何家冲煤矿瓦斯抽放设计.doc

前前 言言 何家冲煤矿位于赫章县妈姑镇境内 根据贵州省煤炭管理局等六厅局 单位联合下发文件 关于毕节地区八县 市 煤矿整合 调整布局方案的 批复意见 黔煤办字 2006 97 号 原赫章县妈姑镇何家冲煤矿 光明 煤矿 顺达煤矿整合为一个矿井 由于顺达煤矿床地质条件复杂 经省 地两级主管部门的论证 审核 同意对赫章县妈姑镇煤矿的整合重新进行 调整 2007 年 7 月 4 日 根据贵州省人民政府文件 省人民政府关于毕节 地区毕节市等八县 市 煤矿整合和调整布局方案的批复 黔府函办字 2007 105 号文 原赫章县妈姑镇何家冲煤矿 光明煤矿整合为赫章县 妈姑镇何家冲煤矿 整合后矿井生产能力为 9 万 t a 之后该矿进行扩界申请 并于 2009 年 3 月 4 日贵州省国土资源厅下发 关于领取赫章县妈姑镇何家冲煤矿 扩能 扩界 的通知 黔国土资矿证 字 2009 163 号 2009 年 3 月 贵州省国土资源厅下发的赫章县妈姑镇 何家冲煤矿 采矿许可证 编号为 5200000920144 矿区范围 0 833km2 开采深度 2120m 1700m 生产规模 15 万 t a 变更规模后 受业主委托 贵州硕翊矿山科技有限责任公司于 2010 年 11 月编制完成了 赫章县妈姑镇何家冲煤矿开采方案设计 变更 设 计生产能力为 15 万 t a 经评审后 贵州省煤矿设计研究院专家咨询意见 文号 贵煤设咨 2010 91 号 尚未进行批复 根据政策要求及最新提供的 赫章县妈姑镇何家冲煤矿生产地质报告 2010 年 12 月由贵州省煤矿设 计研究院编制的变更至 30 万吨 年 开采设计方案 于 2011 年 1 月 24 日 批复 文号 黔能源煤炭 2011 52 号 根据国家对煤矿安全生产提出的 先抽后采 监测监控 以风定产 十二字方针 煤矿安全规程 等相关法规 也对高瓦斯 突出矿井的瓦斯 抽放提出了明确的要求 根据该矿现状及以上精神 我设计院受业主委托 特编制何家冲煤矿矿井瓦斯抽放设计 本次设计主要立足于解决安全问题 一 编制设计的依据一 编制设计的依据 1 矿井抽放瓦斯工程设计规范 MT5018 96 2 煤炭工业矿井设计规范 GB50215 94 3 煤炭工业小型矿井煤矿设计规定 4 矿井瓦斯抽放管理规范 1997 年 7 月 1 日实施 5 矿井瓦斯抽放技术规范 6 煤矿瓦斯抽放规范 AQ1027 2006 7 煤矿瓦斯抽采基本指标 AQ1026 2006 8 煤矿安全规程 2011 年版 9 黔煤行管字 2007 54 号 对毕节地区煤矿 2006 年度矿井瓦斯等 级鉴定报告的批复 黔能源发 2009 281 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 批复 10 贵州省煤田地质局实验室 2006 年 5 月提交的煤层自燃倾向等级鉴 定报告 11 贵州省煤田地质局实验室 2006 年 5 月提交煤尘爆炸性鉴定报告 12 何家冲煤矿井上 井下对照图及现场收集的相关资料 13 国家安全生产监督管理总局令 第 19 号 防治煤与瓦斯突出规 定 二 设计的指导思想二 设计的指导思想 1 结合矿井实际情况 采用成熟 可靠的技术 力求采用新技术 新 工艺 新设备 新材料 2 安全 监测 计量等设备及仪器尽量完备 3 合理布局 尽量减少占地面积 节省管道及安装投资 4 为了便于管理 同时按 煤矿瓦斯抽放规范 AQ1027 2006 要求 抽放站设计在该矿三采区回风井工业广场附近 5 本设计力求在经济投入上最省 达到瓦斯抽放工程实施办法的要求 6 本次设计对于瓦斯利用只作了简单概算 如果矿方以后需要利用瓦 斯发电 将根据实际抽放效果而定 三 主要技术经济指标三 主要技术经济指标 1 抽放规模 高负压 2BEC 400 型水环真空泵 2 台 单泵配套电机功率 132Kw 工作电压 380 660V 转速 n 530 r min Q 60 80m3 min 主管道 DN300mm 支管道 DN150mm 可采用焊接管 也可采用同矿用 PVC 塑料管 公称压力 0 6MPa 低负压 2BEC 420 型水环真空泵 2 台 单泵配套电机功率 160Kw 工作电压 380 660V 转速 n 490 r min Q 100 120m3 min 主管道 DN300mm 支管道 DN200mm 可采用焊接管 也可采用同矿用 PVC 塑料管 公称压力 0 6MPa 2 抽放站占地面积 约 150m2 3 项目投资 见预算书 第一章第一章 矿井概况矿井概况及安全条件及安全条件 第第一一节节 矿矿井井位位置置 一 交通位置 何家冲煤矿位于赫章县南西侧 直线平距约 24 公里 有滇黔公 路 326 国道经矿山通过 井田另有县道 17 公里至 212 省道 交通十 分便利 产品外运条件较好 详见交通位置图 图 1 1 图 1 1 何家冲煤矿交通位置图 二 矿区位置 何家冲煤矿地理坐标 东经 104 32 31 104 33 04 北纬 26 57 57 26 58 42 井田位于妈姑 簸箕沟向斜南西翼北西端 及北西转折端近轴部过渡地段 井田面积为 0 833km2 开采深度为 2120m 1700m 其拐点坐标见表 1 1 1 表 1 1 1 矿区范围拐点坐标表 拐点编号 XY 1 2984679 0035455452 00 2 2984303 