抽放设计说明书(定稿)

1、前 言矿井瓦斯的主要成份是甲烷，甲烷既是威胁煤矿安全生产的有爆炸危险性的气体，又是破坏大气环境的温室气体，但是如果将一定浓度的瓦斯抽放并收集起来，它将是清洁的能源，可广泛用于化工原料、燃气发电、工业和民用燃料等，因此，抽放瓦斯 利国利民。清徐县东于煤矿为清徐县国营重点煤矿 ,位于东于镇北 7km 处。东于煤矿现为改扩建矿井，采矿许可证批准 矿区面积 9.7795km2，开采 03 号、2 号、4 号、5 号、6 号、8 号、9 号煤层，改扩建规模900kt/a，属高瓦斯矿井。现该矿地面工业场地建有瓦斯抽放泵站，泵站内安设有两台 2BE1252-0 型水环真空泵，电机功率 55kW，一台使用一台

2、备用。但是现有瓦斯抽放系统 非常陈旧，效率较低，已不能满足安全生产需要，因此，为了保证矿井安全生产， 稳定矿井产量，必须重新设计瓦斯抽放系统，以提高瓦斯抽放效率。受东于煤矿的委托，我公司于 2007 年 9 月开始承担东于煤矿瓦斯开发利用方案设计。设计瓦斯抽放规模为 15m3/min，能满足矿井设计能力 900kt/a 的要求。一、编制本设计的依据一、编制本设计的依据1、东于煤矿 2007 年 9 月提供的东于煤矿瓦斯开发利用方案 设计委托书（以下简称设计委托书）。2、山西省煤炭地质公司编制的山西省清徐县东于煤矿矿井 地质报告。3、太原市煤炭工业局“转发省局关于太原市所属 34 座矿井2006

3、 年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复 的通知”并煤安发200769 号文件。4、东于煤矿提供的其他设计资料和基础数据。5、矿井瓦斯抽放规范（AQ1027-2006）。6、煤矿安全规程（2006）。二、设计的主要技术经济指标二、设计的主要技术经济指标1、矿井相对瓦斯涌出量： 18.72m3/t（4 号煤层预测量）2、设计矿井瓦斯抽放量： 15m3/min3、瓦斯抽放站、加压站占地面积：0.5ha4、抽放改扩建工程总投资： 6860.71 万，各分项工程费用如下：抽放工程 509.91 万元土建工程 96.01 万元设备购置费 2721.40 万元安装工程 2977.79 万元其他费用 55

4、5.60 万元5、矿井瓦斯抽放率：38.5%6、矿井抽放系统服务年限： 52.6a三、问题和建议三、问题和建议由于该矿瓦斯资料缺乏，本设计依据的资料为邻近矿井资料， 计算出的一些参数与矿井实际情况存在一定差距 ，对本矿瓦斯开发利用只能起一定的借鉴作用，矿方 在做开发初步设计时必须提供本矿准确的瓦斯和地质资料才能达到真正开发利用的目的。第一章 矿井概况第一节 井田概况一、位置与交通一、位置与交通清徐县东于煤矿位于距县城 7km 的东于镇北，其地理位置为东经11214，北纬 3737。“太汾”公路、“八一”公路从井田南沿通过，西峪矿铁路装车站距本矿 35km，南峪铁路专线建成后，至本矿仅11km。

5、交通较为便利。二、井田范围和煤炭储量二、井田范围和煤炭储量2。根据地质报告，矿井地质总储量为 163.88Mt，其中03、2、4、5、6、8、9 号煤储量分别为18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。三、矿井设计生产能力和服务年限三、矿井设计生产能力和服务年限矿井设计生产能力为 900kt/a，第一水平服务年限为 30.4a；第二水平服务年限为 24.8a；矿井服务年限 55.2a。第二节 地质及构造情况一、井田地层一、井田地层本井田地层出露良好，由东南至西北以此出露二迭系下统下石盒子组和二迭系上统上石盒子组。下部地层没有出

6、露，资料取于钻孔。地层划分原则按华北地区区域地层表 。自下而上分述如下：1）奥陶系中统(O2)（1）奥陶系中统上马家沟组 (O2S)区内地层没有出露，按 615 号钻孔揭露地层厚度约 80 米。上部为深灰青灰色中，厚层状石灰岩夹泥灰岩；中下部为深灰色中厚层状结晶灰岩，白云质灰岩夹角砾状泥灰岩，并合透镜状石膏层。（2）奥陶系中统峰峰组(O2S)此组地层为井田含煤地层之基底，据 615 号钻孔揭露全组地层厚度约 120 米。其岩性下部为灰、深灰色角砾状泥灰岩、白云质灰岩夹脉状纤维石膏及结晶石膏层。上部为青灰色厚层状石灰岩，泥灰岩夹有白云质灰岩。与下伏地层整合接触。2）石炭系（C）（1）石炭系中统本

7、溪组 C2b：其顶界至晋祠砾岩（ K1）之底，底界为铁铝层，与奥陶系灰岩为平行不整合接触。地层厚度一般为1921m。岩性以深灰、浅灰或灰色中细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩、铝质泥岩、泥岩、石灰岩及薄煤层组成。（2）石炭系上统太原组(C3t)：晋祠砾岩（K2）之底至东大窑石灰岩 L5之顶，与下部地层整合接触。厚度 78.2094.89m，平均 88.84m。以过渡环境的岩性组合为主。其岩性为泥岩、砾质泥岩、石灰岩、粗、中、细粒砾岩及煤层。总的面貌是以色深、粒细、层理复杂、化石较丰富为其特色。总的趋势是南厚北薄、东厚西薄。为下部主要含煤地层3）二迭系（P）（1）二迭系下统山西组(P1S)：从 L5石灰岩

8、顶至骆驼脖砾岩 (K4)底，厚度 36.6357.52m，平均 53.02m，为上部主要含煤地层。以三角洲及滨海平原沉积为主。岩性有中细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩、泥岩及煤层组成。与下伏地层相比，本组以色较浅、粒较粗，具交错层理，植物化石丰富为特点。与下伏地层呈整合接触。（2）二迭系下统下石盒子组 (P1X)：骆驼脖砾岩(K4)底至 K6砾岩底，厚度 98.61135.01m，平均 118.61m。与山西组地层连续沉积。区内东南角有出露。岩性底部为灰白色中粗砾岩；下部为深灰，灰色细砾岩、粉砾岩、砾质泥岩互层，并夹薄煤线；上部为黄绿、灰绿砾质泥岩、粉砾岩及浅灰色细砾岩互层。（3）二迭系上统上石盒子组

