段王煤矿瓦斯抽放设计

1、 XX煤化工XX公司 目录TOC o 1-2 h z u HYPERLINK l _Toc207118206 前言 PAGEREF _Toc207118206 h 1 HYPERLINK l _Toc207118207 第一章 矿山概况 PAGEREF _Toc207118207 h 4 HYPERLINK l _Toc207118208 第 1 节 井场概况 PAGEREF _Toc207118208 h 4 HYPERLINK l _Toc207118209 第二节煤层发生情况 PAGEREF _Toc207118209 h 9 HYPERLINK l _Toc207118210 第三节

2、地质构造 PAGEREF _Toc207118210 h 13 HYPERLINK l _Toc207118211 第 4 节 矿山开发与开采 PAGEREF _Toc207118211 h 15 HYPERLINK l _Toc207118212 第 5 节 矿井通风 PAGEREF _Toc207118212 h 16 HYPERLINK l _Toc207118213 第 6 节 矿井瓦斯排放 PAGEREF _Toc207118213 h 17 HYPERLINK l _Toc207118214 第七节 现有瓦斯抽气站概况 PAGEREF _Toc207118214 h 17 HYPE

3、RLINK l _Toc207118215 第 2 章 天然气储量和可泵送量预测 PAGEREF _Toc207118215 h 19 HYPERLINK l _Toc207118216 第一节 煤层气基本参数 PAGEREF _Toc207118216 h 19 HYPERLINK l _Toc207118217 第 2 节 煤矿瓦斯储量 PAGEREF _Toc207118217 h 21 HYPERLINK l _Toc207118218 第 3 节 估计估计气体量 PAGEREF _Toc207118218 h 22 HYPERLINK l _Toc207118219 第四节 瓦斯排放

4、规模及使用年限 PAGEREF _Toc207118219 h 23 HYPERLINK l _Toc207118220 第三章 矿井瓦斯排放预测 PAGEREF _Toc207118220 h 28 HYPERLINK l _Toc207118221 一季度工作面涌气预测 PAGEREF _Toc207118221 h 28 HYPERLINK l _Toc207118222 二季度矿区瓦斯排放量 PAGEREF _Toc207118222 h 33 HYPERLINK l _Toc207118223 第三段矿井瓦斯涌量 PAGEREF _Toc207118223 h 34 HYPERLIN

5、K l _Toc207118224 第四季度后喷出的气体量为 PAGEREF _Toc207118224 h 35 HYPERLINK l _Toc207118225 第四章矿井瓦斯抽采必要性和可行性分析 PAGEREF _Toc207118225 h 37 HYPERLINK l _Toc207118226 第 1 节 矿山开采瓦斯的必要性 PAGEREF _Toc207118226 h 37 HYPERLINK l _Toc207118227 第二节瓦斯抽放的可行性 PAGEREF _Toc207118227 h 38 HYPERLINK l _Toc207118228 第 5 章提取方法

6、的设计 PAGEREF _Toc207118228 h 40 HYPERLINK l _Toc207118229 第一节 气源分析 PAGEREF _Toc207118229 h 40 HYPERLINK l _Toc207118230 第 2 节 气体排放方法的选择 PAGEREF _Toc207118230 h 40 HYPERLINK l _Toc207118231 第三节 采样参数的确定 PAGEREF _Toc207118231 h 45 HYPERLINK l _Toc207118232 第 4 节 排水钻孔布置与施工 PAGEREF _Toc207118232 h 46 HYPE

7、RLINK l _Toc207118233 第五节 排水施工钻机的选择 PAGEREF _Toc207118233 h 48 HYPERLINK l _Toc207118234 第 6 章瓦斯排水系统计算和设备选型 PAGEREF _Toc207118234 h 50 HYPERLINK l _Toc207118235 第一节 排水管道系统的选择与计算 PAGEREF _Toc207118235 h 50 HYPERLINK l _Toc207118236 第二节 提取设备的选择与计算 PAGEREF _Toc207118236 h 58 HYPERLINK l _Toc207118237 第

8、七章 项目建设分步实施及建设周期 PAGEREF _Toc207118237 h 63 HYPERLINK l _Toc207118238 第一节 项目建设分步实施 PAGEREF _Toc207118238 h 63 HYPERLINK l _Toc207118239 第二节 建设工期 PAGEREF _Toc207118239 h 64 HYPERLINK l _Toc207118240 第八章 瓦斯排放安全措施 PAGEREF _Toc207118240 h 66 HYPERLINK l _Toc207118241 第9章燃气利用系统设计 PAGEREF _Toc207118241 h

9、69 HYPERLINK l _Toc207118242 第10章地面工程 PAGEREF _Toc207118242 h 70 HYPERLINK l _Toc207118243 第 1 节 提取站工业场地总体布局 PAGEREF _Toc207118243 h 70 HYPERLINK l _Toc207118244 第二节提取站 PAGEREF _Toc207118244 h 72号楼 HYPERLINK l _Toc207118245 第三节 设备安装及管网布置 PAGEREF _Toc207118245 h 76 HYPERLINK l _Toc207118246 第 4 节 供水（

10、软水处理） 排水 PAGEREF _Toc207118246 h 76 HYPERLINK l _Toc207118247 第 5 节 供暖、供暖和通风 PAGEREF _Toc207118247 h 81 HYPERLINK l _Toc207118248 第 11 章 电源与通讯 PAGEREF _Toc207118248 h 83 HYPERLINK l _Toc207118249 第一节提取站的供应、分配和照明 PAGEREF _Toc207118249 h 83 HYPERLINK l _Toc207118250 第 2 节时事通讯 PAGEREF _Toc207118250 h 8