0035455132 00 3 2984000 0035455445 00 4 2983890 0035454800 00 5 2985250 0035454550 00 6 2985375 0035454768 00 第第二二节节 地地层层及及地地层层特特征征 一 地层 煤系地层 矿区位于二叠统含煤岩系宣威组 西相区 与龙潭组至长兴 大隆组 东相区 的过渡相区 出露地层有上二叠统峨嵋山玄武岩组 P3 宣 威组 P3x 及下三叠统飞仙关组 T1f 现按地层由老至新的层序描述如 下 峨嵋山玄武岩组 P3 据岩性分为上 下两段 下段厚 250 米 为灰绿 灰兰 暗绿黄色块状玄武岩 具气孔状和杏仁状结构 中央 4 5 层灰兰色 暗紫红色凝灰岩 上段厚 10 40 米 为紫红色 紫灰色层状凝 灰岩 由南到北逐渐增厚 宣威组 P3x 属陆相沉积 一般分为上 下两段 下段 P3x1 厚 67 118 米 大致与东相区的龙潭组 p3l 相当 该段下部岩性由黄绿 灰绿紫色细砂岩 砂质页岩及页岩 粘土质页岩互层组成 间夹 1 4 层黄 绿色斑状凝灰质灰岩 上部岩性为黄褐夹绿色薄层细砂岩 中夹灰白色砂 质页岩及粘土岩 偶夹炭质页岩 顶部有一层全区稳定的可采煤层 并以 此与上段分界 上段 P2x2 厚 18 85 73 82m 大致与东相区的长兴 大 隆组 P2c d 相当 下部岩性以粘土岩 砂质页岩 炭质页岩为主 夹薄 层状细砂岩 上部岩性以黄绿色 灰绿色细砂岩为主 间夹页岩 该段见 煤五层 全区可采和局部可采煤层四层 是矿区的主要含煤岩系 三叠系飞仙关组 T1f 矿区厚度不详 主要由黄绿 紫色砂页岩夹 泥灰岩组成 第四系 Q 浮土 粘土 砂质粘土 表层为腐植层 厚 0 15m 二 煤系地层的含煤性 本区含煤地层为宣威组 P3x 地层厚度 85 85 191 82m 平均厚度 138 84m 含煤一般 4 6 层 含煤总厚 1 62 18 44m 平均 11 57m 含煤 系数 8 3 可采及局部可采煤层约 6 层 其中主要可采煤层有 4 层 其编 号 C201 C202 C204 C205 零星可采煤层有两层 编号为 C206 C203 三 煤系地层走向 倾向 倾角及其变化规律 矿区处在上扬子准台西侧威水断陷盆地边缘 主要的褶曲为妈姑 簸 箕沟向斜 区内构造线方向有 NE 向 NW 向 地层倾角为 25 50 左右 平均为 41 四 断层 褶皱 陷落柱 剥蚀条带发育及分布规律 区域内主要构造带为阿维寨断层和砂石浪断层 矿区地层呈北东倾斜的单斜构造产出 界内南部 东侧各有一条断裂 构造 F9 F10 对矿区内地层与煤层未造成大的影响 将矿区煤层错断 现 分述如下 F9断裂 走向南北 倾向东 走向长约 1 5 公里 断层将矿区煤层错 断 错距约为 30m 左右 为一横向断裂 F10断裂 走向南东 倾向北西 走向长约 1 0 公里 断层将矿区煤层 错断 错距约为 30 50m 左右 为一横向平移断裂 五 地质构造及类型 按 煤 泥炭地质勘查规范 DT T0216 2002 附录 D 可确定该区构 造复杂程度为中等复杂构造类型 第第三三节节 含含煤煤地地层层 煤煤质质 特特征征 一 煤层赋存情况 矿区内有 C201 C202 C204 C205四层 均属上二叠统宣威组上段含煤岩 系 现将各可采煤层地质特征叙述如下 C201煤层 黑色 块状或粉状 油脂光泽 线理或细条带结构 半暗 型煤 位于宣威组的上段底部 上距 C202煤层 6 19 5m 一般间距厚度约 13m 煤层厚度为 0 68 8 33 平均厚度 5 29m 厚度变化大 属可采煤层 顶板岩性为黄绿色薄层细砂岩 底板岩性为黄绿色夹白色页岩 C202煤层 黑色 块状或粉状 线理或细条带结构 半暗型煤 位于 宣威组的上段中下部 上距 C204煤层约 8 86 25 6m 一般间距厚度约 17 23m 煤层厚度为 0 35 7 01 平均厚度 3 93m 厚度稳定 属主要可 采煤层 顶部岩性为黄至灰白色薄层页岩及砂质页岩 底板岩性为灰绿色 薄层细粒砂岩夹砂质页岩 C204煤层 黑色 块状或粉状 线理或细条带结构 暗淡型煤 位于 宣威组的上段中上部 上距 C205煤层约 7 12m 一般间距厚度约 9m 煤层 厚度为 0 40 1 71 平均真厚 1 20m 煤层厚度变化较大 不稳定 可采 顶板岩性为浅灰 灰绿色中厚层细砂岩 底板岩性为灰白至黄灰色薄层页 岩及砂质页岩 C205煤层 黑色 块状或粉状 线理或细条带结构 半暗型煤 位于 宣威组的上段中上部 上距下三迭统飞仙关组 T1f 底界约 2 3 20 5m 一般间距厚度约 10m 平均真厚 1 05m 煤层厚度变化大 不稳定 局部可 采 顶板岩性为浅灰 灰绿色中厚层细砂岩 底板岩性为灰白至黄灰色薄 层页岩及砂质页岩 煤层特征见表 1 3 11 3 1 表 1 3 1 煤层特征表 煤层厚度 m 顶底板岩性 煤层 名称 最小最大 平均 层间距 m 煤层 夹矸 数 稳定性 煤层倾 角 平均 顶板底板 C2050 191 39 1 050 1 不稳定局 部可采 25 50 41 粉砂岩泥岩 泥质粉砂岩 泥岩 泥质粉 砂岩 9 C2040 401 71 1 200 2 不稳定局 部可采 25 50 41 粉砂岩泥岩 粉砂岩 砂 岩 泥岩 泥质粉 砂岩 17 23 C2020 357 01 3 930 1 稳定 可采 25 