设计能力150KT年煤矿抽放设计说明

1、恒鼎公司富源县大河村祥 达 煤 矿 抽 放 设 计说 明 书（设计能力150kt/a，拟建规模600kt/a）盘江煤电（集团）煤矿设计研究院二零一零年二月恒鼎公司富源县大河村祥 达 煤 矿 抽 放 设 计说 明 书（设计能力150kt/a，拟建规模600kt/a）总工程师： 院 长： 参 加 设 计 人 员 名 单设计人员姓名职 称任 务签 名黄 明工 程 师设 计周学勇高级工程师审 核陈伟才工 程 师审 核龚昌泽高级工程师审 核目 录前 言.7第一章 矿井概述9第一节 矿井地理位置.9第二节 交通情况.9第三节 地形地貌.9第四节 气象及气候10第五节 地震10第六节 主要自然灾害11第二章

2、 安全条件14第一节 含隔水层水文地质14第二节 断层带、构造破碎带水文地质16第三节 水源、电源17第四节 煤层及煤质17第五节 煤尘爆炸性、自燃发火倾向性、煤与瓦斯突出.20第三章 矿井开采概况21第一节 地质资源量21第二节 矿井年产量及服务年限22第三节 开拓方式22第四节 井筒布置22第四章 矿井瓦斯预测23第五章 抽放方法设计29第一节 瓦斯抽放必要性和可行性29第二节 瓦斯抽放方法选择31第三节 回采工作面钻孔抽放32第四节 掘进工作面抽放.35第五节 采空区抽放.37第六节 抽放时间39第七节 留管抽放注意事项39第六章 瓦斯治理计算40第一节 瓦斯涌出量预计情况40第二节 采

3、掘期间的瓦斯治理预算40第七章 瓦斯抽放规模及设计范围42第一节 可抽瓦斯量和抽放年限42第二节 瓦斯抽放规模45第三节 设计范围45第八章 瓦斯抽放管路系统设计45第一节 瓦斯抽放管路敷设路线45第二节 瓦斯抽放管路选型46第九章 瓦斯抽放泵选型及验证52第一节 瓦斯抽放泵选型52第二节 抽放管路及附属设施的安装61第三节 瓦斯管路的敷设及质量61第四节 瓦斯抽放泵站要求62第十章 环境保护64第一节 抽放瓦斯工程对环境的影响64第二节 污染防治措施65第三节 抽放站绿化65第十一章 抽放瓦斯措施65第一节 钻孔施工技术安全措施65第二节 瓦斯抽放组织管理68第三节 钻机操作规程78第四节

4、抽放瓦斯观测工操作规程.79第五节 抽放瓦斯泵司机作业操作规程81第六节 瓦斯抽放工职责84附件：1、抽放管网布置设计平面图2、放水器设计图3、分流器设计图4、除渣器设计图5、抽放系统弯头设计图6、抽放系统三通设计图7、祥达煤矿抽放系统材料计划表前 言祥达煤矿地处富源县大河矿区，行政区划属于大河乡白马村委会。经云南祥达建工集团有限公司富源县祥达煤矿矿界范围变更后，矿区面积2.05km2，生产能力增扩为15万吨/年，拟建规模60万吨/年。拟定开采深度为+1995m+1400m。祥达煤矿位于富源县城南东131、距县城直距约11km处，富源兴义公路纵贯矿区西测，从瓦窑山及大河两地均有简易公路直达矿区

5、，约3 km，距大河洗煤厂约7km。矿井设计生产能力为150kt/a，矿井服务年限38.8a，其中：一10.9a，二水平27.9a。安全专篇设计矿井风量为1956m3/min，选用bdk40615型对旋式轴流风机，其技术特征为：风量1651 m3/s，风压为981746pa。实际选用fbcdz-6-no19b型主要通风机，电机功率1852kw，风量47.3105 m3/s，风压为9903740pa ，现场实际风量矿井4400 m3/min、采煤工作面1321m3/min、掘进工作面280m3/min根据安全专篇资料显示，井田范围内m4+1#、m7#煤层最大瓦斯含量分别为10.18、10.71

6、m3/t煤，为了减轻工作面的通风和安全压力，贯彻执行“应抽尽抽、先抽后采、煤气共采的原则，确保矿井安全生产，对祥达煤矿进行矿井抽放方案设计。一、编制本设计的依据1、矿井开采设计手册2、煤矿安全规程3、煤安监司函综合【2008】24号附件防治煤与瓦斯突出规定4、中华人民共和国国家标准gb 50471-2008煤矿瓦斯抽采工程设计规范5、中华人民共和国安全生产行业标准aq 1027-2006煤矿瓦斯抽放规范6、中华人民共和国安全生产行业标准aq 1026-2006煤矿瓦斯抽采基本指标7、祥达煤矿安全专篇8、祥达煤矿的通风、生产、瓦斯地质等相关资料。二、设计的主要技术经济指标1、矿井设计生产能力：1

