柳林煤矿矿井瓦斯涌出量预测

1、山西柳林煤矿有限公司矿井瓦斯涌出量预测报告密级项目编号 CCRI.FUSHUN BRANCH山西柳林煤矿有限公司矿井瓦斯涌出量预测煤炭科学研究总院抚顺分院山西柳林煤矿有限公司二OO八年十二月32目 录目 录1第一章 矿井概况1第一节 地理概况1第二节 矿井基础资料3第三节 矿井开拓、开采概况11第二章 矿井煤层瓦斯含量测定14第一节 瓦斯含量测定原理及方法14第二节 现场煤样瓦斯解吸量测量16第三节 煤样解吸前瓦斯损失量16第四节 煤样残存瓦斯量测定18第五节 煤层瓦斯含量测定结果18第三章 矿井瓦斯涌出量预测20第四章 结论与建议28参考文献29第一章 矿井概况第一节 地理概况一、交通位置柳

2、林煤矿有限公司位于柳林县城北4km的屈家沟村，其地理坐标为：东径：11050401105148北纬：372816373912柳吉公路横穿矿区，距孝柳铁路青龙站和307国道仅4km，交通非产便利。如图1-1所示。图1-1 矿井交通位置图二、地形地貌及水系本井田属吕梁山系，地表大部为黄土覆盖，为典型的黄土高原地貌，侵蚀地形，为强烈切割的梁峁状黄土丘陵，冲沟密集而狭窄，形态多呈“V”形，与黄土梁、峁、垣相间分布，常见陡崖、黄土残柱及陷穴等微地貌景观。沟谷两侧及谷底有基岩零星出露。井田内由于植被稀少，水土流失严重。综观井田地形，大致东高西低，东北高西南低。井田内地形最高点位于井田东部，标高1060.6

3、0m。最低点位于井田西部的沟谷中，标高850.00m。最大相对高差210.60m，一般相对高差100150m。本井田属黄河流域三川河水系。三川河为井田附近最大河流，它的上游是北川河、东川河和南川河，在离石交口镇汇合后，称为三川河，三川河发源于吕梁山脉的最高分水岭（分别为上顶山、骨脊山、赤壁岭），河流全长168km，流域面积 4161 km2，从本井田南面流过，在石西镇的两河口注入黄河。据井田以西的后大成水文站19561980年观测资料，三川河多年平均径流量2.88亿m3，平均径流模数2.23L/s.km2，洪水期最大流量为2260m3/s。井田范围内无大的河流，只有数条东西向的有微小溪流，雨季

4、流量稍大，遇大雨则洪流暴发，携带大量泥沙向下游直泻，雨后流量锐减，79月份流量占全年总流量的5070。枯水的冬、春季节，流量甚小，甚至干枯。黄河从井田西界外4km处流过， 河底高程 610.00650.00m，流向由北向南，据吴堡水文站19521977年资料，年平均流量924.4m3/s，最大流量19500m3/s。三、气象与地震井田地处晋西北黄土高原，为大陆性季风气候，属暖温带半干旱地区。气温变化昼夜悬殊，四季分明。降水量有限，多呈干旱状态。冬春两季多西北风少雪雨。而夏季雨量集中，有时出现洪水灾害。据柳林县气象局19811990年气象观测资料，各项气象要素特征如下：1、气压12月最高，平均为

5、928.8mb，7月份最低，为910.6mb，全年平均值920.1mb。2、气温年平均气温10.5，1月份最低，平均为6.9，极端最低气温为21（1984年12月24日）；7月份最高，平均为24.6，极端最高气温达38.1（1985年7月18日）。平均值相差31.5。 一般降至0时间在10月中旬，回升至0的时间在翌年4月中旬。3、降水量及蒸发量平均年降水量为464.2mm，历年最大降水量为577.7 mm，最小为373.5mm。日最大降水量为58.1mm（1981年6月9日）。雨量集中于6-9月份，占全年总降水量的60。多年平均蒸发量为1888.7mm（48月蒸发量最大），年蒸发量最高为217

6、1.7mm（1982年），最低为1766.2mm（1988年），蒸发量大于降水量。4、风向及风速风向多为西北风，风速历年平均2.5m/s，最大月(35月)平均3.1m/s，最小月(8月)平均2.2m/s。5、霜期、雪期及冻土期初霜期在10月上旬，终霜期在翌年3月底。平均无霜期194天。初雪期平均为11月下旬，终雪期为翌年3月底， 一次最大积雪厚度为14.30cm，深处最早冻结在11月26日，最晚解冻为翌年4月1日。 井田内最大冻土深度111cm。6、地震据山西省地震局颁发的地震烈度表，本井田地震烈度为度。历史记载附近未发生过大地震。只在1829年4月(清道光九年三月)离石发生过5.25级地震，

7、震中位置为北纬3730，东经11112。四、矿井水源、电源1、水源条件本矿工业场地附近已建成深井一眼，生产、生活及消防用水可取用该深井之地下水，作为本矿永久供水水源是可靠的。2、电源条件在矿井工业场地西南方向约10km处现有穆村110kV变电站一座，可做为矿井的一回供电电源；在矿井工业场地东南方向约4km处现有青龙35kV变电站一座，可做为矿井的另一回供电电源，本矿供电电源可靠。第二节 矿井基础资料一、矿区地质特征本井田出露及钻孔揭露地层有下古生界奥陶中统；上古生界石炭系中统本溪组，上统太原组；二叠系下统山西组，下石盒子组，上统上石盒子组；新生界上第三系与第四系。由老至新叙述如下：1）奥陶系（

