某煤矿矿井抽放瓦斯工程初步设计

云南XX矿业有限公司矿井抽放瓦斯工程初步设计说明书煤炭科学研究总院XX分院二八年十一月密级项目编号保密目录前言1第一章矿井概况1第一节井田概况1第二节地质特征3第三节井田开拓及采区划分10第四节矿井设计生产能力和服务年限12第二章矿井瓦斯抽放可行性研究13第一节煤层瓦斯基础参数13第二节矿井瓦斯储量13第三节矿井瓦斯涌出量预测14第四节瓦斯抽放必要性和可能性20第三章瓦斯抽放初步设计25第一节矿井瓦斯来源分析25第二节抽放瓦斯方法26第三节钻场及钻孔布置33第四节钻孔施工设备选型及检测仪器仪表配置41第五节封孔方式、材料及封孔工艺42第六节抽放瓦斯效果预计43第七节矿井抽放规模及抽放年限46第四章抽放管路系统及抽放设备选型47第一节抽放管路系统47第二节抽放设备选型54第五章地面抽放泵站60第一节抽放站选则与布置60第二节瓦斯泵站及附属设备布置60第三节抽放站场地平面布置60第四节电气及通信62第五节瓦斯抽放泵站场地建筑及环境保护65第六节给排水、供热、采暖及通风66第六章瓦斯利用69第一节矿井瓦斯利用途径及方案69第二节瓦斯利用管路布置70第七章抽放瓦斯管理71第一节队伍组织71第二节图纸和技术资料71第三节管理与规章制度72第四节常用记录和报表样式73第八章安全76第一节抽放系统及抽放泵站安全措施76第二节检测、监控系统77第九章技术经济81第一节机构设置及人员配置81第二节投资81第三节技术经济分析与评价82前言一、概述XX煤矿位于云南省XX县，是云南省东部重要煤矿之一，行政区划隶属XX县墨红镇XX村村民委员会管辖。本区为中低山相间的高原构造侵蚀山地地形，山区地形切割强烈，海拔标高21751792M，相对高差383M，地势东高西低，南高北低，中部低平。1、矿权设置情况XX煤矿采矿权人为云南XX矿业有限公司，采矿证号5300000620933。有效期九年，自2006年12月至2015年12月。开采范围（即云南省国土资源厅批准的采矿权范围）南北长约308KM，东西宽约214KM，面积658KM2，开采深度1800M1350M标高，截止2008年3月31日，全矿井共获得各类煤炭资源储量8262万T。2、矿井生产状况按照XX煤矿审查批复的初步设计方案，煤矿设计采用斜井开拓。在贾古德村以西、20号勘探线以南沿煤层走向平行掘进主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井和副斜井井口标高均为183200M，风井标高为182800M，三条井筒的方位角均为28，倾角均为23。主斜井采用大倾角胶带输送机提升原煤，同时用于进风。副斜井装备JK25220型单筒绞车，用于进风，回风斜井是矿井的专用回风斜井。据现场调查，到目前为止该矿主、副、风井和井底车场现已形成，一采区回风大巷已掘进2872M，一采区轨道大巷已掘进223M。XX煤矿在2008年9月在昆明召开了“云南省XX县XX煤矿首采M11煤层可行性分析”论证会，经过专家论证确定M11煤层作为首采煤层，目前首采工作面11101回采工作面已在准备中，11101回风顺槽已掘进2713M，1110运输顺槽已掘进1933M，11101回风顺槽瓦斯顶抽巷已掘进4304M，11101运输顺槽顶抽巷已掘进2195M。在矿井实际开拓揭露M9和M11煤层和煤巷掘进过程中，发现两个煤层的瓦斯较大，在煤层钻孔施工过程经常有喷孔、顶钻和夹钻现象，掘进工作面在炮后经常出现瓦斯浓度超限的现象，最高达到4，涌出量超过了3M3/MIN。2008年11月经煤炭科学研究总院XX分院鉴定为煤与瓦斯突出矿井。根据煤与瓦斯抽放规范规定，开采具有煤与瓦斯突出危险煤层必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下移动泵站瓦斯抽放系统，于是XX煤矿于2008年7月，委托煤炭科学研究总院XX分院为XX煤矿进行矿井瓦斯抽放初步设计工作，煤科总院XX分院的工作人员经过现场试验、测定及考察，又结合煤科总院XX分院之前为XX煤矿所作的云南XX矿业有限公司XX煤矿煤与瓦斯突出鉴定和云南XX矿业有限公司矿井瓦斯基础参数测试与抽放可行性研究报告，进行了该矿井的瓦斯抽放初步设计。二、编制设计的依据1、云南XX矿业有限公司XX煤矿M11煤层采掘工程平面图；2、云南XX矿业有限公司XX煤矿矿井采掘工程剖面图；3、云南XX矿业有限公司XX煤矿通风系统示意图；4、云南省XX县XX煤矿先期开采地段补充勘探报告；5、云南XX矿业有限公司XX煤矿煤与瓦斯突出鉴定；6、云南省XX矿业有限公司XX煤矿矿井初步设计说明书；7、云南XX矿业有限公司矿井瓦斯基础参数测试与抽放可行性研究；8、煤矿安全规程；9、煤矿瓦斯抽放规范；10、煤矿瓦斯抽采指标。三、设计的指导思想1、在符合规范要求、满足使用的前提下，尽可能降低造价、节省投资；2、尽量利用原有巷道，不增加开拓费用；3、地面泵站尽量集中建设，便于后期利用；4、设备、管材选型留有余地，便于系统的改扩建和今后进行瓦斯利用；5、采用工艺先进、符合实际。四、本次设计的主要内容1、对XX煤矿矿井瓦斯赋存情况、抽放方法的确定、抽放效果的预计等进行阐述；2、井下瓦斯抽放管网与主管路敷设及管路选择、钻孔布置及钻进设备选型；3、地面抽放泵站设计，包括设备选型、土建工程、总平面布置及给排水、供电、供暖、通信及安全监测等辅助环节；4、抽放瓦斯管理及安全措施；5、技术经济分析和工程投资概算。