7、50kt/a，规划规模600kt/a，2、设计抽放瓦斯量：35.01m3/min三、存在问题及建议祥达煤矿在煤层瓦斯基本参数方面（煤层瓦斯压力、煤层瓦斯含量、煤层透气性系数、钻孔瓦斯流量衰减系数等）缺乏必要的基础数据，今后的工作中要进行相关数据的测定和总结，为瓦斯抽放提供必要的科学依据。第一章 矿井概述第一节 矿井地理位置祥达煤矿地处富源县大河矿区，地理座标：东径10419001042000；北纬253515253630，面积2.05 km2，煤矿北以拐点9、10连线为界；南以拐点1、2、3、4、5、6、7、8、13、14连线为界，东以拐点10、11、12、13连线为界；西以拐点8、9连线为界

8、。矿井走向长约2.33km，倾斜宽约0.541.68km，面积约2.05 km2。矿区拐点坐标如下：拐点坐标表格拐点xy拐点xy1283139335432523828323013543134622831895354324789283367435431354328326213543273910283367235432517428325073543195111283321035432525528325923543175312283275035433022628326853543154913283139435433016728323153543142614283143635432896矿区面积：2.

9、05km2开采深度：+1995m+1400m标高第二节 交通情况祥达煤矿位于富源县城南东131、距县城直距约11km处，富源兴义公路纵贯矿区西测，从瓦窑山及大河两地均有简易公路直达矿区，约3km，距大河洗煤厂约7km。交通较为便利。第三节 地形地貌矿区地貌属低中山区，地形及地貌特征主要受制于地质构造。总体上，由两个高低不同的山脊（梁）和两个沟谷相间排列组成，山脊和沟谷的延展方向与地层走向基本一致，总体呈近南北向。山脊高地由下三叠统永宁镇组的泥灰岩组成，其两侧陡坡为下三叠统飞仙关组砂页岩及少量泥灰岩组成，稍小山包定向排列相互连接构成次级山脊或台地，多为下三叠统卡以头组砂页岩组成，缓坡及低凹山脚主

10、要为上二叠统煤系地层组成。区内地势总体上东高西低，中部高、南北低。最高点位于鹦哥咀山峰，海拔2091.40m，最低处为硐山矿北的山沟，标高约为1800m，相对高差291.40m。第四节 气象及气候矿区为北亚热带半湿润气候区，冬寒夏凉，据富源县气象站常年观测统计资料：气温：最高气温34.9c，最低气温零下11c，年平均气温13.8c，无霜期240天。雨量：年平均雨量1093.7mm，其中雨季（510月）降雨量占全年降水量的86.5%。冬春干燥，夏秋多雨湿润。风向：主导风向为东南风。区内灾害性气候频繁，主要有霜冻、冰雹、干旱、洪涝、低温等。第五节 地震 矿区内无直接地震记录资料。据历史记载，邻富源

11、城区200km范围内，曾先后于1537年、1833年和1856年发生过三次5级以上的破坏性地震。近十余年来，无破坏性地震也时有发生，仅1978年上半年就曾发生三次小地震（2月6日罗平27级，2月14日富源城北27级，6月10日富源北西31级）。富源被划为地震裂度7度区。根据云建抗（1993）年44号文，区内地震烈度按7度进行设计。第六节 主要自然灾害一、地表水矿区内无地表水系，仅矿区外西南有打羊沟和黑路山煤矿广场沟谷有小溪，但水量很小，干旱时则干枯，是排泄地表水和地下水的主要渠道。从大的范围上论述，矿区属珠江水系。流经矿区南侧（直距2km）的大河（块择河上游），海拔1688m，汇集喜旧溪河后注

12、入南盘江。由于矿区内周围区地势较高（1800m以上），各沟谷小溪流量受大气降水量限制。二、小窑开采情况本矿井开采范围属大河矿区硐山矿区深部，浅部有硐山煤矿，南部有黑路上、黑冲煤矿开采，东部(二号井开采范围浅部)老窑开采历史较长。由于矿区内因存在过去采煤时形成的采空区或老硐，由此，矿井必须对矿区内的小窑、采空区以及积水情况等进行详细调查，编制调查报告，并进行填图。切实掌握小窑开采情况，小窑采空区积水情况，要注意探放水工作，特别是在采空区或老硐附近采煤时，防止采空区积水及老硐积水的突然涌出。另外，还要注意在巷道中尚未查清的断层、陷落柱可能切穿上下含水层对开采的影响。小窑主要开采煤层浅部，多被采空，