8、O）中统峰峰组（O2f）：平均厚度119.54m，底部多为角砾状泥灰岩和灰岩，中下部为泥灰岩、灰岩，含脉状及纤维状石膏35层，称石膏带，有时见深灰色硬石膏层；上部为中厚层状灰岩，质较纯，夹薄层泥灰岩、泥岩，井田内未出露。2）石炭系（C）中统本溪组（C2b）：平均厚度2134m，按岩性分两段。下段为铁名岩段，平均厚度为8.5m，由山西式铁矿和G层铝土矿组成；上段为畔沟段，平均厚度为18.8m，由细碎屑岩组成，含03层石灰岩，称畔沟灰岩，以上两层较稳定，灰岩下含煤线。灰岩中含生物化石较丰富，常见蜓科、珊瑚、牙形化石，井田内未出露。上统太原组（C3t）：为区内主要含煤地层之一，厚度69.40100.

9、52m，平均88m，以K1砂岩为底连续沉积于下伏地层之上。按沉积环境分三段：下段为晋祠段，以碎屑岩为主；中段为东大窑段，含6、7#煤层及L4、L5两层石灰岩。本组丰富的动物化石。井田内未出露。3）二叠系（P）下统山西组（P1s）：为另一主要含煤地层，厚度50.5687.80m，平均60.85m，以K3砂岩为底，与下伏地层整合沉积。按旋回整合结构分三段：下段由碎屑岩组成，其上部发育2层厚煤层，即4、5#煤层；中段以碎屑岩为主，顶部为2#煤层；上段为碎屑岩夹不稳定煤层23层（1、03、02）。本组植物化石丰富。井田东南部有零星出露。下统下石盒子组（P1x）：厚度47.00136.61m，平均85.

10、90m。以K砂岩为底连续沉积于下伏地层之上，由灰绿色石英砂岩、长石石英砂岩、粉砂岩及砂岩泥岩组成。顶部有紫斑泥岩，上部砂岩发育，下部13层煤线。本组含大量植物化石。井田内未出露。上统上石盒子组（P2s）：厚度303392m，平均337.6m。井田内中西部沟谷内有较大面积出露。以K6砂岩为底连续沉积于下伏地层之上。全组分三段：下段（P2s1）平均厚度102.90m，由黄绿色砂岩夹紫红色砂质泥岩组成；中段（P2s2）平均厚度107.60m。以紫红色砂质泥岩为主，夹黄绿色砂岩及粉砂岩，砂岩中长石含量较多，胶结疏松，透镜状，不稳定；上段（P2s3）平均厚度167.10m，由黄绿色砂岩夹紫红色泥岩组成。

11、4）新生界上第三系上新统（N2）：分布于沟谷与半坡上，厚051.67m，平均25m左右，主要为紫红色亚砂土、亚粘土，含钙质结核层，与下伏地层呈角度不整合接触。第四系中上更新统（Q23）：分布于梁峁山坡上，下部由浅红、黄红色砂质粘土及亚粘土组成，夹古土壤层及钙质层，垂直节理发育，地貌上易生成陡壁、黄土柱，厚度013m；上部由淡黄色砂质粘土组成，厚度031.80m，常分布于丘陵顶部，构成黄土地貌。第四系全新统（Q4）：分布于井田外围的沟谷中。为近代河床冲积层，由砂、砾石组成，厚度一般021m，本组富水性较强。二、地质构造1、区域构造河东煤田主要处在鄂尔多斯断块、兴县石楼南北向褶皱带中段。煤田总体上

12、是一个基本向西倾斜的单斜构造，属于吕梁上复背斜西翼的一部分，由于受到新华系构造地质的影响，煤田中部的离柳矿区产生幅度较大的宽缓褶曲，成为矿区控制性构造。褶曲自东向西为离石中阳向斜、王家会背斜、三条柳林单斜，其间伴由数条较大断层。王家会背斜由于隆起部位长期剥蚀，其上煤系地层荡然无存，再加上湍水头断层作用使煤田连续性遭破坏，分出离石煤产地。由于作用于离柳矿区的东西向应力不均衡，因而产生了离石鼻状构造，即以离石聚财塔的东西为轴线，形成一个弧状构造。鼻轴以北的三交区，地层走向由南北北北东北东；以南的青龙区则由南北南南东南东。恰在鼻轴部位，由于张力作用产生了一个东西向的张裂带，即聚财塔断层组成的地堑构造

13、。2、井田构造本区位于聚财塔地堑以南，区内构造简单，为一自东向西倾斜的单斜构造。地层走向南北，倾角510。褶曲不发育，断层稀少，靠近聚财塔大断层附近时，地层受断层影响，产状多变化，伴生次级羽状小断层和短轴褶曲。聚财塔地堑：由聚财塔北断层（F1）与聚财塔南断层（F2）组成，二者相距450m左右。断层延伸方向呈东西向，相向倾斜，均属正断层。F1向南倾斜，倾角6075，断层150260m，多在200250之间，该断层地表及邻区坑下均有断点资料证实。F2平行于F1延伸，倾向北，由两条正断层组成，倾角7075，断距为100120m，沟谷出露明显，断距可靠。F2断层从井田北边缘经过，井田内延伸长度100m