11、4 HYPERLINK l _Toc207118251 第 12 章 瓦斯排放监测与控制 PAGEREF _Toc207118251 h 86 HYPERLINK l _Toc207118252 第一节 排水监测设计内容 PAGEREF _Toc207118252 h 86 HYPERLINK l _Toc207118253 第二节 排水监测系统设计总体方案 PAGEREF _Toc207118253 h 86 HYPERLINK l _Toc207118254 第三节 排水监测系统设计 PAGEREF _Toc207118254 h 87 HYPERLINK l _Toc207118255

12、第十三章 环境保护 PAGEREF _Toc207118255 h 91 HYPERLINK l _Toc207118256 第一节 瓦斯抽放工程对环境的影响 PAGEREF _Toc207118256 h 91 HYPERLINK l _Toc207118257 第二节 污染防治措施 PAGEREF _Toc207118257 h 91 HYPERLINK l _Toc207118258 第三节 提取站绿化 PAGEREF _Toc207118258 h 92 HYPERLINK l _Toc207118259 第十四章 采气单位管理 PAGEREF _Toc207118259 h 93 H

13、YPERLINK l _Toc207118260 第一节 组织管理 PAGEREF _Toc207118260 h 93 HYPERLINK l _Toc207118261 第二节 瓦斯排水组织管理 PAGEREF _Toc207118261 h 93 HYPERLINK l _Toc207118262 第三节 排水钻井现场管理 PAGEREF _Toc207118262 h 94 HYPERLINK l _Toc207118263 第四节 安全管理 PAGEREF _Toc207118263 h 96 HYPERLINK l _Toc207118264 第 5 节 开采过程中管道拆除和安装时

14、的管理 PAGEREF _Toc207118264 h 97 HYPERLINK l _Toc207118265 第六节报表管理 PAGEREF _Toc207118265 h 97 HYPERLINK l _Toc207118266 第七节 瓦斯排水管道管理 PAGEREF _Toc207118266 h 100 HYPERLINK l _Toc207118267 第八节 主要安全技术措施 PAGEREF _Toc207118267 h 100 HYPERLINK l _Toc207118268 第15章技术经济 PAGEREF _Toc207118268 h 102 HYPERLINK l

15、 _Toc207118269 第一节劳动定额 PAGEREF _Toc207118269 h 102 HYPERLINK l _Toc207118270 第二节 投资估算和筹资 PAGEREF _Toc207118270 h 102前言XX煤化工XX公司（以下简称XX煤矿）设计以开采8+9 # 、15 #煤层为主，设计产能0.9Mt/a。这是一个高瓦斯矿。该矿目前正在进行机械化采煤的升级改造。改造完成后设计产能为1.8Mt/a。该矿8+9号煤层生产过程中，放出大量瓦斯。 2005年3月，国辰建设工程勘察设计与阳煤集团技术中心通风与瓦斯研究所联合开展了矿山地面瓦斯抽放系统的设计工作。 ，其设计主

16、要技术指标如下：矿山生产能力0.9Mt/a，设计抽气能力26.62m3/min，水环真空泵型号为CBF410-2BV3，电机功率160kw，抽气主管D3776mm螺旋焊钢管道、随着采矿规模的扩大和开采的延伸，矿山的瓦斯绝对排放量也随之增加。当矿井达到 1.8Mt/a 时，现有瓦斯抽采系统将远远不能满足矿井瓦斯抽采技术。和气体提取要求。为确保矿山安全生产，为矿山尽快达产创造有利条件， XX煤化工XX公司决定对现有矿山瓦斯抽采系统进行改造扩建，并于2007年10月委托研究院煤炭科学研究所进行矿井瓦斯抽采系统的设计。2007年12月，煤炭科学研究总院向XX煤矿提交了XXX煤化工XX公司煤矿瓦斯抽采工

17、程初步设计说明。2008年1、补充矿井及工作面瓦斯抽采指标设计及校核计算能力。2、补充抽气泵选型曲线及工作点位置数据。3、进一步优化和细化采煤工作面瓦斯抽采工艺设计能力。煤炭科学研究总院根据专家提出的问题和建议，进行了相应的修改和设计，对原初步设计进行了进一步完善。 XX煤矿目前未进行煤与瓦斯突出识别，该矿提交的各种资料表明该矿未发生煤与瓦斯突出动态现象。如果发生煤与瓦斯突出的动态现象，应在确定为煤与瓦斯突出矿井后进行设计修正。1. 编制设计的依据1.原煤炭工业部煤矿瓦斯抽采工程设计规程（MT95018-96）（1997） 。2.原煤炭工业部煤矿瓦斯排放管理规定（1997） 。国家安全生产监督

18、管理总局煤矿安全条例（2006） 。国家安全生产监督管理总局矿井瓦斯排放预测方法 （AQ1018-2006）。5 、国家安全生产监督管理总局发布的煤矿瓦斯抽放基本指标（ AQ1026-2006 ） 。国家安全生产监督管理总局煤矿瓦斯抽放规程（AQ1027-2006） 。7 、国务院关于预防煤矿生产安全事故的特别规定（国务院令第446号） 。8、省煤炭工业局印发的瓦斯抽放工程设计编制大纲（津煤安发2008313号）。9 、 XX煤矿瓦斯发生规律及瓦斯抽放优化研究项目阶段报告（以下简称瓦斯发生规律阶段报告）。10 、 XXX煤化工XX公司矿山扩建可行性研究报告（以下简称扩建可行性研究报告）11 、