第一章矿井概况第一节井田概况一、矿井位置、范围XX煤矿位于云南省曲靖市XX县城东南，距XX县城直线距离约285KM处。行政区划属XX县墨红镇管辖，矿井地理极值坐标东经1041245“1041400“，北纬252445“252630“。矿井范围（即云南省国土资源厅批准的采矿权范围）南北长约308KM，东西宽约214KM，面积658KM2，矿井各拐点坐标见表11。矿井各拐点坐标表表11序号经度纬度XY矿1104124525261528148027354207827矿2104124525244528120330354207660矿3104140025244528120210354228630矿4104140025263028152520354228810矿5104130025263028152620354212050矿6104130025261528148000354212020二、矿井交通条件矿井北至XX县城有公路相通，里程约60KM。XX至曲靖65KM，有高速公路相连。贵昆铁路支线曲靖XX红果一线在XX县城北侧通过，建有XX火车站，交通较方便见图11。三、自然地理（一）地形地貌该区为侵蚀低中山地貌，山区地形切割强烈，海拔21751792M，相对高差383M，地势东、西两侧高，中部低，南高北低，主要山脉为北北东走向，山间深谷与山脉基本平行，其中相间分布有北西南东向短轴谷地，构成中山低山，深谷浅谷，山川纵横交错的地形地貌。（二）水系区内主要河流为交一河，近南北流向，为补木河的上游。区外补木河与于庵子冲河汇合东流，经青龙、大青山、富乐拉坡入块择河，汇入喜旧河注入南盘江。属珠江水系。矿井内交一河河流水位最高点海拨1840M，最低点1792M，区内水位相对高差48M，各沟谷小溪受大气降水的限制，流量小，流入交一河。（三）气候该区每年12月至次年2月为霜冻期，34月为风季干燥期，510月为雨季，全年气温变化较大，最高气温349,最低气温11，年平均气温138。年均降水量10937MM。该区冬春干燥多雾，夏季多雨湿润，即冬寒夏温，春暖秋凉。气候特点属高原性季风气候。风向主导风向东南风向。（四）自然灾害区内灾害性气候频繁，主要灾害有霜冻、干旱、洪涝、低温等。据XX县史料记载，XX城方圆20KM范围内曾于1537年、1833年、1856年先后三次发生过5级以上的破坏性地震。近十年来小震时有发生，1965年1月开始对地震统计记录，1978年XX城北发生过27级地震，XX城西发生过31级地震，据GB183062001中国地震动参数区划图，本区属六度带，按七度带设防,地震图11交通位置图动峰值加速度015G。第二节地质特征一、地层及地质构造（一）地层区域内分布的地层有二叠系中统茅口组，二叠系上统峨嵋山玄武岩组、龙潭组、长兴组；三叠系下统卡以头组、飞仙关组、永宁镇组等。主要含煤地层为龙潭组、长兴组。各地层主要特征见表12。各地层主要特征表表12地层名称厚度M时代岩性描述永宁镇组T1Y200250三叠系下统灰色薄层状灰岩、泥质灰岩，产瓣腮类动物化石。飞仙关组T1F300380三叠系下统紫色中厚层状粉砂岩、细砂岩为主，顶部及底部为紫红色薄层状泥岩，含较多蠕虫状方解石柱体。卡以头组T1K110130三叠系下统黄绿色厚层状粉砂岩、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩为主，底部产瓣腮类化石。长兴组P3C80100二叠系上统灰色、深灰色细粒砂岩、粉砂岩、泥质粉砂岩、泥岩、夹菱铁岩及煤层。龙潭组P3L150190二叠系上统灰绿色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、夹菱铁岩及煤层。峨嵋山玄武岩组P3300380二叠系上统灰绿色致密块状玄武岩，具气孔、杏仁构造，上部夹紫色凝灰岩。茅口组P2M350500二叠系中统灰色厚层状、质纯灰岩，夹白云岩，产蜓科化石。注根据国际地层委员会2006年划分，二叠系划为三分。（二）地质构造矿井位于大地构造杨子准地台、滇东台褶束、曲靖台褶、XX凹褶区。区域处于XX师宗弥勒大断裂以东5KM左右，有一系列的NE向、NNE向的断裂构造及褶曲，走向基本一致，本矿井位于格宗向斜西翼南部。二、煤层（一）含煤性XX煤矿含煤地层为龙潭组P3L和长兴组P3C，煤系地层厚度2258027261M，平均24584M，煤系地层中含煤层54层,煤层总厚2702M，含煤系数1099。可采煤层6层，可采煤层总厚1348M。1、龙潭组P3L厚度1556017307M，平均16334M，含煤层35层，煤层总厚2136M，龙潭组含煤系数1308组内可采煤层6层M9、M11、M15、M16、M21、M22，总厚度1348M。1）、龙潭组第一段（P3L1）厚度8431M，含煤层24层，厚度1071M，本段含煤系数127,可采煤层3层M16、M21、M22，厚度601M。2）、龙潭组第二段（P3L2）厚度8068M，含煤层11层，厚度1065M，本段含煤系数132可采煤层3层M9、M11、M15，厚度747M。2、长兴组（P3C）地层厚度8250M，煤层19层，煤层总厚566M，本组含煤系数686，本段无全区和大部可采煤层，个别煤层局部可采。各可采煤层稳定性参数、评价情况、分布、组合特征见表13。