14、左右。区内未见陷落柱与其它的地质构造。3、岩浆岩本区未发现有岩浆侵入体及岩浆岩。三、含煤地层及煤层1、含煤地层本区主要含煤地层为山西组和太原组。共含煤15层，由上而下编号为02、03、1、2、3、4、5、6上、6、7、7下、8、9、10#和11#煤层。其中025#产于山西组；6上11#煤层为太原组煤层，煤层总厚度18.4m，煤系地层厚度156.20m，含煤系数11.8%。可采煤层总厚度为8.53m，可采煤系数5.7%，其中山西组11.3%，太原组为6.7%。2、可采煤层本区主要可采煤层为4#、5#、8#，其余煤层均为不可采煤或零星开采。现将可采煤层情况从上至下叙述如下：4#煤层：位于山西组下段

15、，上距K4砂岩约49m左右，距3#煤层7m左右。8个钻孔统计厚度为2.404.91m，平均3.76m。为全区稳定的厚煤层。结构较简单，常含一层夹矸，夹石多为泥岩、炭质泥岩。顶板多为泥岩或砂质泥岩，质致密，较完整，局部裂隙发育，为较坚硬岩类。底板为砂质泥岩和粉砂岩，泥质岩类遇水可能碎裂、膨胀，导致底鼓。5#煤层：位于山西组下段，上距4#煤层3.805.25m，平均4.14m，煤层厚度3.804.97m，平均4.39m；煤层结构简单。顶板常为泥岩、砂岩；底板为粉砂岩，砂质泥岩。8#煤层：位于太原组中下部，距5#煤层40.0250.05m，平均45.10m。L1石灰岩为其直接顶板，厚度变化不大。顶板

16、常在L1灰岩下夹薄层泥岩伪顶或泥岩伪顶，底板以细砂岩为主。煤层厚度3.004.98m，平均3.81m。一般含夹石02层，结构中等。可采煤层特征见表1-1。可采煤层特征表 1-1煤层厚度（m）层间距（m）顶底板岩性稳定性容重（t/m3）顶板底板4泥岩、砂质泥岩、粉砂岩泥岩、细砂岩稳定1.45泥岩、砂质泥岩泥岩、中砂岩稳定1.318L1灰岩砂岩稳定1.393、煤的风化和氧化井田内4、5号煤层大部埋藏较深，仅东部边界处埋藏较浅。现井田东部4号煤层已基本采空，据开采情况，发现有明显氧化现象。根据钻孔煤质资料推断氧化带深度约在30m左右。四、煤质1、煤的物理性质井田内各煤层的物理性质大致相同，表现为黑色

17、条痕色为棕色、褐黑色，玻璃和强玻璃光泽，硬度一般，具有一定韧性，参差状阶梯状断口，内生裂隙发育，容重1.40t/m3左右。2、煤的化学性质4#煤为中灰、特低硫、中磷的焦煤；5#煤为中灰-富灰、特低硫-低硫、中磷的焦煤；8#煤属中灰富硫低磷焦煤。2007年曾委托煤科总院抚顺分院进行了4#煤的吸附常数分析，实验结果风见表1-2。4#煤层吸附常数、孔隙及工业分析测试结果表 表1-2煤层编号吸 附 常 数灰 分(%)水 分(%)挥发分(%)真密度(t/m3)视密度(t/m3)孔隙率(%)ab4#23.4910.55614.630.5224.031.451.403.45五、矿井瓦斯、煤尘和煤的自燃1、瓦

18、斯根据晋煤安发（2007）2030号文件，2007年度本矿瓦斯绝对涌出量为9.67m3/min，相对涌出量7.74m3/t；二氧化碳绝对涌出量为4.63m3/min，相对涌出量3.6m3/t；鉴定等级为低瓦斯矿井，按高瓦斯矿井管理。2007年底开始，掘进到西北部靠近沙曲井田时，瓦斯涌出量明显增加，绝对瓦斯涌出量达到15 m3/min左右，局扇吸风口瓦斯浓度在0.30.5之间，有时导致掘进工作面无法正常生产，现本矿绝对涌出量为28.8m3/min，相对涌出量为23m3/t。2008年1月上马了瓦斯抽放系统，型号2BE3-400型水环真空泵两台，一台运行，一台备用。现抽放系统正常运行，根据瓦斯抽放

19、资料，抽放管路瓦斯浓度为48.5%，抽放混合量为62.04m3/min，纯瓦斯30.08 m3/min，其中采空区抽放量4.5 m3/min，4号煤层抽放量为25.58 m3/min.随着开采深度的加深，瓦斯涌出量还会增加。5号煤瓦斯根据实测揭露的煤层涌出量约为8m3/min，但随着开采深度的加深，瓦斯涌出量还会增大。2、煤尘2008年9月，柳林煤矿在4号煤层取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：火焰长度250mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量75%，煤尘有爆炸性。2008年9月，柳林煤矿在5号煤层取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：火焰长度80mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉

20、用量70%，煤尘有爆炸性。3、煤的自燃倾向2008年9月，柳林煤矿在4号煤层取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：煤的吸氧量0.58cm3/g，自燃等级，为自燃煤层。2008年9月，柳林煤矿在5号煤层取样送山西省煤炭工业局综合测试中心进行测试，结果：煤的吸氧量为0.52cm3/g，自燃等级，为自燃煤层。六、地温据山西省河东煤田离柳矿区沙曲井田勘探（精查）地质报告，本区地温梯度一般均小于3/100m，属于地温正常区。恒温带深度在55 m，温度为14左右。七、井田水文地质简述1、地表水本井田内无常年性河流通过，区内沟谷中仅在雨季有短暂性的流水通过。向南汇入三川河，三川河向西南排向黄河。

21、2、井田内主要含水层1）奥陶系灰岩岩溶裂隙含水层奥陶系地层在井田内全部被覆盖，据133号孔（井田以北3km处）抽水试验单位涌水量为0.32L/s.m，水位标高802.80m，水质为HCO3.Cl-Na.Mg型。另据本矿水井（O2S）抽水试验单位涌水量为21.60L/s. m，水位标高797.04m。据此推测本为井田内奥灰水位标高为797.04m。2）石炭系上统太原组灰岩岩溶裂隙含水层井田内被覆盖，该含水层由35层石灰岩组成，平均总厚度20m左右，石灰岩岩溶裂隙发育，钻孔钻至石灰岩时，冲洗液漏失严重，甚至不返水。岩芯中多见有515mm的溶孔，据相邻聚财塔煤矿（北距本井田约2km），1号孔抽水试验

22、结果，太原组含水层单位涌水量0.409l/s.m，渗透系数2.11lm/d，水位标高816.74m，水质为SO4.HCO3-Na.Mg.Ca型，矿化度0.968g/L。属中等富水性。3）二叠系下统山西组砂岩裂隙含水层该含水层以中粗粒砂岩为主，平均厚度11m左右，含水层裂隙发育差，富水性较弱，在补给条件较好的地段富水性较好。据1号孔抽水资料，单位涌水量为0.082L/s.m，渗透系数为0.567m/d，与太原组混合水位标高817.09m，水质为SO4.HCO3-Na.Mg.Ca型，矿化度0.993g/l。4）二叠系上下石盒子组砂岩裂隙含水层井田西部有零星出露，含水层主要为中粗粒砂岩，厚度为14m

23、左右，单井出水量小于10m3/d，富水性弱，水质为HCO3.SO4 -Na.Mg型，矿化度0.996g/l。5）上第三系、第四系孔隙含水层上第三系上新统在沟谷中有小片出露，含水层主要为底砾岩，厚度不稳定，单井出水量小于5m3/d，富水性弱。第四系中上更新统广泛分布于井田内，其含水层补给条件不好，连续性差，单井出水量小于10m3/d，季节性变化大。3、井田地下水的补迳排条件井田奥陶系灰岩水属区域岩溶水的迳流区，岩溶水流经井田向南排出边界，至柳林泉，井田距柳林泉排泄区较近，水力坡度小。石炭系和二叠系灰岩、砂岩裂隙含水层在裸露区接受大气降水补给后，沿岩层倾斜方向运移，上部石盒子组含水层中以泉的形式排

24、泄，下部含水层中水则顺岩层倾向运移，流出井田外，矿坑排水是其主要排泄途径。4、井田主要隔水层1）山西组隔水层山西组5号煤以下至太原组第一层灰岩之间是以泥岩为主，砂、泥岩互层的一套地层，厚度12.50m左右，连续、稳定，其中泥岩、粘土岩隔水性好，可视为山西组与太原组之间良好的隔水层。2）本溪组隔水层井田内本溪组厚29m，岩性主要为泥岩、铝土岩、粉砂岩和砂岩，该组有时夹薄层石灰岩或薄煤层，其中泥质岩隔水性能好，在区域内稳定，是良好的隔水层。八、周边矿井及小窑井田北与柳林县刘家垣煤矿、柳林县王家焉煤矿相邻，南与山西柳林贾家沟煤矿有限公司和山西柳林屈家沟煤业有限公司交界，东界外为胡家垣煤矿（关闭），西

25、界外为华晋焦煤有限责任公司沙曲矿。据调查柳林县刘家垣煤矿批采4、5、8号煤层，现开采4号煤层，柳林县王家焉煤矿批采4、5、8号煤层，现开采4号煤层，胡家垣煤矿（关闭）和山西柳林屈家沟煤业有限公司批采8号煤层，山西柳林贾家沟煤矿有限公司、华晋焦煤有限责任公司沙曲矿批采4、5号煤层。1、山西柳林贾家沟煤矿有限公司该矿于1984年建井，于1988年建成投产，设计生产能力9万t/a。经过多年建设，各生产环节均得到较大改善，之后又不断挖潜，现矿井生产能力已达到16万t/a。于2006年11月22日由山西省国土资源厅换发1400000622874号采矿许可证（有效期至2009年11月），批准开采4、5号煤

