风量为440-260m3/min，功率为215kW，电压为660V。二、瓦斯情况根据2008年2010年连续三年的矿井瓦斯等级鉴定，其中2009瓦斯涌出量最大，其瓦斯绝对涌出量为23.09 m3/min，相对涌出量为87.08 m3/t，鉴定结果为突出矿井。根据XX省

28、安全生产监督管理局、XX煤矿安全监察局、XX省煤炭管理局文件（黔安监管办字2007345）关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见：本矿位于煤与瓦斯突出危险区域。且根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年6月所作的XX县XX煤矿M51煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价报告结论：XX煤矿M51煤层具有煤与瓦斯突出危险性。该矿按煤与瓦斯突出矿井进行设计和管理。第二章 矿井瓦斯基础资料第一节 瓦斯基础参数1、瓦斯等级鉴定根据XX省煤炭管理局文件（黔煤生产字20081547号）、XX省能源局文件（黔能源发2009281号）和XX省能源局文件（黔能源发2010699号），XX煤矿最近连续三年

29、矿井瓦斯等级鉴定结果见表2-1-1。表2-1-1 20082010年瓦斯等级鉴定结果表鉴定年度矿井瓦斯涌出量（CH4）鉴定结果绝对量(m3/min)相对量(m3/t)200811.9678.28高瓦斯200923.0987.08突出矿井201021.4185.62突出矿井2、煤层瓦斯突出参数根据煤炭科学研究总院重庆研究院2008年6月所作的XX县XX煤矿M51煤层煤与瓦斯突出参数测定及突出危险性评价报告结论：XX煤矿M51煤层具有煤与瓦斯突出危险性。详见表2-1-2：表2-1-2 煤层瓦斯参数测定结果汇总表煤层煤层破坏类型瓦斯压力（MPa）瓦斯放散初速度（mmHg）煤层坚固性系数fM510.9

30、4430.21建议业主在生产过程中收集瓦斯煤样技术数据。3、其他有毒有害气体矿井有毒有害气体通常包括一氧化碳（CO）、二氧化氮（NO2）、二氧化硫（SO2）、硫化氢（H2S）、氨（NH3）及甲烷（CH4）等，地质资料未提供，业主应在生产过程中收集相关资料。第二节 瓦斯涌出量来源分析该矿瓦斯涌出量来源主要是回采工作面、掘进工作面、采空区及邻近煤层。1、回采工作面瓦斯涌出构成一是来自开采煤层瓦斯涌出，二是来自开采层影响范围之内邻近煤层瓦斯涌出，包括上邻近层和下邻近层及围岩瓦斯。2、掘进工作面涌出瓦斯构成一是来自掘进巷道煤壁瓦斯涌出，二是来自掘进落煤的瓦斯涌出。3、瓦斯涌出量是指采区内所有回采工作面

31、、掘进工作面及采空区瓦斯涌出量之和。4、瓦斯涌出量为全矿井内全部生产采区和已采采区（包括其它辅助巷道）瓦斯涌出量之和。该矿可采煤层采区巷道布置采用单层布置方式。在开采过程中，邻近不可采煤层的瓦斯将通过采动产生的裂隙涌出到采掘空间，即矿井瓦斯不但来源于开采煤层，还来源于其它邻近不可采或可采煤层，本设计从安全稳妥考虑，将其作为瓦斯涌出的重要来源。同时考虑了随着开采延深和产量增大瓦斯涌出量将增加这一因素。第三节 瓦斯涌出量预测及变化规律一、矿井瓦斯涌出量预测该矿瓦斯涌出量预测采用矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ1018-2006）中的分源预测法进行预测。1、矿井瓦斯含量设计根据采矿工程设计手册煤层瓦斯含

32、量经验公式计算各煤层瓦斯含量：式中：Wx在P、t条件下的吸附瓦斯含量，m3/t；WY在P、t条件下的游离瓦斯含量，m3/t；Af煤中灰分，各层煤的灰分见煤质特征表；Wf煤中水分，各层煤的灰分见煤质特征表；fn煤的孔隙率，查表取10；KY相对煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数，查采矿工程设计手册下册表8-7-14，取1；煤的容重，1.46t/m3；P瓦斯压力，Mpa，P（2.0310.13）H，H为垂深(m)，kpa；由于该矿二采区M73煤层未做过煤与瓦斯突出性鉴定，无法取得精确的瓦斯压力值，本次设计取P8H。t温度，取t=20；当Vr15，常数a、b值为：a=2.4+0.21Vfb=1-0.004V