9、 (P2S)：底界为 K6砾岩底，与下伏地层整合接触。区内广泛出露，一般钻孔揭露不全，据区域资料，全组厚度约 400m。按其岩性、岩相特征分为两段：下段（P2S2）：K6砾岩底至 K7砾岩底，据 610 钻孔揭露厚度约 10米。岩性为灰绿色砾质泥岩及中，细砾岩互层。砾质泥岩中含有暗紫色斑点，往上紫色增多。底部为 K6含砾粗砾岩，其底往往含有一层透镜体细砾岩。本段以含暗紫色斑块和夹层为特征。上段(P2S2)：底界为 K7砾岩，区内没有底界出露。出露最大厚度约100 米。岩性为暗紫、蓝灰、黄绿色砾质泥岩与灰绿色中细砾岩互层。本段以蓝灰色砾质泥岩及砾岩中含肉红色长石为其特征。 K7砾岩上含有 12

10、层透镜状铁锰质结核。（4）第四系(Q)本区分布范围不大，厚度比较薄，一般 6m 左右，最厚不超过32m，未详细划分。中、上更新统(Q2+Q3)：Q2为红色土，含钙质结核。 Q3为马兰黄土，垂直节理发育，不整合覆盖在山坡和山梁上。全新统(Q4)：分布山前倾斜平原及沟谷中，由各种岩石成分的卵石和岩块堆积而成。二、地质构造二、地质构造山西西山煤田位于祁吕山字型东翼及新华夏系构造的复合部位，本井田位于西山煤田的南部，与近期汾河地堑相联。总体看，为一近似走向东北，向北西倾斜的单斜 构造，但在此基础上又发育着一系列褶曲和断层。褶曲轴向呈“S”形，一般较为紧密。断层均为扭性正断层。地层产状在纵横方向上变化较

11、大，地层倾角一般 10 度左右，局部可达 25度。其它如陷落柱、节理等构造也有发育。总体本井田属一类偏复杂 构造。现将各种构造叙述如下：1）褶曲：主要有北西和北东两组，区内发育 4 个背向斜，分述如下：阎家庄背斜（Z1）：位于阎家庄村,区内延伸长度 1500m，宽400m，由东往西逐渐消失。轴向西部北 85 度西，东部北 5 度东，两翼基本对称。黄大平向斜（Z2）：位于黄大平村北 ，区内延伸长度 2100m,宽约1000m。延至井田边界以西约 300 米逐渐消失。轴向西部为南 5 度西，东部为北 40 度东呈“S”型，为一宽缓向斜。市儿口背斜（Z3）：位于市儿口村,长 1300m，宽约 500

12、m,轴向近似东西，两翼地层产状近似对称。区内东部消失，西部延至区外。新民向斜（Z4）：位于新民村北,区内延伸长度 1000m，宽约500m，轴向南 80东，向斜南翼地层倾角较大，北翼地层倾角较小。2）断层本井田断裂构造较为发育，所见断层均为正断层。断层走向以北东和北东东向为主。区内发育 10 条断层。3）陷落柱本井田发育的陷落柱为钻孔和井下巷道所揭露的，地表特征不太明显，一般地貌上形成红色小鼓包。所见陷落柱大小不等，形状大都为椭圆体，最大者长轴约 220m，短轴约 145m。区内 612 号钻孔所见陷落柱，其岩性由种种大小不等的岩块杂乱堆积，紧密胶结而成。陷落柱的陷壁角一般为 8085 度，主

13、要发育在褶曲扭动部位和断裂的尖灭端。此外，井田北部 612 钻孔探得一塌陷至 2 号煤层的陷落柱，范围不详。现生产井范围内揭示出直径 3050m 陷落柱 3 个，陷落角一般为80 度。三、三、 瓦斯等级鉴定涌出情况瓦斯等级鉴定涌出情况依据太原市煤炭工业局“转发省局关于太原市所属 34 座矿井2006 年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复 的通知”并煤安发200769 号文件，东于煤矿的相对瓦斯涌出量为 14.71m3/t，最大绝对涌出量为 8.51 m3/min。瓦斯鉴定等级为高瓦斯矿井。四、煤尘及煤的自燃四、煤尘及煤的自燃2006 年 7 月 10 日由山西省煤炭工业局综合测试 中心对

14、4 号煤层的煤尘爆炸进行了测试，其结果： 4 号煤层火焰长度 30mm，抑制煤尘爆炸最低岩粉用量为 55%，为有爆炸性危险的煤层。4 号煤层煤的吸氧量为 0.8536cm3/g，自燃倾向性等级为 ，自燃倾向性为不易自燃煤层。第三节 煤层赋存情况一、煤层一、煤层本区含煤地层为山西组及太原组，含有 02、03、1、2、3、4、5上、5、6上、6、7、7下、8上、8、9、10、11 号等 17 层煤层，含煤地层总厚 141.86m。本井田仅 03、2、4、5、6、8、9 号等 7 层为稳定及较稳定可采煤层，可采煤层总厚 15.99m。含煤系数 11.3%。现将井田内 7层可采煤层自上而下分述如下：0

15、3 号煤层：俗称上三尺煤。位于山西组上部，厚 1.152.30m，平均 1.76m。属稳定全区可采煤层。结构简单。顶板为砂质泥岩，粉砾岩和细砂岩，以砂质泥岩为主；底板为泥岩，砂质泥岩或中细砂岩。2 号煤层：俗称大窑煤。位于 03 号煤下 5.0810.70m，平均 7.32米，厚 1.653.35m，平均 2.56m，属稳定全区可采煤层。结构简单，局部含夹石 1 层，顶板为砾质泥岩或细砂岩：底板为中细砂岩或粉砂岩。4 号煤层：俗称二夹煤。距 4 号煤层约 8.9 米。厚 0.854.58m，平均 2.75m，含夹石 02 层，厚 0.080.73m，顶板为粉砂岩或炭质泥岩；底板为砾质泥岩或粉砂