煤层在煤系地层中的分布及组合特征表表13（二）可采煤层XX煤矿共有可采煤层7层1、M7煤层位于龙潭组第二段顶部，上距M6煤层1721681M，平均煤层夹石煤层采用厚度M最小最大平均可采性指数变异系数结构稳定性可采性评价间距M最小最大平均层数主要岩石M70001810930565127简单不稳定局部可采01泥岩192729352335M916961738214144简单稳定全区可采01泥岩137222001859M111420817211144简单稳定全区可采01泥岩95630681922M151443019314357较简单稳定全区可采02炭质泥岩62814501204M161219716611576简单稳定全区可采01泥岩279538933243M211531423112074简单稳定全区可采01泥岩M22042842040894448较简单稳定大部可采303151191102泥岩757M，煤层可采性指数056。煤层厚度为0181M，平均093M，层位稳定，煤层含01层夹矸，夹矸为棕灰色高岭石泥岩，结构简单。煤层局部可采，在补2102号孔附近沉缺（见图421），属不稳定煤层。该煤层顶板为长兴组的底部地层，其岩性为粉砂质泥岩夹薄层状菱铁岩，二者呈不等距互层状出现。2、M9煤层位于龙潭组第二段中部偏上。上距M7煤层19272935M，平均2335M，煤层可采性指数1。煤层厚度169617M，平均382M，结构单一，煤层层位稳定。全区可采，属稳定煤层。仅在ZK2301孔附近见有分叉现象，个别部位在煤层近底部见1层灰黑色炭质泥岩或棕灰色泥岩夹矸，厚025054M。顶板为薄层菱铁岩与薄层粉砂质泥岩，近等距互层。底板多为灰白色、灰色粘土岩、粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。3、M11煤层位于龙潭组第二段中部，距M9煤层底板13722200M，平均1859M，煤层可采性指数1。煤层厚度140208M，平均172M，层位稳定。全区可采，属稳定煤层，煤层下部常夹一层003010M厚的棕灰色中粗晶高岭石粘土岩泥岩夹矸。顶板岩性为粉砂质泥岩，夹簿层中层状菱铁岩。底板泥质粉砂岩或粉砂岩。4、M15煤层位于龙潭组第二段中部偏下，距M11煤层底板9563068M，平均1922M，煤层可采性指数1。煤层厚度147430M，平均193M，煤层层位稳定。全区可采，属稳定煤层。煤层含02层夹矸。夹矸为灰黑色炭质泥岩，顶板为粉砂岩、泥质粉砂岩、夹少量菱铁岩。底板为泥质粉砂岩。5、M16煤层位于龙潭组第一段顶部，距M15煤层6281450M，平均1204M，煤层可采性指数1。煤层厚度123197M，平均166M，煤层层位稳定。全区可采，属稳定煤层。煤层中下部常夹1层003009M的棕灰色中粗晶高岭石泥岩或灰黑色炭质泥岩夹矸，夹矸中富含大量的炭化植物碎片化石。此特征矿井内甚为明显。顶板为粉砂质泥岩夹炭质泥岩，底板为粉砂质泥岩或泥质粉砂岩。6、M21煤层位于龙潭组第一段中部偏下，距M16煤层底板27953893M，平均3243M，煤层可采性指数1。煤层厚度152314M，平均231M。层位稳定，属稳定煤层。煤层中下部常有1层夹矸为棕灰色隐晶质高岭石泥岩或灰黑色炭质泥岩，夹矸厚度005065M，有时变化为泥岩。顶板为细砂岩粉砂岩或粉砂质泥岩夹薄层状菱铁岩。底板为泥质粉砂岩。7、M22煤层位于龙潭组第一段下部，距M21煤层底板3031511M，平均911M，煤层可采性指数089。煤层厚度048284M，平均204M，煤层层位稳定。全区大部可采，属稳定煤层。煤层含夹矸02层，夹矸厚度一般003006M，个别达019M，夹矸均为泥岩粘土岩。顶板为泥岩或粉砂质泥岩。底板为粉砂质泥岩。三、煤质1、物理性质矿井内各煤层颜色为黑色、深黒色；条痕为褐黒、黑色，其它物理性质见表14。各煤层主要物理性质一览表表14项目煤层光泽坚固性系数真密度视密度断口裂隙M7玻璃0821160153参差状贝壳状发育M9玻璃075114715114931431461443参差状贝壳状发育M11玻璃14615915231411521463参差状贝壳状发育M15玻璃067080074214315814941381511444参差状贝壳状发育M16玻璃071114315414831381481433参差状贝壳状发育M21沥青玻璃047092070214515515141401491464参差状贝壳状发育M22沥青玻璃108114915415221441481462参差状贝壳状发育2、煤岩特征1宏观煤岩特征各煤层中宏观煤岩组分以亮煤、暗煤为主，夹镜煤条带及丝炭，可见丝炭透镜体。宏观煤岩类型以半亮型煤为主，少数光亮型煤。细条带状结构为主，其次为线理状及透镜状结构，块状构造。2）化学性质及工艺性能XX煤矿煤层20线M7煤层及其以下M9至M21煤，以及20线以南包括22线的各煤层均为低中灰、中等挥发分、特低磷、砷特高热值JM（25）焦煤。M22煤层为中灰分、中等挥发分特低磷、砷特高硫、特高热值煤。20线M7煤层以下至22线以南（包括22线），M7M22煤层浮煤为中等灰分、中等挥发分、特低硫、磷、砷特高热值煤JM（25）。四、化学性质1、各煤层煤质指标总体变化特征M7煤层灰分最高、发热量最低，其余各煤层灰分、发热量变化不大；浮煤挥发分产率自上而下呈现下降趋势，M22煤层又略有回升，粘结指数则逐渐增大；M7M16煤层全硫含量均小，M21、M22硫分剧增；M11煤层磷分最高，M15、M21煤层磷分最低，磷分值变化较大；各煤层煤灰熔融性总体较高，其中M9煤层最高，其余煤层相差不大；视密度与浮煤回收率基本互相对应，视密度低浮煤回收率高，反之浮煤回收率则低，M9煤层浮煤回收率相对较高。