33、f经计算，+1300标高、+1175标高M51、M73煤层瓦斯含量分别见表2-3-1、2-3-2。表2-3-1 +1300标高M51煤层原始瓦斯含量煤层瓦斯含量（m3/t）M5111.48M7312.96表2-3-2 +1175标高M51、M73煤层原始瓦斯含量煤层瓦斯含量（m3/t）M5111.51M7314.382、煤层残存瓦斯含量根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准附录C，各煤层残存瓦斯含量换算公式采用W=Wc（100-Af-Wf）/100式中：W原煤瓦斯含量，m3/t；Wc纯煤瓦斯含量，m3/t；Af煤层灰分，；Wf-煤层水分，；计算结果见表2-3-3。表2-3-3

34、残存瓦斯含量煤层AfWfwcwM5125.231.813-20.98M7325.912.283-20.853、瓦斯涌出量预测1）回采工作面绝对瓦斯涌出量预测Q采Q1+Q2式中：Q采 回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；Q1开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；Q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；（1）开采煤层相对瓦斯涌出量计算矿井开采的煤层为中厚煤层，一次采全高，按照AQ1018-2006标准附录A按下式计算：Q1K1K2K3（WoWc）m/M式中：Q1开采煤层（包括围岩）瓦斯涌出量，m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，取 1.30。K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，K2=1，为工作面回采率；K3分区内准备巷

35、道预排瓦斯对开采层煤体瓦斯涌出的影响系数。K3L工作面长度，m；取100mH巷道瓦斯排放带宽度，m，取11；Wo煤的原始瓦斯含量，m3/t；Wc煤的残存瓦斯含量，m3/t。（2）邻近层相对瓦斯涌出量计算式中：q2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t。mi第i个邻近层煤层厚度，m。M工作面采高，m。i第i个邻近层瓦斯排放率，%，参照AQ1018-2006标准附录D选取。采工作面瓦斯涌出量以及临近层瓦斯涌出量情况回见表2-3-4。2、掘进工作面瓦斯涌出量预测q掘 Dvqo(2-1)+Sv(Wo-Wc)式中：q掘掘进工作面绝对瓦斯涌出量，m3/min；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

36、，取D=2M；V巷道平均掘进速度，0.0028m/min；L巷道长度，取600m；qo煤壁瓦斯涌出强度，（m2/min）；qo0.0260.0004(Vr)2+0.16WoVr煤中挥发分含量，；S掘进巷道煤断面积， m2；W0煤层瓦斯原始含量；WC煤层残存瓦斯含量；煤的密度， t/ m3；单个掘进工作面瓦斯涌出量计算见表2-3-5。3、生产采区瓦斯涌出量：根据矿井开拓部署，该矿为一个采区一个生产工作面组织生产。式中：q区生产采区相对瓦斯涌出量，m3/t；K生产采区内采空区瓦斯涌出系数，取1.25；q采i第i个回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t;Ai第i个回采工作面的日产量，t;q掘第i个掘进工

37、作面绝对瓦斯涌出量，m3/min;A0生产采区平均日产量，t;矿井开采时，生产采区瓦斯涌出量计算见表2-3-6。4、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量按下式计算：式中：q井矿井相对瓦斯涌出量，m3/t；q区第i个生产采区相对瓦斯涌出量， m3/t；A0i第i个生产采区平均日产量， t；K已采采空区瓦斯涌出系数，查表取1.25。矿井瓦斯涌出量计算见表2-3-7。表2-3-4 回采工作面及临近层瓦斯涌出量表煤层编号K1K2K3与开采层间距(m)%煤层厚度(m)采高(m)原始瓦斯量w0(m3/t)残存瓦斯含量wc (m3/t)瓦斯相对涌出量(m3/t)消突后相对涌出量(m3/t)+1300m标高开采层M5