19、省XXX煤化工XX公司生产矿山地质报告。12 、 XX煤矿提供的其他设计资料和基础资料。二、设计主要技术经济指标1、矿井9号煤层平均瓦斯含量： 13.40m3/t残余气体含量： 3.1m3井眼气流衰减系数：0.18 （d -1 ） ；煤层渗透系数： 0.082 m2/MPa 2 d 气体释放初始速度：7.20矿井15号煤层平均瓦斯含量： 10.00m3/t残余气体含量： 3.4m3气体释放初始速度：5.942、设计抽气量：75m3纯气/min （包括初始设计抽气量45m3/min ，第二阶段抽气量30m3、矿井瓦斯抽采率：55%4、抽气站面积0.6ha：5、排水工程投资（初期）： 2492.4

20、万元其中，建设项目： 223.97万元设备购置费： 432.45万元安装工程： 1418.69万元工程建设其他费用： 254.23万元项目筹备费： 163.05万元6、萃取系统使用寿命：60年。第一章 矿山概况第一节 井场概况1. 位置和交通XX煤矿位于县城西北部，22km行政区划隶属晋中市。矿山从井口至城站有铁路专线，井口有货台，铁路全长21km。石（家庄）台（元）公路从景田中部穿过，路面为柏油路。每天有几班穿梭巴士。县内各村之间有简易公路，交通十分便利。2.地形_矿区位于构造堆积盆地西北部，属黄土丘陵地貌。梁卯比较发达平坦，沟谷多呈U字形。东南、西南仅出露小面积基岩，即石河子组上段。地势东

21、高西低。最高点在东南部的大梁三角点附近，海拔1297.1m，最低点在西南边界的白马河流域。海拔1105m和最大高差192.1m大多在40100m之间。3. 水、电与通讯该矿主井口东北部有一口深井。700m3日常供水1.1km和水质为中性，悬浮物浓度小于150mg/L，悬浮物直径小于150mg/L，0.3mm矿山现有供水方式为：深井水加压至高位水池，采用静压方式向各个取水点供水。在供水系统中，深井泵为两台3英寸泵，一台工作，一台备用。工业广场的高山水池位于副井口南侧，102m池底标高与1100m水池容积有关700m3。生活区给水管道和工业广场的地下水供水管道道路采用水煤气钢管和聚乙烯管道，分枝布

22、置，全部埋在地下，管道顶部埋深1.1m矿井内两路35kV电源取自白家庄220kV变电站，备用电源（带电备用）取自XX35kV变电站。白家庄220kV变电站为区内枢纽站，现安装120MVA主变和150MVA主变，并安装4条220kV电力线； 220kV变电站，电线LGJ-1 50 ，传输距离11.7km，另从平头110kV变电所返回，电线LGJ-1 85 ，传输距离矿山现配备HJD-256型256门可扩展至1024门的地面行政总机、JSY-2000D型128门、256门的井下调度总机.安装2000门总机基站，地下调度总机配备调度台，可实现呼叫跟踪、强拆、各方通话等功能。矿井与外界和矿井上下通信畅

23、通。4. 矿场和煤炭储量矿区东西宽，4.5km南北长3.73.7英寸4.7km。它的形状像一个面积为19.0015km据省XXX煤化工XX公司生产矿山地质报告 ，该矿区共探明资源储量26402万吨，其中采空区储量845万吨。具体煤层储量见表1-1-2。根据煤炭工业设计研究院对矿山改扩建1.8Mt/a的设计，矿山设计资源量/储量减去工业场地煤柱、风井煤柱、矿区主巷道及上（下）山煤柱及开采损失后得出矿山设计可采储量14757万吨，矿场批准开采6 # 、8 # 、9 # 、11 # 、15 # 、15 #下煤层，其中主要煤层为9 # 、15 #煤层。各煤层煤炭储量表1-1-2缝号可利用储量（万吨）宝

24、安煤柱储量（万吨）采空区储备(万吨)暂时无法预订(332)小计一个111b_ _乙121bC122b一个2M乙2S 21 _C2S 22 _6102528191243124484666368955979135861004619235056747916411277764283307112615158471706851496941271931060215次点击5261565115253314592003669全部的34681511245532941360416119984526402五、矿山设计生产能力和使用寿命矿山可采储量147.57 Mt /a ，设计产能由0.9 Mt/a 扩大至1.80 M

25、t/a，矿山使用寿命1.80 Mt/a 58.6a。6、地表沉降根据XX煤矿地表沉降监测，地表沉降参数如下：(1) 15 #煤：煤厚3.6m； 9#煤：4m约煤厚，倾角612。(2) 岩石运动的坍塌角约为73。(3)地表沉降率约为采高的60%。(4)表面稳定期为1.52年。第二节煤层发生情况矿区主要含煤地层为上石炭统和下二叠统，共19个含煤地层，编号为1 # 、2 # 、3 # 、4 # 、5 # 、6 # 、 7 #上下、8 # 、9 # 、10 # 、11 # 、12 # 、13 # 、13 #下、15 # 、15 #下、16 # 、17 # 。含煤地层总厚度167.82m、煤层总厚度、1