2、化学组分各煤层的煤质指标见表15。主要煤层煤质指标一览表表15煤层名称项目原浮煤别M7M9M11M15原煤1101086099093309211610730941521214水分MAD浮煤0951082091088306612209030901060984原煤33751204723862222318662836234631587287321564灰分AD浮煤26351152620941857314291875162431207167613494原煤29901275829122858324992895271632534301326844挥发分VDAF浮煤28391267027592718322432816254732307282525074全硫ST,D原煤0411016040026301304703020130710354浮煤0281015025021301504102820150440264原煤001000210015200140024001920006000700072磷分PD浮煤0005002400142001000240017200042原煤22971269228122756324892917270032543305628184QGR,DMJ/KG浮煤26331283230822926329163082301033019321331484发热量QNET,DMJ/KG原煤22161260127172664324072821261032459296027264主要煤层煤质指标一览表续表15煤层名称项目原浮煤别M16M21M22原煤070131100308012610141061201132水分MAD浮煤074091084307810008840810820812原煤170826052170319672804240142209266924392灰分AD浮煤138016931493313162121168041197168714422原煤244826242558323642809250842623265326382挥发分VDAF浮煤228024982396322352666238342527253625322原煤032045037302322013441392531962全硫ST,D浮煤032048038302417009440851611232原煤0011001300122000700110009200161磷分PD浮煤00102000200070004200071原煤262029692803325832872272142615276526902QGR,DMJ/KG浮煤296831413070328923176303543023321231172发热量QNET,DMJ/KG原煤253328742713325012777263922529267426012五、水文地质本区所处地貌属构造剥蚀侵蚀中低山地貌。地层岩性主要由碎屑岩及可溶岩组成。受构造控制，山脊、谷地的排列方向与主要构造线及地层走向大体一致，呈北东北北东延伸展布。由于本区地处XX师宗弥勒大断裂带附近，受其活动影响，构造相对复杂，地形切割较深，沟谷发育，地形地貌有利于地表水及地下水排泄。本区气候属亚热带高原季风气候区。冬春干燥多雾,夏季多雨湿润、旱、雨两季分明。年平均降水量10937MM，510月为雨季，降水量占全年降水量的80左右。六、其他开采技术条件（一）瓦斯（1）瓦斯等级根据云南省地质矿产局地质一大队1993年对补木勘探区进行的详查勘探工作以及云南省一四三煤田地质勘探队2005年10月至12月对XX煤矿进行的地质补充勘查工作中对位于矿区范围内的钻孔所取煤层瓦斯样分析，M7、M15、M16、M21和M22煤层瓦斯含量为1370、449、858、1151、660CM3/GDAF，转成原煤瓦斯含量再结合煤科总院XX分院对M9和M11煤层的原始瓦斯含量测定结果，总结出矿区范围内各个煤层瓦斯含量如表16所示。各个煤层瓦斯含量一览表表16煤层M7M9M11M15M16M21M22含量（M3/T）8931036774347663863492另外，为了更多地了解XX煤矿的瓦斯赋存情况，设计方对邻近几个生产矿井瓦斯涌出情况进行了调查，调查结果为XX煤矿邻近矿井均为高瓦斯矿井。由地质勘探瓦斯样分析结果及实际调查数据可以看出，XX煤矿估计属煤与瓦斯突出矿井。七、矿井通风概述根据煤层赋存情况和开采技术条件，本矿井采用斜井开拓。矿井移交生产时，首采区为一采区，在M11煤层布置一个综采工作面进行回采，另外安排四个掘进工作面为采煤工作面接替和大巷延伸作准备。矿井采用中央并列式通风系统，主、副斜井进风，回风斜井为专回风井。回风斜井井口坐标为X2814537879Y35421721276回风斜井服务于F5断层以西设计开采区域，服务年限约489年。XX煤矿为新建矿井，不存在塌陷漏风情况，且属于煤与瓦斯突出矿井，为有利于瓦斯管理，设计采用机械抽出式通风，在进行瓦斯抽放后通过负压风流释放矿井瓦斯。矿井移交生产时的通风系统采煤工作面通风系统地面新鲜风流主、副斜井井底车场采区轨道大巷采区轨道大巷绕道车场通风行人斜巷1101工作面运输巷回采工作面切眼1101工作面回风巷1101工作面回风巷与回风斜井联络巷回风斜井风硐地面。