50 41 粉砂岩泥岩 泥质粉砂岩 泥岩 泥质粉 砂岩 C2010 688 33 5 29 13 0 1 稳定 可采 25 50 41 粉砂岩泥岩 泥质粉砂岩 泥岩 泥质粉 砂岩 二 煤层顶底板岩性特征 C201煤层 顶板岩性为黄绿色薄层细砂岩 底板岩性为黄绿色夹白色 页岩 C202煤层 顶部岩性为黄至灰白色薄层页岩及砂质页岩 底板岩性为 灰绿色薄层细粒砂岩夹砂质页岩 C204煤层 顶板岩性为浅灰 灰绿色中厚层细砂岩 底板岩性为灰白 至黄灰色薄层页岩及砂质页岩 C205煤层 顶板岩性为浅灰 灰绿色中厚层细砂岩 底板岩性为灰白 至黄灰色薄层页岩及砂质页岩 三 煤质特征 1 物理性质 煤层颜色 条痕均为黑色 玻璃光泽 镜煤上的断口为贝壳状 由暗 煤 镜煤 丝炭四个煤岩组成 由于中种煤岩组分中的含量及比例不同 从而构成了不同的宏观煤岩类型 即光亮型煤 半亮型煤 半暗型煤 煤层中有机显微组分多为镜质组 半镜质组组成 无机显微组分以硫 铁矿物 粘土矿物 石英为主 黄铁矿物 方解石次之 显微煤岩类型为 微暗煤 成因类型为腐植煤 2 化学组成及主要工艺性能 根据煤炭分类国家标准 GB T15224 2004 确定矿区内可采煤层均 为肥 焦煤 根据国家标准GB T15224 1 2004 本矿的C201煤层属中灰 特 低硫 特高热值主焦煤 C202煤层属中灰 中硫 高热值主焦煤 用于炼焦 及民用 C204煤层属中灰 中硫 低热值主焦煤 用于炼焦及民用 C205煤 层属中灰 特低硫 低热值主焦煤 煤质特征见表1 3 2 表1 3 2 可采煤层煤质特征表 化验分析成果 灰份 Ad 挥发份 Vdaf 硫份 Std 发热量 Qnet d MJ kg 最小 最大最小 最大最小 最大最小 最大 煤 层 编 号 平均平均平均平均 22 22 38 1521 01 24 660 16 0 8021 50 22 90C205 27 4821 730 3222 07 20 13 33 12 20 01 25 980 55 1 8020 80 21 70C204 24 1122 691 3221 05 17 27 35 4718 30 26 690 18 3 7027 10 28 70C202 23 5821 110 8728 00 13 77 23 2416 91 20 700 07 0 3129 10 30 80C201 19 7218 600 1630 19 第第四四节节 矿矿井井水水文文地地质质条条件件 一 地形地貌 区内地形以低中山为主 具侵蚀 溶蚀沟谷地貌特征 矿区地势南北 两端高 东西两端低 海拨高程 2180 1980m 相对高差 200m 属高原中 山地貌 二 河流 矿区地表水为乌江水系六仲河上游之妈姑河 矿区位于赫章妈姑煤矿 床的西段 矿区内地表水系不发育 多为雨源型冲沟 流量随季节的变化 而变化 降水时雨量骤然增大 雨停时则迅速减小 冬春 枯水季节 干 枯断流 区域范围内地下水主要分为碳酸盐岩溶水 裂隙水 部分为滑坡 水 碳酸盐岩溶水分布于裸露及半裸露岩溶山区 泉水流量大 裂隙水为 大气降水渗入风化裂隙 构造裂隙而形成 泉水流量小 三 岩层含水性 矿区及其附近出露地层主要为第四系 Q 二叠系上统峨嵋山玄武岩 组 P3 龙宣威组 P3x 和三叠系下统飞仙关组 T1f 各地层含 隔 水性如下 1 第四系 Q 地层 由土黄 黄褐 灰黑色棱角状大小不等之冲 积坡 积砂砾基岩碎块及炉渣等组成 分布矿区内缓坡和沟谷地带 形 成孔隙含水层 透水性较好 富水性严格受控于大气降雨 其孔隙含水 仅在覆盖区域对煤层浅部的开采有一定的影响 对其他区域和深部开采 时的矿井充水影响较小 2 三叠系下统飞仙关组 T1f 为煤层地层的上覆地层 主要分布 于矿区东部边界及外围 由粉砂质泥岩 泥岩 粘土质粉砂岩 粉砂岩 砂岩 砂岩及煤层 煤线等组成 本组厚度大于 300m 富水性微弱 属隔 水层 含少量基岩孔隙 裂隙水 对矿井充水影响不大 3 二叠系上统宣威组 P3x 广泛分布于矿区范围内 部分地段被 第四系浮土掩盖 总厚度 163 192m 平均 177m 岩性由细砂岩 粉砂质 页岩 泥岩及煤层组成 富水性微弱 属弱含水层 含一定的基岩孔隙 裂隙水 是矿井直接充水含水层 对矿井充水影响较大 主要以顶板裂隙 淋水的方式对矿井充水 其水量主要靠大气降水补给 季节性变化明显 4 二叠系上统峨嵋山玄武岩组 P3 为煤层地层的下伏地层 主 要出露于矿区西部及边界外 厚度大于 300m 岩性以致密坚硬玄武岩为主 富水性微弱 属隔水层 对矿井充水影响不大 四 矿井充水因素分析 1 充水水源 1 大气降水 是主要的充水水源 含煤地层裸露 直接接受大气降 水补给 其充水强度和降水的强度及持续时间有着密切联系 2 地表水 矿区范围内无地表水体 矿区东部边界外 500m 处为妈姑 河支流通过 河床最低标高 1850 0m 左右 妈姑河支流距离矿区最近距离 500m 矿井最低开采标高 1700m 根据地表水留设防水安全煤岩柱的角度 取 60 开采煤层全部在安全线以外 所以不留设地表水体煤柱 3 老窑水 本矿区浅部煤层露头附近见三处采空区 1 位于矿区西部 开采 C205煤层 开采最大深度 50m 开采面积 1000m2 由于本矿区底板为 厚层泥岩 底鼓严重 积水量预计 2000m3 2 位于矿区西部 开采 C202煤 层 开采最大深度 40m 开采面积 1800m2 