岩脚煤矿瓦斯抽采与综合利用 2

1、前 言2第一章 井田概况及地质特征3第一节 井田概况3第二节 地质特征5第二章 煤炭储量与矿井生产能力16第三章 井田开拓方式17第四章 煤层瓦斯储量预计17第五章 矿井瓦斯涌出量预测和抽放条件19第六章 矿井瓦斯抽放24第七章 瓦斯抽放管路系统35第八章 瓦斯抽放泵站46第九章 抽放瓦斯管理50第十章 安 全54第十一章 技术经济57第十二章 抽放瓦斯的综合利用及评价59前 言岩脚煤矿初步设计生产能力为4万吨/a，准备改造为15万吨/a。随着矿井生产能力的扩大，矿井瓦斯涌出量呈增大的趋势。在经过测定煤层瓦斯赋存状况和基础参数后，认为基本具备瓦斯抽放的条件可以进行瓦斯抽放。第一章 井田概况及地

2、质特征第一节 井田概况一、交通位置岩脚煤矿位于镇雄县县城NE88°方向直距约32处，属云南省镇雄县黑树镇黑树村陈家寨子组管辖。地理坐标：东经105°1104105°1220；北纬27°262127°2720。矿山主井口坐标：X 3038085； Y 35519637； H 1553.7。矿山有3简易公路与镇雄县城至黑树镇的县乡公路相接，至镇雄县城79，至贵州省毕节市约25，至内昆铁路威宁站约151，交通较为方便。二、地形地貌与河流1、地形地貌矿区属云贵高原低中山地貌。矿区范围内地势总体为中间高，南北两边低，海拔最高1900 m，最低1470m，

3、相对高差430m。近东西向的大湾子山横穿整个矿区中部，将矿区分为南北两部分。分水岭以北的反向坡地形较陡峻，地形坡度一般3545°，分水岭以南的顺向坡地形稍缓，地形坡度一般1530°。向东地形逐渐变平缓。2、河流母享河流经矿区，其上游段从矿区的西南侧穿过，往北西流入赤水河，流量随季节变化较大，属于长江水系。其他为季节性溪沟。三、气象与地震；7月为高温月，极高日气温达34.3。历年平均气压88.31mb，历年平均降雨量1153.15mm，冬半年多阴雨，降水时约占全年的22%，夏半年多大雨、暴雨，降水量约占全年的78%。实际年均降雪15天。最大日降雪折合水量6.3mm（降雪深度2

4、0cm）。工作区抗震设防烈度为6度。该区未见大型有泥石流及滑坡等地质灾害。四、矿区内工农业生产及主要建筑材料供应情况农作物以玉米为主，次为稻谷、马铃薯等，经济作物为烟草、油菜等。镇雄县区内工业不发达，以小煤矿、小硫磺矿为主。全县产硫量一万八千余吨，为省内重要的产硫区之一。区内经济欠发达，劳动力资源充足。主要建筑物以水泥、石块为主，水泥、石块等建筑材料均可就地供应；建井所需的钢材、木材可由公路运至工业场地。五、水源、电源青场向斜为本区最大的水文地质单元。矿区位于该单元的北东端，大气降水和地表径流沿断层及岩层节理裂隙渗透补给地下水，地下水主要顺含水层运移，以泉点的形式排出。可作为生产生活用水水源。

5、矿区采用双回路供电，一路来自毕节何官屯变电站011号开关，电压等级10kv；另一路来自镇雄母享变电站082号开关，电压等级10kv；备用电源为1台HC400GF型柴油发电机组，发电机容量为400KVA，可满足矿井通风、排水等要求，并能及时投入使用。六、矿井四邻及小煤矿分布开采情况矿区东翼与法窝煤矿相邻。法窝煤矿属私营小煤矿，正在开采，年产4万吨。通过地面地质调查、走访，证实矿区西北翼存在老井，均已停产。分别简述如下：老井一号：主井坐标：（x：3037686.70、Y：35519908.80）;平洞约50m，见煤后延煤层延伸约50m,地处矿区西北翼，煤厚：1.61.7m，已停产。老井二号：主井坐

6、标：（x：3037748.20、Y：35519853.70）;平洞约200m，见煤后延煤层延伸约50m,地处矿区西北翼，煤厚：1.61.7m，与老井一号共用一个回风井，已停产。老井三号：主井坐标：（x：3037717.30、Y：35519771.40），平洞5060m，见煤后延煤层延伸约5060m,地处矿区西北翼，煤厚：1.61.7m，已停产。老井四号：主井坐标：（x：3037624.60、Y：35519579.30），平洞5060m，见煤后延煤层延伸约5060m,地处矿区西北翼，煤厚：1.61.7m，已停产。第二节 地质特征一、 地层1、区域地层矿区地处青场向斜，出露自二叠系至侏罗系上统地层

7、，第四系零星分布。由老至新简述如下： 二叠系（P）：分布于上述向斜两冀，假整合于志留系地层之上，出露齐全。为碳酸盐、含煤碎屑岩及玄武岩沉积。包括梁山组、栖霞与茅口组、峨眉山玄武岩组、龙潭组和长兴组。 三叠系（T）：大面积分布于向斜两冀。上、中、下统发育和出露齐全。为碎屑岩及碳酸盐岩沉积，包括卡以头组、飞仙关组、永宁镇组、法郎组和须家河组。 侏罗系（J）：分布于向斜核部及其两翼。发育齐全。包括自流井组、沙溪庙组。 第四系（Qh）：分布于山麓、缓坡地带，主要为残坡积层。2、矿区地层矿区内出露的地层有：二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）龙潭组（P2l）、长兴组（P2c）和三叠系下统卡以头组（T1k）、