26、层，井田面积2.6315Km2。2008年1月批准为机械化升级改造矿井，能力提高到30万t/a。该矿采用斜、立井综合开拓，主立井用于提煤和进风，副斜井用于行人和下料，回风斜井，主要担负矿井的回风及安全出口的任务。本矿批准开采4、5号煤层，现开采4号煤层，壁式采煤，炮采落煤，整体顶梁悬移液压支架支护，全部垮落法管理顶板，顺槽刮板输送机运输，大巷皮带运输，绞车提升，中央并列抽出式通风，矿井一般涌水量144m3/d，雨季涌水量240m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中排水，井下瓦斯相对涌出量7.13m3/t。为低瓦斯矿井。2、山西柳林屈家沟煤业有限公司该矿位于本井田东部，批准开采8、10号煤层

27、，现采8号煤层，该矿采用斜、立井联合开拓，壁式采煤，炮采落煤，液压支柱加型梁支护，全部垮落法管理顶板，顺槽刮板输送机运输，大巷皮带运输，绞车提升，中央并列抽出式通风，矿井一般涌水量240m3/d，雨季涌水量480m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中排水，2007年度井下瓦斯相对涌出量2.14m3/t。为低瓦斯矿井。3、华晋焦煤有限责任公司沙曲矿该矿位于本井田西部，批准开采4、5号煤层，现采4号煤层，该矿采用斜、竖井开拓，倾向长壁式综合机械化采煤，综采支架支护，全部垮落法管理顶板，顺槽刮板输送机运输，大巷皮带运输，绞车提升，中央并列抽出式通风，矿井一般涌水量2160m3/d，井下建有水仓，

28、采用水泵向地面集中排水。属于瓦斯突出矿井。4、柳林县刘家垣煤矿该矿位于本井田北部，批准开采4、5、8号煤层，现采4号煤层，该矿采用斜、立井联合开拓，走向长壁式采煤，炮采落煤，液压支柱加型梁支护，全部垮落法管理顶板，顺槽刮板输送机运输，大巷皮带运输，绞车提升，中央并列抽出式通风，矿井一般涌水量288m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中排水，2007年度井下瓦斯相对涌出量0.68m3/t。为低瓦斯矿井。5、柳林县王家焉煤矿该矿位于本井田北部，批准开采4、5、8号煤层，现采4号煤层，该矿采用斜、立井联合开拓，倾向长壁式采煤，炮采落煤，液压支柱加型梁支护，全部垮落法管理顶板，顺槽刮板输送机运输，

29、大巷皮带运输，绞车提升，中央并列抽出式通风，矿井一般涌水量384m3/d，井下建有水仓，采用水泵向地面集中排水，2007年度井下瓦斯相对涌出量4.35m3/t。为低瓦斯矿井。6、柳林县胡家垣煤矿该矿位于井田东部，批准开采8号煤层，由于资源枯竭，现矿井已关闭。上述各矿均未发现有越界越层开采行为。第三节 矿井开拓、开采概况一、井田边界根据山西省国土资源厅2007年5月21日为该矿换发的第1400000732373号采矿许可证，井田范围由以下8个坐标拐点连线圈定，拐点坐标详见表1-3所示：井田范围拐点坐标表 表1-3拐点序号X坐标Y坐标14152450.0019487225.0024151775.0

30、019487370.0034151590.0019487865.0044151030.0019487865.0054151030.0019490120.0064148880.0019490250.0074148880.0019487000.0084152400.0019486270.00井田呈不规则多边形，井田东西长约3.70km，南北宽3.50km，面积约8.9km2，批准开采4、5号煤层，开采深度970590m。矿井工业资源/储量为77.71Mt，其中4号煤工业资源/储量为28.81Mt ，5号煤工业资源/储量为48.90Mt；矿井设计资源/储量为46.32Mt， 其中4号煤设计资源/储量

31、为17.32Mt、5号煤设计资源/储量为29.0Mt。二、矿井生产现状该矿于1966年建井，于1971年建成投产，设计生产能力9万t/a。1990年为扩大生产规模，委托太原市煤矿设计研究室进行了矿井改扩建初步设计，将矿井生产能力由原来的9万t/a改扩建为21万t/a，并在同年开始改造扩建，经过多年建设，各生产环节均得到较大改善，至1999年矿井生产能力达到21万t/a。之后通过矿井技术改造，矿井生产能力经山西省煤炭工业局核定已达到60万t/a（晋煤行发2004971号）。2007年5月21日由山西省国土资源厅换发1400000732373号采矿许可证（有效期至2012年5月），批准开采4、5号

32、煤层，井田面积8.9446Km2，现采4号煤层。 2008年1月山西省煤炭工业局以晋煤行发（2008）54号文批准，批准改造后生产能力提高到120万t/a。三、矿井开拓开采情况根据矿井的开采现状，全井田利用一个水平开采。水平标高为745m，4、5号煤层联合布置，全井田共划分为三个采区。各煤层适合综采布置，综合确定在4、5号煤各布置一个综采工作面，工作面长度均为150m，4、5号煤采煤方法各选用一个综采一次采全高工作面，采用全部垮落法管理顶板。矿井移交及达产时，共布置一个生产采区，分别在4、5号煤各布置一个综采一次采全高工作面，工作面长度均150m，4号煤布置1个综掘掘工作面，5号煤布置2个综掘

