煤矿瓦斯抽放设计

1、前前 言言 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

2、。之后该矿进行扩界申请，并于 2009 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

3、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、编制设计的依据一、编制设计的依据1、 矿井抽放瓦斯工程设计规范 （MT5018-

4、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 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

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， 防治煤与瓦斯突出规定 ；二、设计的指导思想二、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

6、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：380/660V 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=10

7、0120m3/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。第一章第一章 矿井概况矿井概况及安全条件及安全条件第第一一节节 矿矿井井位位置置一、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，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 10432311043304，北纬26575726

8、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 2984000.0035455445.00 4 2983890.0035454800.00 5 2985250.0035454550.00 6 2985375.0035454768.00 第第二二节节 地地层层及及地地层层特特征征一、地层、煤系地层矿区位于二叠统含煤岩系宣威组（西相区

9、）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，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

10、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

11、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 2550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

12、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、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。第第三三节节 含含煤煤地地层层、煤煤质质 特特征征一、煤层赋存情况矿区内有 C201、C202、C204、C205四层，

13、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

14、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

15、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 1-3-11-3-1。表 1-3-1 煤层特征表 煤层厚度(m)顶底板岩性煤层名称最小最大 平均层间距（m）煤层夹矸数稳定性煤层倾角()平均顶板底板C2050.191.39 1.050-1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9C2040.401.71 1.200-2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17.23C2020.357.01 3.930-1稳定可采255041粉砂岩泥岩泥质粉砂岩泥岩、泥质粉砂岩C2010.688.33 5.29130-1稳定可采255041粉

16、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

17、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、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化验分析成

18、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-最大煤层编号平均平均平均平均22.22-38.1521.01-24.660.16-0.8021.50-22.90C20527.4821.730.3222.0720.13-33. 1220.01-25.980.55-1.8020.80-21.70C20424.1122.691.3221.0517.27-35.4718.30-26.690.18-3.7027.10-28.70C20223.5821.110.8728.0013.77-23.2416.91-20.700.07-0.3

19、129.10-30.80C20119.7218.600.1630.19第第四四节节 矿矿井井水水文文地地质质条条件件一、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

20、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

21、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（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

22、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

23、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

24、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

25、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。第第五五节节 井井田田开开拓拓与与生生产产现现状状一、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+1998.657m，主斜井断面为半

26、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、生产现状本矿井于 20

27、08 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。第第六六节节 储储量量计计算算及及服服务务年年限限一、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

28、冲煤矿生产地质报告 ，到 2010 年 10 月30 日，矿井保有资源量为 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 各煤层资源各煤层资源/ /储量汇总表储量汇总表资源量（万 t）序号煤层编号平均厚度（）331（121b）332（122b）333334？小计1C2015.29179141932C2023.93245272723C2041.27021914C2051.0558866合计11.4755270622.02 2、矿井工业资源、矿井工业资源/ /储量储量矿

29、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） 。见表 1-6-2表表 1-6-21-6-2何家冲煤矿工业资源何家冲煤矿工业资源/ /储量储量比重资源量（万 t）序号煤层编号平均厚度（）（t/3）331（121b）332 （122b）333k工业资源储量（万t）1C2015.291.4317911.9190.92C2022.81.4324523.0268.03C2041.21.437017.987.94C2051.051.43586.864.8合计10.34552.059.5611.53 3、矿

30、井设计资源、矿井设计资源/ /储量储量矿井设计资源/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

31、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 设计资源设计资源/ /储量汇总表储量汇总表 资源量（万 t）序号煤层编号平均厚度（）（331）（121b）（332）（122b）（333）*k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)1C2015.2917911.9190.9 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11.47552

32、59.5 611.5 23.3 588.2 1 1） 、矿井设计可采储量、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、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。表表 1-6-4 矿井设计可采储量计算表矿井设计可采储量计算表 资源量（万t）序号煤层编号平均厚度()