16、岩，有时为细砂岩。5 号煤层：位于山西组地层之下部，距 4 号煤层 2.056.39m，平均4.23m。厚 0.573.43m，平均 1.54m，含夹石 1 层，厚 0.080.73m，顶板为炭质泥岩或砂质泥岩；底板为粉砾岩或砂质泥岩。6 号煤层：俗称大齐煤。位于太原组上部，距 5 号煤7.1721.51m，平均 15.41m，厚 0.62.46m，平均 1.21m，含夹石 1 层，顶板为炭质泥岩或砂质泥岩；底板为砂质泥岩或粉砂岩。8 号煤层：俗称中带煤。位于 L1灰岩之下，距 6 号煤 16.1363.8米，平均 40.85m。煤厚 1.86.27 米，平均 4.15m，属稳定全区可采煤层，

17、含夹石 03 层，厚 01.57m，顶板为炭质泥岩；底板为粉砾岩或细砂岩。9 号煤层：俗称四尺煤。位于 8 号煤层下一般不超过 1m，区内局部与 8 号煤合并为一层。厚 1.182.66m，平均 2.02m，含夹石 1 层，厚0.080.22m，顶板为砂质泥岩或炭质泥岩；底板为砂质泥岩或细砂岩。井田内各煤层特征见表 1-3-1。表 1-3-1 井田内各煤层特征见表煤层厚度/m顶底板岩性煤层名称最小最大平均煤层间距m顶板底板煤层稳定性容重（t/m3）020.150.310.23砂质泥岩,粉砾岩和中细砂岩砂质泥岩或中细砂岩不稳定1.3315.21031.152.301.76砂质泥岩,粉砾岩和中细砂

18、岩砂质泥岩或中细砂岩稳定1.334.3210.210.430.32砂质泥岩,细砂岩砂质泥岩或细砂岩不稳定1.333.0021.653.352.56砾质泥岩或细砾岩中-细砂岩或粉砂岩稳定1.305.40301.250.5砂质泥岩,粉砾岩和细砂岩泥岩,砂质泥岩或中-细砂岩不稳定1.304.5040.854.582.75粉砂岩或炭质泥岩砾质泥岩或粉砂岩，有时为细砂岩稳定1.303.015上01.20.52砂质泥岩,粉砾岩或砂质泥岩不稳定1.351.2250.571.891.54砂质泥岩,和细砂岩粉砾岩或砂质泥岩较稳定1.3511.676上0.300.720.45石灰岩砂质泥岩或粉砂岩不稳定1.373

19、.7660.602.461.21砂质泥岩,和细砂岩砂质泥岩或粉砂岩较稳定1.376.6700.470.24炭质泥岩粉砾岩或细砂岩不稳定1.330.507下00.420.21炭质泥岩粉砾岩或细砂岩不稳定1.3329.038上01.100.67炭质泥岩粉砾岩或细砂岩不稳定1.334.5281.806.274.15炭质泥岩粉砾岩或细砂岩稳定1.33191.182.662.02砂质泥岩或炭质泥岩砂质泥岩或细砂岩稳定1.384.871000.760.4砂质泥岩或炭质泥岩砂质泥岩或细砂岩不稳定1.38110.447.64砂质泥岩或炭质泥岩砂质泥岩或细砂岩稳定1.38二、煤质二、煤质井田内各煤层均为黑色，玻

20、璃强玻璃光泽，贝壳状断口，内生裂隙发育、性脆易碎。宏观煤岩类型以及光亮煤及半亮煤为主，少量半暗煤及暗淡煤；显微组分以镜质组为主，少量半镜质组和丝质组。主要可采煤层煤质特征表见表 1-3-2。 表 1-3-2 主要可采煤层特质特征表煤层样别Mad(%)AD(%)Vdaf(%)St,d(%)Qb,adf(MJ/kg)Y(mm)GRI煤种原煤0.6729.4616.950.3634.84PS03精煤0.7911.4213.830.53010.7原煤0.6916.1614.311.3935.67PM2精煤0.716.1912.350.6900原煤0.7634.4618.050.5733.98PM4精煤

21、0.749.9112.830.555.6原煤0.9118.3011.301.8835.76WY8精煤0.895.169.641.0原煤0.7721.6012.601.0335.54WY9精煤0.786.649.741.0800煤质分析结果标明：井田内主要可采煤层 03 号为富灰、特低硫、特低磷、高发热量贫廋煤； 2 号和 4 号煤为低灰富灰、特低硫、特低磷高发热量贫煤；8 号和 9 号为低中灰、低中硫、特低磷中磷、高发热量无烟煤。精煤回收率级别多属于低等。第四节 矿井开拓与开采一、开拓方式一、开拓方式矿井现有主斜井、副斜井 和回风斜井，改扩建后期在三采区中央增建（三采区）进风立井和回风立井。主

22、斜井：倾角 22，方位角 175，料石砌碹，井筒斜长 405m，井筒净断面积 12.68m2，掘进断面 16.48 m2。装备一条 1000mm 胶带输送机，直达井底煤仓，担负全矿井煤炭提升任务，兼做进风井及安全出口。副斜井：倾角 22，方位角 173，料石砌碹。斜长 380m，井筒断面积 10.61m2，掘进断面 11.70 m2，双钩串车提升，并铺设有 22kg/m 轨道、水沟、行人台阶、排水管道及缆线。主要担负全矿井提矸、下料、行人等任务，兼做进风井及安全出口。回风斜井：倾角 18，断面形式为半圆拱形，料石砌碹 。斜长370m，巷道净断面 10.61m2 ，掘进断面 11.7 m2，设有

23、水沟台阶。主要用于矿井回风，内铺设有瓦斯抽放管路 。本矿 03、2、4、5、6 号可采煤层，平均间距仅为 7.32m 的煤层赋存特征，故矿井在开拓部置上确定为 五层煤层实行联合开采，设一个水平来完成矿井的开拓及开采任 务。全井田划分为三个采区。沿三采区中央布置运输、轨道大巷至井田北部边界，均布置在4 号煤层。一采区 03 号、4 号煤层均已采完，在井底车场附近 4 号煤层布置回采工作面。采用沿倾斜大巷一侧布置一个工作面的走向长壁巷道布置体系。二、采区布置与开采顺序二、采区布置与开采顺序设计采用走向长壁式布置， 三条大巷分别为运输大巷、轨道大巷和回风大巷。大巷均沿 4 号煤层布置，巷道间距 30