33、掘工作面，即井下共布置3个综掘工作面来保证矿井设计规模和正常生产接替。工作面年推进度为673m。第二章 矿井煤层瓦斯含量测定第一节 瓦斯含量测定原理及方法煤层瓦斯含量是指单位质量或体积的煤中所含有的瓦斯量，以m3/m3或m3/t表示。它是矿井瓦斯涌出量预测和煤与瓦斯突出预测的重要依据参数之一，煤层瓦斯含量的测定方法可分为直接方法和间接方法。直接法就是直接从采集的煤样中解吸瓦斯，确定瓦斯成分和瓦斯含量。该方法的优点是瓦斯量系直接测定的，避免了间接法测定许多参数时的测定误差；缺点是在试样采集过程中难免有部分瓦斯逸散，需建立损失瓦斯量补偿方法。间接法是在井下实测或根据已知的规律推算煤层瓦斯压力的基础

34、上，取煤样在实验室测定煤的孔隙率、吸附等温线等并进行煤的工业分析，然后再计算煤层瓦斯含量。该方法的优点是煤样不需密封、采样方法简单，且如果已知煤层各个不同区域的瓦斯压力，则可根据吸附等温线推算各个不同区域的煤层瓦斯含量；缺点是需要在井下实测煤层瓦斯压力。现场工作人员根据本矿井煤层的揭露情况以及现场拥有的施工条件，选用直接法对煤层的原始瓦斯含量进行测定，解吸法测定煤样的解吸瓦斯量是在未受采动影响的原始煤层中打钻孔取煤样，测定煤样瓦斯解吸规律和计算煤层解吸瓦斯量，并根据煤的瓦斯解吸规律来补偿采样过程中损失的瓦斯量。煤层原始瓦斯含量测定原理是认为钻孔煤样在刚开始暴露的一段时间内，累计解吸的瓦斯量与煤

35、样解吸时间的平方根成正比例，即： (2-1)式中：Vz 煤样自暴露起至解吸测定进行时间t时的瓦斯总解吸体积， ml；k 比例常数，ml/min1/2；t0 煤样在解吸测定前的暴露时间，min；t 煤样解吸测定的时间，min。根据其原理使用煤电钻在新暴露的煤壁打钻钻取煤屑，取样深度不得低于6m，装入罐中密封。这段时间应控制在2分钟之内。煤芯中如混合有夹矸及杂物时应与剔除。煤样不得用水清洗，保存原状装罐，不可压实。煤样距罐口留10mm的间隙为宜，煤样约200g左右。将煤样罐与HFJ-2型解吸仪连接进行现场解吸，一般在现场解吸进行2个小时。开始观测头一个小时内，第一点间隔2min，以后每隔35分钟读

36、数一次；第二个小时内，每隔1020min读数一次。如果量管体积不足以容纳解吸瓦斯，可以中途用螺旋夹3将排气管夹紧，通过吸气球4，重新将液面提升至量管零点，然后再打开弹簧夹，继续测定，其测定装置连接如图2-1所示。1 排水口；2 量管；3 弹簧夹；4 底塞；5 排气管；6 穿刺针头；7 煤样罐；8 吊环图2-1 瓦斯解吸速度测定仪与密封罐示意图解吸瓦斯量按下式换算成标准条件下体积 (2-2)式中：V0标准状况下解吸瓦斯体积，ml；V量管内解吸瓦斯体积，ml；Pa测定地点大气压力，Pa；t测定地点气温，；Ps测定地点气温下饱和水蒸气压力，Pa。现场解吸完成后，拔出针头，将取样罐拧紧，泡在水中检查是

37、否有漏气现象，若有渗漏应及时处理。然后送到实验室进行再次解吸和脱气进行煤样瓦斯残存量的测定工作。第二节 现场煤样瓦斯解吸量测量2008年11月，现场工作人员根据“项目实施方案”结合柳林煤矿矿井的实际施工进度与现场具有的施工条件，分别在矿井深部1顺槽、2顺槽工作面掘进头和扩大区井底车场大巷三个地点共采集4个煤样进行了现场解吸瓦斯量测定，现场解吸结果如表2-1、2-2和2-3所示：2#顺槽掘进面1#煤样现场解吸瓦斯量结果表 2-1煤样解吸前暴露时间t0（min）3.88对象煤层4#煤层煤样重量(g)230取样日期2007-12-27解 吸 记 录解吸时间(min)0.512345791113解吸量

38、（ml )16304046505464708086解吸时间(min)151821242730解吸量（ml )92100104110116122地面二次解吸（ml )1852#顺槽掘进面2#煤样现场解吸瓦斯量结果表 2-2煤样解吸前暴露时间t0（min）2.23对象煤层4#煤层煤样重量(g)210取样日期2007-12-27解 吸 记 录解吸时间(min)0.5139111316解吸量（ml )10303642444650地面二次解吸（ml )1361#顺槽掘进工作面煤样现场解吸瓦斯量结果表 2-3煤样解吸前暴露时间t0（min）2.67对象煤层4#煤层煤样重量(g)210取样日期2007-12