13、均有积水。总之，小窑水害直接威胁着矿井的安全生产。老窑开采历史悠久，可能存在积水，为矿井间接充水因素，主要沿冒落裂隙渗入井下，对矿井有一定的水害威胁。因此、矿井在采掘期间必须坚持进一步加强水文地质工作，详细进行地表水、废弃小窑、采空区的调查。开采过程中进行矿井涌水量的实测和监测，坚持 “预测预报、有掘必探、先探后掘、先治后采”的原则。同时必须坚持“有疑必停”的原则。另外，还要注意在巷道中尚未查清的断层可能切穿上下含水层对开采的影响。三、煤层顶底板可采煤层的直接顶板一般为泥岩、炭质泥岩及含炭泥岩，厚度从0.03m至0.92m，一般为0.10m。顶板多为泥岩、粉砂质泥岩、粉砂岩。底板以泥岩为主，其

14、次为炭质泥岩，厚度小于1m。往下变为砂质泥岩并夹菱铁岩。采煤时应针对煤层顶底板情况采取相应的防护措施。四、瓦斯m4+1#、m7#煤层最大瓦斯含量分别为10.18、10.71m3/t，瓦斯含量大于10m3/t，属高级瓦斯区。在煤（岩）层倾角平缓的情况下，瓦斯含量随深度的增加而增高。可能导致瓦斯积聚，瓦斯爆炸等瓦斯事故灾害。五、煤尘煤尘一旦发生爆炸，可能导致以下危害：1、对人体危害：尘肺病、皮肤病、慢性中毒。2、煤尘参与爆炸：使人身受到伤害、破坏设备、毁坏矿井设施。3、加速机械磨损，减少精密仪器使用时间。4、降低工作场所能见度，工伤事故增多。六、煤层自燃煤炭自燃事故可能造成如下灾害：1、影响生产。

15、2、烧毁设备和煤炭资源。3、引起瓦斯、煤尘爆炸事故。4、产生大量有毒有害气体，引起工作人员中毒、窒息。5、封闭火区，冻结煤炭资源，扑灭火灾，造成人、财、物损失。七、煤与瓦斯突出煤与瓦斯突出事故可能造成如下灾害：1、摧毁井下巷道设施。2、破坏通风系统。3、造成瓦斯熏人及其爆炸事故。4、人员伤亡、财产损失，给煤矿安全生产带来严重威胁。八、水灾位于矿井东南部的二号井已开采浅部，区内采煤历史悠久，开采规模不大，深度一般为2030m，由于地表煤层露头以斜井方式掘进，沿煤层采煤为主，应注意防范。一号井开采范围内，因埋藏深无老窑开采情况。由于该矿存在老窑积水，采掘期间可能造成以下危害：1、影响生产、威胁采掘

16、工作面及矿井安全。2、淹井伤人，造成财产损失。第二章 安全条件第一节 含隔水层水文地质该矿水文地质调查范围适当大于地质填图范围，出露含（隔）水层组如下：永宁镇裂隙溶洞水含水层（t1y）：出露厚度大于172.34m，钻孔zk402首穿该层。岩性为钙泥质粉砂岩夹薄层灰岩，孔深69.0m出现漏水，6号泉出露在永宁镇组底界，流量3.31升/s，排泄该层地下水，为矿区内最大泉水。f15断层以西，该含水层分布于剥蚀堆积沟谷，接受地表水补给，于硐山村形成岩溶洼地。发育直径2m的落水洞，集地表水流补给地下水。34号下降泉群流量较大，1.35升/s。该地层为矿区主要含水地层。飞仙关组第二、三段弱裂隙含水层（t1

17、f2+3）：厚274.36m。由粉砂岩、细砂岩、泥岩组成。比t1f1粒度相对较粗。出露位置高，受降雨补给，泉水流量不大。0.3490.018升/s。钻孔揭露含水裂隙发育不深，未出现特殊水文地质现象。对矿床充水无直接影响。飞仙关组第一段隔水层（t1f1）：厚99.58m。由粉砂岩、泥岩及少量细砂岩组成。据zk1002、zk1401岩性统计，泥岩、粉砂岩百分比很高，单层厚度大，钻孔中含水裂隙发育不深，未出现特殊水文地质现象，隔水性好。卡以头组弱隙含水层（t1k）：厚132.55m，以粉砂岩为主，单层厚度大，次为细砂岩和泥岩。露头区接受大气降雨补给。泉水流量0.3740.014升/s。钻进中未出现特

18、殊水文地质现象，孔内含水裂隙欠发育，多为闭合裂隙。地表面裂隙率0.060.012。平均静止水位标高1889.19m。卡以头组底至m1+1煤层底隔水层：为泥岩、粉砂岩及m1+1煤层等软弱岩石组成，隔水性好，平均厚9.82m。长兴组龙潭组弱裂隙含水层（p21+c）：含煤地层平均厚288.30m，其中m19煤以上厚220.58m。以泥岩为主，次为粉砂岩，细砂岩及煤层。泥岩厚度百分比达65.30%，细砂岩厚度百分比最高值仅为13.20%。泉水流量0.0910.014升/s，多以浸出形式出露。各个钻孔均未出现特殊水文地质现象，含水裂隙不甚发育，以闭合裂隙为主。平均静止水位标高1876.32m。矿区各含水