轨道大巷掘进工作面通风系统井底车场采区轨道大巷轨道大巷掘进工作面采区轨道大巷与采区回风大巷联络巷采区回风大巷回风斜井风硐地面。工作面巷道掘进工作面通风系统井底车场采区轨道大巷通风行人斜巷1101工作面回风巷掘进面1101工作面回风巷采区回风大巷回风斜井风硐地面。另一路井底车场水平轨道大巷通风行人斜巷1101工作面轨道巷掘进面1101工作面轨道巷采区回风大巷回风斜井风硐地面。第三节井田开拓及采区划分一、工业场地位置的选择按照2005年省煤炭工业局审查批准的XX煤矿新建450KT/A初步设计，煤矿工业场地选择在贾古德村旁边。二、开拓方案按照XX煤矿审查批复的初步设计方案，煤矿设计采用斜井开拓。在贾古德村以西、20号勘探线以南沿煤层走向平行掘进主斜井、副斜井和回风斜井。主斜井和副斜井井口标高均为183200M，风井标高为182800M，三条井筒的方位角均为28，倾角均为23。主斜井采用大倾角胶带输送机提升原煤，同时用于进风。副斜井装备JK25220型单筒绞车，用于提升矸石、下放材料、升降设备及人员，以及敷设排水、洒水管路，并用于进风，回风斜井是矿井的专用回风斜井。矿井共划分两个水平进行开采一水平1615M，二水平1520M。一水平采用明斜井开拓，三条斜井掘进至相应标高后，落平或开口掘进一水平回风大巷、运输大巷和轨道大巷。二水平采用暗斜井延伸开拓，分别由回风斜井掘进回风暗斜井、由副斜井掘进轨道暗斜井、由主斜井掘进胶带暗斜井，然后分别由回风暗斜井掘进二水平回风大巷、由轨道暗斜井掘进二水平轨道运输大巷、由胶带暗斜井掘进二水平运输大巷，上述大巷主要沿岩层走向布置。上述轨道大巷中均铺设22KG/M轨道、运行5T矿用防爆蓄电池机车牵引矿车完成辅助运输，运输大巷和工作面运输斜巷中均铺设胶带输送机运送煤炭。一水平划分三个采区；二水平划分为三个采区。矿井7层可采煤层属近距离缓倾斜煤层群，根据煤层赋存特点及各煤层层间距，设计考虑将上述可采煤层分为两组，M7、M9和M11煤层为一组，M15、M16、M21和M22煤层为一组，各组内进行联合布置开采。开采一水平时，回风斜井至1615M标高后落平后布置回风联络石门，然后再由回风联络石门沿煤层走向布置一水平岩石回风大巷；副斜井至1615M水平通过平车场落平后布置一水平井底车场及硐室，然后沿M11煤层顶板布置一水平轨道大巷及胶带运输大巷。开采二水平时，二水平轨道大巷和运输大巷沿M21煤层布置，回风大巷沿M15煤层布置，所有大巷均考虑沿岩层走向布置。支护形式开拓、准备巷道采用锚、网、锁喷漿支护；回采巷道采用锚、网、锁支护。三、采区划分及开采顺序矿井一水平划分为三个采区，一水平运输大巷以东、1615M标高以下为一采区；主、副井筒以东、贾古德村北东为二采区；交一河以西为三采区。矿井二水平划分为三个采区，二水平运输大巷以东、1520M标高以下为四采区；交一河以西为五采区；下XX村和中XX村之间区域为六采区。采区开采顺序采用前进式，即先采一水平井底车场附近的一采区，后采距井底车场较远的二采区，并依次类推。四、采区布置、采煤方法及工艺根据开拓布置，矿井投产采区为一采区。采区布置如下回风斜井在1672M标高开凿回风石门后转向沿岩层倾向掘进一采区回风大巷；副斜井在1615M标高落平后掘进井底车场，然后以后石门揭穿M11煤层，沿M11煤层顶板掘进一采区轨道大巷和一采区胶带运输大巷。工作面巷道即由上述三条大巷开口布置，贯穿工作面巷道形成回采工作面。工作面布置方式为单巷布置，工作面长度120M。根据矿井煤层赋存情况，设计采用倾斜长壁式采煤法开采，工作面采用综采回采工艺。设计工作面采用双滚筒采煤机割煤，割煤方式为双向割煤，采煤机的进刀方式采用不留三角煤端部斜切进刀。采煤工作面采用刮板输送机运输，采煤机骑溜滑行，采煤机滚筒装煤，液压推溜器推移刮板输送机。采煤工作面使用掩护式液压支架支护顶板，全部陷落法管理顶板。第四节矿井设计生产能力和服务年限一、矿井工作制度矿井设计年工作日330天，采用“三八”工作制，每天三班作业，两班采煤，一班准备，每天净提升时间16小时；掘进为三班生产。二、矿井设计生产能力根据云南XX煤矿修改的矿井开拓方案，设计确定矿井生产能力为450KT/A。三、矿井服务年限全矿井服务年限为489A。其中一水平即1600M水平的服务年限为196A；二水平即1520M水平的服务年限为293A。第二章矿井瓦斯抽放可行性研究第一节煤层瓦斯基础参数为了全面掌握XX煤矿煤层瓦斯情况，为矿井瓦斯抽放工程和瓦斯治理提供依据，根据XX煤矿目前的开拓开采情况和具备的条件，对XX煤矿各煤层进行了瓦斯基础参数测测定。根据煤炭科学研究总院XX分院为XX煤矿所作的矿井瓦斯基础参数测定，M9和M11煤层瓦斯基本参数实测值如表21。瓦斯基本参数实测值表21参数名称对象煤层参数值M9208MPA煤层原始瓦斯压力M11220MPAM91036M3/T煤层瓦斯含量M11774M3/TM9249M3/T残存瓦斯含量M11213M3/TM9A/28871M3/TB/0643MPA1瓦斯吸附常数M11A/20923M3/TB/0577MPA1M9005M3/T煤的孔隙率M11003M3/TM910871314M2/MPA2D煤层透气性系数M110405M2/MPA2DM900379D1钻孔瓦斯流量衰减系数M110013200352D1第二节矿井瓦斯储量瓦斯储量一般是指井田开发过程中能够向矿井排放瓦斯的煤层包括不可采煤层及围岩所赋存的瓦斯总量，其计算公式为21321WK式中WK矿井瓦斯储量，MM3；W1可采煤层的瓦斯储量之和，MM3；22INIXA11A1I矿井第I个可采煤层的煤炭储量，MT；X1I第I个可采煤层的瓦斯含量，M3/T；W2可采煤层采动影响范围内的不可采邻近煤层的瓦斯储量之和，MM3；23INIXA212A2I可采煤层采动影响范围内第I个不可采邻近煤层的煤炭储量，MT；X2I可采煤层采动影响范围内第I个不可采邻近煤层的瓦斯含量，M3/T；W3受采动影响的围岩瓦斯储量，MM3；24213WKK围岩瓦斯储量系数，计算时将不可采薄煤层及其它煤线在这里一并考虑，取K015。