8、飞仙关组（T1f）和永宁镇组T1y），第四系（Qh）残坡积层较少。现按接触关系由老到新简述如下：岩脚煤矿矿区地层由老至新依次出露有二迭系上统峨嵋山玄武岩组、龙谭组、长兴组；三迭系下统卡以头组、飞仙关组、永宁镇组。 二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）岩性上部为紫灰色凝灰岩，结构致密，强中等风化，一般厚约8m左右。下部为灰绿色或深灰色块状玄武岩，气孔或杏仁玄武岩。柱状节理发育。厚度3540m，常形成陡坎。与下伏地层呈假整合接触。 二叠系上统龙潭组（P2l）该组地层为矿区的主要含煤岩系，出露于矿区北部，地貌上为缓坡地形。岩组厚125135m，平均厚约为130m，与下伏地层呈整合接触。岩性为灰色泥岩、粉

9、砂质泥岩夹细砂岩、煤层及炭质泥岩。中上部泥岩富含菱铁质结核和含植物碎片化石。所夹煤层及煤线1015层，主要煤层分布于上至顶部。其中全区可采煤层为C5煤层，局部可采C6。岩脚煤矿矿区范围内龙潭组顶部的煤层C5厚度稳定，煤质较好，为矿山的主采煤层，C6煤层仅为局部可采，其它煤层在矿区范围内厚度薄，延伸不稳定，均为不可采煤层。 长兴组（P2c）该组地层为矿区的次要含煤岩系，出露于矿区北部，地貌上为山麓缓坡地形。本组自C1煤层顶板C5煤层顶板，厚约40m。岩组岩性为灰色至深灰色泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质灰岩、灰岩、夹细粒砂岩、薄煤层或炭质泥岩，含灰岩58层，含薄煤层35层(但均不可采)。全组含植物碎

10、片化石及动物化石并含大量黄铁矿晶粒，与下伏地层呈整合接触。 三叠系下统卡以头组（T1k）分布于矿区中北部，多形成反向陡坡，节理裂隙发育，厚8090m，与下伏地层呈整合。岩性为灰绿色薄至中厚层状页岩、砂质页岩、钙质胶结细砂岩，夹薄层粉砂质页岩，泥岩灰岩。底部夹一层约1.10m的灰色灰岩；下部以粉砂质页岩或泥质粉砂岩为主，多呈水平层理构造；上部砂质增多，层次增大，并含大量串珠状钙质结核；顶部常含一层鲕粒状灰岩。 三叠系下统飞仙关组（T1f）大面积分布于矿区中、南部，出露较好，厚度380450m。岩性为灰紫紫红色砂质页岩、紫灰色薄厚层状粉砂岩、细砂岩及泥质粉砂岩。夹灰绿色砂质页岩与粉砂岩层23层。波

11、状层理及小型交错层理发育，富含瓣鳃类动物化石。由底至顶砂岩减少，钙质增加。上部夹薄层状砂质灰岩。与下伏地层呈整合接触。 永宁镇组（T1y）分布于矿区西南，为一套潮坪相碳酸盐岩沉积，厚度大于200m，与下伏地层为整合接触。主要岩性为绿灰灰色中厚厚层状生物碎屑灰岩、泥灰岩和白云岩组成，下部夹紫灰色钙质、粉砂质页岩，中部夹紫红色粉砂岩、泥岩，底部以灰色中厚层状灰岩与下伏岩组分界。矿区内仅出露该组的下部绿灰色灰岩、泥灰岩。第四系（Qh）残坡积层主要分布于沟谷及平缓地带，为黄绿、暗紫、褐黄色碎石土及砂质粉土。结构松散，约0. 23m，一般0.52m，与下伏地层不整合接触。二、地质构造二、构造1、区域构造

12、矿区区域上位于扬子准地台川滇黔鄂台坳娄山陷褶束松坎（威信）凹褶束中，为长期凹陷接受沉积的地区。燕山期以前以震荡运动为主，燕山后期发生强烈褶皱运动，形成现在景观。矿区所在的青场向斜及黑树庄正断层为本区的主要区域构造（1）、青场向斜向斜轴向NE60°SW240°，沿向斜轴向方向延伸长度约40以上。向斜核部出露侏罗系中、下统地层，向斜两翼出露三迭系及二叠系地层。地层分布对称，地层倾角平缓，属于发育较完整的开阔平缓向斜褶皱构造。矿区位于该向斜的北东端。该区发育几条次级断层。（2）、黑树庄逆断层分布于矿区以北，矿区位于该断层上盘。断层线走向NE60°SW240°左

13、右，断层面倾向SW150°，倾角50°。该断层基本顺矿区北的沟谷展布，地形标志明显。断层切割龙潭组、长兴组、卡以头组、飞仙关组等地层，地层错距达50m左右。为一中型逆断层。2、矿区构造矿区位于青场向斜北东翘起端，地层走向北东南西，倾向188°202°，倾角13°18°，故区内属缓倾斜单斜构造，含煤地层沿走向、倾向产状变化较大。由于向斜转折端及黑树庄断层的影响，矿区存在挠曲构造和小断层，岩层节理裂隙发育。综上所述本矿区构造复杂程度属简单中等。三、煤层1、C5煤层常分岔成为独立存在的两层煤，上、下分别称之为C5a和C5b。 C5a煤层：民

14、间俗称臭煤，赋存于龙潭组最顶部。该煤层厚度变化较大，最薄0.08 m，最厚1.61 m，平均厚度为0.50 m。C5a煤层的直接顶板带有0.050.10 m的黑色钙质、炭质泥岩，往上则为深灰色泥质灰岩或泥质粉砂岩，底板以下岩性则随与C5b煤层间距变化而异。C5a煤层与C5b煤层垂直间距018 m，平均3.80 m。该煤层含硫量5%，厚度变化大，属不稳定煤层，矿山未进行单独开采，只有当其与C5b煤层合并时才与C5b煤层一并进行采挖。 C5b煤层为矿山的主采煤层和本次资源/储量核实的煤层。赋存于龙潭组最顶部，C5a煤层之下，距C5a煤层平均垂直间距3.80 m，局部地段与C5a煤层复合为一层。C5