24、m。矿井设二个水平开采， 设一个水平（+665m）来完成矿井03、2、4、5、6 号煤层开采任务。将 8 号、9 号煤层设第二水平（614m）进行开采。一水平划分为三个采区，开采顺序为先开采 4号煤层一采区，后开采三采区 03 号、2 号和 4 号煤。三、采煤方法与顶板管理三、采煤方法与顶板管理矿井初期开采 4 号煤层，采煤方法为走向长壁综采，一次采全高，工作面长度 160m，采高为 2.97m。工作面日循环数为 6 次，循环进度 0.8m，年工作天数为 300 天，年推进度为 1296m，矿井日产量为 3000t。顶板管理方法为全部冒落法。第五节 矿井通风与瓦斯一、通风方式及供风量一、通风方

25、式及供风量根据井田开拓布置，矿井采用机械抽出式通风方式，前期采用边界并列式通风系统，后期采用分区式通风。矿井改扩建后初期进风井筒为主、副斜井，回风井筒为回风斜井。矿井中后期在三采区范围的中央建三采区进、回风立井，服务范围为三采区后部。矿井中后期进风井筒为主、副斜井、三采区进风立井，回风井筒为三采区回风立井。矿井总风量为 6000m3/min。即 100m3/s。矿井通风容易时期和困难时期最大阻力分别为 1716.77Pa 和 2812.96Pa，矿井通风容易时期等积孔为 2.50m2，通风困难时期等积孔为 1.95m2，前期矿井通风阻力等级为小阻力矿井，矿井通风难易程度评价为容易 ；后期矿井通

26、风阻力等级为中等阻力矿井，矿井通风难易程度评价为 中等。二、二、 瓦斯等级鉴定及涌出情况瓦斯等级鉴定及涌出情况依据太原市煤炭工业局“转发省局关于太原市所属 34 座矿井2006 年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复 的通知”并煤安发200769 号文件，东于煤矿的相对瓦斯涌出量为 14.71m3/t，最大绝对涌出量为 8.51 m3/min。瓦斯鉴定等级为高瓦斯矿井。三、瓦斯抽放情况三、瓦斯抽放情况现该矿地面工业场地建有瓦斯抽放泵站，泵站内安设有两台2BE1252-0 型水环真空泵，电机功率 55kW，一台使用一台备用。但是现有瓦斯抽放系统非常陈旧，效率较低，已不能满足安全生产需要 ，因此

27、，为了保证矿井安全生产， 稳定矿井产量，必须重新设计瓦斯抽放系统，以提高瓦斯抽放效率。第二章抽放瓦斯设计参数第一节煤层瓦斯基本参数一、煤层瓦斯压力一、煤层瓦斯压力东于煤矿未打测压钻孔，根据 邻近矿井地质报告测压钻孔情况，测定 03 号煤层的瓦斯压力为 0.26MPa；2 号煤层的瓦斯压力为0.28MPa；4 号煤层的瓦斯压力为 0.4MPa；5 号、6 号煤层的瓦斯压力为 0.32MPa；8 号、9 号煤层的瓦斯压力为： 0.45MPa；二、煤层瓦斯含量二、煤层瓦斯含量煤层瓦斯含量采用间接法测定，并采用下列公式计算： dadadabP100Aa -M110KPX1+bP10010.31M式中：

28、X煤层瓦斯含量，m3/t；a,b吸附常数，03 号煤层为 a18.71m3/t，b=0.77MPa-1；2 号煤层为 a18.34m3/t，b=1.09MPa-1；4 号煤层为a20.09m3/t，b=0.72MPa-1；5 号煤层 a21.35m3/t，b=0.72MPa-1；6号煤层为 a21.78m3/t，b=0.83MPa-1；8 号煤层为a22.34m3/t，b=1.09MPa-1；9 号煤层为 a24.19m3/t，b=1.11MPa-1；P煤层绝对瓦斯压力， MPa；03 号煤层的瓦斯压力为0.26MPa；2 号煤层的瓦斯压力为 0.28MPa；4 号煤层的瓦斯压力为0.4MPa

29、；5 号、6 号煤层的瓦斯压力为 0.32MPa；8 号、9 号煤层的瓦斯压力为：0.45MPa；Mad煤的灰分，%；03 号煤层平均为 29.46%；2 号煤层平均为16.16%；4 号煤层平均为 34.46%；5 号煤层平均为 25.83%；6 号煤层平均为 21.77%；8 号煤层平均为 18.30%；9 号煤层平均为 21.60%；Ad煤的水分，%；03 号煤层为 0.67%；2 号煤层为 0.69%；4 号煤层为 0.76%；5 号煤层为 0.72%；6 号煤层为 0.54%；8 号煤层为0.91%；9 号煤层为 0.77%；K煤的孔隙体积，m3/m3；03 号煤层为 5.2%；2

30、号煤层为7.1%；4 号煤层为 5.5%；5 号煤层平均为 5.5%；6 号煤层为 4.3%；8号煤层为 7.6%；9 号煤层平均为 9.1%；煤的视密度，t/m3。03 号煤层为 1.36t/m3；2 号煤层为1.40t/m3；4 号煤层为 1.33t/m3；5 号煤层平均为 1.38t/m3； 6 号煤层为1.40t/m3；8 号煤层为 1.33t/m3；9 号煤层平均为 1.38t/m3；经计算，东于矿瓦斯含量为：03 号煤层 2.2 m3/t；2 号煤层2.42m3/t；4 号煤层为 10.2m3/t；5 号煤层为 10.15m3/t；6 号煤层 10.4 m3/t；8 号煤层 10.