可抽瓦斯量是指矿井瓦斯储量中能被抽出的瓦斯量，其计算公式为2510/KKC式中WKC矿井可抽瓦斯量，MM3；K矿井瓦斯抽放率，。按照我国目前抽放瓦斯的实际水平，结合本矿抽放所采用的方法，K取30。矿井瓦斯储量计算水平范围包括整个矿井，根据上述计算方法和公式，计算得本矿井瓦斯储量及可抽量结果，计算结果详见表22。第三节矿井瓦斯涌出量预测目前，我国用于回采工作面瓦斯涌出量预测的方法有二类分源预测法和统计预测法。分源预测法，它根据回采工作面瓦斯涌出来源及来源涌出规律并结合煤层开采技术条件、煤层瓦斯赋存参数来计算回采工作面瓦斯涌出量，适应于各种采煤瓦斯储量及可抽量汇总表表22煤层煤炭储量万T平均瓦斯含量M3/T瓦斯储量MM3可抽量MM3M77410489366171985M928691036297238917M111535774118813564M15154434753581607M16148766398592958M211735863149734492M22177249287182615围岩及不可采邻近层130693921合计10019830059方法的回采工作面瓦斯涌出量预测，实践经验表明只要选取的预测参数合理，可以取得较高的预测准确率。统计预测法则要求被预测的回采工作面在开采方法、煤层赋存条件、瓦斯地质条件与样本工作面相同或相似，否则，预测准确率难以保证。XX煤矿尚处于新井建设阶段，不具备相应的可参考瓦斯涌出数据，根据矿井拟采用的开采方法以及煤层的赋存条件分析，矿井正式生产时矿井瓦斯涌出来源主要有采掘工作面瓦斯涌出、邻近层包括围岩瓦斯涌出以及工作面回采后采空区的瓦斯涌出，因此采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量进行预测。XX煤矿的可采煤层有M7、M9、M11、M15、M16和M21煤层，矿井设计生产能力为450KT/A。开拓规划表明一水平布置两个采区，二水平布置四个采区；M11煤层为矿井首采层。矿井达产时拥有一个回采工作面和四个炮掘工作面保证矿井产量为450KT/A。单独开采M11煤层时在首采层内布置一个工作面，M9和M11煤层交替回采时在M9或M11煤层交替布置一个回采工作面，工作面均采用全部跨落法管理顶板。一、回采工作面瓦斯涌出量计算根据其生产能力、工作面布置方式以及煤层的开采顺序，本矿井瓦斯涌出量预测分两个时期进行预测一是单独开采M11煤时回采工作面瓦斯涌出量预测；二是M9和M11煤层交替开采时回采工作面瓦斯涌出量预测。薄煤层及中厚煤层不分层开采时，回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层含围岩和邻近层瓦斯涌出的计算公式为26ICIINICXKMXKQ010321式中Q1回采工作面瓦斯涌出量，M3/T；K1围岩瓦斯涌出系数；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数；K3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数；利用长壁后退式回采时，系数K3按下式确定27LH2L回采工作面长度，M；H巷道瓦斯预排等值宽度，M；M0开采煤层厚度，M；M煤层开采厚度，M；X0开采煤层原始瓦斯含量，M3/T；XC开采煤层煤的残存瓦斯含量，M3/T；MI第I邻近层煤厚，M；XI第I邻近层原始瓦斯含量，M3/T；XIC第I邻近层残存瓦斯含量，M3/T；KI第I邻近层的瓦斯排放率，KI与邻近层至开采层的间距有关；可按图21确定或按下式计算当采高小于45M的条件，KI按下式计算或按图21选取。PIIH128式中第I邻近层与开采层垂直距离，M；H受开采层采动影响顶、底板岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸P压瓦斯的岩层破坏范围，M。图21邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线1上邻近层，2缓倾斜煤层下邻近层，3倾斜、急倾斜煤层下邻近层由矿井开拓方案可知，本矿井为煤层群开采，M11煤层作为保护层首先开采，然后与M9煤层交替布置回采工作面。在受开采层采动影响范围内，其上下邻近关系表述如下当开采M11煤层时，M7和M9煤层为其上邻近层，下邻近煤层为M13和M15煤层；当M9煤层开采时，上邻近层为M6和M7煤层，下邻近煤层为M11煤层采空区和M13、M15煤层。所以计算M9和M11煤层中工作面瓦斯涌出量均包括两个上邻近层、两个下邻近层和围岩瓦斯。