15、b煤层厚度1.641.71 m，平均厚度1.68m，厚度变异系数0.39，属较稳定偏稳定型中厚煤层。煤层结构简单，含夹矸01层，结构式一般为1.25(0.03)0.40 。煤层顶板岩性多为炭质泥岩、粘土岩。煤层产状SE188202°1417°，煤层顶底板中见有植物化石碎片。2、C6煤层C6煤层赋存于C5b煤层之下，一般分岔为C6a、C6b两层。 C6a煤层赋存于C5b煤层之下，距C5b煤层垂直间距0.309.60m，一般13m。该煤层厚度02.10m，平均厚度0.60 m，厚度变化较大，属于偏不稳定薄煤层，该煤层在本矿区属局部可采煤层，由于变化较大，矿山未开采。该煤层直接顶

16、板以钙质细砂岩，偶夹中粗粒砂岩，具波状斜层理，当C6a与C5b煤层垂直间距变小时，C6a煤层顶板则为粘土质泥岩、粉砂岩。底板常以炭质泥岩、粘土质泥岩为主。 C6b煤层赋存于C6a煤层之下，距C6a煤层垂直间距0.6011.60m，平均3.25 m。该煤层厚度0.351.00 m，平均0.55 m，厚度变化较大，属于不稳定薄煤层。该煤层在本矿区属不可采煤层。煤层顶板为粘土质泥岩间夹粉砂岩，当与C6a煤层垂直间距4 m以上时，则为粘土质泥岩夹钙质细砂岩；煤层底板主要为粘土质泥岩，有时为炭质泥岩。四、煤质一、煤的物理性质1、C5b煤层主要为黑色半亮型煤，夹较多的镜煤、亮煤条带与丝炭透镜体，顶部和底部

17、各有0.20.4 m高灰分之坚硬暗煤。煤岩为块状构造，块度较大，阶梯状断口，较坚硬。C5b煤层上部一般为块状半暗煤暗煤，中部为半亮煤一条带状半亮煤，下部为块状暗煤半暗煤。2、C6a煤层主要为黑色半暗半亮型，夹亮煤和亮煤条带，块状构造，中等块度，断口为阶梯状，煤质较坚硬。该煤层顶部为条带状半暗煤，中部为半亮煤，下部为条带状暗煤。二、化学性质C5b、C6a煤层煤的化学性质如下：1、煤质牌号根据相邻的镇雄南部井田中段煤矿区对洗煤工业分析资料，区内各煤层洗后灰分迅速降低，粘结性为粉状，胶结层厚度（y）值为0，洗后挥发份（Vdaf均在10%以下，氢含量（Hr）为3.553.63%，镜煤反射率Rmax大于

18、2%，显微硬度30/2。根据中国煤炭分类标准（GB575186），煤种牌号为无烟煤三号。2、灰分（Ad）C5b煤层平均24.77%，属中灰富灰煤。C6a煤层平均值24.85%，亦属中灰富灰煤。3、全硫（St.d）全硫含量在垂直方向上变化明显。C5b煤层平均2.90%，属富硫煤；C6a煤层平均1.78%，属低硫煤。4、发热量（QDTr）C5b煤层为25.12MJ/（6000千卡/）；C6a煤层为23.03 MJ/（5500千卡/）。综上所述，C5b煤层属中灰富灰中高硫煤，C6a煤层属中灰富灰低硫煤，可作为民用煤及一般工业用煤。该两层煤原煤煤质分析结果见表2-1。表2-1 C6a、C5b原煤煤质分

19、析结果分析项目单位分析结果质量等级C5b煤层C6a煤层水分 Mad%C5b中灰-富灰中高硫煤C6a中灰-富灰低硫煤%灰成分SiO2%CaO%Fe2O3%Al2O3%MgO%SO3%挥发分 Vdaf%固定碳CGDf%发热量QDTrMJ/kg粘结性粉状粉状元素分析CrHrOrNr五、矿区水文地质条件一、概况矿山属云贵高原的组成部份，中山地形，地势中部高，南北两侧低，矿区范围内海拔最高1900 m，最低1470 m，相对高差430 m。矿区地形坡度较缓，一般2030°，沟谷呈“V”字型，植被未遭受严重破坏。区内最低侵蚀基准面高度1430 m，主井口海拔1553.7 m，位于侵蚀基准面之上，

20、但矿区的大部分资源位于当地最低侵蚀基准面之下。母享河的上游段从矿区的西南侧穿过，往北西流入赤水河，流量随季节变化较大。其他为季节性溪沟中无常年性地表径流，只有在雨季才有1590l/s的流量，溪沟流量受大气降雨控制，暴涨暴跌，具有山区河流的特点。青场向斜为本区最大的水文地质单元。矿区位于该单元的北东端，大气降水和地表径流沿断层及岩层节理裂隙渗透补给地下水，地下水主要顺含水层运移，以泉点的形式排出。区内对可对煤层形成充水的含水层主要为上覆的三叠系卡以头组、飞仙关组及永宁镇组。但其与煤层间有泥质岩隔水层相隔，一般对煤层的充水性较小。二、矿区水文地质条件1、含水层特征控制本矿区的水文地质因素主要有裂隙

21、及岩溶含水岩组、断层带、老窑及地表水体，其中T1k、T1f、T1y含水组为矿坑充水的主要来源。兹就各因素的特征分别评述于后： 裂隙含水岩组风化裂隙潜水：T1k、T1f、T1y及P2岩组风化裂隙破碎带的深度可达5370m，一般裂隙率为0.41.0，最大2。此带上部仅透水而不含水，下部含水且呈带状分布。潜水位类比埋深080 m，含水带厚1030 m。为一弱含水带。裂隙承压水：斜交（剪切）节理与层间裂隙为T1k、T1f含水之主要因素。一般裂隙率0.20.8，最大为1.7，其中以薄层砂泥岩较为发育，并均随埋藏深度的增加而减小。其间薄层灰岩中见有溶蚀裂隙及小孔洞。性软的泥岩和粘土岩以闭合裂隙为主。因此，