39、-27解 吸 记 录解吸时间(min)2359131824解吸量（ml )26303646546066地面二次解吸（ml )1504号煤1号样煤样解吸前暴露时间t0（min）3.17对象煤层4#煤层煤样重量(g)取样日期2008-11-22解 吸 记 录解吸时间(min)1234568101216解吸量（ml )8162024293440465054解吸时间(min)20242832364045解吸量（ml )62707680848896地面二次解吸（ml )1854号煤2号样煤样解吸前暴露时间t0（min）3.5对象煤层4#煤层煤样重量(g)取样日期2008-11-22解 吸 记 录解吸时间

40、(min)12345678912解吸量（ml )24810141618202226解吸时间(min)20232629解吸量（ml )30323440地面二次解吸（ml )1855号煤1号样煤样解吸前暴露时间t0（min）3对象煤层5#煤层煤样重量(g)取样日期2008-11-22解 吸 记 录解吸时间(min)12346810121416解吸量（ml )14202426323844485256解吸时间(min)2024283236405060解吸量（ml )6266697476788488地面二次解吸（ml )1855号煤2号样煤样解吸前暴露时间t0（min）6.5对象煤层5#煤层煤样重量(g

41、)取样日期2008-11-22解 吸 记 录解吸时间(min)12345678910解吸量（ml )46810121416182022解吸时间(min)14161820232629解吸量（ml )26283032343638地面二次解吸（ml )185由于受现场实际条件的限制，煤样在井下解吸时间偏短，升井后又对部分煤样进行了二次解吸，解吸时间大约为24小时。第三节 煤样解吸前瓦斯损失量由公式(2-1)可知，解吸测定出的瓦斯解吸量V仅为煤样总解吸量的一部分，仅是t0到t那部分解吸量，解吸测定前煤样在暴露时间t0时已损失的瓦斯量，因此 (2-3)按上式以为横坐标，以由表2-1、表2-2和表2-3中

42、实测瓦斯解吸累计量为纵坐标，根据煤样初始一段暴露的时间内，累计解吸量与煤样瓦斯解吸时间的平方根成正比的特性，作图计算瓦斯损失量。本矿井1#和2#顺槽测定4#煤瓦斯含量的损失量计算如图2-2、2-3、2-4所示。图2-2 2#顺槽掘进头1#煤样现场解吸瓦斯损失量计算图图2-3 2#顺槽掘进头2#煤样现场解吸瓦斯损失量计算图图2-4 1#顺槽掘进头煤样现场解吸瓦斯损失量计算图4号煤1号样4号煤2号样5号煤1号样5号煤2号样根据以上三个损失量计算图可以求出柳林煤矿4#煤层1#顺槽和2#顺槽掘进工作面三个测点瓦斯损失量，详细结果如表2-4所示。柳林煤矿煤样解吸前瓦斯损失量一览表 2-4煤样2#顺槽掘进

43、面1#煤样2#顺槽掘进面2#煤样1#顺槽掘进面煤样4煤1号样4煤2号样5煤1号样5煤2号样损失量(ml)167.559.9267.4551.5125.2555.0737第四节 煤样残存瓦斯量测定煤残存瓦斯含量的测定是在煤样瓦斯解吸测定结束后，将煤样罐密封，然后送抚顺分院科研中心实验室进行测定，测定工作包括煤样粉碎前真空脱气和煤样粉碎后真空脱气两个过程，二者之和为煤样的残存瓦斯量。通过试验测定结果：残存瓦斯含量详细数据见下表2-5。柳林煤矿煤样残存瓦斯量一览表 2-5煤样2#顺槽掘进面1#煤样2#顺槽掘进面2#煤样1#顺槽掘进面煤样煤样重量(g)230210210可燃质重量(g)187.2416

44、4.45118.59瓦斯残存量(m3/tf) (m3/tf)5.386.574.73瓦斯残存量(m3/t)4.385.142.67第五节 煤层瓦斯含量测定结果根据煤样损失瓦斯量、解吸瓦斯量及残存瓦斯量和煤中可燃质重量，即可求出煤样的瓦斯含量： X=(V0+V1+V2)/G0 (2-4)式中：Vo标准状态下煤样瓦斯解吸量，ml；V1标准状态下煤样损失瓦斯量，ml；V2标准状态下煤样残存瓦斯量，ml；G0煤样重量，g；X煤样可燃质瓦斯含量，ml/g。从公式（2-4）直接法测定的煤层瓦斯含量等于上述各部分瓦斯量之和除以煤样重量。利用上述方法，在柳林煤矿的4#煤层1#和2#顺槽进行了煤层瓦斯含量实测工

45、作，通过打钻、取样、井下瓦斯解吸测定，实验室测定煤样残存瓦斯量、水分、灰分、挥发分、煤样重量、可燃质质量及瓦斯成分，最后计算整理，将所得煤层瓦斯含量测定结果列入表2-6。直接法测定煤层瓦斯含量结果表 2-6序号采样地点煤层标高(m)解吸含量(m3/t)损失含量(m3/t)残存含量(m3/t)瓦斯含量(m3/t)12#顺槽掘进头1#煤样+5951.330.734.386.4422#顺槽掘进头2#煤样+5950.890.295.146.3231#顺槽掘进头煤样+5951.030.322.674.02从表2-6可以看出，本矿井4#煤层瓦斯含量在4.026.44m3/t之间，由于受矿井开拓条件所限制，