38、11.31.030.780.971.821.8211.480.9810.986.82开采层M731.31.030.780.971.811.8112.960.8512.666.95+1175m标高开采层M511.31.030.781.821.8211.510.9811.016.82开采层M731.31.030.781.811.8114.380.8514.146.95表2-3-5 单个掘进瓦斯涌出量计算表煤层Vr(%)(t/m3)S(m2)煤厚D(m)V(m/min)L(m)Q0(m3/m2)W0(m3/t)WC(m3/t)Q(m3/min)消突后+1300m标高M518.191.466.41.8

39、23.640.00286000.0611.480.980.80.51M739.081.546.41.813.620.00286000.0712.960.850.930.51+1175m标高M518.191.466.41.823.640.00286000.0611.510.980.80.51M739.081.546.41.813.620.00286000.0714.380.851.030.53表2-3-6 生产采区瓦斯涌出量计算表煤层采面瓦斯涌出量掘进瓦斯涌出量工作面产量采区产量采空区涌出系数采区瓦斯涌出量(m3/t)(m3/min)(t)(t)K(m3/t)+1300m标高M5110.980.

40、932452731.2524.5814.79+1175m标高M7312.661.032452731.2527.7814.79表2-3-7 矿井瓦斯涌出量计算表煤层矿井产量采区产量采区瓦斯涌出量采空区涌出系数矿井相对瓦斯涌出量矿井绝对瓦斯涌出量(t/d)(t/d)(m3/t)K(m3/t)(m3/min)+1300m标高M5127327324.581.2530.735.82+1175m标高M7327327327.781.2534.736.58根据矿井瓦斯涌出量预测方法（AQ10182006）标准，采用分源预测法对矿井相对瓦斯涌出量进行，经预算矿井设计+1175标高M73煤采煤工作面预测相对瓦斯涌

41、出量分别为12.66m3/t、绝对瓦斯涌出量为2.15m3/min，2个掘进工作面绝对瓦斯涌出量为21.03=2.06m3/min，矿井绝对瓦斯涌出量为6.58m3/min，矿井相对瓦斯涌出量为34.73m3/t。与2008-2010年瓦斯等级鉴定结果进行比较，以数据较大的2009年鉴定结果为设计计算依据，矿井绝对瓦斯涌出量为23.9m/min，相对瓦斯涌出量87.08m3/t。二、矿井瓦斯涌出变化规律在矿井投产初期，瓦斯主要来源于掘进及原采空区；矿井生产中期，瓦斯涌出以回采区为主；矿井生产后期，老空区瓦斯占相当比重。同时，随着开采深度的增加，不仅瓦斯涌出量增大，而且由于来自开采层及围岩的瓦斯

42、涌出量的增高，矿井的瓦斯平衡也会发生有规律的变化，采空区瓦斯的威胁越来越严重。矿井一般在浅部开采时，通风条件较好，瓦斯不易聚集。但随着开采深度的增加，尤其在深部，通风较困难，瓦斯易于聚集。因此，除加强监测工作外，更应加强机械通风工作，切实加强井下通风管理及预防工作。所以在今后的生产过程中应注意观察瓦斯涌出情况，掌握该矿的瓦斯涌出规律，同时观察是否有瓦斯动力现象的发生。第四节 瓦斯储量1、瓦斯储量计算范围M51、M73煤层及受采动影响的围岩。M51煤层地质储量为174.8万t、M73煤层地质储量为149万t。2、瓦斯储量及可抽量1）瓦斯储量=103.9+0+10.4=114.3(Mm3)式中：W矿井瓦斯地质资源/储量，Mm3；W1矿井可采煤层瓦斯储量，M m3；=3.80611.51+4.1814.38=103.9(M m3)A1i矿井i可采煤层的地质储量，M t；W1i矿井i可采煤层的瓦斯含量， m3 /t；M51煤层瓦斯含量11.51m3 /t；M73煤层瓦斯含量14.38m3 /t；W2受采动影响后能够向开采空间排放的各不可采煤层的瓦斯储量，M m3；A2i受采动影响后能够向开采空间排放的i不可采煤层的地质储量，M m3；W2i受采动影响后能够向开采空间排放的i不可采煤层的瓦斯储量，m3/t；因为地质报告没有提供不可采煤层的地质储量，因此受采动影响后能够向开采空间排放的各不可