22、含水与隔水岩层亦多呈层状产出。综上所述，区内裂隙含水层之富水性弱极弱，并与隔水层呈互层状产出。如无断层串通导水，各含水层（段）之间随风化裂隙的消失而失去水力联系。总观全区裂隙含水岩系，亦呈一单斜自流水带。 孔隙含水岩组由第四系松散堆积物组成，成分为块石，碎石及粉土，孔隙度大。大气降水补给，渗透快，如果底面平凹，有少量潜水存在，但总体不含水。 岩溶含水岩组赋存于永宁镇组的灰岩溶隙及节理层中，而且主要集中于其中下部，富水性好，量较大。因距煤层较远，如无大的断层串通导水，该含水层对煤矿坑充水性小。2、断层的含（隔）水性根据井巷调查，区内断层富水性及导水性差异较大，其富水性主要取决于断层两盘岩层的含（

23、隔）水性、断层破碎副的宽度及断层相互间的距离。一般断层两盘岩层富水性强则断层富水性强，断层破碎带越宽则富水性越强，断层较为密集时则断层富水性增强。因断层规模较小，断层的导水性一般不强。区内大断裂不发育，但存在小断层，断裂的富水性及导水性对矿山开采有一定的影响。3、地下水补给迳流条件矿区地形较陡峻，不利于地下水的补给。区内地下水主要靠大气降水局部渗透补给，沿断层及岩层节理裂隙迳流，以泉水形式排泄出地表。4、矿井涌水及排水根据本次工作调查，矿坑采用一级排水，矿坑涌水主要汇集至水平水仓，再用水泵直接抽至地表排出井外。本次工作调查，矿坑最大疏干排水量为20m3/d，水量弱。综上所述，本矿区水文地质条件

24、中等。六、工程地质一、工程地质岩组该矿区未做过岩石工程地质勘察工作，现将与矿床开采有关的工程地质岩组简述如下：1、二叠系上统峨嵋山玄武岩组（P2）厚约820m，岩性为青灰色、黑灰色块状玄武岩，具杏仁气孔状构造，浅表裂隙发育，属坚硬岩组。2、二叠系上统龙潭组（P2l）软质岩组其岩性为陆相含煤碎屑岩沉积。平均约为130m，所夹煤层及煤线1015层，岩性为灰色泥岩、粉砂质泥岩夹细砂岩、煤层及炭质泥岩。中上部泥岩富含菱铁质结核。砂岩节理裂隙较发育，总体属软质岩组。是矿区主要含煤地层，对煤层开采有影响。3、二叠系上统长兴组（P2c）软质岩组该组地层为矿区的次要含煤岩系，厚约40m。岩组岩性为灰色至深灰色

25、泥质粉砂岩、粉砂质泥岩、泥质灰岩、白云质灰岩、夹细粒砂岩、薄煤层或炭质泥岩，含灰岩58层，含35层薄煤层但均不可采。灰岩具溶隙，总体属软质岩组，对煤层开采有影响。4、三叠系下统卡以头组（T1k）半坚硬岩组节理裂隙极发育，厚8090m。岩性为灰绿色薄至中厚层状页岩、砂质页岩、钙质胶结细砂岩，夹薄层粉砂质页岩，泥岩灰岩。底部夹灰岩；下部以粉砂质页岩或泥质粉砂岩为主；上部砂质增多，层次增大，并含大量串珠状钙质结核，具溶蚀孔洞；浅表风化严重，灰岩时具溶洞。属半坚硬岩组。5、三叠系下统飞仙关组（T1f）半坚硬岩组大面积分布于矿区，厚度380450m。岩性为灰紫紫红色砂质页岩、紫灰色薄厚层状粉砂岩、细砂岩

26、及泥质粉砂岩。夹灰绿色砂质页岩与粉砂岩层23层。波状层理及小型交错层理发育，富含瓣鳃类动物化石。由底至顶砂岩减少，钙质增加。下部和中上部夹块状砂岩与中厚层状泥岩，易于崩塌，上部夹薄层状砂质灰岩。岩层节理裂隙发育，属半坚硬岩组。6、永宁镇组（T1y）硬质岩组分布于矿区西南，厚度大于200m。主要岩性为绿灰灰色中厚厚层状生物碎屑灰岩、泥灰岩和白云岩组成，下部夹紫灰色钙质、粉砂质页岩，中部夹紫红色粉砂岩、泥岩。岩层节理裂隙发育，受下部半硬质岩组影响，常形成陡坡与陡坎，属硬质岩组。7、第四系（Qh）残坡积层主要分布于沟谷及平缓地带，为黄绿、暗紫、褐黄色碎石土及砂质粉土。结构松散，约0. 23m，一般6

27、8m。结构松散，属软弱岩组。二、生产矿井工程地质情况×2，多为岩石巷。现有两个中段水平巷道。上水平以上已采空或基本采空，现在已布置开采二水平。煤层顶、底板皆为软质岩石。采空区顶板为自然冒落；采区井巷顶板偶有冒落现象，底板时有底鼓。沿脉平巷多为裸巷，部分坑木支护。据调查文访问，矿区内无老窑积水，矿坑内涌水量较小，在破碎带处有顶板滴水。七、其它开采条件1、瓦斯C5b煤层瓦斯成分以CH4为主，占0.3199.59%，次为氮气和二氧化碳，重烃含量甚微。总的趋势是随煤层埋深增大甲烷含量升高，二者呈正比关系。33/t，为低瓦斯矿井。2、瓦斯突出及危险性评价据矿井生产资料，在煤层露头附近的矿井，正