46、取样地点受到一定限制，矿井能够采样地点煤壁暴露时间偏长，加上钻机钻杆问题，取样深度难以达到原始煤层的深度，本次所取煤样测定结果难以反应出煤层真正含量，煤样测定值较真实值偏低，为了使测定结果更为接近煤层原始瓦斯含量值，使测定结果在实际应用中具有实用性，应对该结果进行一定的修正。现场工作人员在对邻近矿井煤层的瓦斯含量进行调研，考虑其煤层赋存条件与本矿井的煤层赋存条件进行对比，巷道预排瓦斯带宽度、以及对取样点标高等一系列影响煤层瓦斯含量的因素，综合考虑后认为在所取煤样测定结果乘以1.4的校正系数后，所得结果比较能反应出本矿井煤层在该标高范围内的原始瓦斯含量值，即本矿井瓦斯含量应在9.02 m3/t左

47、右。第三章 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各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，适应于各种采煤方法的回采工作面瓦斯涌出量预测，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。结合矿井实际情况以及目前所具有的工作面瓦斯资料考虑，为了取得较高的预测准确度，为矿井瓦斯抽放工作提供具有实用价值的预测数据，采用分源预测法来进行矿井瓦斯涌

48、出量预测。根据本矿井煤层赋存条件以及矿井的开拓方式分析，可以得出矿井的瓦斯涌出来源主要由两个部分构成：在4#煤层与5#煤层开采时，来源于其上、下邻近层瓦斯，另一部分来源于开采层本身。根据矿井许可开采的煤层以及矿井开采水平，本设计中的瓦斯涌出量计算只考虑了744m生产水平4、5号煤层开采时的本煤层、邻近层和围岩瓦斯涌出。一、回采工作面瓦斯涌出量预测回采工作面瓦斯来源主要由开采层瓦斯涌出和邻近层（包括围岩）瓦斯涌出两部分组成。在实际涌出量计算中，围岩瓦斯涌出往往用围岩瓦斯涌出系数的形式并入开采层瓦斯涌出之中，根据AQ1018-2006矿井瓦斯涌出量 预测方法中的计算方法：回采工作面瓦斯涌出量预测用

49、相对瓦斯涌出量表达，以24小时为一个预测原班，采用3-1式进行瓦斯涌出量预测计算： (3-1)式中：q采回采工作面相对瓦斯涌出量，m3/t；开采层相对瓦斯涌出量，m3/t；邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t；3.2.1.1开采层瓦斯涌出量薄及中厚煤层不分层开采时，回采工作面的瓦斯涌出量开采层计算公式为： (3-2)式中：回采工作面瓦斯涌出量，m3/t；围岩瓦斯涌出系数，矿井顶板管理方式为全部跨落法管理顶板，且区域内不可邻层比较多，故取=1.3；工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，4号煤工作面回采率为95%，=1.05；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

50、，系数按下式确定： L回采工作面长度，L=150m；h巷道瓦斯预排等值宽度，h=14.2m；m开采层厚度，m=3.78m；M工作面采高，M=3.78m； W0开采煤层原始瓦斯含量，W0=9.02m3/t；Wc开采煤层煤的残存瓦斯含量，Wc =2.67m3/t； 将以上数据带入公式3-2得出4#煤层首采工作面本煤层相对瓦斯涌出量为7.02 m3/t。3.2.1.2邻近层瓦斯涌出量邻近层瓦斯涌出的计算公式为 (3-3)邻近层瓦斯涌出量，m3/t；mi第i邻近层煤厚，m5=4.15m；M工作面采高，M=3.78m； W0i第i邻近层原始瓦斯含量，W0=9.02m3/t； Wci第i邻近层残存瓦斯含量

51、，Wc =2.67m3/t；i第i邻近层的瓦斯排放率，i与邻近层至开采层的间距有关；当邻近层位于冒落带中时i=1；当采高小于4.5m的条件，i按式（3-4）计算或按图3-1选取。 (3-4)式中：第i邻近层与开采层垂直距离，m；受开采层采动影响顶板底岩层形成贯穿裂隙，邻近层向工作面释放卸压瓦斯的岩层破坏范围，m，设计取=45m。其它参数同前，本工作面利用式（3-4）选取i值，经计算得出i为0.92。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图3-1 邻近层瓦斯排放率与层间距的关系曲线将相关参数带入公式3-3计算得出在4#煤层工作面回采时，邻近层瓦斯涌出量为6.41 m3/t。

52、如公式3-1所示，回采工作面的相对瓦斯涌出量即为上述两部分瓦斯涌出量之和，即4#煤层首采工作面相对瓦斯涌出量为13.43 m3/t。同理，根据上述回采工作面瓦斯涌出量预测计算方法，可以计算得出5#煤层首采工作面瓦斯涌出量为0.56 m3/t。根据矿井工作面布置规划，结合单个工作面瓦斯涌出量计算结果，得出矿井生产时矿井回采工作面的瓦斯涌出量预测结果，详见表3-2回采工作面瓦斯涌出量预测结果汇总表所示：回采工作面瓦斯涌出量预测结果汇总表 表3-2类 型日产量（t）瓦斯涌出量预测值开采层邻近层合计m3/tm3/minm3/tm3/minm3/tm3/min4#工作面1504.96 7.02 7.34 6.41 6.70 13.43 14.04 5#工作面1688.