煤矿瓦斯抽放设计

1、前 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200697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2007105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20

2、09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2009163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201091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

3、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201152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

4、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200754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

5、与瓦斯突出规定；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：3

6、80/660V 转速n=530 r/min，Q=6080m3/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=100120m3/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150m23、项目投资：见预算书。第一章 矿井概况及安全条件第一节 矿井位置一、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，

7、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°3231104°3304，北纬26°575726°5842。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

8、2984000.0035455445.00 4 2983890.0035454800.00 5 2985250.0035454550.00 6 2985375.0035454768.00 第二节 地层及地层特征一、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45层灰兰色、暗紫红色凝灰岩；上段厚1040米，

9、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67118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14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18.8573.82m，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

10、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015m。二、煤系地层的含煤性本区含煤地层为宣威组（P3x），地层厚度85.85191.82m，平均厚度138.84m，含煤一般46层，含煤总厚1.6218.44m，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

11、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3050m左右，为一横向平移断裂。五、地质构造及类型按煤、

12、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。第三节 含煤地层、煤质特征一、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619.5m，一般间距厚度约13m，煤层厚度为0.688.33，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

13、中下部，上距C204煤层约8.8625.6m，一般间距厚度约17.23m, 煤层厚度为0.357.01，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712m，一般间距厚度约9m, 煤层厚度为0.401.71，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

14、上部，上距下三迭统飞仙关组（T1f）底界约2.320.5m，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1-3-1。表1-3-1 煤层特征表 煤层名称煤层厚度(m)层间距（m）煤层夹矸数稳定性煤层倾角(°)平均顶底板岩性最小最大平均顶板底板C2050.191.391.0590-1不稳定局部可采255041粉砂岩泥岩泥质粉砂岩泥岩、泥质粉砂岩C2040.401.711.200-2不稳定局部可采255041粉砂岩泥岩粉砂岩、砂岩泥岩、泥质粉砂岩17.23C2020.3

15、57.013.930-1稳定可采255041粉砂岩泥岩泥质粉砂岩泥岩、泥质粉砂岩13C2010.688.335.290-1稳定可采255041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

16、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

17、、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煤层编号化验分析成果灰份(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-最大平均平均平均平均C20522.22-38.1521.01-24.660.16-0.8021.50-22.9027.4821.730.3222.07C20420.13-33. 1220.01-25.980.55-1.8020.80-21.7024.1122.691.3221.05C20217.27-35.4718.30-26.6

18、90.18-3.7027.10-28.7023.5821.110.8728.00C20113.77-23.2416.91-20.700.07-0.3129.10-30.8019.7218.600.1630.19第四节 矿井水文地质条件一、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21801980m，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

19、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

20、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163192m，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

21、（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

22、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

23、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

24、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。第五节 井田开拓与生产现状一、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+1

25、998.657m，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

26、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。第六节 储量计算及服务年限一、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

27、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/储量汇总表序号煤层编号平均厚度（）资源量（万t）小计331（121b）332（122b）333334？1C2015.29179141932C2023.93245272723C2041.27021914C2051.0558866合计11.4755270622.02、矿井工业资源/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

28、）。见表1-6-2表1-6-2何家冲煤矿工业资源/储量序号煤层编号平均厚度（）比重资源量（万t）工业资源储量（万t）（t/3）331（121b）332 （122b）333k1C2015.291.4317911.9190.92C2022.81.4324523.0268.03C2041.21.437017.987.94C2051.051.43586.864.8合计10.34552.059.5611.53、矿井设计资源/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

29、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 611.523.3 588.2（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/储量汇总表 序号煤层编号平均厚度（）资源量（万t）工业资源储量（万t）永久煤柱损失(万t)设计

30、利用资源量(万t)（331）（121b）（332）（122b）（333）*k1C2015.2917911.9190.9 7.1 183.8 2C2023.9324523.0268.0 10.1 257.8 4C2041.27017.987.9 3.1 84.8 5C2051.05586.864.8 3.0 61.8 合计11.4755259.5 611.5 23.3 588.2 1）、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&#

31、176;、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1-6-4 矿井设计可采储量计算表 序号煤层编号平均厚度()资源量（万t）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)（332）（122b）（333）*k1C2015.2917911.9190.97.1183.87.917.6158.32C2023.8324523.0268.010.1

32、257.85.925.2226.74C2041.27017.987.93.184.81.88.374.75C2051.05586.864.83.061.81.66.054.2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=QA·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1.31.5，取1.3；则：T=QA×K=514/（30×

33、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。第七节 矿井瓦斯状况及通风一、矿井瓦斯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

34、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、 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

35、围33.3-75m³/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煤层编号工业分析（%）真相对密度全硫煤吸氧量（cm/g）干煤鉴定结果MadAdVdaf焦渣特征TRDdSt.d%C2052.188-921.520

36、1.521.000.33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2007345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。第八节 矿区电源与水源电源：该矿电源由附近砂石35kV变电所10kV不同母线段，线路

37、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 煤层瓦斯基础参数测算第一节 瓦斯含量预测根据前面叙述，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4046%，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5460%。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=(2.0310.13)×H根据资料，何家

38、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。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/ en0.7a2.4+0.21Vr或查表8-7-13采矿工程设计手册；b1

39、-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C205C20

40、4C202C201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：WKW1+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)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W20；W3围岩瓦斯储量

41、，该矿取W30。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m31C201190.912.942470.252C202268.013.043494.724C20487.913.481184.895C20564.813.86898.13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。第二节 瓦斯涌出量的预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

42、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××（W0-Wc） (A.1)上式中K1 围岩瓦斯涌出系数，选取范围1.11.3；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

43、采层瓦斯涌出影响系数，参照AQ1018-2006中附录D： K3 (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。K31.15 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

44、.8m3/tq2邻近层相对瓦斯涌出量，m3/t，q2用下式确定：q2 （A.3）式中：mi第i个邻近层煤层厚度，m； M工作面采高，m； 第i个邻近层瓦斯排放率，根据AQ1018-2006中附录D，取I20120、I20230、I20440； 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）×0.2×5/5.291.88m3/t q2202（13.04-3）×0.3×3/3.832.36m3/t q2204（13.48-3）×0.4×

45、1.2/1.24.19m3/t q21.88+2.36+4.198.43m3/t q采=14.8+8.4323.23m3/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q3q4 （2）式中：q3掘进工作面巷道绝对瓦斯涌出量，m3/min；q3 (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，D2米，对于厚煤层，D2h+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) q00.026 W00.0004（Vr）

46、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q00.124m3/(m2·min)q3 m3/minq4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量，m3/min；q4=s·u·(W0Wc) (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(13.863)0.31 m3/minq

47、掘0.54+0.310.85 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= (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）四、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量采用（4）计算q井= (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

48、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）/144029.4m3/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

49、，预计今后瓦斯涌出量还会有上升趋势。第三章 瓦斯抽放第一节 瓦斯抽放的目的及必要性一、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。第二节、瓦斯抽放的可行性瓦斯抽放的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获

50、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；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/

51、min，取成孔（孔长）率80%，计算如下：Q=m3/min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/min2、抽放率计算系统最大抽

52、放量的抽放率为d=式中 d矿井抽放率，100%；Qc矿井抽放瓦斯量，m3/min，12.85m3/minQ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2040m3/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： QaQd×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：