则当两个煤层中工作面分别回采时的邻近层关系及HI数值如表23和24所示M11煤层回采时邻近层关系参数数值表表23邻近煤层M7M9M13M15邻近层类型上邻近层上邻近层下邻近层下邻近层平均距离HIM4576185912141922排放率KI046086053038M9煤层回采时邻近层关系参数数值表表24邻近煤层M6M7M13M15邻近层类型上邻近层上邻近层下邻近层下邻近层平均距离HI（M）3653233530773953排放率KI05970770200010经计算得单独开采M11煤层时，M11煤层工作面瓦斯涌出量结果详见表25。M11煤层工作面瓦斯涌出量预测结果表25瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计预测方法日产量（T）M3/TM3/MINM3/TM3/MINM3/TM3/MIN分源法1363646055732004189726092471根据表25可知单独开采M11煤层时，回采工作面相对瓦斯涌出量为2609M3/T，绝对瓦斯涌出量为2471M3/MIN。在M9和M11煤层中交替回采时，M11煤层工作面瓦斯涌出量同表23一样；M9煤层工作面瓦斯涌出量通过计算如表26所示M9煤层工作面瓦斯涌出量预测结果表26瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计预测方法日产量（T）M3/TM3/MINM3/TM3/MINM3/TM3/MIN分源法136364119113141134260246备注因为开采M11煤层时对M9煤层及其它邻近层有卸压作用，故在计算M9煤层工作面涌出量时，去除了已经释放的瓦斯。根据表26可知，M9和M11煤层交替回采时，在M9煤层中进行工作面回采时，回采工作面相对瓦斯涌出量为260M3/T，绝对瓦斯涌出量为246M3/MIN。二、掘进巷道瓦斯涌出量掘进巷道瓦斯涌出量包括掘进巷道煤壁瓦斯涌出量和掘进落煤的瓦斯涌出量，计算公式如下2912Q1002XVSLVD式中Q2掘进巷道瓦斯涌出量，M3/MIN；D巷道断面内暴露煤面的周边长度，M；V巷道平均掘进速度，M/MIN；L巷道长度，M；Q0煤壁瓦斯涌出初速度，M3/M2MIN；本矿井无实测值可用，故按下面经验式计算210020160426XVDAFVDAF煤的挥发份含量，；S掘进巷道断面积，M2；煤的密度，T/M3；其余符号同前。根据以上相关参数，计算得XX煤矿掘进工作面瓦斯涌出量预测结果，详细如表27所示。XX煤矿掘进工作面瓦斯涌出量预测值表27瓦斯涌出量M3/MIN准备工作面掘进头瓦斯含量M3/T巷道长度M掘进速度（M/MON）煤壁落煤合计回风炮掘820119027146M11煤层工作面运输炮掘774850122033155回风炮掘848059005064M9煤层工作面运输炮掘1036930150061001062单独开采M11总计602M9和M11交替回采总计427根据表27可知XX煤矿在单独开采M11煤层时M11煤层的四个掘进工作面瓦斯涌出量为602M3/MIN，M9和M11煤层交替回采时M9和M11煤层共四个掘进工作面瓦斯涌出量为427M3/MIN。三、矿井瓦斯涌出量矿井的瓦斯涌出量按下式计算2110122140AQKQNJJIIK式中QK矿井瓦斯涌出量，M3/T；K1生产采区内采空区瓦斯涌出系数；K2已采区采空区瓦斯涌出系数；Q1I第I个回采工作面的瓦斯涌出量，M3/MIN；Q2J第I个掘进工作面的瓦斯涌出量，M3/MIN；A0矿井平均日产量，T。根据相关实际参数，按上述式子计算出的XX煤矿单独开采M11煤层时期和M9和M11煤层交替开采时期瓦斯涌出量预测结果，详如表28所示。XX煤矿瓦斯涌出量预测值表28瓦斯涌出量矿井合计达产时期矿井平均日产量T回采M3/MIN掘进M3/MIN采空区M3/MIN相对量M3/T绝对量M3/MIN单独开采M111363642471602338868236461交替时在M9煤中回采13636424642774814941415交替时在M11煤中回采1363642471427319564346093第四节瓦斯抽放必要性和可能性一、瓦斯抽放必要性原则从安全生产的角度考虑，当一个矿井、采区或工作面的绝对瓦斯涌出量大于通风能允许的瓦斯涌出量时，就要抽放瓦斯。矿井瓦斯抽放管理规范（以下简称规范）从安全和经济上的诸多因素综合考虑规定，凡有下列情况之一的矿井，必须建立瓦斯抽放系统开展抽放工作1、一个采煤工作面的瓦斯涌出量大于5M3/MIN或一个掘进工作面瓦斯涌出量大于3M3/MIN，用通风方法解决瓦斯问题不合理的。2、矿井为煤与瓦斯突出矿井。3、矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的矿井绝对瓦斯涌出量大于40M3/MIN；年产量1015MT的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于30M3/MIN；年产量0610MT的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于25M3/MIN；年产量0406MT的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于20M3/MIN；年产量小于或等于04MT的矿井，矿井绝对瓦斯涌出量大于15M3/MIN。3、开采具有煤与瓦斯突出危险煤层的。4、建立永久瓦斯抽放系统的矿井，同时应具备瓦斯抽放量可稳定在2M3/MIN以上和瓦斯资源可靠、储量丰富，预计瓦斯抽放服务年限在10年以上两个条件。