28、常通风条件下，瓦斯浓度一般不超过1.0%，未曾发生瓦斯爆炸或煤与瓦斯突出事故。矿井瓦斯主要来自煤层自身，顶板围岩中瓦斯甚少，放顶后瓦斯无明显增大，涌出量组成以掘进工作面和回采为主，次为采空区、残留煤柱和采落残煤。2、煤尘煤尘爆炸性试验，C5b煤层煤尘爆炸指数（Vabf）为6.078.70%，属无爆炸性煤层。从本井田及邻近井田生产情况来看，也从未发生过煤尘爆炸事故，C5b煤层属无煤尘爆炸危险性煤层。根据重庆地质矿产研究院检验报告：无煤尘爆炸性。3、煤的自燃倾向性根据重庆地质矿产研究院检验报告：自燃等级属“”，为易自燃煤层。4、生产过程中应特别注意的几个问题根据矿井开采条件分析，主要存在以下几个问

29、题：1、矿井瓦斯等级属低瓦斯矿井，但在安全生产管理方面对此必须引以高度重视，决不可掉以轻心。要严格按照煤矿安全规程及有关规定，研究制订出先进合理、切合实际的治理方案和具体措施，并认真贯彻落实，防止事故发生。2、由于滑动构造影响，造成煤顶板容易破碎，抗压强度低。所以顶板条件是不可忽视的不安隐患，必须注意防范。3、在正常情况下，C5b煤层底板为泥岩、砂质泥岩，比较松软，遇水容易膨胀，对开采会有一定的影响。因此，必须加强水文地质工作，加强井下探放水作业，以确保正常开采。4、C5b煤层回采过程中应加强防尘措施，加强井下消防洒水管理，防治煤尘及火灾危害。5、必须加强C5b煤层的地质勘探，加强各方面技术参

30、数的测定和积累工作。第2章 煤炭储量与矿井生产能力一、煤炭储量截至2006年4月，岩脚煤矿原矿权范围内保有122b+333类资源/储量为65.36万吨(其中122b类储量0.86万吨，333类资源量64.5万吨)；拟增扩矿区范围保有333+334类资源量260.68万吨，其中，333类资源量189.55万吨，334类资源量71.13万吨；两项相加，岩脚煤矿变更后的矿权范围内共获保有资源量326.04万吨，其中，122b类储量0.86万吨，333类资源量254.05万吨，334类资源量71.13万吨。以上统计均未包括矿山变更范围后最低准采标高（+1200m）以下的138.56万吨334类资源量。

31、15万吨年井型和75的回采率计算，可为矿山服务16年，远远超出不少于10年的服务年限。第三章井田开拓方式1、岩脚煤矿采用一对斜井开拓方式。设计利用现有主斜井运输兼矿井总进风、副斜井回风2个井口。(1) 主斜井：井筒倾角18°，（1.8+2.8）*2/2m梯形支护，净断面积m2，斜长400m，工字钢支护，带式输送机运输，担负全矿井煤炭运输任务，兼作矿井进风井。(2)副斜井：担负全矿升降人员、下放材料、设备的辅助提升任务，井筒倾角,18°，（1.8+2.8）*2/2m梯形支护，斜长400m，净断面积m2，兼作矿井主要回风井及安全出口。 2、采煤方法矿井采用走向长壁式采煤法，采煤

32、工艺为炮采，全部垮落法管理顶板。 3、矿井通风矿井通风方式为中央并列抽出式, 现装备两台型号为FBCDZ.13型轴流式对旋风机,一台工作,一台备用,配套电机功率为2×30KW；配套电机型号YBF315-8,风机转速980r/min,风量范围:9122022m3/min,风压范围:4631750Pa; 矿井目前总进风量为1280m3/min,副井回风风量1340m3/min，有效风量率为88%，采煤工作面采用全负压通风, 掘进工作面采用型号FBD5.02*7.5kw对旋式局部通风机压入式通风。第4章 煤层瓦斯储量预计 一、煤层瓦斯基本参数2010年11月份-12月份井下实测：1、矿井绝

33、对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为55m3/t。2、5109采煤工作面绝对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为33m3/t。3、掘进工作面绝对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为64m3/t。二、瓦斯储量预计矿井瓦斯储量应为矿井可采煤层的瓦斯储量、受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层及围岩瓦斯储量之和。瓦斯储量的大小标志着瓦斯资源多少，同时亦是衡量有无开发利用价值的重要指标，可按下式计算： Wk=Wl十W2十W3 (2-1) 式中Wk矿井瓦斯储量，万m3； Wl可采煤层的瓦斯储量，万m3；Ali矿井可采煤层i的地质储量，万t；X1i矿井可采煤层i的瓦斯含量，m3t；

34、 W2受采动影响后能够向开采空间排放瓦斯的各不可采煤层的总瓦斯储量，万m3； A2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的地质储量，万t； X2i受采动影响后能够向开采空间排放的不可采煤层的瓦斯含量，m3t； W3受采动影响后能够向开采空间排放的围岩瓦斯储量，万m3，实测或按下式计算： W3K(W1十W2) K围岩瓦斯储量系数，取。矿井可开发瓦斯量（或称可抽放量）是指在既定的开采技术条件下，按照目前的抽放技术水平所能抽出的最大瓦斯量。它反映着矿井瓦斯资源的开发程度，与其抽放工艺技术和抽放能力密切相关。一般采用下式计算：Wkc=k·Wk(2-2)式中 Wkc矿井可抽瓦斯量，万m3

35、；k矿井瓦斯抽放率，按照我国目前的技术水平，采用本煤层预抽和采空区抽放瓦斯时k=3035%，取k=30%；Wk矿井瓦斯储量 万m3；矿井瓦斯储量和可开发瓦斯量的计算结果详见表2-3。表2-3 C5b煤层瓦斯储量计算表煤层煤层性质煤炭储量(万t)可采储量(万t)平均瓦斯含量(m3/t)瓦斯储量(万m3)可抽量(万m3)C5b开采层32624548117604704围岩按可采煤层瓦斯储量的10%计算1176470合计129365174第5章 矿井瓦斯涌出量预测和抽放条件一、矿井瓦斯涌出量预测矿井斯涌出量是矿井通风设计、瓦斯抽放和瓦斯管理必不可少的基础参数，本次采用分源预测法对矿井瓦斯涌出量预测，该