26、8.10m含煤系数为10.8%。可采煤层为6 # 、8 # 、9 # 、11 # 、15 # 、15 #下6层，可采煤层总厚度，可采含煤系数8.2% 13.72m。 6 # 、9 #以贫煤、贫煤为主，少量炼焦煤； 8 #煤为贫、贫煤； 11号煤以贫、贫为主，贫煤次之； 15 #煤以贫、贫煤为主，其次为贫煤； 15 #低级煤为贫煤、贫贫煤。1.可开采煤层(1) 6 #煤位于组底，上约K 8砂岩，下约45mK 7砂岩（第三砂岩） 3m。 39 号井以北的小墙体被侵蚀，P16 和 103 两个孔被夹出。矿区大面积不可开采，煤层厚度.37m平均为01% 0.95m。可采面积分布在东部，面积约10km2

27、% ，煤层可采厚度.37m平均为0.8-1% 1.14m。可恢复区域的厚度变化不大。最厚处为307号孔，较厚1.37m，结构简单，有时含有一层泥岩和脉石。顶板为泥岩或砂质泥岩，部分为粉砂岩或细粒砂岩。底板为砂质泥岩，局部有中细粒砂岩。该煤层是局部可开采的不稳定煤层。北部和西北部是采空区和采空区，南部有很多不可采区。(2) 8 #煤位于群顶，K 7砂岩之下7m，平均3.84m距离为09 .52m#煤，东部大面积与9 #煤合并，称为8+9 #煤, 西部有不规则分布区。煤层厚度.73m平均为 0-1 ，1.09m孔 107 被夹出。可采面积零星分布，可采面积约3.6km2 .平均1.29m可采煤厚度

28、为 1.0 比 1 .73m。结构简单，有别于其他煤层，灰分明显较高。顶板为泥岩，部分为碳质泥岩。地面为粉砂岩或细粒砂岩。该层为局部可采不稳定煤层。该煤层在与 9 号煤层合流区附近有少量采空区，为当地可采煤层。(3) 9 #煤5砂岩（第一砂岩）3m左右两侧，部分直接上覆K 5 。东部大片区域与8 #煤合并，称为8+9 #煤，西部为8 #和9 #煤的分叉区。煤层稳定，整个矿场均可开采。煤层厚度.69m平均为 1.3 到 6 层4.89m。一般比厚3.5m。西叉区煤层由南向北逐渐变薄变厚，规律性明显，最厚处约6.5m.东部合并区西部由北向南移动，煤层逐渐变薄。合并区以东的112号洞最薄最厚3.02

29、m。从北向南测量，煤层逐渐变厚6.69m。构造中等，含脉石04层，一般12层，岩性为泥岩或碳质泥岩，脉石厚度0.08-0 .62m。当包括一层脉石时，下层的厚度一般略大于上层的厚度。顶板为泥岩、砂质泥岩，部分为中细粒砂岩。底板为细、中粒砂岩，部分为砂质泥岩或粉砂岩。该煤层是整个矿区稳定可开采的煤层。矿区东北部进行了大量开采，为主要开采煤层。(4) 11 #煤位于群中上部，K 4石灰岩为其直接顶板，煤层.35m平均厚度为0.41-1 0.92m。可采面积主要分布在东部，可采面积约12km2% ，占井场总面积的近2/3。可恢复厚度为0.801 .35m，平均1m，厚度变化不大。最厚的点是孔 112

30、，厚1.35m。 No.103、112、14、P26的4孔连接中心较厚，向周边厚度减小。结构简单，包括01层矸石，矸石厚度为0.050% .52m。一般矸石厚度小于煤层厚度。地面为细粒砂岩，局部有砂质泥岩。该煤层是相对稳定的煤层，大部分可以开采。该煤层尚未在矿区开采。(5) 15 #煤下大部分断面为直接顶板，部分顶板为泥岩。煤厚3.555m，平均4.35m。最厚处为14号洞，5m向东较厚，稍薄。构造中等，含脉石03层，脉石厚度0.040 .8m，一般较薄0.2m，岩性为泥岩或碳质泥岩。底板为砂质泥岩或泥岩，局部有细粒砂岩。该煤层是整个矿区稳定可开采的煤层。该煤层已在矿区东北部开采。(6)15

31、#下煤位于组底，上15 #煤5.2m，下约K 1砂岩14m。是该矿区可采煤层的最低层。煤层厚度.13m平均为1.11-2 1.52m。最厚的点是孔 109，厚2.13m。中间煤层较薄，南北两侧煤层越来越厚。 20号孔是最细的，只有1.1m.总的来说，厚度没有太大变化。构造简单，含脉石02层，一般为01可采煤层特征见表1-2-1。可采煤层特征一览表1-2-1煤炭不煤层厚度最小最大平均（米）接缝间距最小最大平均（米）文件夹结石地面数字煤层结构稳定的当然性别能摘 要性别脖子岩性底板岩性6 #01.370.9513.6426.0419.3609.523.842.4521.2417.1639.9457.

32、8148.183.227.385.2001简单的不稳定当地的可采摘泥岩、砂质泥岩砂质泥岩8 #01.731.0901简单的不稳定零星的可采摘泥岩粉砂岩或细砂岩9 #1.306.694.8904中等的稳定可采摘泥岩、砂质泥岩细粒和中粒砂岩11 #0.411.530.9201简单的更稳定当地的可采摘K 4石灰石细砂岩15 #3.555.004.3503中等的稳定可采摘K 2下的石灰石砂质泥岩或泥岩15 #下来_1.102.131.5202简单的稳定可采摘泥岩、砂质泥岩中细砂岩2、煤层行业分析煤炭研究总院分院2007年9月对XX煤矿9#、15#煤层的工业分析，9 # 、15#煤层的工业分析结果1-2