33、（332）（122b）（333）*k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)1C2015.2917911.9190.97.1183.87.917.6158.32C2023.8324523.0268.010.1257.85.925.2226.74C2041.27017.987.93.184.81.88.374.75C2051.05586.864.83.061.81.66.054.2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

34、 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=QAK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=QAK=514/（301.3）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。第第七七节节 矿矿井井瓦瓦斯斯状状况况及及 通通风风一、一、矿井瓦斯矿井瓦斯来源分析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

35、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

36、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、二、 矿井通风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 290KW（660V） ，风量范围 33.3-75m/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

37、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工业分析（%）真相对密度全硫煤层编号MadAdVdaf焦渣特征TRDdSt.d%煤吸氧量（cm/g）干煤鉴定结果C2052.188-921.5201.521.000.33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

38、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。第第八八节节 矿矿区区电电源源与与水水源源电源：该矿电源由附近砂石 35kV 变电所 10kV 不同母线段，线路型号为 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。第二章第二章 煤层瓦斯基础参数测算煤层瓦斯基础参数测算第第一一节节 瓦瓦斯斯含含

39、量量预预测测根据前面叙述，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

40、+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。YnYfnrffXKPfWWeVbPaWAW8.9100)31.01()(098.0()100(5.65146.0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 ；b1-0.004Vr或查表

41、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C205C

42、204C202C201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)liniliXA 1Ali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

43、响忽略不计，取W20；W3围岩瓦斯储量，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。第第二二节节 瓦瓦斯斯涌涌出出量量的的预预测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

44、国家安全监督管理总局 2006年 2 月 27 日发布的 AQ1018-2006 矿井瓦斯涌出量预测方法，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=K1K2K3Mm（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

45、率的倒数来计算，取 1.08； K3 采区内准备巷道预排瓦斯对开采层瓦斯涌出影响系数，参照 AQ1018-2006 中附录 D： K3bLbh222L (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。K31.152270229270 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

46、m3/t。将各参数代入上式中得：q1=1.11.081.15（1.05/1.05）（13.86-3）14.8m3/tq2邻近层相对瓦斯涌出量， m3/t，q2用下式确定：q2iniiciiMmWW10)( （A.3）式中：mi第 i 个邻近层煤层厚度， m； M工作面采高， m； i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）0.25/5.291.88m3/t q

47、2202（13.04-3）0.33/3.832.36m3/t q2204（13.48-3）0.41.2/1.24.19m3/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) 12(D0vLqv (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/m

48、in； L巷道长度， m，取 300 米； q0煤壁瓦斯涌出初速度， m3/(m2min) q00.026 W00.0004（Vr）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/(m2min)q3 m3/min54. 0) 1004. 03002(124. 0004. 02q4掘进工作面落煤绝对瓦斯涌出量， m3/min；q4=su(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，

49、 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=50.0041.43(13.863)0.31 m3/minq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=0111440AqAiqKninii掘采 (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

50、数代入上式得：q区=23.9（m3/t）90985. 0144064023.2335. 1）（四、矿井瓦斯涌出量矿井瓦斯涌出量采用（4）计算q井= niiniiAAqK1010区 (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/t9099099 .233 . 1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

51、为：Qm=（qfAKW）2460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=（31.079091.5）/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，预计今后瓦斯涌出量还会有上升趋势。第三章第三章 瓦斯抽放瓦斯抽放第第一一节节 瓦瓦斯斯抽抽放放的的目目的的及及必必要要性性一、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

52、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。第第二二节节、瓦瓦斯斯抽抽放放的的可可行行性性瓦斯抽放的可行性应以是否能抽出瓦斯或能否获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

53、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；08. 01008628 . 050621.591.2、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/min，取成孔（孔长）率 80%，计算如下：Q=m3/min1 . 010081208 . 0401202.88如果按一个采面和两

54、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放量的抽放率为d=%100总QQc式中 d矿井抽放率，