36、方法是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区、全矿井瓦斯涌出量之目的。矿井瓦斯涌出量预测方法可概括为两类：矿山统计预测法和分源预测法。本次采用分源预测法，该方法的实质是根据煤层瓦斯含量，按矿井瓦斯主要涌出源-回采（包括开采层、围岩和邻近层）、掘进及采空区瓦斯涌出规律对矿井各回采工作面、掘进工作面的瓦斯涌出量进行计算，从而达到预测各采区乃至全矿井瓦斯涌出量之目的。预测矿井的瓦斯涌出量时考虑 C5b煤层两个掘进面，一个采煤工作面。二、采煤工作面瓦斯涌出量预测回采工作面的瓦斯涌出量包括开采层瓦斯涌出量（包括围岩）和邻

37、近煤层瓦斯涌出。 1、开采层瓦斯涌出量（包括围岩）按下式计算： （3-3）式中 qh开采层瓦斯涌出量，m3/t； k1围岩瓦斯涌出系数。其值取决于回采工作面顶板管理方法：取k1=1.30；k2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率75%的倒数，取k2=1.33；k3准备巷道预排瓦斯对工作面煤体瓦斯涌出影响系数，k3=（L-2h）/L；L工作面长度，取L=70m；h巷道瓦斯预排等值宽度，取h=10m；kfi取决于煤层开采瓦斯涌出系数,kf1；m煤层的实际厚度，取m=m；M煤层的开采厚度，取m=m；X0i3/t；X1i煤的残存瓦斯含量， m3/t。按（3-3）式计算，采工作面本层瓦斯涌出量预测

38、结果为 m3/t。所以工作面的瓦斯总涌出量为m3/t，。三、掘进工作面瓦斯涌出量预测掘进工作面瓦斯涌出量包括掘进时煤壁瓦斯涌出和落煤瓦斯涌出：qj=qB+qL （3-4）式中 qj掘进工作面瓦斯涌出量，m3/t；qB煤壁瓦斯涌出量，m3/t；qL落煤瓦斯涌出量，m3/t。(1) 掘进工作面煤壁瓦斯涌出量 在巷道掘进过程中，巷道周围煤层中的瓦斯压力平衡状态遭到破坏，煤体内部到煤壁间存在着压力梯度，瓦斯就会沿煤体裂隙及孔隙向巷道泄出。单位时间内单位面积暴露煤壁泄出的瓦斯量（煤壁瓦斯涌出速度）随着煤壁暴露时间的延长而降低。通常暴露6个月后煤壁瓦斯涌出基本稳定。其计算公式为： （3-5）式中 qB掘进

39、巷道煤壁瓦斯涌出量，m3/min；D巷道断面内暴露煤壁周边长度， D=10.8；v巷道平均掘进速度，035 m/min(按5m/d计算)；L掘进巷道长度，L=800m；q0i煤壁瓦斯涌出初速度，m3/m2·min按下式计算：式中 Vf1煤中挥发份含量，%，其值为33；X0i煤层原始瓦斯含量，m3/t，X03/t。q0××(33)2+0.16×3/m2·min根据（3-5）式计算得: qB×035×547×(2×035)1/23/min (2) 掘进工作面落煤瓦斯涌出量 （3-6）式中 qLi掘进巷道落煤瓦

40、斯涌出量，m3/min；v巷道平均掘进速度，035 m/min；S掘进巷道断面积，m2，S取8.2m2；煤的密度，1m3；X0i煤层原始瓦斯含量，m3/t，X03/t；X1煤层残存瓦斯含量，m3/t，X1取3/。根据（3-6）式计算得：qL×035××3/min。再根据（3-4）式计算得：qj1=qB+qL3/min。掘进工作面瓦斯涌出呈不均衡性，其不均衡系数在1.21.5。不均衡系数若取1.35，则掘进工作面瓦斯涌出量最大值可达到3.03m3/min。四、矿井瓦斯涌出量 （3-7）式中qkj矿井瓦斯涌出量，m3/t；生产采区采空区瓦斯涌出系数，取0.200.45

41、；已采采区采空区瓦斯涌出系数，取0.250.45；qhi第i个回采区工作面的瓦斯涌出量，m3/t；qji第i个掘进工作面瓦斯涌出量，m3/min；Ai第i个回采工作面平均日产量，t，A1=330t；A0矿井平均日产量，t，Ai=380t；根据(3-7)式计算得: qkj上=(1+0.45)×(1+0.30) ×（330*11.18+1440×8.44）/380=m3/t。五、瓦斯抽放的必要性根据国家煤矿安全监察局2005年颁布的煤矿安全规程第一百四十五条规定，凡有下列情况之一的矿井，必须建立地面永久瓦斯抽放系统或井下临时抽放系统：（一）一个采煤工作面绝对瓦斯涌出量

42、大于5m3/min，或一个掘进工作面绝对瓦斯涌出量大于3m3/min，采用通风方法解决不合理的。（二）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件的：1、大于或等于40m3/min；2、年产量1.01.5Mt的矿井，大于30m3/min；3、年产量0.61.0Mt的矿井，大于25m3/min；4、年产量0.40.6Mt的矿井，大于20m3/min；5、年产量小于或等于0.4Mt的矿井，大于15m3/min。（三）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。下面从三个方面来分析岩脚煤矿瓦斯抽放的必要性。 六、从矿井目前的瓦斯涌出现状来看瓦斯抽放的必要性岩脚煤矿2009年瓦斯等级鉴定是低瓦斯矿井，根据矿井实测瓦斯涌出量，矿井

43、绝对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为55m3/t。5109采煤工作面绝对瓦斯涌出量为m3/min，相对瓦斯涌出量为33m3/t。并且随着开采深度的增加，在工作面放炮和采空区落顶时瓦斯涌出量会迅速增大，致使工作面瓦斯经常超限。采煤工作面瓦斯绝对涌出量已经超过5m3/min。由于工作面风速及自燃发火的影响工作面的风量已不能再增大，靠通风无法解决。因此，从瓦斯涌出的现状分析，应该建立瓦斯抽放系统。七、从矿井开采深度增加后来看瓦斯抽放的必要性从实测的数据可以看出煤层的瓦斯含量的趋势为：33。可以看出随着矿井开采深度的增加瓦斯含量会逐渐增大并且增大的趋势很严重，矿井的瓦斯涌出量也将进一步增大。