二、本矿井抽放瓦斯必要性分析1、回采工作面抽放瓦斯的必要性分析XX煤矿无论是在单独开采M11煤时还是在M9和M11煤层交替回采时M11煤层的回采工作面瓦斯涌出量达2471M3/MIN，随着向更深部的开拓工作面瓦斯涌出量将进一步加大，将远远超过规范规定绝对涌出量5M3/MIN的界限，即使不考虑瓦斯涌出不均衡系数工作面所需配风量也超过1700M3/MIN。XX煤矿地压比较大，巷道变形严重，目前工作面配风量只能达到1000M3/MIN左右。因此根据矿井初步设计报告中的工作面配风量来看，要想单靠风量来解决工作面瓦斯问题存在困难，为保证矿井安全生产并达到到设计的产量，回采工作面进行抽放瓦斯是必要的；在M9和M11煤层交替回采单独开采M9煤层时，工作面大部分瓦斯在开采M11煤层时已被释放，回采工作面瓦斯涌出量仅为246M3/MIN，所以根据规范规定绝对涌出量5M3/MIN的界限，M9煤层回采工作面可不进行抽放，但在回采时如遇到地质构造瓦斯涌出量增大通风解决不合理的情况下也需要采用抽放解决瓦斯。2、掘进工作面抽放瓦斯的必要性分析在设计的掘进速度下，当掘进工作面通风能力小于稀释瓦斯所需的风量，即下式成立时，抽放是必要的。212CKQ6710式中Q0掘进工作面设计通风能力，M3/S；Q掘进工作面瓦斯涌出量，M3/MIN；K瓦斯涌出不均衡系数，K15；C煤矿安全规程允许的工作面瓦斯浓度，取C1；经过对矿井瓦斯涌出量的预计，XX煤矿的掘进工作面抽放必要性判别见表29。掘进工作面抽放必要性判别表表29掘进头类型掘进速度M/MONQM3/MINQ0M3/SQ0Q146667否155667否064667否炮掘150062667否由本矿井掘进头配风情况（上表）可以看出XX煤矿掘进头配风为400M3/MIN的条件下，炮掘工作面按上式来看目前无需抽放，而且掘进面绝对涌出量也未超过规范所规定的3M3/MIN允许值以上，但M9煤层经煤炭科学研究总院XX分院鉴定为突出煤层，在矿井实际煤巷开拓掘进过程中的瓦斯涌出的情况来看，放炮后经常出现瓦斯浓度超限的情况，而且在施工瓦斯排放孔时经常发生顶钻、夹钻和喷孔情况，虽然在开采M11煤层后对M9煤层瓦斯起到了释放作用，但考虑到M9煤层为突出煤层，从安全生角度出发，在遇到地质构造瓦斯涌出量增大时，可考虑采取抽放措施解决瓦斯超限问题；M11煤层作为M9煤层的保护层，是本矿井的首采煤层，经煤炭科学研究总院XX分院鉴定为突出煤层，又因M11煤层离M9煤层比较近，平均间距不到20M，故在M11煤层掘进时瓦斯涌出量会比较大，所以建议M11煤层掘进工作面进行抽放。综上所述，结合XX煤矿的实际生产情况以及考虑未来10年的生产规划，由于XX煤矿煤层地质条件较复杂，遇到地质构造可能会出现瓦斯涌出量突然增大现象，所以M9煤层掘进工作面可视情况而定是否进行掘进面预抽，而对于M11煤层掘进工作面瓦斯进行抽放是必要的。三、瓦斯抽放的可能性1、开采层瓦斯抽放的可能性开采层抽放瓦斯的可能性，是指煤层在天然透气性条件下进行预抽的可能性。衡量其可抽性的指标，一个为煤层的透气性系数、一个为钻孔瓦斯流量衰减系数，据此指标将煤层预抽瓦斯的难易程度进行分类，如表210所示。开采层预抽瓦斯难易程度分类表表210抽放难易程度指标钻孔瓦斯流量衰减系数D1煤层透气性系数M2/MPA2D容易抽放000310可以抽放00030051001较难抽放00501根据煤炭科学研究总院XX分院为XX煤矿所作的矿井瓦斯基础参数测定，本矿井实测的瓦斯抽放指标参数为钻孔瓦斯流量衰减系数M900379D1M110013200352D1煤层透气性系数M910871314M2/MPA2DM110405M2/MPA2D；将此煤层抽放指标对照表28可知，XX煤矿M11和M9煤层从钻孔瓦斯流量衰减系数和煤层透气性系数来判定属于可以抽放煤层。可以认为XX煤矿的煤层属于可以抽放煤层，但需采取一些经证实有效的强化抽放措施以取得预期抽放效果，因此对XX煤矿M11煤层（包括M9煤层需要抽放时）进行煤层瓦斯抽放是可行的。2、邻近层瓦斯抽放的可行性由XX煤矿开拓计划表明，矿井正式投产后M11、M9煤层为主采层，M11煤层为首采煤层。M11煤层有较多的邻近层，其层间距均在卸压影响范围内，受M11煤层回采的影响，邻近煤层的透气性不同程度地增加，并且M7、M9、M13和M15煤层距离主采煤层比较近，回采时采取施工钻孔或者其他有效的措施对邻近层瓦斯进行抽放是可行的，还能在一定程度上解决邻近煤层瓦斯向回采工作面涌入的问题，因此单独开采M11煤层时，M11煤层回采时对邻近层进行瓦斯抽放是可行的；M9煤层工作面回采时，在受M11煤层回采影响的区域内，由于下邻近层M11煤层已采，使得M9煤层及其邻近层瓦斯大部分释放，M9煤层上下邻近层的瓦斯涌出量较小，所以M9煤层回采时可不用考虑邻近层抽放。3、采空区瓦斯抽放的可能性XX煤矿建设完成投产后，在单独开采M11煤层时，M11煤层工作面回采过程中采空区内丢失的煤炭将解吸一部分瓦斯，加上XX煤矿的回采方法采用一次采全高、全部跨落法管理顶板，上下邻近煤层较多且层间距离比较小，而且上邻近层M9煤层瓦斯含量较高，邻近层和围岩受采动影响，卸压瓦斯必定通过采空区冒落产生的裂隙涌向采空区，故XX煤矿在单独开采M11煤层时对M11煤层工作面的采空区进行瓦斯抽放是可行的，其它矿井实践证明采空区瓦斯抽放得到良好的抽放效果；在M9和M11煤层交替回采时，M9煤层回采工作面大部分瓦斯被M11煤层回采时释放