31、57m3/t，9 号煤层为 11.02m3/t。三、煤层透气性系数三、煤层透气性系数根据该矿邻近矿井地质报告测压钻孔情况，4 号煤层的透气性系数为 6.92m2/MPa.d，属于可以抽放类型。四、百米钻孔自然瓦斯涌出量及其衰减系数四、百米钻孔自然瓦斯涌出量及其衰减系数根据该矿邻近宽矿井地质报告测压钻孔情况，4 号煤层的百米钻孔自然瓦斯流量衰减系数为 0.03286d-1，属于可以抽放类型。第二节 矿井瓦斯储量矿井瓦斯储量包括可采煤层、不可采煤层以及围岩中所赋存的瓦斯，根据煤矿瓦斯抽放规范 AQ10272006，其计算公式如下： k123WWWW式中：Wk矿井瓦斯储量，Mm3；W1可采煤层瓦斯储

32、量总和， Mm3， n11i1ii 1WAX其中：A1i矿井每一个可采煤层的煤炭储量 ，矿井地质总储量为163.88Mt，其中 03、2、4、5、6、8、9 号煤储量分别为18.29Mt、30.54Mt、23.8Mt、14.72Mt、13.69Mt、48.68Mt、14.16Mt。X1i每一个可采煤层的瓦斯含量，m3/t；03 号煤层 2.2 m3/t；2号煤层 2.42m3/t；4 号煤层为 10.2m3/t；5 号煤层为 10.15m3/t；6 号煤层10.4 m3/t；8 号煤层 10.57m3/t，9 号煤层为 11.02m3/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总

33、和，Mm3； n22i2ii 1WAX其中：A1i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层 的煤炭储量，采动影响范围：上邻近层取 50m60m，下邻近层取 20m30m。本矿采动影响范围内不可采煤层包括 太原组 8 上号和山西组 02 号、03 号、4号、5 上号、5 号共六层煤。X1i可采煤层采动影响范围内每一个不可采煤层 的瓦斯含量，m3/t。由于该矿不可采煤层 占煤层总厚度的 21.0%，但是赋存不稳定，且上述资料缺乏，参照邻近矿计算方法， W2取可采煤层可采煤层瓦斯储量的 10%。W3围岩瓦斯储量，Mm3 312WK(WW )K围岩瓦斯储量系数， 根据东于煤矿煤系地层中有泥岩、砂岩，在砂

34、岩中可能赋存有一定瓦斯，取 K=0.05。经计算矿井瓦斯储量为 1704.24Mm3。第三节矿井瓦斯可抽量瓦斯可抽量是指在瓦斯储量中能被抽出的最大瓦斯量，其计算公式为： WWk式中：W可抽瓦斯量，Mm3；抽放率，设计所有可采煤层的抽放率取 20%；WK矿井瓦斯储量，Mm3。经计算矿井瓦斯可抽量为 340.85Mm3，这为瓦斯开发利用提供了较为充足的资源条件。第四节矿井瓦斯涌出量该矿瓦斯鉴定资料为现开采的 2 号煤层，改扩建后将开采 4 号煤层，采用分源计算法预测矿井瓦斯 涌出量。由于 4 号煤层上临近煤层为 02号、03 号、1 号、2 号、3 号煤层，其中 03 号、2 号煤层为可采煤层，在

35、开采 4 号煤层时已采空，3 号煤层为不可采煤层， 与本煤层之间间距5.4m，且岩性一般为砂质泥岩、粉砂岩，因此，受上邻近层瓦斯影响较大；与下邻近 5 上号、5 号煤层间距小于 5m，小于预计的 30m 采动影响范围，因此，受下邻近的 5 上号、5 号煤层瓦斯影响较大，但是 与 6上号煤层有泥岩、石灰岩相隔，且间距较大，受其影响较小。因此，综合分析 4 号煤层瓦斯涌出量基本为本煤层瓦斯涌出量 和上、下邻近层瓦斯涌出量之和。1、回采瓦斯涌出量 qq区区区区q区式中： 01230C1mqK K K(XX )m区其中：q回回采工作面相对瓦斯涌出量， m3/t；K1围岩瓦斯涌出系数，其值取决于回采工作

36、面顶板管理方法，采用全部垮落法管理顶板时取 1.20；K2工作面丢煤瓦斯涌出系数，其值为工作面回采率的倒数，取1.05；K3准备巷道预排瓦斯对工作面媒体瓦斯涌出影响系数，取K3=(L-2h)/L；L工作面长度，取 160m；h巷道瓦斯预排等值宽度，贫煤取 12.2m；m0煤层厚度， 4 号煤取 2.97m；m1煤层开采厚度，取 2.97m；x0煤层原始瓦斯含量， 4 号煤取 10.2m3/t；xc煤的残余瓦斯含量，取煤层原始瓦斯含量的 20%，m3/t。 ij0Cq(1h /h )(XX )区0m区m其中：m邻近层厚度，上邻近层 3 号煤层为 0.5m；下邻近层 5 上号煤层为 0.52m，5

37、 号煤层为 1.54m；hi邻近层距开采层间垂距 ，3 号煤层为 5.4m，5 上号煤层为3.01m，5 号煤层为 4.75m；hj邻近层涌出瓦斯的极限距离 ，3 号煤层为 20m， 5 上号煤层为30m，5 号煤层为 30m；经计算，回采工作面相对瓦斯涌出量为 ： 。3qq9.12.1811.26m /t区区区区q区2、掘进工作面瓦斯涌出量掘进工作面的瓦斯来自煤壁和落煤过程，其计算公式为： 区区区区区q区q+q式中：q掘掘进工作面瓦斯涌出量 , m3/tq煤壁煤壁瓦斯涌出量，m3/min；q落煤落煤瓦斯涌出量，m3/min。 00Lqnmv q (21)v区区其中：n煤壁暴露的面个数，单巷掘

38、进时 n2；L瓦斯涌出量达到最大值的 巷道掘进长度，取 100 天巷道掘进长度，889 m；v巷道平均掘进速度， 根据设计计算为 0.00926m/min；q0煤壁瓦斯涌出初速度， m3/m2min； r200q0.026 0.0004(V )0.16 X其中：Vr煤中的挥发份含量， 4 号煤取 18.05%； 0cqv(xx )区区区s其中：s掘进巷道的断面，顺槽断面 8.5m2；煤的密度，4 号煤取 1.3t/m3；经计算，掘进工作面瓦斯涌出量为 3.73m3/t。3、采区瓦斯涌出量 iiqKAnn区0区区区区ii=1i=1区区q+1440q区/A式中：K采采空区瓦斯涌出系数，取 1.20