44、采掘工作面瓦斯问题将加重。瓦斯抽放是解决瓦斯问题的首选方法。从长远角度来看，应该建立瓦斯抽放系统。八、从资源和环保的角度来看瓦斯抽放的必要性瓦斯是一种优质的能源，与人工制气相比，利用瓦斯具有成本低，质量高清洁安全，使用方便等显著的优点。如果将抽出的瓦斯加以利用，可以变害为宝，不仅改善能源结构，而且减少了对环境的污染，保护人类生存环境。可以取得显著的经济效益和社会效益。九、瓦斯抽放的可行性开采层瓦斯抽放的可行性是指在原始透气性条件下进行预抽的可能性,一般来说,其衡量指标有两个：一为煤层的透气性系数；二为钻孔瓦斯流量衰减系数,按和判定开采层瓦斯抽放可行性的标准如表3-1所示。表3-1开采层预抽瓦斯

45、难易程度分类表抽放难易程度钻孔瓦斯流量衰减系数（）(d-1)煤层透气性系数（）(m2/MPa2.d)容易抽放>10可以抽放较难抽放十、建立瓦斯抽放系统的条件岩脚煤矿C5b煤层瓦斯储量丰富，根据瓦斯涌出量预测，回采和掘进工作面绝对瓦斯涌出量已经超过5m3/min和3m3/min。并且矿井的瓦斯绝对涌出量大于15 m3/min。抽放量也可以保证在2 m3/min以上。根据矿井抽放瓦斯工程设计规范、煤矿安全规程的要求，岩脚煤矿已具备了建立瓦斯抽放系统的条件。矿井主要抽放开采层瓦斯，抽放系统的服务年限与矿井开采年限相同。矿井主要抽放开采层瓦斯，抽放系统的服务年限与矿井开采年限相同。十一、抽放泵站

46、位置 从安全角度考虑，抽放瓦斯泵站位置的选择应满足下列条件： 1、泵站最好设在回风井工业广场内，泵房距井口和主要建筑物以及居民点不得小于50m，并用栅栏和围墙保护； 2、泵房内和泵房周围20m内严禁明火； 3、泵站位置应考虑到便于利用和敷设管路； 4、泵站位置应选择在运输、供水和供电方便的地点； 5、泵站应设在不受洪涝灾害威胁且工程地质条件可靠地带，应避开滑坡、溶洞、断层破碎带及塌陷区等。 瓦斯抽放泵站位置建在矿区往东50米处。第六章 矿井瓦斯抽放一、瓦斯来源分析工作面瓦斯一部分来源于开采层的煤壁和落煤解吸的瓦斯，另一部分来源于采空区丢煤解吸的瓦斯和围岩涌出的瓦斯。而掘进工作面的瓦斯涌出量也比

47、较大。所以大量瓦斯来自开采层本身和采空区（含采空区丢煤、邻近层和围岩）及煤层中的掘进面涌出的瓦斯。二、抽放瓦斯方案选择煤矿抽放瓦斯是减少矿井和采区瓦斯涌出量的有效途径，也是防止煤与瓦斯突出的主要措施之一。抽放瓦斯不仅为井下安全生产和更好地发挥采掘机械效能提供了条件，同时对抽出的瓦斯加以利用，也会取得较好的经济效益和社会效益。抽放瓦斯方法的选择，主要是根据矿井（或采区、工作面）瓦斯来源、煤层赋存状况、采掘布置、开采程序以及开采地质条件等因素进行综合考虑。目前抽放瓦斯方法主要有：开采层瓦斯抽放、邻近层瓦斯抽放、采空区瓦斯抽放，选择具体抽放瓦斯方法时应遵循如下原则：1、选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋

48、存状况、开采巷道布置、地质条件和开采技术条件；2、应根据瓦斯来源及涌出构成进行，尽量采取综合抽放瓦斯方法，以提高抽放瓦斯效果；3、有利于减少井巷工程量，实现抽放巷道与开采巷道相结合；4、选择的抽放瓦斯方法应有利于抽放巷道布置与维修、提高瓦斯抽放效果和降低抽放成本；5、所选择的抽放方法应有利于抽放工程施工、抽放管路敷设以及抽放时间增加。（1）瓦斯抽放方法概述 1、开采层瓦斯抽放开采层抽放包括预抽、边采边抽和强化抽放等方式，预抽主要采用钻孔预抽，是在工作面开采前预先抽放煤体中的瓦斯，属于未卸压煤层的瓦斯抽放，对于透气性及其它预抽条件较好的煤层，预抽会取得较好效果。边采边抽利用工作面开采时的卸压效应

49、抽放本层瓦斯，当工作面推进时，工作面前方煤体由于卸压，透气性大大增加，抽放效率大幅度提高，采用斜向孔或交叉钻孔，抽放工作面前方煤体的卸压瓦斯。“九五” 期间，抚顺分院进行交叉钻孔方法试验，取得很好的抽放效果。交叉钻孔除具有斜交钻孔的优点以外，还可以增加煤层裂隙与钻孔的气体动力学联系，有利于煤层瓦斯向钻孔流动，故其抽放效果将会更好些。岩脚煤矿适合本煤层瓦斯抽放的条件，采用斜向或交叉钻孔抽放本煤层瓦斯会取得较好的效果。2、采空区瓦斯抽放采空区瓦斯抽放具有抽放量大、来源稳定等特点，由于采煤工作面采用U型通风方式，上隅角积聚大量的瓦斯，再加上邻近层、围岩瓦斯的涌出，使采空区瓦斯涌出量较大，具备进行采空