33、-2见表。煤层行业分析结果表1-2-2煤层保湿广告(%)灰分广告(%)挥发物（%）硫磺_(%)真比重表观重量孔隙率(%)广告_V daf9 #0.59 _14.3614.2516.751.251.501.453.3315 #0.36 _8.2513.7215.012.271.491.452.683 、煤尘爆炸性2007年9月，煤炭科学总院分院XX煤矿#、 15 #煤层，9 # 、15 #煤层煤尘爆炸鉴定结果见表1-2-3。表1-2-3煤层火焰长度 (mm)抑制煤尘爆炸最小岩粉量（%）爆不爆评论9 #55弱爆15 #55弱爆4 、煤的自燃倾向煤炭科学研究所分院2007年9月对XX煤矿9#、15#

34、煤层自燃倾向的识别，9#、15#煤层自燃倾向识别结果见表1-2-4。表1-2-4自燃倾向识别煤层摄氧量（毫升/克，干煤）自燃倾向水平自燃倾向评论9 #0.56三级_不易自燃15 #0.65二级_自燃第三节 地质构造矿区整体构造为近东西走向、南倾的单斜构造。在此背景下，出现了二次折叠。褶皱轴线呈东西方向分布。两翼大多不对称。向斜北翼陡峭，南翼平缓。矿区断层较少，均为近东西走向的正断层，落差2-35m。柱状沉降发展。井场结构复杂类型一般为中型。第四节 矿山开发与采矿一、开发方式矿山现采用斜井-竖井单级开发方式，有5个竖井：主斜井、副斜井、东回风斜井、北进风竖井、西回风竖井；950m方向布局；现主要

35、开采9 #煤和15 #煤，局部勘探开采6 #煤和8 #煤。改造为1.8Mt/a后，该矿仍采用斜井-竖井单层开发方式，分组联合布置形式。根据9 #煤和15 #煤剩余储量分布区域，在矿场中西部沿南北方向布置了上坡和下坡两组（各三组） 。煤炭沿15 #煤层布置，带、履带、回风上下山。上下山与矿山现有系统通过轨道和回风道相连。工作面沿下坡两侧走向布置，开采由边界向下坡方向撤退。该矿分为六个矿区，上下煤群各三个矿区。第一煤层为9 #煤和15 #煤， 9 #煤和15 #煤各布置一个工作面，达到设计产量。其中，9 #煤为综采工作面、采高4.4m、工作面长度、160m日进尺4.8m，正常循环率为0.8，年推进

36、1267m率为93%，回收率为93%。 15 #煤为轻型综放放顶煤工作面，采高4.1m、采煤2m、放顶2.1m、工作面长度、140m日进尺2.4m，正常循环率为0.85，年进给率673m、下层回采率为95%，顶煤回收率为95%。是 75%。2、矿区布局及开采顺序根据矿场各煤层的开采状况及矿区分布，将整个矿区划分为六个矿区，其中上煤组划分为三个矿区，编号为第四、五、六矿地区；矿区编号为三、七、八矿区。矿区煤层按煤层间距可分为上组和下组。上组煤包括6 # 、8 # 、9 # 、11 #四层煤，下组煤包括下两层煤的15 #和15 # 。主要煤层为9 #煤层和15 #煤层，间距70m大致相同。9 #各

37、采煤区之间的开采顺序如下：首先开采第五采区（第四采区剩余储量在投产后同时开采），然后第六个矿区将被开采。#煤矿区间采采顺序为：建井时采三采区，投产后先采七采区，后采采八采区。3. 煤矿开采方法和顶板管理后，主要煤层仍为9 # 、15 #煤层。根据煤层赋存情况、顶底岩性、开采状况以及各煤层煤质产量比，确定9 #煤层采用一次走向长壁。采用全高综采方法，15 #煤层采用长壁轻型综采顶煤开采方法，顶板管理方法采用全放顶法。第五节矿井通风情况1、通风该矿目前采用分区通风系统和抽排通风方式。扩容完成后仍采用分区抽气通风。该井为回风井，东风井已停用。其中，西风井主要用于9 #煤各采区的回风，北风井主要用于1

38、5 #煤各采区的回风。工作面通风条件为9 #工作面采用“一进二回”通风系统， 15 #工作面采用“一进一回”通风系统。2、矿井送风量矿山改扩建初稿设计总风量7320m3/min，其中9 #工作面2880m3设计风量/min，开挖工作面设计风量660m3/min； 15 #采煤工作面858m3设计风量/min目前矿山实际回风量为东风竖井5300m3/min、西风竖井3600m3/min、总风量8900m第六节 矿井瓦斯排放2006年矿井瓦斯等级评价结果为：瓦斯绝对排放量19.76m3/min、相对瓦斯排放量13.30m3/t；二氧化碳绝对排放量2.50m3/min、相对排放量1.70m3/t，属

39、于高瓦斯矿山。鉴定时生产能力为60万吨2007年矿井瓦斯等级评价结果为：瓦斯绝对排放量25.43m3/min、相对瓦斯排放量12.95m3/t；二氧化碳绝对排放量3.55m3/min、相对排放量1.81m3/t，属于高瓦斯矿山。鉴定时生产能力90万吨目前，该矿处于改扩建阶段，开采的煤层属于浅层煤层。因此，从矿井中涌出的瓦斯量很小。根据XX煤矿2008年1-4月测风报告，2008年全矿瓦斯最大绝对排放量为23.13 m3/min（含瓦斯抽放5 m3/min），150302工作面最大瓦斯绝对排放量为3.0 m3/min , 090412 工作面瓦斯绝对排放量大于7.5m3/min但根据XX煤矿详细