39、；Ai采区内第 i 个回采工作面设计日产量，3000t；q掘 i采区内第 i 个掘进工作面相对瓦斯涌出量， m3/t；q采区采区相对瓦斯涌出量， m3/t。A0矿井日产量，3000t。矿井投产时，共布置 1 个回采工作面， 2 个掘进工作面。经计算，采区瓦斯涌出量为 18.72m3/t。4、矿井相对和绝对瓦斯涌出量由于本矿井设计为一个采区，因此，矿井瓦斯相对涌出量为18.72m3/t，绝对涌出量为 39m3/min。第五节 抽放规模及服务年限一、瓦斯抽放规模一、瓦斯抽放规模根据设计委托书的要求，结合矿井瓦斯抽放条件，设计抽放瓦斯规模为 15m3/min，采用一次设计，一次建成方式。本次抽放系统

40、设计， 采用地面设置永久抽放系统， 重新设地面瓦斯抽放站，考虑满足矿井深部瓦斯含量增加要求，为今后扩大生产能力留有一定余地。二、抽放系统服务年限二、抽放系统服务年限抽放系统服务年限按下式计算： NKNCWW式中：N抽放系统服务年限， a；WK瓦斯可抽量，矿井瓦斯可抽量为 340.85Mm3；WNC预计年最大抽放量， Mm3。按照设计规模 15m3/min 计算，矿井年抽放量为 6.48Mm3,则抽放系统最低服务年限为 52.6a。第六节 矿井瓦斯抽放率矿井瓦斯抽放率按下式计算： 100100%kCkkfkCQQQ式中：k矿井月平均瓦斯抽放率，%；QkC矿井月平均瓦斯抽放量，取 15m3/min

41、;QkJ矿井月平均风排瓦斯量，该矿设计总需风量为 6000m3/min，则 QkJ60000.75%45m3/min，预测矿井绝对涌出量为 39m3/min，设计瓦斯抽放量为 15m3/min，则 QkJ24 m3/min。经计算，4 号煤层矿井瓦斯抽放率为 38.5%。第三章抽放方法设计第一节 瓦斯来源分析一、瓦斯来源分析一、瓦斯来源分析根据矿井地质报告，东于煤矿 4 号煤层，煤层厚度 0.854.58m，平均 2.75m，煤层结构简单，顶板岩性为 粉砂岩或炭质泥岩，底板为砾质泥岩或粉砂岩，有时为细砂岩 ，顶、底板透气性较好， 另外 4 号煤层上临近煤层为 3 号煤层，与本煤层之间仅有 约

42、4.5m 的岩层相隔，受上邻近层瓦斯影响较大；与下邻近 5 上号、5 号煤层间距 m，小于预计的30m 采动影响范围，因此，4 号煤层瓦斯涌出量基本为本煤层瓦斯涌出量和上、下邻近层瓦斯涌出量之和 。二、瓦斯抽放的必要性与可行性二、瓦斯抽放的必要性与可行性1、必要性煤矿安全规程规定：1）当回采工作面瓦斯涌出量 5m3/min，掘进工作面瓦斯涌出量 3m3/min，采用通风方法解决瓦斯问题不合理时，应该抽放瓦斯。2）矿井绝对瓦斯涌出量达到以下条件：（1）大于或等于 40m3/min；（2）年产量 1.0Mt1.5Mt 的矿井，大于 30 m3/min；（3）年产量 0.6Mt1Mt 的矿井，大于

43、25m3/min；（4）年产量 0.4Mt0.6Mt 的矿井，大于 20 m3/min；（5）年产量等于或小于 0.4Mt 的矿井，大于 15 m3/min；3）开采有煤与瓦斯突出危险煤层的。东于煤矿回采工作面瓦斯涌出量预测为 11.26m3/min，大于5m3/min；年产量 900kt 时，预测矿井瓦斯涌出量 39m3/min，大于 30 m3/min，均满足煤矿安全规程规定 ，有抽放瓦斯的必要性 。2、可行性根据矿井瓦斯抽放管理规范 ，将未卸压的原始煤层的抽放瓦斯难易程度划分为三个等级，见表 3-2-1。表 3-2-1 原始煤层抽放瓦斯难易程度分类指标煤层抽放瓦斯难易程度百米钻孔瓦斯流量

44、衰减系数/d-1煤层透气性系数/(m2.Mpa.d-1)容易抽放10可以抽放0.0030.05100.1难以抽放0.050.1东于煤矿 4 号煤层的透气性系数为 6.92m2。百米钻孔瓦斯流量衰减系数 为 0.03286，属于可以抽放范围，具有瓦斯抽放的可行性。第二节 抽放瓦斯方法选择一、选择抽放瓦斯方法的原则一、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、瓦斯基础参数、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： 选择的抽放瓦斯方法应适合煤层赋存状况、巷道布置、地质条件和开采技术条件。 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

45、瓦斯方法，以提高瓦斯抽放效果。 抽放方法在满足矿井安全开采的前提下，还需满足开发、利用瓦斯的需要。 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。 选择的抽放方法应有利于抽放巷道的布置和维护。 选择的抽放方法应有利于提高瓦斯抽放效果，降低瓦斯抽放成本。 抽放方法应有利于钻场、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、抽放瓦斯方法选择二、抽放瓦斯方法选择从预测的 4 号煤层回采工作面的瓦斯涌出量构成来看， 4 号煤层瓦斯涌出主要为本层和上、下邻近层的瓦斯涌出。如前所述，矿井瓦斯抽放的目的是为了降低煤层瓦斯 涌出量，为煤炭的开采提供安全生产环境，同时开

46、发利用瓦斯资源。因此，根据矿井的瓦斯赋存状况、矿井开拓及抽放瓦斯的目的，结合抽放瓦斯方法选择的原则，确定矿井抽放瓦斯方法为 上、下邻近层抽放、 4 号煤层开采层采前预抽、采动卸压抽放和采空区瓦斯抽放相结合的综合抽放方法。1掘进工作面瓦斯抽放在掘进中每隔一定距离在掘进巷道两侧做钻场向工作面前方打钻孔，采用边掘边抽方法进行抽放。2回采面瓦斯抽放在回采面采用顺层钻孔对工作面煤体进行预抽，在工作面回采前，在其回风和运输顺槽中布置与工作面平行的钻孔，不仅可以在回采前预抽，开采期间仍可继续抽放 ；在尾巷和进风顺槽布置钻场，对上下邻近层进行抽放。3采空区瓦斯抽放（初期暂不考虑）采空区抽放瓦斯的方法较多，下面