19、层均接受大气降雨补给，以下降泉的形式于露头的泉处排泄出来。据硐山、黑路山、黑冲三个生产矿井流量长观资料，地下水动态变化受降雨控制，矿井最大流量出现在7月，最小流量出现在雨季到来之前的34月份。泉水流量也随季节而变化。区内降雨量虽然充沛，但因岩层渗透性差，且地形切割强烈，雨多以地表径流形式排出区外，故矿区地下水不丰富，各含水层水力联系不密切。第二节 断层带、构造破碎带水文地质煤矿区地处大水沟营上断裂（即f16断裂）与龙潭头新街断裂（即f18断裂）夹持间之北段。主体构造线由大水沟营上断裂（f16）、龙潭头新街断裂（f18）、跑马梁子背斜（b1）和鹦哥咀向斜（s1）组成，均呈近南北向展布。其它几条断

20、裂散落其中，组成勘区构造骨架。地层走向大致与主体构造线平行展布，地层倾角一般1030，且表现为南部地层倾角稍陡，2035间；北部地层倾角变缓为1015，属缓中倾斜煤层，含煤地层沿走向、倾向的产状有一定变化。综上所述，勘探区内构造属中等类型（第二类）。矿区内共发现褶曲1组（即b1、s1），大小断裂8条，其中，地层断距小于50m有6条（即f17、f52、f53、f54、f55、f78），地层断距大于50m者2条（即f16、f18），该2条断裂构成矿区东西边界；隐伏断裂5条，其中造成煤层重复者2条，造成煤层缺失者3条。主要断层有f15、f16、f18。1、f15断层位于矿区边界f16西侧。南北向展布

21、，属区域大断裂之一部分，地表断层迹线明显，破碎带宽15m，具有断层崖，并见长10m、宽7m的小坡立谷。由于西盘相对下降，永宁镇组与东盘的飞仙关组、卡以头组及含煤地层直接接触，断层两盘岩层富水性有明显差异。95号点测得断层以东地表水流经断层带全部漏入地下。但本断层远离储量计算边界，断层及西盘永宁镇裂隙溶洞水含水层对矿坑充水无影响。2、f16断层位于f15东侧平行展布，两断层间平距200m，夹持t1f、t1k、p21+c隔水层或弱含水地层。断层破碎带一般宽15m，但无泉水出露，两盘柔性弱含水地层限制了断层带的富水性，断层带富水性等同于围岩。3、f18断层属区域性大断裂之一部分，为南北向展布陡倾斜之

22、压扭性断裂带。断距160240m，破碎带明显，一般宽1050m，尚保持正常地层层序。地表调查断层带无大的断层泉出露，仅断层带旁侧有一些位置较高的小泉水。断层两盘都为柔性弱含水地层，断裂带富水性等同于围岩。f53、f54、f55为北东向展布的横断层，断距2030m，未延伸到煤系地层。f17发生在p2、p2l及p2c地层中，距20m，破碎带胶结紧密，对矿床水文地质条件无影响。第三节 水源、电源一、水源本矿井生活用水取自附近的山泉水，生产用水取自沉淀处理后的井下水。二、电源电源从大河变电站架10kv输电线至本矿，双回路建设按富源双回路总体规划实施。第四节 煤层及煤质一、含煤岩系本区含煤地层为晚二叠系

23、龙潭及长兴组，平均厚度288.65m。含煤地层中含煤层及煤线5055层，平均53层。煤层累计厚度24.6843.96m，平均33.73m，含煤系数8.914.1%，平均11.6%。其中，p2l1、p2l2、p2c的平均含煤系数分别为7.9%、18.1%、9.6%。二、可采煤层本区可采煤层共14层。其中，全区可采煤层8层（m2 、m3、m4+1、m7、m9、m13、m16、m19），大部可采煤层4层（m5、m10、m11、m15）局部可采2层（m2+1、m12）。现将矿区内可采煤层分述如下：m2#煤层：厚0.862.17m，平均厚1.28m，含一层泥岩夹矸，顶、底板均为泥岩。m21#煤层：厚0.