40、地质报告，瓦斯含量与埋深成正比，即由浅入深逐渐增加。因此，随着矿山技改的完成，产量的增加和开采深度的加深，矿山的瓦斯涌出量必然会增加。增加。第 7 节 现有瓦斯抽放站概况XX煤矿现有地面抽气站，配备两台CBF410-2BV3水环真空泵，电机功率160kw，最大抽气量130m31/min。抽气站其他主要设备有S9-315型变压器2台、QFX2型低压开关柜2台、XGN2-10型高压开关柜2台；防爆防回火装置2套； 2台2TC-24型自吸泵组，流量为18m3/h，扬程22m，电机功率2.2kw； 2套避雷针；为了统一管理新老抽气泵站，原抽气泵站的气泵房、泵房的燃气管道系统、原外的防爆防回火装置泵房、

41、吸入管、排气管和变压器将保留。给排水系统、防雷系统、监控系统、供配电系统将与新的采气站一起进行重新设计。天然气储量和可抽水量预测第一节 煤层气基本参数煤层气的基本参数包括煤层瓦斯压力、瓦斯含量、钻孔天然气排放量、钻孔瓦斯排放衰减系数、煤层瓦斯渗透系数、煤工业分析、瓦斯吸附常数、煤孔隙度、煤层气初始排放速度、硬度系数和钻井气体成分等参数。1 、矿井煤层气基本参数实测瓦斯发生规律阶段，采用地下间接测量法测定了9 # 、15 #煤层瓦斯的基本参数。其基本气体参数的测量结果如下：9 #接缝：原煤气含量：4.64 5.68m3煤层气原压力：0.560.7MPa；井眼气流衰减系数：0.18 （ d -1

42、） ；煤层渗透系数： 0.082 m2/MPa 2 d 煤层对瓦斯的吸附：吸附常数a= /t，b= 57.14m30.20Mpa -1 气体释放初速度：7.2；煤的孔隙率：3.33测点距地表的垂直深度：186237m；15 #接缝：原煤气含量： 1.66m3/t煤层气原压力：0.160.19MPa；煤层对瓦斯的吸附：吸附常数a= /t，b= 54.64m30.23Mpa -1 气体释放初速度：5.94；煤的孔隙率：2.68测量点距地表的垂直深度： 236m。2 地质勘探过程中煤层瓦斯含量的测定在XX煤矿详细地质调查报告中，通过对矿场P26号孔煤芯取样分析，可燃1g物质中CH 4含量为8+9 #

43、煤15.76ml ， 15 #煤10.95ml。 #煤（表2-1-1）。当含气量换算成原煤含气量时，9 #煤层含13.40m3气量为/t，15 #煤层含气量为10.00mXX煤矿详细地质报告，矿井内煤层瓦斯含量与埋深成正比，即由浅到深逐渐增加。气风氧化带深度为50m.地表2-1-1孔号煤号CH4含量_(毫升/克)煤中的天然气成分（%）煤层深度(男)评论第四频道二氧化碳2氮2绑扎P26915.7694.770.534.70沼气带472.8115日10.9596.782.900.32沼气带539.415次点击1.6491.875.242.89沼气带549.18太小三、矿井涌瓦斯现状目前矿山处于改扩

44、建阶段，开采煤层处于浅层煤层，煤层瓦斯含量低，矿井瓦斯涌出量小。根据XX煤矿2008年1-4月测风报告，全矿最大瓦斯排放绝对值23.13m3/min（瓦斯抽放5m3/min）， 3.0m3150302工作面最大瓦斯排放绝对值/min， 090412工作面的绝对最大气体排放量为/min。气体涌出量为6.33m3/min4、设计所需煤层气含量根据瓦斯发生法阶段报告，地下间接法测得的9号煤层瓦斯含量为4.64 5.68m3/t，测点埋深186237m ； 15号煤层含气量1.66m3/t，测点埋深236m。根据实测结果，矿井涌气量预测与矿山目前开采级涌气情况基本一致。但根据XX煤矿详细地质报告，矿井

45、瓦斯含量与埋深成正比，即由浅到深逐渐增加。随着矿井开采深度的加深，矿井内瓦斯含量必然会因此，根据XX煤矿煤层赋存情况、矿区地质构造及周边矿山9#、15#煤层的实际赋存情况，9#、 15 #煤层埋藏较深。地质勘探期， 472.81m15 #煤层埋深时539.4m，原煤含气量分别为：9 #煤层13.40m3/t、15号煤层10.00m3/t，基本符合实际含气量在深矿。目前，该矿已开采深度250m约100%。因此， 13.40m3/t 和/t 分别取10.00m3XX 煤矿9 #煤层和 15 #由于矿山地质勘探过程中仅对一个钻孔进行瓦斯采样分析，而被测瓦斯的基本参数较少，所用煤层原始瓦斯含量的不确定

46、性较大。基本参数的确定是为了修订瓦斯抽采设计，同时使指导矿山瓦斯抽采工作更加科学合理。第二节 煤矿瓦斯储量矿井瓦斯储量是指在煤田开发过程中，煤层中储存的可向开采空间排放瓦斯的瓦斯总量，包括可采煤层瓦斯储量、相邻煤层不可采瓦斯储量、受煤层开采、煤层瓦斯储量影响。围岩气储量总和计算如下：W K = (K 1 K 2 )A i X i (2-1)式中W K 矿井瓦斯储量， Mm 3 ；K 1 受可采煤层影响的相邻煤层瓦斯储量系数；K 2 围岩气储量系数；A i 矿山第 i 个可开采煤层的煤炭储量， Mt ；Xi第i个可开采煤层的瓦斯含量， m 3 / t 。根据XX煤矿煤层赋存情况及顶底板岩性分析，