由于本矿区底板为厚层泥岩 底鼓严重 积水量预计 3000m3 3 位于矿区西南部 开采 C201煤层 开采 最大深度 40m 开采面积 2000m2 由于本矿区底板为厚层泥岩 底鼓严重 预计积水量 1900m3 根据实际揭露 采空区总体范围基本查清 通过排防水 已经排干 总水量基本清楚 4 第四系孔隙水 岩石破碎 透水性较强 特别在雨季水量猛增 5 钻孔水 勘探阶段施工的钻孔 往往能贯穿若干含水层 若封孔 质量不好 则人为地沟通了本来没有水力联系的含水层 使煤层开采的充 水条件复杂化 为防止上覆含水层中的水溃入井下 必须留设钻孔防水煤 柱 6 地下裂隙水 矿区内煤层上覆岩层位三叠系下统飞仙关组 T1f 弱含水层 一般 情况下对今后开采影响较小 下伏地层峨嵋山玄武岩组富水性弱 亦属相 对隔水层 对今后开采影响亦不大 含煤地层本身含裂隙承压水 据邻区 生产窑调查 进水方式以顶板淋水 滴水 底板渗水为主 构造裂隙为其 主要的充水通道 总出水量一般不大 所以开采过程中长兴组富水性中等 开采过程中应做好疏排水工作 7 断层水 矿区内断层较发育 落差较大 破坏了煤层的连续性 具有一定的富 水性和导水性 构造裂隙为其主要的充水通道 总出水量一般不大 根据各含隔水层水文地质特征 区内地下水补给来源主要为大气降水 地表水及地下水排泄条件良好 矿界内煤层出露最高标高为 2118m 煤层 出露最低标高为 1970m 矿界范围内煤层最低标高为 1700m 开采最深部 最低标高 位置远离河床 故地表水对开采影响不大 准采水平 1700m 低于最低侵蚀基准面 本区最低侵蚀基准面 1850 0m 150 0m 左 右 综上所述 本区水文地质类型属裂隙充水矿床 水文地质条件中等 第第五五节节 井井田田开开拓拓与与生生产产现现状状 一 井田开拓 何家冲煤矿采用斜井开拓 设有主斜井 副斜井 回风斜井三个井筒 主斜井井口标高 1998 657m 主斜井断面为半圆拱 净断面 6 39m2 掘进断面 6 85 m2 表土段采用料石或混凝土碹 砌碹厚度为 300mm 掘进 断面为 8 1m2 胶带输送机运输 担负矿井煤炭运输及进风 副斜井井口标高 2000 165m 副斜井为断面为半圆拱 净断面 6 39m2 掘进断面 6 85m2 表土段采用料石或混凝土碹 砌碹厚度为 300mm 铺设 30kg m 钢轨 轨距 600 mm 担负矿井材料 设备 矸石 人 员运输及进风 管线铺设任务 回风斜井为半圆拱 净断面 8 0m2 掘进断面 9 2m2 主要担负矿井回 风任务 设计推荐采用锚喷支护 但可以根据巷道顶底板岩性采取其他有 效的支护方式 二 生产现状 本矿井于 2008 年 9 月开始建设 目前井下主斜井 副斜井 回风斜井 井底水泵房及管子道 水仓 井底联巷 安全出口 引风道已经建设完成 即开拓系统已经完成 11 区段运输石门 行人斜巷 煤仓 1501 运输巷 1501 切眼 1501 回风巷 11 区段回风斜巷 轨道石门及斜巷已经建设完成 1502 回风巷翼掘 120m 1502 回风斜巷 1502 运输巷掘 75m 1502 运 输辅助回风斜巷 1502 运输辅助运料石门已经建设完成 第第六六节节 储储量量计计算算及及服服务务年年限限 一 储量计算 1 地质储量 根据 2010 年 11 月由贵州省煤矿设计研究院编制赫章县妈姑镇何家冲 煤矿提交的 赫章县妈姑镇何家冲煤矿生产地质报告 到 2010 年 10 月 30 日 矿井保有资源量为 622 万吨 其中 332 资源量 553 万吨 333 资源 量为 69 万吨 包含断层煤柱 7 万吨 采空量为 1 万吨 各煤层总资源量 见表 1 6 1 表 1 6 1 各煤层资源各煤层资源 储量汇总表储量汇总表 资源量 万 t 序号 煤层编 号 平均厚度 331 121b 332 122b 333334 小计 1C2015 2917914193 2C2023 9324527272 3C2041 2702191 4C2051 0558866 合计11 4755270622 0 2 2 矿井工业资源 矿井工业资源 储量储量 矿井工业资源 储量 332 333 k 其中 k 可信度系数 根据本井田内地质构造 煤层稳定性 k 取 0 85 工业资源 储量 611 5 万 t 见表 1 6 2 表表 1 6 21 6 2 何家冲煤矿工业资源何家冲煤矿工业资源 储量储量 比重资源量 万 t 序号煤层编号 平均厚 度 t 3 331 121b 332 122b 333k 工业资 源储量 万 t 1C2015 291 4317911 9190 9 2C2022 81 4324523 0268 0 3C2041 21 437017 987 9 4C2051 051 43586 864 8 合计10 34552 059 5611 5 3 3 矿井设计资源 矿井设计资源 储量储量 矿井设计资源 储量 矿井工业资源 储量 永久煤柱损失 各类永久煤柱损失 河流保护煤柱及采空区防水煤柱 井田内无河流 老空区 采空区 下方留设 40m 保护煤柱 井田境界 断层煤柱 根据有关规程规范的要求 在井田范围内留 设井田边界安全煤柱 煤柱宽度为 20m 井田内断层 根据三下采煤规程 计算断层煤柱宽度为 45m 煤层露头 地面建 构 筑物 陡岩煤柱 井田开采范围内没有大 型城镇 工厂 需保护的古建筑 文物 等 井田内零星民宅按搬迁考虑 