55、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

56、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： QaQdN （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：Qa12.85602436010000666.14 万 m3。其中风排瓦斯量为 :5.04602436010000=857.95 万 m33.2、抽放服务年限根据前面预测，矿井总的瓦斯储量为8047.99 万 m3，如果按每年可抽瓦斯量 132.7 万 m3，则可抽服务年限为： 8047.99(666.14+857.95)= 5.3 年 根据上述计算，矿井抽放年限为5.3 年。

57、第第三三节节 瓦瓦斯斯抽抽放放方方法法及及工工艺艺一、抽放方法的确定按抽放瓦斯来源分类可分为开采层抽放、邻近层抽放和围岩抽放三类；抽放瓦斯方法可分为开采层未卸压抽放、开采层卸压抽放、邻近层抽放和围岩抽放四种。1、抽放方法的选择原则矿井瓦斯抽放的类型和方法，可按下列因素考虑确定：1） 、为提高瓦斯抽放率，宜选用多种抽放方法相结合的综合抽放方式。2） 、当井下采掘工作所遇到的瓦斯主要来自开采层本身，只有抽放开采层本身的瓦斯才能解决问题时，应采用开采层瓦斯抽放。3） 、煤层群条件下首采层开采时，来自邻近层的瓦斯点有很大比例威胁工作面安全生产时，应采用邻近层瓦斯抽放。4） 、工作面后方采空区瓦斯涌出量

58、大，危害工作面安全生产时或老采空区瓦斯积存量大，向邻近的回采工作面涌出瓦斯量多以及增大采区和矿井总排瓦斯量，应采用采空区瓦斯抽放。5） 、对于瓦斯含量大的煤层，在煤巷掘进时，难以用加大风量稀释瓦斯，可在掘进工作开始前对煤层进行大面积预抽或采取边掘边抽的方法来解决。各种抽放方法及适用条件见表 3-3-1。 抽 放 方 法 选 择 表 3-3-1抽放分类适用条件抽放方式采空区留管抽放适用于采空区上隅角瓦斯将抽放头设在采空区上方边掘边抽高瓦斯煤层、突出煤层 在掘进巷道两边设钻场，在钻场内向掘进面前方打钻孔抽放采掘工作面预抽高瓦斯煤层由工作面回风顺槽向工作面钻孔抽放 二、抽放工艺2、1501 回采工作

59、面运输巷打顺层钻孔抽放抽放方法:在工作面运输巷向煤层打顺层斜向钻孔，进行采动卸压抽放。这是在未经预抽或预抽时间不足的条件下，解决开采煤层采掘过程中瓦斯涌出问题的有效抽放方法。实质上，主要是利用开采过程中造成的卸压作用抽放煤层中的瓦斯，以降低回采面的瓦斯涌出量。抽放钻孔布置：钻孔技术参数见表 3-3-2。抽放钻孔布置见图 3-3-2。 斜向钻孔技术参数表 表 3-3-2钻 孔类 别钻孔与巷道夹角（）钻孔与水平面夹角（）孔深（m）钻孔直径（mm）孔间距（m）平行煤层的斜向孔布孔成扇形同煤层倾角50754钻孔深度根据工作面宽度而定，孔深小于倾向长度 20 米。可用膨胀水泥封孔，封孔长度 8 米。图

60、3-3-2 钻孔布置和管路连接示意图利用回采动压增加煤的透气性，可大大提高抽放效率，但打孔及封孔较困难，抽放时间受限，适用于局部瓦斯大，时间紧，用预抽不能满足要求或预抽不充分的回采面。2、巷道掘进面头设钻场打孔抽放（边掘边抽）该方法是在煤巷掘进的同时，从巷道的两帮向着近于推进方向的煤体中超前打钻孔，并插管密闭进行抽放（图 3-3-3） ，因此随着巷道的不断掘进，两帮的钻孔也不断的进行抽排煤体中的瓦斯。当工作面向前掘进时，由于在巷道两帮和工作面前方一定的范围内形成卸压区，造成了煤壁的松动，故而从煤体中解吸出来的瓦斯就直接被钻孔抽出，从而大大减少了向巷道内的泄出。钻场尺寸根据巷帮瓦斯抽放钻孔的布置