47、可采煤层影响不稳定，相邻煤层不稳定。根据经验， K 1 =1。 3、 K 2 =1。 1、由于无其他煤层含气量数据，6 # 、8 # 、11 #煤层与9#煤层较为接近，故取9#煤层含气量作为瓦斯其相邻煤层的含量。储量4365.28Mm3 ，说明XX表2-2-1二十煤矿瓦斯储量计算结果表煤层气体含量(m 3 /t)原煤（ M t）围岩及不可采煤层含量系数瓷砖储备(毫米3 )评论613.4012.44 _ _K 1 = 1.1K2= 238.37813.405.97 _ _114.40913.4091.64 _ _1756.001113.4011.26 _ _215.761510.00106.02

48、 _ _1516.0815次点击10.0036.69 _ _524.67全部的264.024365.28第 3 节 可泵送气体量的估计可采气量是指在现有技术水平下，可从储量中提取的最大气量。计算如下：W抽水= W k k (2-2)式中， W泵送可泵送的气体量， Mm 3 ； k矿井瓦斯抽采率；根据实际测量和开采情况，XX煤矿煤层渗透率较低，但通过增加抽采时间等提高抽采效果的措施后，抽采率会有所提高。所以综合分析，根据矿井抽采率 k = 0.55 来估计瓦斯可抽出。计算结果如表所示2-3-1根据计算结果，矿井瓦斯可抽出2400.92Mm3 左右，表2-3-1二十 煤矿可抽瓦斯量计算结果表煤层煤

49、层气储量(毫米3 )n k可抽出的气体量(毫米3 )评论6238.370.55131.118114.400.5562.9291756.000.55965.8011215.760.55118.67151516.080.55833.8515次点击524.670.55288.57全部的4365.280.552400.92第四节 瓦斯排放规模及使用年限1. 估计提取量工作面瓦斯抽采量计算如下：q= (2-3)式中， q预排水期平均抽气量， m 3 /min ；邻层及围岩储量系数， K =1.2 ；L 1 工作面长度，m ；L 2 工作面的平均走向长度， m ；M煤层平均厚度， m ；煤的表观密度， t

50、/m 3 ；X煤层瓦斯含量， m 3 /t ；气体预抽出率，% ；t预选时间，年。9 #煤层以工作面平均长度2500m、工作面长度160m、工作面年进给量、1267m预抽时间1.5年为基准，设计预抽率为35 % . 15 #煤层按工作面平均长度2500m、工作面长度140m、工作面年推进量673m、预采时间2年、预采率9 #煤层为：q = = 20m3/分钟15 #煤层为：q = = 9.8m3/分钟以15 #煤层工作面瓦斯抽采速度为10m3/min2 采采工作面预计开采量由于工作面预抽水时间较长（12年以上），随着开采的不断推进，钻孔数量不断减少，开采量迅速减少。因此，9 #煤层的抽采能力为

51、5m3/min，15 #煤层的抽采能力为2m33 估计采空区瓦斯抽采量#煤层采用全高综放法，一步开采，15 #煤层采用轻型综放放顶法，走向长壁。加之相邻地层和围岩大量涌出气体，采空区气体涌出量较大，故采空区瓦斯抽采量以30m3/min4 掘进工作面瓦斯抽采量估算XX煤矿正常生产时设有4个综采工作面。其中，9号煤层设置2个开挖面，15号煤层设置2个开挖面。 15号煤层各工作面3m3预排水量/min，15号煤层预排水量1m3五、估计的矿井瓦斯排放按矿山生产安排，9 #煤层1工作面、2开挖工作面、15 #煤层1工作工作面2开挖工作面生产，年产量1.8M t ，预抽时间9 #煤层为1.5 15 #煤层

52、按2年计算，全矿需保证同时有2个预抽工作面进行抽采。此外，还有2个工作面边采边抽，2个采空区瓦斯抽放。那么矿山的总开采量为：Q= 20+10+5+2+3+3+1+1+30 = 75m36、根据通风量计算矿井瓦斯抽出量矿山年抽采量根据开挖工程方案确定，年抽采瓦斯量按各矿区应抽采瓦斯量或实际可达到抽采量计算.从安全的角度来看，应抽取的气体量为： I I - I P式中 I为保证通风安全需要抽出的气体量， m 3 /min ；I矿井瓦斯涌出量， m 3 /min ；I p通风所允许的气体排放量， m 3 /min 。根据矿山扩建可研报告 ，矿山总送风量为122m3/s ，设计2个矿区、2个综采工作面

53、，产量为1.8Mt/a。目前矿井实际送风量为8900 m3/min。据预测，该矿的相对涌气量为34.60m3/t 。按年产量1.8Mt计算，绝对涌气量达到137.I 137.9366.75 _ _ _= 71.18m3据此计算，当矿山达到年产180万吨的设计产能时，为保证矿山安全生产，矿山瓦斯抽采率必须达到52%以上。在管理技术水平的同时，矿山要加强通风组织的管理，使矿山通风系统更加合理。为了既保证矿山安全生产，又要长期保持抽气量稳定，抽气规模按75m3/min设计，采空区抽气量按/min设计30mW年抽奖= 365 1440 75= 39.上述开采规模是根据煤层平均瓦斯含量计算的。煤层平均含