煤层露头防水煤柱与陡岩煤柱共用 穿过井田的公路根据 三下采煤 规 程留设相应宽度煤柱 经计算 矿井设计资源 储量 矿井工业资源 储量 永久煤柱损失 611 5 23 3 588 2 万 t 经计算 矿井设计资源 储量为 588 2 万 t 见表 1 6 3 表 1 6 3 设计资源设计资源 储量汇总表储量汇总表 资源量 万 t 序号 煤层 编号 平均厚 度 331 121b 332 122b 333 k 工业 资源 储量 万 t 永久 煤柱 损失 万 t 设计利 用资源 量 万 t 1C2015 29 17911 9190 9 7 1 183 8 2C2023 93 24523 0268 0 10 1 257 8 4C2041 2 7017 987 9 3 1 84 8 5C2051 05 586 864 8 3 0 61 8 合计 11 47 55259 5 611 5 23 3 588 2 1 1 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量 矿井设计可采储量 矿井设计资源 储量 工业场地煤柱 主要井巷 煤柱 采区回采率 工业场地煤柱 本矿井可采煤层总厚度平均为 11 47m 煤层倾角 41 预计矿井采动下山移动角 取 60 上山移动角 取 75 工业 广场为边界 留设 20m 宽的维护带 主要井巷煤柱 矿井主要开拓巷道下山两侧各留 30m 煤柱 采区回采率 煤层为薄 中厚煤层 采区回采率为 85 经计算 设计可采储量为 514 万 t 见表 1 6 4 表表 1 6 4 矿井设计可采储量计算表矿井设计可采储量计算表 资源量 万 t 序 号 煤层 编号 平均 厚度 332 122 b 333 k 工业资 源储量 万t 永久 煤柱 损失 万t 设计 利用 资源 量 万 t 工业场 地及井 巷煤柱 万t 开采 损失 万 t 设计可 采储量 万t 1C2015 2917911 9190 97 1183 87 917 6158 3 2C2023 8324523 0268 010 1257 85 925 2226 7 4C2041 27017 987 93 184 81 88 374 7 5C2051 05586 864 83 061 81 66 054 2 合 计 11 3755259 5611 523 3588 217 257 1514 二 矿井设计生产能力及服务年限 矿井工作制度 矿井年工作日为 330 天 即每天为 两采两准 每班工作 8 小时 矿井设计生产能力及服务年限 生产能力 30 万吨 年 服务年限 T Q A K 式中 Q 矿井可采储量 万吨 514 万吨 A 年生产能力 万吨 年 K 储量备用系数 一般为 1 3 1 5 取 1 3 则 T Q A K 514 30 1 3 13 1 年 根据以上资料 何家冲煤矿设计可采储量 514 万吨 该矿按以后计划 设计 30 万吨 年生产规模考虑 矿井服务年限为 13 1 年 第第七七节节 矿矿井井瓦瓦斯斯状状况况及及 通通风风 一 一 矿井瓦斯矿井瓦斯来源分析来源分析 根据开采实践 在开采过程中 矿井瓦斯涌出总的规律是随开采深度 的增加而加大 在近距煤层开采中 应按煤层上下顺序进行开采 上部煤 层采完后 下部煤层瓦斯得到释放 所以在以后深部开采时 瓦斯涌出量 才有可能减少 矿井瓦斯主要来源于回采工作面 掘进工作面的爆破落煤 煤巷 半 煤岩巷及硐室裸露的煤体以及采空区 另外井下坑木的腐烂也会产生一定 的二氧化碳 回采工作面瓦斯涌出又分为本煤层瓦斯涌出和临近层涌出 随着工作面的推进 采空区顶板破坏 上部煤矿采空区瓦斯会随着破坏的 顶板涌入下临近层工作面采空区 据调查 各处涌出瓦斯所占百分比分别是 掘进工作面占 35 回采 工作面占 45 煤巷 半煤岩巷及硐室裸露的煤体以及采空区占 20 本煤层开采过程中由于受采动的影响 破坏了瓦斯赋存的原始状态 由于矿井采用负压通风 煤层内瓦斯压力和采动后岩层压力的作用 使瓦 斯涌出量会不断加大 虽然采用了通风手段 但在回采工作面上隅角仍出 现瓦斯超限 二 二 矿井通风矿井通风 本矿井的通风方式为中央并列抽出式 选用 FBCDZ 6 18A 采用 型防爆轴流式风机二台 一台工作 一台备用 配套电机 YBFe315M 6 电 机功率 2 90KW 660V 风量范围 33 3 75m S 风压范围 888 3000Pa 转速 980r min 该矿采用抽出式通风 其通风路线为 主斜井 副斜井 区段运输石门 1501 运输顺槽 1501 工作面 1501 回风顺槽 区段回风石门 回风斜井 引风道 地面 三 煤尘爆炸性及煤的自燃特性 煤尘 根据 赫章县妈姑镇何家冲煤矿煤尘爆炸性鉴定报告 对可采 煤层作了煤尘爆炸性鉴定 按煤尘有爆炸性管理 煤的自燃性 根据矿方提供资料 各可采煤层自燃倾向如下 表 1 7 1 煤层煤炭自燃倾向性结果校正表 工业分析 真相对 密度 全硫 煤层 编号 MadAdVdaf 焦渣 特征 TRDdSt d 煤吸氧量 cm g 干煤 鉴定结 果 C2052 188 921 5201 521 000 33 级 C2043 528 921 5201 500 650 76 级 C2022 0515 421221 490 50 68 级 C2011 921220 5231 50 430 56 级 所以本次设计按煤层容易自燃设计 三 煤与瓦斯突出 