24、331m，平均厚0.72m，单一结构，顶、底板主要为粉砂岩。m3#煤层：厚0.751.82m，平均厚1.13m，含一层泥岩夹矸，顶、底板均为泥岩。m41#煤层：厚0.731.41m，平均厚1.15m，单一结构，顶、底板均为泥质粉砂岩。m5#煤层：厚0.21.15m，平均厚0.91m，单一结构，顶板为泥质粉砂岩、底板为粉砂岩。m7#煤层：厚1.683.65m，平均厚2.53m，含一层高岭石泥岩夹矸，顶、底板一般为泥质粉砂岩和粉砂岩。m9#煤层：厚1.072.34m，平均厚1.45m，含14层夹矸，顶、底板均为泥岩。m13#煤层：厚0.983.26m，平均厚1.96m，含一层高岭石泥岩夹矸，顶板为

25、泥质粉砂岩，底板泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁岩。m16#煤层：厚0.931.41m，平均厚1.09m，单一结构，顶板为泥质粉砂岩、粉砂岩，底板泥岩。煤层倾角1030。煤层特征表煤层编号煤厚（m）煤层平均间距（m）倾角（）煤层结构顶 底板岩性最小最大顶底平均m20.862.171030含1层夹矸泥岩泥岩1.28m210.3311030单一结构主要为粉砂岩。主要为粉砂岩。0.7214.02m30.751.821030含1层夹矸泥岩泥岩1.1314.02m410.731.411030单一结构泥质粉砂岩泥质粉砂岩1.1554.46m50.21.151030单一结构泥质粉砂岩粉砂岩0.91m71.683.6

26、51030含1层夹矸一般为泥质粉砂岩和粉砂岩一般为泥质粉砂岩和粉砂岩2.5320.9m91.072.341030含14层夹矸泥岩泥岩1.4519.46m130.983.261030含1层夹矸泥质粉砂岩泥质粉砂岩、粉砂岩、菱铁岩1.9637.2m160.931.411030单一结构泥质粉砂岩、粉砂岩泥岩1.09三、煤质1、物理性质和煤岩特征本区赋存中高挥发强粘结性煤类。顶部系气煤、肥煤，下部为焦煤，中间几乎为三分之一焦煤区，占可采煤层总厚度的68%。焦煤区完整分布在含煤地层下部，占可采煤层总厚度的32%。可采煤层煤质以中灰煤为主，部份为富灰煤；属中等、中高、高发热量煤。2、煤质特征煤质特征见煤质

27、特征表煤质特征见表煤层号madadvdaffcad牌号m21.0730.2933.9945.46jm0.7818.1433.4153.89m2+11.0629.8732.846.320.7519.1431.8755.13m31.1334.3933.2443.230.6519.2132.8253.72m4+11.132631.6149.810.7214.9830.6758.09m50.9724.6831.3850.690.7215.2331.1257.74m71.1917.4631.6555.90.749.7730.6261.86m90.9419.5529.57560.7412.5729.561

28、.07m150.8421.7526.4457.670.6714.3724.9963.17m160.7318.5527.0758.940.5412.726.5663.690.5922.032558.18第五节 煤尘爆炸性、自燃发火倾向性、煤与瓦斯突出1、煤尘爆炸性本区未做煤尘爆炸试验工作，且相邻同煤类矿区无煤尘爆炸试验测试资料可类比。但根据煤质分析结果，煤尘爆炸性指数均大于29%，最高达51.98%。从理论数值上看，两项指标均已大于煤尘爆炸无危险值的上限，个别点高达5倍，有爆炸性危险，在未进行煤尘爆炸性鉴定前煤矿必须按煤尘有爆炸性危险性进行管理。2、煤的自燃倾向性本井田地质资料未做煤层自然发火倾

29、向实验样，但地质报告提出，根据小窑长期开采实践以及现开采区调查等均未发现煤的自燃现象及火灾迹象。因此，安全专篇资料显示本矿井煤层按无自然发火倾向设计。3、煤与瓦斯突出危险性：祥达煤矿相关资料中均未提及煤与瓦斯突出，也没有实际煤层瓦斯含量、煤的结构破坏类型、煤的瓦斯放散初速度、煤的坚固性系数、煤层瓦斯压力、瓦斯地质等资料等，无法预测煤与瓦斯突出，但在进行矿井瓦斯含量预测时，矿井瓦斯含量较大，因此矿井在生产期间，必须对相关数据进行测定收集。观察是否出现煤与瓦斯突出预兆，一旦出现突出预兆，必须采取“四位一体”的综合防突措施并请有资质的单位进行煤层突出危险性鉴定，以便于正常指导生产。第三章 矿井开采概

30、况第一节 地质资源量一、资源储量井田内开采的煤层，埋藏深度12401900m，垂深为660m。一号井有工业储量1071.9万t，其中：一水平（1560m以上）302.7万t；二水平（1440m以上）769.2万t。矿井可采储量为工业储量减去永久煤柱（井筒、巷道、村庄、井田境界、断层等）损失，以及开采损失后，可采储量为815.6万t，其中：一水平（1560m以上）244.5万t；二水平（1440m以上）586.2万t。第二节 矿井年产量及服务年限祥达煤矿矿井设计生产能力15万t/a，根据安全专篇资料显示，矿井服务年限38.8a，其中：一水平可采储量229.3万t，服务年限10.9a；二水平可采储