54、气量是根据煤层深部地质钻孔的含气量得出的。因此，该矿在开采浅层煤层时，由于煤层瓦斯含量低，可以缩小工作面。抽气量小，初期抽气时难以长期达到设计规模。因此，为充分发挥投资效益，减少不必要的浪费，抽气系统一次设计，分阶段实施。7、抽气系统规模根据估算的矿井瓦斯抽采量，矿井瓦斯抽采设计规模为75m3/min纯瓦斯（其中采空区抽采量为30m3/min纯瓦斯）。采气工程分两期建设，初步设计规模为45m3/min纯气。瓦斯（其中采空区抽采量为15m3萃取系统的使用寿命计算如下：N = (2-4)式中， N为抽气系统的使用寿命，单位为年；W K 可抽气量， Mm 3 ；W NC - 预计最大年排水量， Mm

55、 3 。XX煤矿主要开采9 # 、15 #煤。因此，本次瓦斯抽放工程设计仅包括9 #和15 #煤。根据前文计算，矿井9 # 、15 #煤可抽瓦斯量为2400.92Mm3 。按设计采气规模75m3/min计算，年采气量为39N = W K W NC=2400.9239.42=60根据以上计算结果，抽气系统的使用寿命为60年。为保证煤层预抽的效果和瓦斯的安全利用，设计了两套抽采系统，即预抽抽采系统和采空区瓦斯抽采系统，两套系统相对独立的。抽气系统设计一次，分阶段实施。初始设计规模为45m3/min纯气量，其中预抽系统为30m3/min纯气，主要用于工作面预抽；开采规模为纯瓦斯矿山开采初期，由于煤层

56、开采较浅，煤层瓦斯含量低，可抽采瓦斯量少。因此，15 #煤层浅层不考虑瓦斯抽采。当通风难以解决瓦斯问题时，立即对15 #煤层采取抽采措施。 15 #深煤层预抽时，工作面瓦斯预抽为9m3/min。开采时可将工作面预排水孔作为侧排水孔，估算工作面瓦斯抽采量为2m3/m但随着产量的增加、开采深度的加深以及矿山技改完成后采空区的增加，矿山的瓦斯涌出量将继续增加。采矿系统，采矿规模为纯瓦斯30m3/分钟，主要用于开采增加矿井瓦斯量。届时，矿山将形成两套独立的抽采系统，预抽系统的抽采规模为45m3/min纯瓦斯，采空区抽采系统的抽采规模为30m3/min第三章 矿井瓦斯排放预测根据煤矿瓦斯排放量预测方法（

57、AQ1018-2006，国家安全生产监督管理总局）。矿井涌气量的预测主要有两种方法：基于源的预测法和矿井统计法。根据矿山实际情况，采用子源预测的方法进行矿山瓦斯排放预测方法。第一段工作面涌气预测1 工作面涌气预测工作面相对瓦斯排放量计算如下：q挖矿= q 1 +q 2 (3-1)式中q 1 矿层相对瓦斯排放量， m 3 /t ；q 2 相邻层的相对气体排放量， m 3 /t ；采矿层的相对瓦斯排放量计算如下：q 1 = K 1 K 2 K 3 (W 0 -W c ) (3-2)式中， K 1 围岩涌气系数，根据顶板管理方法选取；K 2 工作面煤损系数，以采收率的倒数计算；然后9 #接缝15 #

58、接缝K 3 矿区预抽巷道预抽瓦斯对采层瓦斯涌出的影响系数；(3-3)L工作面长度，m；h 隧道预布置的等效宽度， m ，根据煤种选择， h = 13然后9 #接缝15 #接缝m采层厚度，m ；M工作面采高，m ；W 0 煤层原始瓦斯含量，m 3 /t；Wc煤运出矿井后的残余瓦斯含量，根据煤的挥发分选取，m 3 /t。工作面基本情况见表3-1-1，预测结果见表3-1-2。综采工作面基本情况一览表3-1-1煤层埋没深度（米）煤层厚度（米）采高（米）工作面长度（米）日均产量（吨）地质构造创造情境评论9 #472m关于4.894.41603600没有主要结构15 #540m关于4.354.114014

59、00没有主要结构9 #煤层q 1 = 12.46m31.21.080.84 ( 13.43.1 ) = /t;绝对涌出量=12.463600/1440= 31.15m3/min 15 #煤层q 1 = 1.21。 1 80.8 1 ( 1 0.0 -3. 4) = 8.03m3/t;绝对涌出量= 8.03 14 00/1440= 7.81m综采工作面涌气预测结果一览表3-1-2煤层相对流出量 (m 3 /t )绝对流出量 (m 3 /min )评论9 #12.4630.1515 #8.037.81注：残余瓦斯含量根据煤的挥发分查找表选择；根据可采煤层特征表，确定相邻层的相对瓦斯排放量。(3-4

60、)式中， m i 为与第i个煤层相邻的煤层厚度， m ；M工作面采高， m ；W 0i 第i个相邻煤层的原始瓦斯含量， m 3 /t ；W c i 第i 个相邻煤层的残余瓦斯含量， m 3 /t ； i 第i个相邻层的气体排放率，根据相关标准查表选择。根据该矿扩建可研报告，该矿区煤层的开采顺序为先开采9 #煤层，后开采15 #煤层。 9 #煤层开采影响邻层主要为6 # 、8 # 、11 #三层煤，15 #煤层开采影响邻层主要为15 #下层煤。计算结果3-1-3见表3-1-4 。9 #煤层q 2 = (0.95 0.85+1.09 0.9+0.92 0.45) = 5.16m3/t;绝对涌出量=