根据贵州省安全生产监督管理局 贵州煤矿安全监察局 贵省煤炭管 理局 关于加强煤矿建设项目煤与瓦斯突出防治工作的意见 黔安监管 办字 2007 345 号文精神 本矿井位于煤与瓦斯突出危险性区域 所以本 矿井按煤与瓦斯突出矿井进行设计 四 地温 本井田属地温正常区 无热害影响 第第八八节节 矿矿区区电电源源与与水水源源 电源 该矿电源由附近砂石 35kV 变电所 10kV 不同母线段 线路型号 为 LGJ 95 线路长 3km 能满足矿井用电需要 水源 生活水取自附近的泉水 水质好 水量有保证 工业用水则取 自经沉淀处理的井下水 第二章第二章 煤层瓦斯基础参数测算煤层瓦斯基础参数测算 第第一一节节 瓦瓦斯斯含含量量预预测测 根据前面叙述 井下瓦斯来源主要是开采层回采巷道及工作面煤层释 压 落煤解释瓦斯 采空区浮煤释放瓦斯和临近层渗入瓦斯 根据开采实 践分析 开采层巷道及工作面煤层释压 落煤释放瓦斯一般占工作面瓦斯 涌出量的 40 46 采空区浮煤释放瓦斯和临近层渗入瓦斯一般占工作面 瓦斯涌出量的 54 60 根据对国内一些煤矿瓦斯压力实测分析 瓦斯压力 P 和深度 H 的关系 可以表示为下列直线关系 P 2 03 10 13 H 根据资料 何家冲煤矿在本次鉴定范围内 C205煤层在 1910m 标高的 煤层瓦斯压力为 0 10Mpa C204煤层在 1900m 标高的煤层瓦斯压力为 0 15Mpa C202煤层在 1900m 标高的煤层瓦斯压力为 0 20Mpa C201煤层在 1900m 标高的煤层瓦斯压力为 0 20Mpa 二 瓦斯含量的计算 在无测定参数条件情况下 选用如下经验公式计算煤的瓦斯含量 Y n Y fnr ff X K Pf W WeVb P a WA W 8 9 100 31 01 098 0 100 5 65 146 0 式中 WX 煤的瓦斯吸附量 m3 t Wf Af Vr 煤的水分 灰 分 挥发分 P 实测瓦斯压力 MPa 取 1MPa en 温度系数 查表 8 7 12 采矿工程设计手册 得 1 en 0 7 a 2 4 0 21Vr或查表 8 7 13 采矿工程设计手册 b 1 0 004Vr或查表 8 7 13 采矿工程设计手册 WY 游离瓦斯量 m3 t fn 煤的孔隙率 查表 8 7 10 采矿工程设计手册 煤的容重 t m3 Ky 相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数 查表8 7 14 采矿工程设计手册 t 煤层温度 取 20 Wh WX WY 根据该矿提供的 安全专篇 各煤层的瓦斯含量和压力见表 2 1 1 表 2 1 1 1900m 水平各煤层瓦斯压力 瓦斯含量 煤层编号C205C204C202C201 瓦斯压力 MPa 0 110 150 200 20 瓦斯含量 m3 t 13 3812 9912 4912 42 1700m 水平各煤层瓦斯压力 瓦斯含量 煤层编号C205C204C202C201 瓦斯压力 MPa 0 250 380 590 49 瓦斯含量 m3 t 14 3313 9613 5813 45 三 矿井瓦斯储量计算 瓦斯储量系指矿井开采过程中 能够向开采空间排放瓦斯的煤岩层 赋存的瓦斯总量 根据 AQ1027 2006 中附录 A 瓦斯储量计算公式如下 WK W1 W2 W3 2 式中 WK 矿井瓦斯储量 万 m3 W1 可采煤层的瓦斯储量总和 万 m3 W1 3 li n i li XA 1 Ali 矿井每一个可采煤层的煤炭储量 万t n 矿井可采煤层数 Xli 每一个可采煤层的瓦斯含量 m3 t W2 可采煤层采动范围内的不可采煤层瓦斯储量总和 本煤矿不 可采煤层受采动影响忽略不计 取W2 0 W3 围岩瓦斯储量 该矿取 W3 0 各煤层瓦斯储量计算如下 序 号 煤层编 号 资源储量 万t 瓦斯含量 m3 t 瓦斯储量万 m3 1C201190 912 942470 25 2C202268 013 043494 72 4C20487 913 481184 89 5C20564 813 86898 13 合计611 58047 99 注 瓦斯含量取1700 和1900 水平瓦斯含量的平均值 经以上计算得矿井总的瓦斯储量为8047 99 万 m3 第第二二节节 瓦瓦斯斯涌涌出出量量的的预预测测 瓦斯涌出量是指在生产过程中 矿井或采区涌出量 主要由回采 掘 进 采空区及邻近层几部分瓦斯组成 根据国家安全监督管理总局 2006 年 2 月 27 日发布的 AQ1018 2006 矿井瓦斯涌出量预测方法 对全矿井瓦斯 涌出预测如下 一 回采工作面瓦斯涌出量计算公式 q采 q1 q2 1 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 计算公式为 q1 K1 K2 K3 M m W0 Wc A 1 上式中 K1 围岩瓦斯涌出系数 选取范围 1 1 1 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 全部填充法管理顶板 K1取 1 1 砂质泥岩等致密围岩 K1取值可偏小 K2 工作面丢煤瓦斯涌出系数 用回采率的倒数来计算 取 1 08 K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数 参照 AQ1018 2006 