31、量586.2万t，服务年限27.9a；第三节 开拓方式根据本矿井地形地貌、煤层赋存条件，结合水文地质条件简单等特点，开拓方式采用斜井开拓。将矿井划分为两个块段、两个采区，布置两对井开拓。选择在矿井的西部、马大湾村附近，作为一号井井口位置，开掘一组斜井(主斜井、副斜井、风井)开采。根据井田煤层赋存情况及开采水平的储量要求，一号井共划分为二个水平开采：1560m水平为第一水平，1440m水平标高为第二水平，阶段垂高为120m；在一水平与回风水平中部布置1560m中间水平开拓开采；回风水平为1680m。按照尽量布置双翼采区的原则，沿走向将矿井划分为一个采区，走向长约1.3km，倾斜宽约1.1km，面

32、积1.35km2。按水平及采区划分顺序，由上至下开采，采区内各煤层按工作面斜长由上至下划分为区段开采，上、下煤层之间，按二个区段依次交替开采。第四节 井筒布置矿井共有6个井筒，即主斜井、副斜井和风井两采区各一组。一、主斜井主斜井提煤、提矸、下放材料设备等并兼作进风井，井筒倾角25，直墙半圆锚喷支护。二、副斜井副斜井主要用于行人、消防、洒水管路的敷设，装备下放人员的绞车。井筒倾角25，直墙半圆锚喷支护。三、风井风井，主要用于回风，设引风道安装主扇。直墙半圆拱锚喷支护。表1-3-1井 筒 特 征 表 名 称一号井二号井主斜井副斜井风井主斜井副斜井风井井口坐标x2832854283288628328

33、85283319628319522831880y354312323543124335431302354329243543286435432804z180018021805183018351875井筒倾角（度）252525252525出井方位（度）256256256404040井筒斜长（m）至回风水平28528829428至一水平5705734432至二水平850853224232至三水平438446支护材料锚喷支护锚喷支护锚喷支护锚喷支护锚喷支护锚喷支护净断面 （m2）5.85.85.855注：各井筒的表土层均采用砌碹支护。第四章 矿井瓦斯预测根据祥达煤矿安全专篇资料显示，该矿m4+1、m7煤

34、层最大瓦斯含量分别为10.18、10.71m3/t。瓦斯含量大于10m3/t，属高级瓦斯区。1、煤层瓦斯含量预算根据采矿工程设计手册下，矿井抽放瓦斯部分瓦斯含量间接测定计算法对矿井各煤层瓦斯含量进行预算：wh=wx+wy式中：wh煤层瓦斯含量，m3/twx煤的吸附瓦斯量m3/t wy游离瓦斯量，m3/tp实测瓦斯压力，mpap=（2.0310.13）hh垂深，men温度系数，（查表）e自然对数底；a-吸附常数，表示在给定的温度下，单位质量固体的表面饱和吸附气体的气体体积m3/t，一般为1555 m3/t。（可查表）a=2.4+0.21vrb吸附常数，mpa-1，一般为0.55 mpa-1（可查

35、表） b=1-0.004vrwf煤中水分，%af煤中灰分，%vr煤中挥发分，%fn煤的孔隙率，%（查表）煤的容重，t/m3（查表）ky相当于煤层瓦斯压力下的瓦斯压缩系数（查表）t温度，根据以上公式计算，矿井各煤层的瓦斯含量如下：煤层编号vdaf（%）wx（m3/t）wy（m3/t）wh（m3/t）残存瓦斯（m3/t）m233.9913.51 3.03 16.55 3.76 m2132.813.90 2.76 16.66 3.85 m333.2412.87 3.00 15.87 3.85 m4131.6114.85 2.46 17.31 4.00 m531.3816.02 2.50 18.52

36、4.05 m731.6516.84 2.77 19.60 4.00 m929.5717.90 1.95 19.85 4.20 m1526.4418.42 0.60 19.01 4.58 m1627.0719.97 0.94 20.91 4.52 2、预计矿井采掘期间的瓦斯涌出量（1）预计回采期间的瓦斯涌出量qf=kwqc+qh+qs+qx式中：qf采煤时瓦斯涌出量，m3/tkw围岩瓦斯涌出系数，一般取1.2qc采出煤中的瓦斯涌出量，m3/t qc=wh-wcwh邻近层瓦斯含量，m3/t wc-邻近层残存瓦斯量，m3/t qh开采层由于回采率不高而产生的附加瓦斯涌出量，m3/t b考虑丢失在井下