47、推荐三种抽放方法，建议 东于矿通过试验考察后选择最佳的抽放方法。1) 采空区埋管抽放在回风巷内敷设大直径抽放管，管路每隔一定距离串接一个具有组合阀门的三通管件作为抽放采空区瓦斯的吸气口。随着工作面的推进，管路上的吸气口进入采空区内最佳抽放位置时，吸气口的组合阀门打开。依次类推，使吸气口保持在最佳抽放位置，从而防止采空区瓦斯向工作面涌出。在吸气口进入采空区前撤掉三通管件上的法兰死堵，安装上组合阀门，在其上面安装垂直向上的筛管（周围钻很多小孔，端部需封堵），并在筛管周围打木垛。当吸气口进入采空区最佳抽放位置时，打开组合阀门，抽放采空区瓦斯。2) 顶板走向长钻孔抽放瓦斯顶板走向长钻孔抽放是在工作面的

48、回风巷道内向煤层顶板方向 布置钻场，然后在钻场内迎着工作面推进方向打 45 个扇形钻孔，钻孔终孔位置位于采空区上方裂隙带内，抽放采空区和邻近层的瓦斯。在回风巷靠工作面一侧向煤层顶板方向以 20 的倾角掘进巷道 4m,落平后与回风巷平行布置钻场，钻场宽 2.5m，钻场高 2.2m,钻场深m。钻场间距为 100m 左右。在每个钻场内打 5 个扇形钻孔，钻孔终孔间距为 5m,钻孔终孔距回风巷的水平距离为 323m，距煤层顶板的垂直距离为 15m 左右。钻孔深度在 125m 以上，保持 25m 以上的超前距。钻孔直径 90mm。内错尾巷打钻孔抽放采空瓦斯内错尾巷是布置在回风巷内侧且与回风巷平行、沿煤层

49、顶板掘进的煤巷。在内错尾巷内每隔一定距离向煤层顶板方向打高位钻孔，抽放采空区和邻近层瓦斯。钻孔开孔直径 250mm，终孔直径 200mm。钻孔终孔位置距煤层顶板 26m 左右，伸入工作面距离 2030m。钻孔有效抽放距离大于 100m。4）在密闭后的采空区密闭墙上埋设抽放管理进行抽放。第三节 抽放参数的确定一、抽放率的确定一、抽放率的确定采面瓦斯抽放率 保证回采面安全开采所需的抽放率回采面瓦斯抽放率由下式确定：mcmmcmfQQQ式中 m 回采面月平均瓦斯抽放率，%；Qmc回采期间，工作面月平均瓦斯抽放量 ，取 13m3/min；Qmf工作面月平均风排瓦斯量，设计工作面供风量为1200m3/m

50、in ，因此 Qmf12m3/min，取 9.5m3/min。经计算，回采面瓦斯抽放率为 57.8%。 根据煤层可抽性确定的抽放率根据东于矿 4 号煤层钻孔百米衰减系数为 0.03286d-1。煤层透气性系数为 6.92m2/MPa.d，属于可以抽放类型。国内抽放经验证明，由于预抽排放煤体瓦斯，使煤体发生了收缩变形，当煤体原占据的空间体积不变时，煤体收缩一方面引起了原有的裂隙加大，另一方面也可产生新的裂隙，最终使煤层的透气性增大 ，长时间的预抽还可以取得更好的效果 ，同时加上上邻近层的瓦斯抽放 ，其抽放率可以达到 57.8%。2.巷道掘进瓦斯抽放率东于矿的掘进工作面抽放钻孔直径为 85mm，考

51、虑到在巷道掘进中采用边掘边抽，掘进工作面的瓦斯抽放率确定为 30%。二、抽放时间二、抽放时间 回采面预抽及边采边抽时间回采面预抽放时间为 3 个月。回采工作面日推进度 4.8m，工作面推进长度 9001500m 左右，工作面边采边抽 和上、下邻近层抽放时间均为 0.61.0 年。抽放时间是由煤层的可抽性、抽放目的、抽放的方法及抽放系统的能力等因素决定的。因此，在 东于矿的瓦斯抽放实践中，应积极开展提高抽放效果的科学研究，尽可能地采用先进的、经济的提高煤层可抽性(煤层透气性)的方法及新的抽放方法，并合理地加强抽放能力，以提高抽放面的抽放效果，缩短抽放时间，达到高效开发瓦斯资源、确保矿井安全生产的

52、目的。2. 巷道掘进抽放时间抽放巷道采用双巷布置，从抽放巷道的掘进情况来看，双巷布置独头掘进，每 800m 为一循环，掘进速度为 300m/月，800m 巷道的掘进时间为 2.6 月，加上钻孔施工、掘进搬家等影响其时间为 3 月。因此，设计掘进边掘边抽时间为 3 月。三、抽放负压三、抽放负压按邻近矿井及其它矿井的瓦斯抽放经验， 工作面抽放负压为15kPa。掘进工作面抽放的孔口负压为 710kPa。第四节 抽放钻孔布置及施工一、抽放钻孔参数确定一、抽放钻孔参数确定钻孔直径常规的瓦斯抽放钻孔的直径一般为 7080mm，由于东于矿的瓦斯抽放方法为本煤层预抽，为提高抽放效果，钻孔直径采用85mm。钻孔

53、长度设计掘进工作面边掘边抽钻孔长度为 50m、30m；回采工作面送层钻孔长度为 75m；邻近层抽放钻孔长度为 1030m 左右。钻孔及钻场间距(1)回采工作面钻孔间距设计本煤层层钻孔间距为 5m(在实际抽放中，可根据抽放效果考察作相应调整)。(2) 穿层钻孔钻场间距在工作面副巷每隔 30m 设一个抽放钻场，由尾巷钻场向上邻近层打穿层钻孔；另外由工作面进风顺槽每隔 30m 设一个抽放钻场，由钻场向下邻近层打穿层钻孔 。(2) 掘进工作面钻场间距掘进工作面每隔 50m 设一个抽放钻场，瓦斯抽放主要是抽放掘进巷道及其影响范围煤体的瓦斯。二、抽放钻孔布置二、抽放钻孔布置 1、回采工作面本煤层钻孔布置在