中附录 D K3 bL bh 2 22L D 2 上式中 L 工作面长度 取 70 米 h 掘进巷道预排等值宽度 m 根据 AQ1018 2006 中附表 D 1 取 9m b 巷道宽度 为 2 米 K3 1 15 2270 229270 m 开采层厚度 为 1 05 米 M 工作面采高 为 1 05 米 WO 煤层原始瓦斯含量 m3 t 根据 MT M77 94 计算 得 13 86m3 t Wc 运出矿井后煤的残存瓦斯含量 m3 t 根据 AQ1018 2006 中附录 C 为 3 m3 t 将各参数代入上式中得 q1 1 1 1 08 1 15 1 05 1 05 13 86 3 14 8m3 t q2 邻近层相对瓦斯涌出量 m3 t q2用下式确定 q2 i n i i cii M m WW 1 0 A 3 式中 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 根据AQ1018 2006 中附 录 D 取 I201 20 I202 30 I204 40 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 将以上各参数代入上式得 q2201 12 94 3 0 2 5 5 29 1 88m3 t q2202 13 04 3 0 3 3 3 83 2 36m3 t q2204 13 48 3 0 4 1 2 1 2 4 19m3 t q2 1 88 2 36 4 19 8 43m3 t q采 14 8 8 43 23 23m3 t 二 掘进工作面瓦斯涌出量 掘进工作面瓦斯涌出量预测用绝对瓦斯涌出量表达 采用下式计算 Q 掘 q3 q4 2 式中 q3 掘进工作面巷道绝对瓦斯涌出量 m3 min q3 12 D 0 v L qv B 1 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 D 2 米 对于厚煤层 D 2h b h 及 b 分别为巷道的高度和宽度 u 巷道平均掘进速度 为 0 004 m min L 巷道长度 m 取 300 米 q0 煤壁瓦斯涌出初速度 m3 m2 min q0 0 026 W0 0 0004 Vr 2 0 16 B 2 式中 Vr 煤中挥发分含量 为 21 5 W0 煤层原始瓦斯含量 m3 t 取 13 86 计算得 q0 0 124m3 m2 min q3 m3 min54 0 1 004 0 300 2 124 0 004 0 2 q4 掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量 m3 min q4 s u W0 Wc B 3 式中 s 掘进巷道断面积 取 5 0m2 u 巷道平均掘进速度 0 004 m min 煤的容重 为 1 43t m3 W0 煤层原始瓦斯含量 m3 t 取 13 86 Wc 运出矿井后煤的残存瓦斯含量 为3 m3 t 计算得 q4 5 0 004 1 43 13 86 3 0 31 m3 min q 掘 0 54 0 31 0 85 m3 min 三 生产采区瓦斯涌出量 生产采区瓦斯涌出量采用 3 式计算 q区 0 11 1440 A qAiqK n i n i i 掘采 3 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 35 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 为 640t Q掘 i 第 i 个掘进工作面绝对瓦斯涌出量 m3 min A0 生产采区平均日产量 为 909t 将各参数代入上式得 q区 23 9 m3 t 909 85 0 144064023 2335 1 四 矿井瓦斯涌出量 矿井瓦斯涌出量采用 4 计算 q井 n i i n i i A AqK 1 0 1 0区 4 式中 q井 矿井相对瓦斯涌出量 m3 t q区 1 第 i 个生产采区相对瓦斯涌出量 m3 t Aoi 第 i 个生产采区平均日产量 K 已采采空区瓦斯涌出系数 取 1 3 将各参数代入上式得 q井 31 07 m3 t 909 909 9 233 1 从计算可知 整个矿井瓦斯涌出量为 31 07m3 t 矿井生产能力为 30 万 t a 每年按 330 天计算 则平均日产量为 909 吨 采煤工作面绝对瓦斯涌出量为 Qm qf A KW 24 60 式中 Qm 采煤工作面总的瓦斯涌出量 m3 min A 平均日产量 为 909 t d KW 不均衡系数 取 1 5 得 Qm 31 07 909 1 5 1440 29 4m3 min 计算得全矿井绝对瓦斯涌出量为 29 4m3 min 如果随着开采深度的加 深 预计今后瓦斯涌出量还会有上升趋势 第三章第三章 瓦斯抽放瓦斯抽放 第第一一节节 瓦瓦斯斯抽抽放放的的目目的的及及必必要要性性 一 抽放目的 为了确保矿井安全生产 防止或减少瓦斯浓度超限 通过抽放可降低 矿井瓦斯涌出量和回采空间的瓦斯浓度 可降低煤层中的瓦斯压力和瓦斯 含量 防治煤与瓦斯突出 从而减小矿井伤亡事故 根据前面计算 本矿井瓦斯储量及瓦斯涌出量都较大 但本次瓦斯抽放 主要从安全考虑 没有考虑瓦斯利用 二 瓦斯抽放必要性论证 为了进一步落实国务院 446 号令 高瓦斯 