37、煤中瓦斯涌出程度系数，取0.60.8c丢煤百分率。%qs顶板邻近层及不可采夹矸泄出的瓦斯，m3/t l0阶段斜长度，mh阶段煤柱总长度，mms上部邻近层的厚度，mm开采层的可采厚度，mbs邻近层向开采层涌出瓦斯的程度系数，计算或查表qx底板邻近层及不可采夹矸泄出的瓦斯，（m3/t） l0阶段斜长度，mh阶段煤柱总长度，mms下部邻近层的厚度，mm开采层的可采厚度，mbx邻近层向开采层涌出瓦斯的程度系数，计算或查表各煤层在回采期间的相对瓦斯涌出量计算结果表煤层号kwqc （m3/t）qh （m3/t）qs （m3/t）qx （m3/t）qf （m3/t）m21.212.792.48 05.522

38、3.35 m211.212.812.50 010.5228.39 m31.212.022.38 02.4819.28 m411.213.312.60 03.2421.81 m51.214.472.78 05.0625.20 m71.215.62.94 06.327.96 m91.215.652.98 07.9429.70 m151.214.432.85 01.3421.51 m161.216.393.14 05.5223.35 由于开采顺序由上往下开采，所以未考虑上邻近层瓦斯涌出量。（2）预计掘进期间的瓦斯涌出量qj=qm+ql式中：qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/minqm掘进煤壁瓦斯涌出量

39、，m3/min n暴露煤面个数，单巷掘进时n=2m煤层厚度，mv平均掘进速度，m/minqv煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2minqv=0.026（0.0004（vr）2+0.16）whvr煤的挥发分，%wh煤的瓦斯含量，m3/tl0巷道瓦斯涌出量达到最大稳定值时的巷道长度，mql落煤瓦斯涌出量，（m3/min）ql=sv（wh-wc）s掘进端头见煤面积，m2煤的容重，t/m3wh煤的瓦斯含量，m3/twc煤层残存瓦斯量，m3/t矿井各煤层掘进期间的绝对瓦斯涌出量计算结果表煤层号qm（m3/min）ql（m3/min）qj（m3/min）m21.25 0.25 1.50 m210.67 0.14

40、 0.82 m31.02 0.21 1.24 m411.06 0.24 1.29 m50.89 0.20 1.09 m72.64 0.61 3.25 m91.39 0.35 1.74 m151.55 0.44 1.99 m160.98 0.28 1.26 为了考虑矿井的发展，本矿按年生产能力60万吨进行设计、年工作日330天计算，日生产量为1818.18吨，计划有1个综采工作面、5个炮掘工作面同掘进（其中3各同时生产、2个进行抽放），计划每个炮掘工作面月推进度120m，巷道掘进宽度4 m、煤容重1.45计算,掘进期间相对瓦斯涌出量见下表：掘进期间相对瓦斯涌出量计算表煤层号煤层平均厚度（m）单巷

41、掘进工作面日产量（t）相对瓦斯涌出量（m3/t）m21.2829.7072.96m210.7216.7070.27m31.1326.2267.85m411.1526.6869.89m50.9121.1174.36m72.5358.7079.76m91.4533.6474.68m151.9645.4763.14m161.0925.2971.613、采空区瓦斯涌出量计算：qk=k（qc+qj）式中：qk采空区瓦斯涌出量，m3/tk采空区瓦斯涌出系数，一般为0.150.25qc采出煤的瓦斯涌出量，m3/t qj掘进煤的瓦斯涌出量，m3/t各煤层回采期间采空区瓦斯涌出量计算结果如下为了考虑矿井的发展，

42、本矿按年生产能力60万吨进行设计、年工作日330天计算，矿井日生产量为1818.18吨，计划有1个综采工作面3个掘进工作面同时生产。各煤层回采期间采空区瓦斯涌出量计算表煤层号kqc（m3/t）qj（m3/t）qk（m3/t）qk（m3/min）m20.1523.3572.9614.45 11.63 m210.1528.3970.2714.80 11.83 m30.1519.2867.8513.07 10.50 m410.1521.8169.8913.76 11.06 m50.1525.274.3614.93 11.97 m70.1527.9679.7616.16 13.22 m90.1529.

43、774.6815.66 12.63 m150.1521.5163.1412.70 10.31 m160.1523.3571.6114.24 11.44 4、各煤层采掘期间的矿井瓦斯涌出量计算（按照1个回采工作面和3个煤巷掘进同时生产计算）式中：qk矿井相对瓦斯涌出量，m3/tqai各采煤工作面瓦斯涌出量总和，m3/tqki掘进巷道瓦斯涌出量总和，m3/tn1采面数量，n2同时掘进工作面数量，计算结果如下煤层号采面瓦斯涌出量（m3/t）采空区瓦斯涌出量（m3/t）掘进面瓦斯涌出量（m3/t）矿井瓦斯相对涌出量（m3/t）矿井瓦斯绝对涌出量（m3/min）m223.3514.45 72.9652.