54、回风顺槽和运输顺槽 向工作面煤体打顺层抽放钻孔，钻孔间距5m，长 75m，钻孔方位为垂直工作面推进方向 (兼顾以后工作面回采时根据需要及钻孔状况实现边采边抽 )。2、回采工作面穿层钻孔布置在副巷每隔 30m 设一个抽放钻场，分别与 副巷呈 15、30和 45o布置三个上邻近层穿层钻孔，钻孔长度为 1021 m 左右；另外在进风顺槽每隔 30m 设一个抽放钻场，分别与 顺槽呈 15、30和 45o布置三个下邻近层穿层钻孔，钻孔长度为 1230m 左右。3、掘进工作面抽放钻孔的布置采用双巷布置，独头交替掘进，其抽放钻孔的布置为：在各巷道 每隔 50m 设一个抽放钻场，分别与掘进方向呈 10和 30

55、布置两个顺层钻孔，钻孔长度为 30m、50 m。利用掘进使煤体卸压、透气性增加，提高抽放效果。钻孔及钻场布置见图 3-4-1。三、抽放钻孔施工三、抽放钻孔施工1、打钻所有抽放钻孔施工均应选择煤壁完整、无裂隙处开孔，并按设计参数进行施工，作好钻孔竣工参数记录。钻孔采用全液压钻机、压缩空气干式钻进工艺施工，压缩空气由 矿井压风系统供给，用电由矿井井下供电系统解决。2、封孔采用水泥浆封孔泵封孔。封孔管采用抗静电的工程塑料管，以利回采时采煤机割煤。水泥浆采用 425 号水泥与水搅拌制成，水灰比为1:2。回采工作面钻孔封孔长度为 5m(同时将掘进抽放钻孔的残孔封孔5m)，掘进工作面的抽放钻孔封孔长度为

56、5m。四、抽放参数监测四、抽放参数监测在每个钻孔设压力表和流量表对钻孔的负压和流量进行检测， 抽放巷道口设瓦斯抽放监测传感器，对抽放管道的抽放负压、甲烷浓度、抽放量进行监测，并通过挂靠进入矿井环境监测系统。第五节 抽放施工设备选型一、打钻设备一、打钻设备根据东于煤矿的煤层赋存特点、设计的钻孔特点，设计选用ZY100-150B 型液压钻机 2 台其主要技术特征如表 3-5-1 和 3-5-2 所示。表 3-5-1 ZY100-150B 型液压钻机主要技术特征表设备型号钻进深度（m）终孔直径（mm）钻孔角度（）传动功率（kw）给进方式ZY100-150B10015065、75、85036015液压

57、二、封孔、注浆设备二、封孔、注浆设备抽放钻孔的封孔设备选用 KFB 型封孔泵 2 台，其额定压力1.2MPa，流量为 12m3/h。抽放孔密闭注浆选用 BQX25102.2 型潜污泵 2 台，流量25m3/h，扬程 10.0m。第四章瓦斯抽放系统计算及设备选型第一节 抽放管路系统的确定一、瓦斯抽放系统方案选择一、瓦斯抽放系统方案选择根据矿方委托及该矿瓦斯抽放利用的实际情况，设计提出了两个方案进行比较：方案一：地面集中建站该方案是在充分利用原有设施的基础上， 在回风斜井附近设置一个地面永久抽放系统。方案二：井下设瓦斯泵站该方案是在井下回风斜井井底建一个瓦斯抽放站，抽出的瓦斯通过管道从回风井排至地

58、面。同时，在井下抽放站内安装小型抽放泵，将预抽瓦斯输送一部分至地面风井利用（锅炉和热风炉作燃料）。该方案需在井下掘进专用抽放硐室。二、方案比较二、方案比较1、方案一的优缺点优点：1）该系统抽放出的瓦斯浓度高、数量多，抽放效果好，不仅可大大减轻矿井通风负担，而且可为煤矿生产提供安全保障；2）可以为瓦斯利用提供更为便利的条件；3）容易管理，安全性好 ；5）瓦斯利用后综合效益高。缺点：1）投资较方案二增加 150 万元；2）需要考虑新增地面抽放系统工业场地 。2、方案二的优缺点优点：1）投资较方案一小；2）不需考虑地面工业场地 ；3）设备人员占用少。缺点：1）抽出的瓦斯不能得到充分利用，不符合当前的

59、产业政策和环保政策；2）抽放效果差，安全隐患大；3）井下需要新建抽放硐室，增加了井下管理难度。综合上述分析，方案 一比方案二虽然投资稍大一点，但是符合当前产业政策，综合效益好 ，因此设计推荐方案一 。三、抽放瓦斯管路系统三、抽放瓦斯管路系统地面瓦斯抽放站设在 回风斜井工业场地附近，其瓦斯管路系统如下：地面抽放站 回风斜井回风大巷采掘工作面抽放巷道 。第二节 抽放管路系统计算一、瓦斯管径计算一、瓦斯管径计算根据瓦斯抽放管服务的范围和所负担抽放量的大小，其管径按下式计算： D=0.1457(Q混/V)1/2式中：D瓦斯管内径，m；V管道中混合瓦斯的经济流速， m/s，一般取 V=1015m/s；Q

60、混管内混合瓦斯流量， m3/min。按照大管径流速取大值、小管径流速取小值 ,，管路系统较长者流速取小值、管路系统较短者流速取大值的原则选取经济流速，抽放瓦斯管径计算结果见表 4-2-1。 表 4-2-1 抽放管径计算表管路名称纯瓦斯流 量（m3/min）瓦斯浓度（%）混合瓦斯流量（m3/min）气体流速（m/s）管 材内 径（m）备 注主管 1156224.2120.206908地面主管主管 2156224.2120.206908回风斜井主管主管 3156224.2100.226656井下主管支管 1126020100.206051 回采工作面支管支管 23704.3100.095542 掘