突出矿井必须建立抽放系 统和监控系统 的规定和 先抽后采 监测监控 以风定产 的十二字方 针 所以必须进行瓦斯抽放 第第二二节节 瓦瓦斯斯抽抽放放的的可可行行性性 瓦斯抽放的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获得较好地抽放效果来 评价 而抽放方式则应根据煤层的赋存和开采条件来选择 一 抽放效果预测 1 抽放瓦斯量计算 1 1 1501 回采工作面打顺层钻孔抽放 1501 回采工作面施工顺层钻孔进行瓦斯抽放 巷道长度按 250 米 孔 间距按 4 米 共布置钻孔 62 个钻孔 孔深按 50 米 封孔长度 8 米 取百 米钻孔抽放量为 0 08m3 min 取成孔 孔长 率 80 计算如下 Q9 m3 min 08 0 100 8628 05062 1 59 1 2 1501 掘进工作面打钻孔抽放 掘进工作面设施工钻场 打孔进行瓦斯抽放 巷道长度取 300 米 每 20 米巷道两边各施工一个钻场 计 30 个钻场 每个钻场布置 4 个孔 呈 扇型布置 平均孔深 60 米 封孔长度 8 米 取百米钻孔抽放量为 0 1m3 min 取成孔 孔长 率 80 计算如下 Q m3 min1 0 100 81208 040120 2 88 如果按一个采面和两个掘进工作面计 则抽放量为 7 35m3 min 1 3 采空区抽放 根据前面计算 何家冲煤矿全矿井瓦斯涌出量为 29 4m3 min 其中工 作面瓦斯涌出量为 23 23m3 t 掘进工作面瓦斯涌出为 0 85m3 min 如果 按工作面每天 640 吨产量 则工作面瓦斯涌出量为 10 32m3 min 于是采空 区瓦斯涌出量为 29 4 10 32 0 85 18 32m3 min 根据瓦斯抽采指标 如果 按 30 的抽采率 则采空区抽放纯量为 5 5m3 min 根据以上计算 高低负压总的抽放量为 12 85m3 min 2 抽放率计算 系统最大抽放量的抽放率为 d 100 总 Q Qc 式中 d 矿井抽放率 100 Qc 矿井抽放瓦斯量 m3 min 12 85m3 min Q总 开采层总的瓦斯涌出量 通过前面计算可知煤层深部开采 时总的瓦斯量将达到 29 4m3 min 经计算可得 d 43 69 根据以上瓦斯抽放量的预测 回采工作面瓦斯抽放量达到 1 59m3 min 掘进面抽放量达到 0 85m3 min 采空区抽采量为 5 5m3 min 矿井总的抽放量为 12 85m3 min 占矿井总的瓦斯涌出量的 43 69 根据煤矿瓦斯抽采基本指标 AQ1026 矿井瓦斯涌出量 20 40m3 min 时 瓦斯抽采率不得低于 35 本瓦斯抽采效果预测能达到 指标要求 3 矿井瓦斯可抽量及服务年限 3 1 矿井设计年瓦斯抽放量 根据 AQ1027 2006 矿井设计年瓦斯抽放量由下式计算 Qa Qd N 6 式中 Qa 矿井设计年瓦斯抽放量 万 m3 a Qd 矿井设计日瓦斯抽放量 m3 d N 矿井设计年工作日数 取 360 天 则 Qa 12 85 60 24 360 10000 666 14 万 m3 其中风排瓦斯量为 5 04 60 24 360 10000 857 95 万 m3 3 2 抽放服务年限 根据前面预测 矿井总的瓦斯储量为8047 99 万 m3 如果按每年 可抽瓦斯量 132 7 万 m3 则可抽服务年限为 8047 99 666 14 857 95 5 3 年 根据上述计算 矿井抽放年限为5 3 年 第第三三节节 瓦瓦斯斯抽抽放放方方法法及及工工艺艺 一 抽放方法的确定 按抽放瓦斯来源分类可分为开采层抽放 邻近层抽放和围岩抽放三类 抽放瓦斯方法可分为开采层未卸压抽放 开采层卸压抽放 邻近层抽放和 围岩抽放四种 1 抽放方法的选择原则 矿井瓦斯抽放的类型和方法 可按下列因素考虑确定 1 为提高瓦斯抽放率 宜选用多种抽放方法相结合的综合抽放方式 2 当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身 只有抽放开 采层本身的瓦斯才能解决问题时 应采用开采层瓦斯抽放 3 煤层群条件下首采层开采时 来自邻近层的瓦斯点有很大比例威 胁工作面安全生产时 应采用邻近层瓦斯抽放 4 工作面后方采空区瓦斯涌出量大 危害工作面安全生产时或老采 空区瓦斯积存量大 向邻近的回采工作面涌出瓦斯量多以及增大采区和矿 井总排瓦斯量 应采用采空区瓦斯抽放 5 对于瓦斯含量大的煤层 在煤巷掘进时 难以用加大风量稀释瓦 斯 可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法来 解决 各种抽放方法及适用条件见表 3 3 1 抽 放 方 法 选 择 表 3 3 1 抽放分类适用条件 抽放方式 采空区留管抽放适用于采空区上隅角瓦斯 将抽放头设在采空区上方 边掘边抽高瓦斯煤层 突出煤层 在掘进巷道两边设钻场 在钻场内向 掘进面前方打钻孔抽放 采掘工作面预抽高瓦斯煤层由工作面回风顺槽向工作面钻孔抽放 二 抽放工艺 2 1501 回采工作面运输巷打顺层钻孔抽放 抽放方法 在工作面运输巷向煤层打顺层斜向钻孔 进行采动卸压抽放 这是在未经预抽或预抽时间不足的条件下 解决开采煤层采掘过程中瓦斯 涌出问题的有效抽放方法 实质上 主要是利用开采过程中造成的卸压作 用抽放煤层中的瓦斯 以降低回采面的瓦斯涌出