44、39 66.15 m2128.3914.80 70.2757.24 72.28 m319.2813.07 67.8545.92 57.98 m4121.8113.76 69.8949.54 62.55 m525.214.93 74.3655.01 69.45 m727.9616.16 79.7660.07 75.85 m929.715.66 74.6860.29 76.13 m1521.5112.70 63.1446.84 59.14 m1623.3514.24 71.6151.92 65.55 第五章 抽放方法设计第一节 瓦斯抽放必要性和可行性一、矿井抽放瓦斯的必要性从以上计算还可以看出：矿

45、井相对瓦斯涌出量最高达到60.29m3/t（采掘m9#煤层期间），其中采煤工作面45.36m3/t，掘进工作面74.68m3/t。按日产1818.18t计算，其矿井绝对瓦斯涌出量为76.13m3/min。该矿瓦斯较大。根据中华人民共和国国家标准煤矿瓦斯抽采工程设计规范gb 50471-2008的相关要求：1、凡符合下列情况之一时，必须建立瓦斯抽采系统（1）高瓦斯矿井。（2）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，且用通风方法解决瓦斯问题不合理的矿井。（3）矿井绝对瓦斯涌出量达到下列条件时：、大于或等于40m3/min。、年产量（1.01.5）m

46、t的矿井，大于30m3/min。、年产量（0.61.0）mt的矿井，大于25m3/min。、年产量（0.40.6）mt的矿井，大于20m3/min。、年产量小于0.4mt的矿井，大于15m3/min。（4）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。2、凡符合下列情况之一时，应建立地面固定瓦斯抽采系统：（1）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的矿井。（2）瓦斯抽采系统设计抽采量大于或等于2m3/min的矿井。（3）地面固定瓦斯抽采系统宜根据下列具体情况分别布置高负压或低负压瓦斯抽采系统。、采用采空区抽采等抽放方法的矿井宜采用低负压抽采系统。、采用本煤层预抽、边采边抽、边掘边抽、临近层卸压抽采等抽采方法的矿井，宜

47、采用高负压抽采系统。、均采用以上方法抽采的矿井且矿井设计抽采量大于或等于10m3/min时，宜采用两套管路分别建立高、低负压抽采瓦斯系统。根据以上计算，该采用两套管路分别建立高、低负压抽采瓦斯系统是非常必要的。且该矿在建设及生产过程中，应进一步做好生产地质勘探工作，及时收集、修正和完善各种资料，特别要作好矿井瓦斯的监测工作以指导矿井瓦斯灾害的防治。二、抽放瓦斯的可行性1、衡量煤层可抽性的指标主要有下列两项。（1）煤层的透气性系数（2）钻孔流量衰减系数 2、煤层抽放瓦斯难易程度分类类别钻孔流量衰减系数d-1煤层透气性系数m2/mpa2d容易抽放0.00310可以抽放0.0030.05100.1较

48、难煤矿0.050.1由于本矿在地质勘查阶段未做相应的工作，故建议在今后开采过程中必须进行这项工作，以确定煤层进行预抽的可能性。瓦斯抽放的可行性应以抽出瓦斯效果和经济性、可操作性来评价。鉴于本矿未作抽放可抽性的几项指标鉴定,该矿在生产期间必须根据具体情况研究一套适合于本矿的一套抽采方法。第二节 瓦斯抽放方法选择一、选择抽放瓦斯方法的原则选择矿井瓦斯抽放方法应根据矿井煤层赋存条件、瓦斯基本参数、瓦斯来源、巷道布置、抽放瓦斯目的及利用要求等因素确定。并遵循以下原则：1、选择瓦斯抽放方法应适应煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。2、应根据矿井瓦斯涌出来源及涌出量构成分析，有针对性地选择抽放

49、瓦斯方法,以提高瓦斯抽放效果。3、抽放方法在满足矿井安全开采的条件下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。4、巷道布置在满足瓦斯抽放的前提下，应尽可能利用生产巷道，以减少抽放工程量。5、选择抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。6、有利于提高抽放效果，降低瓦斯抽放成本。7、有利于钻场、钻孔的施工和抽放系统管网的设计，有利于增加钻孔的抽放时间。二、抽放瓦斯方法选择目前矿井抽放目的是降低工作面煤层的瓦斯含量，消除或缓减煤层的突出危险性，因此，确定矿井抽放瓦斯的方法以本层抽放为主，采空区留管抽放为辅。本煤层抽放主要包括煤巷掘进时的先抽后掘、边掘边抽，回采工作面预抽和边采边抽等。掘进工作面先抽后掘影响煤巷的掘进速