50、区瓦斯抽放的条件。（2）瓦斯抽放方法根据抽放方法的选择原则，结合岩脚煤矿煤层的赋存、瓦斯来源等特点，考虑到工作面所需的抽放量，提出岩脚煤矿较合理的抽放方法。抽放方法见表4-2-1：表4-2-1 抽 放 方 案 选 择煤层抽放方式理 由备注本煤层抽放采煤工作面顺层打钻采煤工作面瓦斯涌出量大影响正常生产边采边抽或先抽后采掘进面打钻掘进工作面瓦斯涌出量大影响正常生产边掘边抽或先抽后掘采空区抽放埋管或插管采空区瓦斯涌出量大。采空区内埋管或插管三、抽放瓦斯参数设计 1、预抽开采层瓦斯（一）、回采工作面预抽抽放方式结合回采工作面的巷道布置特点，推荐采用沿煤层倾斜方向平行钻孔方式进行本煤层瓦斯抽放。具体布孔

51、方法：利用工作面进风巷，向回采工作面切眼方向打沿煤层倾斜方向的平行钻孔，如图1所示。回采工作面预抽钻孔布置参数如下：钻孔长度：7075m；钻头直径：开孔89mm，终孔75mm；钻孔与回风顺槽夹角：84°86°；钻孔倾角：与煤层倾角相同；钻孔间距：由于矿井没有透气性系数等资料，因此暂定5m，生产过程中加强收集瓦斯相关参数，以确定最佳抽放半径；封孔深度：58m；封孔方式：聚胺酯封孔或水泥砂浆封孔。 2、采空区瓦斯抽放上隅角插管抽放瓦斯上隅角瓦斯抽放的主要原理是在工作面上隅角形成一个负压区，使该区域内瓦斯由抽放管路抽走，这可以避免因工作面上隅角处局部位置因风流不畅（或微风）引起的

52、瓦斯超限，还可解决因漏风使采空区向上隅角涌出瓦斯而造成的瓦斯超限。为操作方便，靠近采面上隅角段管路可采用6m长的铠装软管与主抽放管路连接，将铠装软管插入上隅角，为保证软管吸入口处于上隅角的上部（上部瓦斯浓度较高），抽放软管与木棒绑在一起，用铁丝吊挂在支架上，为提高抽放浓度，上隅角处应采用挡风帘或其他挡风设施，提高抽放效果。随着工作的推进，拆下前端一段主管路，移动抽放软管，如此反复。抽放工艺如图4-3-2所示。软管可采用14吋管。抽放管伸入上隅角长度及位置应根据实际抽放效果，不断调整，得到合理的参数。图4-3-24上隅角插管抽放瓦斯示意图上隅角插管瓦斯抽放是制造一个负压区，让周围瓦斯向负压区流动

53、，然后通过排放管路，抽出工作面，负压区在什么地方最合适，顶板岩性不同，顶板的冒落程度不同，对负压区的选择都将有较大影响，为确保抽放点的合适位置（使吸入口瓦斯浓度较高），在抽放管路负压始端接一个带48个分支的一段管路，分出几个支管，支管出口接4吋或6吋胶皮软管，软管插入上隅角后呈发散排列，可提高抽放效果，如图4-3-3所示。图4-3-3上隅角分支插管抽放瓦斯示意图对于采空区瓦斯涌出量较大的工作面，也可以采取采空区埋管抽放的方式，随着工作面不断向前推进，沿回风巷将管路埋入采空区。采空区埋管抽放，见图4-3-4。图4-3-4 采空区埋管抽放瓦斯示意图 3、已采的老采空区瓦斯抽放图3-5对于刚采完的工

54、作面，为防止采空区向外涌出瓦斯，打密闭墙时，向采空区密闭墙内插管，进行瓦斯抽放，见图4-3-5。图4-3-5 全封闭插管抽放采空区瓦斯示意图4、掘进工作面瓦斯抽放（1）掘进工作面先抽后掘抽放方法：在掘进工作面向迎头打顺层钻孔，在工作面掘进前进行预抽，降低或消除掘进工作面瓦斯突出的危险。抽放钻孔布置：抽放钻孔布置，见图4-3-6，钻孔技术参数，见表4-3-2。图4-3-6 掘进面先抽后掘钻孔布置示意图注：上图仅供参考，钻孔开孔位置应避开破碎处，钻孔的个数可以根据瓦斯及断面情况布置，可根据抽放情况增减。掘进面钻孔封孔工艺与回采面封孔类似，封孔深度及封孔长度适当减小。掘进面先抽后掘钻孔技术参数表 表

55、4-3-2钻孔类别钻孔与巷道中心线夹角（°）钻孔与水平面夹角（°）孔深（m）钻孔直径（mm）开孔间距（m）先抽后掘515同煤层倾角15-3075注：钻孔深度可根据煤层情况确定，条件允许情况下，深度越大效果越好。 （2）掘进工作面边掘边抽岩脚煤矿掘进工作面瓦斯涌出量较大，若采取迎头打钻孔抽放不合适时可采用掘进工作面边掘边抽的瓦斯抽放方法。详见图4-3-7，参数见表4-3-3。钻场规格尺寸为：宽3.5m，长4m，高2.5m，钻场掘成后，在开口处架设一架抬棚进行支护。封孔工艺与前面的钻孔封孔方法相同。图4-3-7 掘进工作面边掘边抽示意图边掘边抽钻孔技术参数表 表4-3-3钻孔类别钻孔与巷道中心线夹角（°）钻孔仰角（°）孔深（m）钻孔直径（mm）边掘边抽10°25°310°415大致同煤层倾角10075注：两条巷道之间的钻孔长45m左右。四、抽放方法确定根据上面提出的抽放方法结合岩脚煤矿的实际情况来确定合理的抽放方法。根据矿井瓦斯涌出量预测采面瓦斯主要来自于本煤层的采掘工作面及采空区，而邻近层瓦斯涌出对工作面影响不大。所以合理的抽放方法为本煤层预抽瓦斯结合采空区和掘进面瓦斯抽放。 1、抽放瓦斯量预计（1）瓦